研山铁矿超贫赤铁矿石选矿工艺优化研究_田艳红.pdf

收稿日期2019-08-30 作者简介田艳红 （1982） ， 女， 工程师。 总第 521 期 2019 年第 11 期 金属矿山 METAL MINE 研山铁矿超贫赤铁矿石选矿工艺优化研究 田艳红周咏 1 （河北钢铁集团司家营研山铁矿有限公司， 河北 滦县063000） 摘要研山铁矿地表超贫赤铁矿石选矿厂受矿石性质波动等因素的影响， 工艺过程与生产指标稳定性差， 为提高系统的稳定性， 实现节能提质、 降本增效目标， 在进行了系统的工艺流程考察和工业试验基础上， 进行了一 系列的工艺技术优化 ①将粗细粒分级旋流器沉砂嘴直径增大10 mm， 使溢流与沉砂的产率比从35 ∶65优化为 20 ∶80。②将一段磨矿分级系统的低铬钢球更换为高铬钢球， 将ϕ120 mmϕ100 mm钢球变更为ϕ100 mmϕ80 mmϕ60 mm钢球 （级配 2 ∶4 ∶2） ， 沉砂嘴规格直径缩小 10 mm情况下， 球磨机内再无破碎或变形的小钢球， 返砂比 由 450降为 250～300， 球磨机处理能力提高约 70 t/h。③将二段旋流器给矿渣浆泵由 200ZJ-I-A65型更换为 250ZJ-I-A65 型， 配套电机功率提高 65 kW， 二段球磨机装球率提高 4 个百分点情况下， 旋流器组开启台数由 5 台 调整为 4台； 在旋流器给矿压力提高 20 kPa、 给矿浓度下降 9.99个百分点的情况下， 旋流器分级效率提高了 19.14 个百分点， 二段磨矿浓度显著提高 3.74 个百分点； 球磨机在给矿-0.074 mm 含量下降 3.80 个百分点的情况下， 排 矿-0.074 mm含量大幅度提高5.40个百分点； ④通过限定螺旋溜槽的分选浓度、 及时调整集矿滑块的位置显著改善 了螺旋溜槽的分选效果； 将浮选抑制剂苛化淀粉、 捕收剂GK68一次性加入搅拌槽改为将苛化淀粉分别加入搅拌槽 和扫选 3 浮选槽中、 GK68 分别加入搅拌槽和精选浮选槽中。经过上述多项工艺技术优化， 综合精矿品位稳定在 65左右， 精矿合格率由32提高到80以上， 尾矿品位下降2个百分点以上， 工艺优化效果显著。 关键词超贫赤铁矿石磨矿旋流器分级螺旋溜槽重选浮选 中图分类号TD92文献标志码A文章编号1001-1250 （2019） -11-068-05 DOI10.19614/ki.jsks.201911011 Optimization of Beneficiation Process of Ultra-low-grade Hematite in Yanshan Iron Mine Tian YanhongZhou Yong2 （Hebei Iron and Steel Group Sijiaying Yanshan Iron Mine Co.， Ltd.， Luanxian 063000， China） AbstractThe stability of production inds and technological process of surface ultra-low-grade hematite in Yanshan Iron Mine concentrator is poor due to fluctuation of ore properties. A series of technological optimizations were conducted based on the technological process investigation and industrial tests，in order to improve the system stability and achieve the energy saving，quality-enhancing，cost-decreasing and benefit increasing. ①The dust-setting nozzle diameter of the coarse- fine classifying cyclone increased by 10 mm， optimizing the yield ratio of overflow and underflow from 3565 to 2080. ②In the case of replacing the low-chromium steel ball of