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袁家村铁矿选厂流程考查与分析 ① 李 贤1， 罗良飞2 （1.岚县矿业有限公司，山西 岚县 030027； 2.长沙矿冶研究院有限责任公司，湖南 长沙 410012） 摘 要 对太钢袁家村铁矿 2 200 万吨／ 年选矿厂进行了流程考查。 考查结果表明，选矿厂基本达到了设计产能，铁精矿品位 65.10％，但回收率略低于设计指标；半自磨与球磨指标基本达到设计指标，原矿处理量 931.54 t／ h（干基），但存在球磨、再磨与分级 效率低，溢流粒度组成不合理，过磨严重等问题；磁选－0.020 mm 粒级回收率低；浮选各粒级回收率普遍低于磁选；磨矿分级优化空 间较大，通过优化入选粒度组成可以提高各粒级的金属回收率。 关键词 袁家村铁矿； 流程考查； 磁选； 浮选； 球磨 中图分类号 TD9文献标识码 Adoi10.3969／ j.issn.0253－6099.2019.06.014 文章编号 0253－6099（2019）06－0057－05 Investigation and Analysis of Processing Flowsheet of Yuanjiacun Iron Mine LI Xian1， LUO Liang⁃fei2 （1.Lanxian Mining Co Ltd， TISCO， Lan County 030027， Shanxi， China； 2.Changsha Research Institute of Mining and Metallurgy Co Ltd， Changsha 410012， Hunan， China） Abstract The flowsheet of the 22⁃million⁃t／ a concentrator in Yuanjiacun Iron Mine was examined. It is found that the concentrator almost achieves its designed capacity， with the produced iron concentrate approaching 65.10％ Fe grade， but the recovery lower than the desired value. During the processing of 931.54 t／ h raw ore， semi⁃autogenous grinding and ball milling processes can almost reach the designed index. But it is shown there exist the following problems lower efficiencies in terms of ball milling， regrinding and classification； inappropriate size distribution for the overflow and serious overgrinding； lower iron recovery from the magnetic separation of －0.020 mm fraction； generally lower recovery from the flotation of all size fractions compared to magnetic separation. It is essential to further optimize the grinding⁃ classification processes， and the metal recovery of varied size fractions can be increased by optimizing the size fractions of the feed pulp. Key words Yuanjiacun Iron Mine； flowsheet investigation； magnetic separation； flotation； ball milling 太钢袁家村铁矿是我国近 15 年来建设和投产最 大的红磁混合型铁矿山［1－4］。 袁家村铁矿为大型沉积 变质铁矿床，储量约 12.5 亿吨，属于典型微细粒嵌布 苏必利尔湖型复杂难选磁赤混合型铁矿。 太钢集团岚 县矿业有限公司从 2006 年开始袁家村铁矿建设，经过 详细的选矿试验、可行性研究、设计、建设、试生产，于 2012 年底建成投产，现已达到年处理原矿 2 200 万吨、 年产精粉 740 万吨的设计规模。 选矿厂由三个磨选系 列组成，采用大型半自磨⁃球磨⁃弱磁选⁃强磁选⁃再磨⁃ 阴离子反浮选工艺流程，设计原矿 TFe 品位 31.31％， 精矿产率 33. 