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酒钢镜铁山竖炉焙烧矿选矿工艺优化研究 崔进兵 1,2 陈铁军 1,2 周仙霖 1,2 罗艳红 1,2 刘伟 1,2 陆启财 1,2 (1. 武汉科技大学资源与环境工程学院, 湖北 武汉 430081; 2. 冶金矿产资源高效利用与造块湖北省重点实验室, 湖北 武汉 430081) 摘要为解决酒钢镜铁山镜铁矿竖炉焙烧熟料采用磁滑轮预选欠烧矿二次焙烧后抛废磨矿弱磁选 工艺处理所存在的磨矿效率、 精矿铁品位和铁回收率均较低等问题, 进行了选矿试验研究。结果表明, 原料破碎 至 0~5 mm 后经粉矿干选, 干选精矿磨矿弱磁选, 干选中矿二次焙烧磨矿弱磁选, 最终可获得铁品位为 58.31, 回收率为84.39的铁精矿, 粉矿干式抛尾产率为7.56、 铁品位为7.75, 需进行二次焙烧的中矿产率为 18.03。与现场生产指标相比, 新工艺精矿铁品位高3个百分点左右, 铁回收率高2个百分点左右。因此, 新工艺 是处理现场焙烧矿的合适工艺, 具有节能减排、 降本提质的效果。 关键词焙烧矿粉矿干式磁选二次焙烧 中图分类号 TD925.7文献标志码A文章编号1001-1250 (2019) -07-075-05 DOI10.19614/ki.jsks.201907013 Study on Optimization of Beneficiation Process of Roasting Ore in Shaft Furnace of JISCO Jingtieshan Cui Jinbing1,2Chen Tiejun1,2Zhou Xianlin1,2Luo Yanhong1,2Liu Wei1,2Lu Qicai1,22 (1. College of Resources and Environmental Engineering, Wuhan University of Science and Technology, Wuhan 430081, China; 2. Hubei Key Laboratory for Efficient Utilization and Agglomeration of Metallurgic Mineral Resources, Wuhan 430081, China) AbstractMagnetic pulley preconcentration, the second roasting of underburned ore and discarding, grinding, low inten- sity magnetic separation were used to treat the roasting ore of JISCO Jingtieshan specularite. In order to solve the problems of low grinding efficiency, low concentrate iron grade and low iron recovery of specularite in shaft furnace, the beneficiation tests were carried out. The results showed that the final iron concentrate with iron grade of 58.31 and recovery rate of 84.39 can be obtained after being crushed to 0~5 mm, dry preconcentration with powder ore, grinding-low intensity magnetic separation of dry concentrate and the second roasting-grinding-low intensity magnetic separation of dry middling. The yield of dry tailing is 7.56 and the iron grade is 7.75, and the yield of middling requiring the second roasting is 18.03. Compared with the actual site index, the iron grade of concentrate is about 3 higher and the iron recovery rate is about 2 higher with the new process. Therefore, the new process is an appropriate process for roasted ore on site, which realizes the effect of energy conser- vation and emission reduction, cost reduction and quality improvement. KeywordsRoasted ore, Powder ore, Dry magnetic separation, The second roasting 收稿日期2019-05-14 基金项目冶金矿产资源高效利用与造块湖北省重点实验室开放基金项目 (编号2017zy002, 2017zy012) 。 