the first-stage grinding system with the high-chromium steel ball， changing theϕ120 mmϕ100 mm steel ball toϕ100 mmϕ80 mmϕ60 mm steel ballthe gradation ratio is 2 ∶4 ∶2，and re- ducing the diameter of the dust-setting nozzle by 10 mm，no broken or deed small steel balls were appeared in the ball mill and underflow-returning ratio was reduced from 450 to 250～300. In addition，the ball mill processing capacity in- creased by about 70 t/h. ③When the feeding slurry pump of second-stage cyclone was replaced by the type of 250ZJ-I-A65 in- stead of 200ZJ-I-A65，the supporting motor power increased by 65 kW and ball-containing of the second-stage ball mill in- creased by 4 percentage points， the open numbers of cyclone group adjusted from 5 to 4. On the condition that the pressure of the cyclone feeding increased by 20 kPa and the concentration of feeding decreased by 9.99 percentage points， the classifica- tion efficiency of the cyclone increased by 19.14 percentage points and the concentration of the second-stage grinding in- creased significantly by 3.74 percentage points. The content of -0.074 mm in discharge increased significantly by 5.40 per- centage points when the content of -0.074 mm of feeding decreased by 3.80 percentage points. ④The separation effect of spi- Series No. 521 November2019 矿物工程 68 ChaoXing ral chute was improved significantly by limiting the separation concentration of the spiral chute and adjusting the position of collecting slider in time. Caustic starch as flotation inhibitor and GK68 as flotation collector were added to the stirred tank at one time before. Now caustic starch is added to the stirred tank and the flotation tank of third-scavenging separately，and GK68 is added to the stirred tank and the cleaning flotation tank separately. After the optimization of various process technolo- gies，the grade of total concentrate is stable at around 65 