72％，精矿 TFe 品位 65. 00％，回收率 70％。 自 2013 年选矿厂全面投产以来，生产指标基本 稳定。 为了全面、系统掌握选矿厂工艺流程生产现状， 查明生产环节中存在的问题，进一步优化选厂工艺流 程和生产控制的各项操作参数，实现系统全面达产达 效，太钢集团岚县矿业有限公司委托长沙矿冶研究院 有限责任公司对选矿厂磨矿分级、弱磁选及强磁选、反 浮选进行了取样、分析、检测，以分析诊断各作业的能 效，为流程装备配置和生产控制参数进一步优化提供 参考依据。 1 矿石性质 原矿化学多元素分析结果见表 1，铁化学物相分 析结果见表 2。 由表 1～2 可知原矿中可供选矿回收 ①收稿日期 2019－06－19 作者简介 李 贤（1975－），男，吉林梨树人，高级工程师，工程硕士，主要研究方向为选矿理论及工业应用。 通讯作者 罗良飞（1971－），男，湖南湘乡人，正高级工程师，硕士，主要从事矿物加工技术开发与工程应用研究工作。 第 39 卷第 6 期 2019 年 12 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.39 №6 December 2019 万方数据 的组分是铁，TFe／ FeO 比为 7.88，碱性系数为 0.02；脉 石组分是 SiO2；有害杂质组分 S 和 P 含量均较低。 原 矿为低磷低硫的酸性氧化铁矿石。 表 1 原矿化学多元素分析结果（质量分数） ／ ％ TFeFeOFe2O3SiO2TiO2Al2O3CaOMgO 32.564.1343.3846.400.020.250.540.39 MnONa2OK2OPSC烧失 0.160.010.020.040.030.120.80 表 2 原矿铁物相分析结果 铁物相含量／ ％分布率／ ％ 磁铁矿中铁8.1024.88 假象赤铁矿中铁2.206.75 赤（褐）铁矿中铁20.3262.41 碳酸盐中铁0.260.80 硫化物中铁0.020.06 硅酸盐中铁1.665.10 合计32.56100.00 采用 MLA 对样品中主要矿物含量进行了测定，结 果见表 3。 表 3 矿石主要矿物组成（质量分数） ／ ％ 磁铁矿假象赤铁矿赤铁矿镜铁矿褐铁矿 1134260.5 石英闪石绿泥石方解石、铁白云石云母其他 452.54.512 在显微镜下对原矿中铁矿的嵌布粒度进行了统 计，结果列于表 4。 表 4 矿石中铁矿物嵌布粒度 粒级／ mm分布率／ ％ －0.59＋0.42 18.36 －0.42＋0.30 13.65 －0.30＋0.21 15.41 －0.21＋0.15 12.89 －0.15＋0.105 10.75 －0.105＋0.074 8.89 －0.074＋0.037 12.34 －0.037＋0.026 3.72 －0.026 4.99 由嵌布粒度统计结果可知，欲使 95％以上的铁矿 物呈单体产出，应选择磨矿细度－0.037 mm。 2 流程介绍 袁家村铁矿采用由粗碎（P80＝ 150 mm）⁃半自磨 （P80＝2.64 mm）⁃球磨（P80＝ 65 μm）⁃弱磁选⁃强磁选⁃ 再磨（P80＝28 μm）⁃反浮选组成的高效短流程［5］。 原 矿在矿山破碎站采用旋回破粗碎至 P80＝150 mm，经胶 带机输送至半自磨给矿储矿场。 选矿厂磨选分 3 个系 列，储矿场底部采用皮带排料方式，经过胶带输送到 Ф10.36 m 5.49 m 半自磨机，排矿经直线筛筛分，筛上 返回，筛下经旋流器预选分级，沉砂入规格 Ф7.32 m 12.50 m 球磨机，溢流经 CTB1230 弱磁选，弱磁尾矿经 Φ65 m 浓密机浓缩后再经立环强磁分选，强磁尾矿经 Φ53 m 浓密机浓缩后送入尾矿库，弱磁、强磁混合精矿 预先分级，沉砂入 Ф7.32 m 11.28 m 球磨机磨矿，溢流 进入浮选前经 Φ65 m 浓密机浓缩。 混磁精矿经过一粗 一精三扫阴离子反浮选流程，其中扫选 1、扫选 2 中矿 与精选泡沫返回粗选，扫选 3 中矿返回扫选 1。 浮选 给矿浓度 40％～45％，浮选温度 35～40 ℃。 浮选设备 为 160 m3浮选机，浮选精矿经 Φ65 m 浓密机浓缩后 泵送到岚县球团厂过滤，浮选尾矿采用 Φ70 m 浓密机 浓缩。 工艺流程见图 1。 筛 分 原矿 半自磨 球磨 去澄清池 浮选精矿 扫选 1精 选 扫选 2 脂肪酸捕收剂 NaOH, 淀粉 CaO 脂肪酸捕收剂 扫选 3 水浮选尾矿 浮尾 浓缩 一段旋流器 分级 弱 磁选 二段旋流器 分级 粗 选 再磨 强磁前 浓缩 渣 除渣 筛 强 磁选 磁选尾矿水 浓 缩 浮选 给矿浓缩 图 1 袁家村铁矿选矿工艺流程 85矿 冶 工 程第 39 卷 万方数据 3 结果与分析 3.1 磨矿分级作业 3.1.1 半自磨与直线筛 半自磨给矿含水 0.9％，其粒度组成见表 5。 