作者简介崔进兵 (1994) , 男, 硕士研究生。通讯作者陈铁军 (1973) , 男, 教授, 博士研究生导师。 总第 517 期 2019 年第 7 期 金属矿山 METAL MINE Series No. 517 July 2019 酒钢镜铁山矿年产出0~100 mm铁矿石约950 万t, 粒度为0~15 mm的粉矿 (约450万t/a) 目前采用 磨矿强磁选工艺回收; 粒度为15~100 mm的块矿 (约500万t/a) 经竖炉磁化焙烧磁滑轮预选欠烧 矿二次焙烧后抛废磨矿弱磁选工艺回收, 可获 得铁品位 54~56、 回收率 80~84、 含 SiO28~ 9的磁选铁精矿, 再经反浮选工艺处理, 获得铁品位 60左右、 回收率75~78、 含SiO26左右的反浮 选铁精矿, 全流程综合尾矿品位18~20 [1-3]。由 于焙烧给矿粒度差异大, 大块矿石容易出现欠烧情 况 [4], 未被充分还原的铁矿石含铁高、 硬度大、 磁性 弱, 最终导致磨矿效率低、 尾矿铁品位高等问题, 同 时由于浮选药剂方面的原因, 使得浮选流程复杂、 精 矿过滤困难 [5]。 75 ChaoXing 金属矿山2019年第7期总第517期 为解决原工艺存在的问题, 采用焙烧矿破碎 干式预选中矿二次焙烧还原熟料弱磁选工艺对 15~100 mm的块矿 [6-7]进行了选矿试验研究。 1试验原料与方法 1. 1试验原料 试验原料为镜铁山镜铁矿竖炉焙烧矿, 主要化 学成分分析结果见表1, 矿物组成见表2, 铁物相分析 结果见表3, XRD分析结果见图1。 由表1、 表2和图1可知, 原料中主要金属元素为 铁, 品位为37.85; 主要金属矿物为磁铁矿, 含量为 36, 赤铁矿和菱铁矿少量; 主要脉石矿物为石英, 含 量为28, 其他脉石矿物有白云母、 方解石和白云石 等, 试样中有害杂质磷、 硫含量都较低。 由表3可知, 原料中的铁主要以磁铁矿形式存 在, 物相分布率占79.82, 赤褐铁和碳酸铁占有率分 别为13.45和4.07, 硅酸铁和硫酸铁少量, 说明镜 铁矿磁化焙烧不完全。 1. 2试验方法 将竖炉焙烧矿破碎至0~5 mm, 经过干式磁选机 预选, 得精矿、 中矿和铁品位≤8的尾矿, 精矿进行 磨矿弱磁选, 中矿进行二次磁化焙烧弱磁选, 然 后与原料直接破碎磨矿弱磁选结果进行对比。 干选试验采用ϕ0.502.4 m螺旋干式磁选机, 表面磁场强度为222.93 kA/m~254.78 kA/m; 磨矿采 用XMQ-ϕ24090型球磨机, 磨矿浓度为50; 弱磁 选采用 CRIMM-400300 型磁滚筒, 矿浆浓度为 25; 二次磁化焙烧采用KHY-18型马弗炉, 干选中 矿与还原剂按一定质量比混匀后装进ϕ24 mm 140 mm的铁罐中, 待马弗炉温度升至预定值后, 将加 盖铁罐置于马弗炉中焙烧一定时间后, 取出水冷、 过 滤干燥后进行后续试验。 2试验结果与讨论 2. 1原料干式预选试验 原料干式预选采用1粗1扫流程, 试验结果见表 4, 精矿、 中矿化学铁物相分析结果见表5。 由表4可知, 干式预选精矿铁品位为45.21, 较 原料铁品位高7.36个百分点; 铁品位为7.75的尾矿 可以直接抛弃。 由表5可知, 原料经过干式预选, 精矿磁性铁分 布率达87.04, 较原料提高了7.22个百分点, 赤褐铁 和碳酸铁相对减少了2~5个百分点, 这为降低后续 磨选作业尾矿品位创造了条件; 中矿中的铁主要以 赤褐铁和碳酸铁形式存在, 分布率分别为57.42和 22.51, 磁性铁和硅酸铁少量, 说明中矿还原相当不 充分, 直接进入磨选系统, 尾矿铁品位会非常高, 需 进行二次焙烧再还原。 76 ChaoXing 崔进兵等 酒钢镜铁山竖炉焙烧矿选矿工艺优化研究2019年第7期 2. 2干选精矿磨选试验 2. 2. 1一段磨矿细度试验 一段磨矿细度试验采用1次粗选流程, 弱磁粗选 磁场强度为95.54 kA/m, 试验结果见图2。 由图2可知, 随着磨矿细度的提高, 弱磁粗选精 矿铁品位上升, 铁回收率先升后降, 高点在-0.074 mm占81.50时, 对应的铁回收率为80.83, 故确定 干选精矿一段磨矿细度为-0.074 mm占81.50。 