with the qualified rate of concentrate increasing from 32 to over 80， and the grade of tailings reduced by more than 2 percentage points. The process optimization effect is remarkable. KeywordsUltra-low-grade hematite， Grinding， Cyclone classification， Gravity separation by spiral chute， Flotation 研山铁矿床属于鞍山式沉积变质岩型铁矿床， 矿 石类型主要为赤铁石英岩和磁铁石英岩两大类， 浅部 为赤铁矿石， 深部为磁铁矿石。选矿厂年设计处理铁 矿石1 500万t， 产铁精粉480万t， 计划分4期建设， 前 期建设2个赤铁矿石处理系列， 根据采剥进度， 2个磁 铁矿石处理系列将在后期逐步建设， 在赤铁矿石资源 枯竭时将2个赤铁矿石处理系列改造成2个磁铁矿 石处理系列， 并最终形成4个磁铁矿石处理系列。 1超贫赤铁矿石处理流程与生产指标 经过近20 a我国矿业技术与装备的飞速发展， 阶 段磨矿-粗细分级-重选、 强磁选、 阴离子反浮选流程 已成为我国赤铁矿石处理的经典工艺之一， 而对于 研山铁矿的地表多泥、 风化氧化严重的矿石采用图1 所示的流程处理， 生产指标并不理想 ［1-8］， 见表1。 2问题分析与工艺优化 2. 1一段磨矿分级系统 2. 1. 1问题与分析 （1） 一段磨矿分级系统采用FX660-GT9型水 力旋流器组与 MQY5585 型球磨机组成闭路磨矿系 统。检修期间发现球磨机内钢球 （所添加ϕ120 mm 与ϕ100 mm低铬钢球质量配比为4 ∶ 3） 碎球率较高， 2019年第11期田艳红等 研山铁矿超贫赤铁矿石选矿工艺优化研究 69 ChaoXing 几乎无直径小于50 mm的规则钢球 （图2） 。 （2） 日常生产水力旋流器返砂比达 450 （按- 0.074 mm计） ， 是设计值 （250） 的1.8倍。 （3） 现场一段磨矿采用 MQY5585 型球磨机， 优 化改造前的台时能力为378 t， 实际球磨机功率达到 4 400 kW左右， 在产品粒度与设计值相当 （-0.074 mm 占50） 的情况下， 一段磨矿单位能耗约11.64 kW/t， 明显高于设计值9.60 kW/t。 造成碎球率高的原因在于， 所添加的低铬钢球 外硬内软， 在坚硬层磨蚀后， 遇新添加的表面坚硬的 大钢球的冲击会产生变形或碎裂， 这严重影响对细 粒物料的碾磨， 一方面导致循环负荷大， 另一方面导 致单位磨矿能耗高。同时， 水力旋流器返砂比较高 可能还与旋流器工艺参数不合理有关。 2. 1. 2工艺优化 2. 1. 2. 1钢球材质与级配优化 针对碎球、 变形球率高的问题， 结合国内外矿山 的实践经验与磨矿理论， 对以抛落破碎为主的一段 磨矿 ［9］， 较大质量的大钢球对磨蚀后的软芯小球的冲 击作用很容易导致小球变形或破碎， 在大规格球磨 机中尤其如此。因此， 要解决此问题， 必须更换低铬 铸球。综合考虑钢球材质、 磨损规律及入磨矿石性 质等因素， 并参考国内类似矿山的生产实践， 对不同 配比方案的高铬钢球的使用效果进行了工业试验。 拟定的3种高铬钢球配比方案包括ϕ120 mm与 ϕ100 mm 钢球质量比 4 ∶3、ϕ100 mm 与ϕ80 mm 钢 球质量比2 ∶ 6、ϕ100 mm与ϕ80 mm及ϕ60 mm钢球 质量比2 ∶ 4 ∶ 2， 每个方案试验3个月， 加球频次及每次 加球量均与试验前相同， 其中第1个月添加高铬钢球 以实现对球磨机内原钢球的置换， 后2个月开始对球 磨机排矿细度、 台时能力以及电耗等指标和参数进 行考察， 球磨机排矿产品细度测定结果见表2， 球磨 机台时能力及一段磨矿电耗见表3， 试验结束时高铬 钢球级配方案3所对应的球磨机内钢球状况见图3。 从表2和表3可以看出， 方案1所采用的大钢球 磨矿方案， 球磨机处理能力提高幅度最小， 仅比改造 前提高了14 t/h， 但球磨机排矿-0.074 mm占22.61， 未达到设计要求； 方案2和方案3的球磨机处理能力 分别达到417 t/h和451 t/h， 球磨机排矿-0.074 mm分 别占28.45和29.27， 均达到设计值， 而方案3的指 标均明显优于方案2。因此， 确定现场一段磨矿采用 高铬钢球，ϕ100 mm、ϕ80 mm及ϕ60 mm钢球添加 质量比为2 ∶ 4 ∶ 2。 从图3可以看出， 在最佳级配方案下球磨机内看 不到破碎或变形小球， 这为细粒物料的碾磨创造了 条件。 2. 1. 2. 2旋流器沉砂嘴尺寸优化 在确定ϕ100 mm、ϕ80 mm及ϕ60 mm高铬钢球 添加质量比为2 ∶4 ∶2的情况下沿用原ϕ140 mm的沉 砂嘴， 对应的返砂比为350左右， 现场工业试验比 较了ϕ130 mm和ϕ120 mm沉砂嘴的分级效果， 发现 对应的返砂比分别为250～300和210～250， 金属矿山2019年第11期总第521期 70 ChaoXing 一段旋流器溢流-0.074 mm分别占60左右和50 左右。综合考虑， 将一段分级沉砂嘴尺寸调整为 ϕ130 mm。 在将原低铬钢球变更为高铬钢球，ϕ100 mm、 ϕ80 mm及ϕ60 mm高铬钢球添加质量比为2 ∶4 ∶2， 沉砂嘴尺寸由ϕ140 mm调整为ϕ130 mm的情况下， 球磨机处理能力仍达450 t/h左右， 一段磨矿单位能 耗降至约9.9 kW/t， 较优化前均有明显改善。 2. 2二段磨矿分级系统 2. 2. 1问题与分析 二段磨矿分级系统处理的是粗粒中矿， 以贫连 生体为主， 旋流器分级效果和磨矿效果直接影响着 中矿的单体解离度。优化前二段旋流器给矿浓度超 过50， 给矿压力只有90 kPa， 给矿泵电机长期处于 超负荷运转状态， 分级效率约 12 （以-0.074 mm 计） ； 二段磨矿浓度低， 仅为68.24， 磨矿效果不佳， 排矿产品单体解离程度不高。 2. 2. 2工艺优化 通过对生产过程的观察和取样分析， 有针对性 地采取了以下技术改造和工艺优化措施 ①将二段 旋流器给矿渣浆泵由200ZJ-I-A65型更换为250ZJ- I-A65型， 配套电机功率由250 kW提高到315 kW， 以 提高渣浆泵的输送能力； ②根据生产情况， 通过向二 段旋流器给矿泵池补加水， 降低旋流器给矿浓度， 确 保旋流器工作平稳， 改善分级效果； ③将二段球磨机 装球率由24提高到28。 优化后， 给矿泵工作平稳， 旋流器组开启台数由 5台调整为4台， 旋流器的给矿压力提高至110 kPa。 优化前后二段磨矿分级系统工艺指标见表4。 从表4可以看出， 经过工艺技术优化， 二段磨矿 分级系统工作状态显著改善 ①旋流器给矿浓度从 改造前的53.24大幅度下降至43.25， 为优化旋流 器分级创造了条件； ②以-0.074 mm含量计， 在旋流 器给矿细度提高1.20个百分点的情况下， 旋流器溢 流细度提高了 4.4个百分点， 而沉砂细度下降了 3.8 个百分点， 分级效率大幅度提高至31.14； ③二段磨 矿浓度从68.24显著提高至71.98； ④球磨机磨矿 效果显著改善， 在给矿-0.074 mm含量从26.40下降 至 22.60 的情况下， 排矿-0.074 mm 含量从 33.80 大幅度提高至39.20， 从而大大减轻了二段磨矿分 级系统负荷。因此， 工艺优化效果良好。 2. 3粗细粒分级系统 此处所谓的粗细粒分级系统专指为后续分级分 选准备物料的旋流器分级系统， 所处理的物料为一 段磨矿分级系统的溢流， 其粗粒产品进入以重选为 主、 中-强磁场磁选为辅的分选系统， 细粒产品进入 以浮选为主、 强磁选为辅的分选系统。 2. 3. 1问题与分析 由于矿山开展可研与设计所用矿石与矿山开采 初期的采出矿石存在较大的性质差异， 导致现场粗 细分级系统分入细粒分选系统的量偏多， 分入粗粒 分选系统的量不足（二者的大致产率比为 35 ∶ 65） ， 严重影响了后续整个分选系统的分选效果。 2. 3. 2工艺优化 在现场工业试验基础上， 将旋流器沉砂嘴规格 由ϕ150 mm型更换为ϕ160 mm型， 并确保旋流器给 矿浓度不超过40、 给矿压力在120 kPa左右。工艺 优化后， 溢流与沉砂的产率比大致变更为20 ∶ 80， 为改善后续分选效果创造了条件。 2. 4选别系统 2. 4. 1问题与分析 对于采场上部的多泥、 风化严重、 矿石性质稳定 性差的超贫赤铁矿石， 现场分选作业中的突出问题 有 ①受矿石性质波动的影响， 螺旋溜槽末端矿物分 带不清晰， 若试图用降低给矿浓度的方法强化矿物 分带， 则细粒铁矿物会随着强大的水流进入尾矿中， 造成金属流失， 因此， 现场操作难度大， 精矿指标波 动较大； ②浮选作业因加药制度设计不合理 （由于浮 选流程较长， 抑制剂和捕收剂一次性加入搅拌槽中， 末端作业的抑制和捕集效果变差） ， 一方面导致精矿 品位不高， 另一方面导致金属流失严重。 