2. 2. 2弱磁粗选磁场强度试验 弱磁粗选磁场强度试验采用1次粗选流程, 一段 磨矿细度为-0.074 mm占81.5, 试验结果见图3。 由图3可知, 随着磁场强度的提高, 弱磁粗选精 矿铁品位下降, 铁回收率上升。综合考虑, 确定弱磁 粗选磁场强度为95.54 kA/m, 对应的粗精矿铁品位为 56.45, 铁回收率为80.83, 铁品位较低, 故进行了 二段磨选试验。 2. 2. 3二段磨矿细度试验 二段磨矿细度试验给矿为弱磁粗选精矿, 采用1 次精选流程, 弱磁精选磁场强度为79.62 kA/m, 试验 结果见表6。 由表6可知, 随着二段磨矿细度的提高, 精矿铁 品位提高, SiO2含量和铁回收率下降。综合考虑, 确 定二段磨矿细度为88.50。 2. 3干选中矿磁化焙烧磨选试验 干选中矿在磨矿细度为-0.074 mm占89.70、 弱 磁粗选磁场强度为79.62 kA/m情况下, 仅能获得铁品 位为43.58、 铁回收率为3.12的铁精矿, 尾矿铁品 位高达15.90。显然, 干选中矿不适合采用磨矿 弱磁选工艺回收, 需在二次焙烧的基础上进行磨选, 二次焙烧的还原剂为兰炭。 2. 3. 1焙烧温度试验 当兰炭用量为1.5 (与中矿的质量比) , 焙烧时 间为 20 min, 焙烧产物磨矿细度为-0.074 mm 占 90.10, 一次弱磁选磁场强度为95.54 kA/m时, 焙烧 温度对弱磁选粗精矿指标的影响见图4。 由图4可知, 提高焙烧温度, 弱磁选粗精矿铁品 位和铁回收率均先升后降。综合考虑, 确定焙烧温 度为750 ℃。 2. 3. 2焙烧时间试验 当兰炭用量为1.5, 焙烧温度为750 ℃, 焙烧产 物磨矿细度为-0.074 mm占90.10, 一次弱磁选磁场 强度为95.54 kA/m时, 焙烧时间对弱磁选粗精矿指标 的影响见图5。 由图5可知, 延长焙烧时间, 弱磁选粗精矿铁品 位先显著上升后小幅下降, 铁回收率上升后维持在 高位。综合考虑, 确定焙烧时间为20 min。 2. 3. 3兰炭用量试验 当焙烧温度为750 ℃, 焙烧时间为20 min, 焙烧 产物磨矿细度为-0.074 mm占90.10, 一次弱磁选磁 场强度为95.54 kA/m时, 还原剂用量对弱磁选粗精矿 指标的影响见图6。 由图6可知, 兰炭用量增加, 弱磁选粗精矿铁品 77 ChaoXing 位上升, 铁回收率先升后降。综合考虑, 确定兰炭用 量为1.5, 对应的精矿铁品位为54.38、 铁回收率为 6.87。 综上所述, 焙烧矿干选中矿二次焙烧后再弱磁 选, 所获得的精矿指标显著高于干选中矿直接弱磁 选指标。进一步的研究表明, 干选中矿经过二次焙 烧, 矿石表面变得疏松多孔 [8], 更加易磨, 可以提高磨 矿效率。 2. 4全流程试验 在条件试验基础上进行了全流程试验, 试验流 程见图7, 结果见表7。 焙烧矿破碎至0~5 mm后经粉矿干选, 干选精矿 磨矿弱磁选, 干选中矿二次焙烧磨矿弱磁选, 最终可获得铁品位为58.31, 回收率为84.39的铁 精矿。 该指标明显优于现场采用磁滑轮预选欠烧矿 二次焙烧后抛废磨矿弱磁选工艺所获得的精矿 指标, 不仅精矿铁品位提高3个百分点左右, 铁回收 率也提高2个百分点左右。因此, 焙烧矿破碎至0~ 5 mm后干式预选, 干选精矿磨矿弱磁选, 干选中矿 二次焙烧磨矿弱磁选工艺是处理现场焙烧矿的 合适工艺。 3结论 (1) 试验原料为酒钢镜铁山镜铁矿竖炉焙烧产 品, 铁品位为37.85, 主要金属矿物为磁铁矿, 赤铁 矿和菱铁矿少量, 脉石矿物主要为石英等; 矿石中磁 性铁占总铁的79.82, 赤褐铁和碳酸铁分别占总铁 的13.45和4.07, 说明矿石磁化焙烧不完全。 (2) 原料破碎至0~5 mm后经粉矿干选, 干选精 矿磨矿弱磁选, 干选中矿二次焙烧磨矿弱磁 选, 最终可获得铁品位为58.31, 回收率为84.39的 铁精矿, 粉矿干式抛尾产率为 7.56、 铁品位为 7.75, 需进行二次焙烧的中矿产率为18.03。 (3) 新工艺精矿铁品位高3个百分点左右, 铁回 收率高2个百分点左右, 是处理现场焙烧矿的合适工 艺, 具有节能减排、 降本提质的效果。 参 考 文 献 崔建辉, 刘金长. 酒钢选矿工艺流程优化探讨 [J] . 矿冶工程, 2012 (1) 57-60. 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(责任编辑罗主平) [4] [5] [6] [7] [8] 2019年第7期崔进兵等 酒钢镜铁山竖炉焙烧矿选矿工艺优化研究 79 ChaoXing
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