2. 4. 2工艺优化 针对以上情况， 为提出针对性的优化措施， 进行 了系统的流程考察， 在综合分析取样期间的直观现象 与考察指标的基础上， 提出了以下工艺技术优化措 施 ①在螺旋溜槽分选方面， 限定粗、 扫、 精选的分选 浓度为53～55、 48～53、 55～58， 集矿滑块 的位置应根据槽面矿浆分带情况及时进行调整； 当出 现分带不清楚时， 表示给矿浓度不合适， 在各作业给 矿中粗粒贫连生体和脉石较多时， 分选浓度在限定范 围内适当提高； 当矿浆中含泥量大时， 则尽量降低分 选浓度。②浮选方面， 改铁矿物抑制剂苛化淀粉150 2019年第11期田艳红等 研山铁矿超贫赤铁矿石选矿工艺优化研究 71 ChaoXing g/t、 捕收剂GK180 g/t一次性加入搅拌槽中为分段加 药， 即搅拌槽中加苛化淀粉122 g/t、 扫选3补加20 g/t， 搅拌槽中加GK100 g/t、 精选补加60 g/t。 工艺技术优化后， 药剂用量有所下降， 重选和浮 选分选效果有所改善， 综合精矿品位稳定在65左 右， 精矿合格率也由优化前的32提高到80以上， 尾矿品位也从13.5～14.0降至11.5以下。 3结论 （1） 对于分级分选前的粗细粒分级旋流器分矿 比例失调问题， 在确保旋流器给矿浓度不超过40、 给矿压力在120 kPa左右的情况下， 通过将旋流器沉 砂嘴规格由ϕ150 mm型更换为ϕ160 mm型， 成功将 溢流与沉砂的产率比从35 ∶ 65调整为20 ∶ 80， 为改善后续分选效果创造了条件。 （2） 对于一段磨矿分级系统碎球率高、 水力旋流 器返砂比大、 球磨机台效较低、 磨矿指标不理想问 题， 现场将低铬钢球更换为高铬钢球，ϕ120 mm 与 ϕ100 mm钢球级配由4 ∶ 3 （质量比） 变更为ϕ100 mm 与ϕ80 mm及ϕ60 mm钢球级配2 ∶4 ∶2， 沉砂嘴规格 由ϕ140 mm 变更为ϕ130 mm。改造后， 球磨机内看 不到破碎或变形的小钢球， 返砂比由 450 降为 250～300， 球磨机处理能力由 378 t/h 提高至约 450 t/h， 一段磨矿单位能耗降至约9.9 kW/t。 （3） 对于二段旋流器及给矿泵长期处于异常 工作状态， 旋流器给矿浓度超过 50、 给矿压力只 有 90 kPa， 给矿泵电机长期处于超负荷运转状态， 以-0.074 mm计的分级效率仅为12左右， 二段磨矿 浓度较低等问题， 现场将二段旋流器给矿渣浆泵由 200ZJ-I-A65型更换为250ZJ-I-A65型， 配套电机功 率由250 kW提高到315 kW， 并向二段旋流器给矿泵 池补加水以维持泵与旋流器工作的稳定， 并将二段 球磨机装球率由 24提高到 28。工艺优化后， 二 段磨矿分级系统工作平稳正常， 旋流器组开启台数由 5台调整为4台， 旋流器的给矿压力由90 kPa提高至 110 kPa， 给矿浓度由53.24大幅度下降至43.25， 在 旋流器给矿细度提高1.20个百分点 （以-0.074 mm含 量计） 的情况下旋流器溢流细度提高了 4.4 个百分 点， 沉砂细度下降了3.8个百分点， 分级效率由12 大幅度提高至31.14， 二段磨矿浓度从68.24显著 提高至 71.98， 球磨机在给矿-0.074 mm 含量从 26.40 下降至 22.60 的情况下， 排矿-0.074 mm 含 量从33.80大幅度提高至39.20。 （4） 对于螺旋溜槽末端矿物分带不清晰、 分选指 标不理想问题， 现场通过限定螺旋溜槽的分选浓度、 及时调整集矿滑块的位置改善了螺旋溜槽的分选效 果； 对于浮选指标不理想问题， 改苛化淀粉、 GK一次 性加入搅拌槽中为苛化淀粉分别加入搅拌槽和扫选 3 浮选槽中， GK 分别加入搅拌槽和精选浮选槽中。 工艺优化后， 重选和浮选效果得到改善， 综合精矿品 位稳定在65左右， 精矿合格率由32提高到80 以上， 尾矿品位从13.5～14.0降至11.5以下。 参 考 文 献 张锦瑞， 胡力可， 梁银英.我国难选铁矿石的研究现状及利用途 径 ［J］ .金属矿山， 2007 （11） 6-9. 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