由表 5 可以看出，半自磨给矿中－0.074 mm 粒级含量仅 1.87％，－5 mm 粒级含量占 10.36％，说明给矿中粉矿少， 适合半自磨工艺。 由表 5 计算可得，半自磨给矿 P80＝ 127.5 mm，设计指标为P80＝150 mm，说明粗破碎产品达 到了设计要求。 表 5 半自磨给矿粒度组成 粒级／ mm含量／ ％负累积含量／ ％ ＋200 3.43100.00 －200＋150 10.5696.58 －150＋100 14.3386.02 －100＋50 18.5971.69 －50＋25 23.0853.10 －25＋12.7 11.8730.01 －12.7＋8 4.8718.14 －8＋5 2.9113.27 －5＋3 3.3110.36 －3＋1 2.857.04 －1＋0.15 1.864.19 －0.15＋0.1060.22 2.33 －0.106＋0.0740.24 2.11 －0.074＋0.0530.26 1.87 －0.053＋0.0450.16 1.62 －0.045＋0.0370.17 1.46 －0.037＋0.0250.28 1.29 －0.025＋0.0200.11 1.01 －0.020 0.900.90 直线筛筛下产品粒度组成见表6。 由表6 可以看出， 直线筛筛下产品集中在－0.074 mm 和－1.0＋0.074 mm 粒级，其次是－3.0＋1.0 mm 粒级，三者之和达到85.28％。 由表 6 计算可得，直线筛筛下产品 P80＝ 1.6 mm，小于 2.64 mm，说明工业生产实践中半自磨和直线筛运转比 设计指标更理想。 表 6 直线筛筛下产品粒度组成 粒级／ mm含量／ ％负累积含量／ ％ ＋12.7 3.13100.00 －8.0＋5.0 5.8196.87 －5.0＋3.0 5.7891.06 －3.0＋1.0 9.9385.28 －1.0＋0.07437.03 75.35 －0.074 38.3238.32 3.1.2 球磨与旋流器分级 旋流器 A、B 组分级溢流的粒度组成及铁品位分 布情况见表 7。 表 7 旋流器分级溢流粒度组成及铁品位分布情况 粒级 ／ mm 产率／ ％TFe 品位／ ％金属分布率／ ％ A 组B 组A 组B 组A 组B 组 －1.25＋0.07411.5613.51 20.1020.907.318.71 －0.074＋0.04517.5218.8031.53 35.3417.3818.13 －0.045＋0.02522.3420.2831.18 32.7421.9220.48 －0.025＋0.0205.677.7233.69 32.996.017.86 －0.02042.91 39.7035.0936.6047.3744.82 由表 7 可以看出，旋流器 A、B 组分级溢流产品粒 度组成基本一致，各粒级产品铁品位与金属分布率也基 本相似。 A 组溢流产品－0.074 mm 粒级含量比 B 组略 多，产品各粒级分布基本一致；A 组溢流产品－0.020 mm 粒级含量高达 42.91％，铁品位和金属分布也最高，说 明磨矿与旋流器分级效果不好，铁矿物有过磨现象。 由表 7 计算可得，一段旋流器 A、B 组溢流产品的 P80分别为 57 μm 和 62 μm，这一结果比设计的 P80＝ 65 μm 指标都细。 表 8～9 是球磨分级运行结果。 由此可以看出，球 磨运行状态较好，处理量和细度均能达到要求，旋流器 分级效率较低。 表 8 球磨运行状态计算结果 指标单位数值 磨机有效容积m3515 循环负荷％519.03 矿石通过量t／ h4 834.97 分级溢流－0.074 mm 粒级含量％87.47 磨机单位容积处理量t／ （m3h）1.809 磨机 q－0.074 mm t／ （m3h）0.889 表 9 旋流器运行状态统计结果 旋流 器组 －0.074 mm 粒级含量／ ％浓度／ ％ 给矿溢流沉砂给矿溢流沉砂 分级质 效率／ ％ 分级量 效率／ ％ A27.2088.4420.3166.16 22.14 79.6731.2732.88 B23.6286.4916.5462.72 24.16 78.5235.2737.06 3.1.3 再磨与旋流器分级 再磨旋流器组 A、B 分级溢流和溢流综合样的粒 度组成见表 10。 由表 10 计算可得，旋流器 A、B 组溢 流产品与溢流综合样的 P80分别为 34.5 μm、30.5 μm 和 31.75 μm。 表 10 再磨旋流器分级溢流和溢流综合样粒度组成 粒级 ／ mm 负累积产率／ ％ 旋流器 A旋流器 B溢流综合样 －0.074＋0.045100.00 100.00100.00 －0.045＋0.02589.67 91.8992.72 －0.025＋0.02068.33 74.0572.02 －0.020 57.9261.1662.61 95第 6 期李 贤等 袁家村铁矿选厂流程考查与分析 万方数据 溢流综合样金属粒级分布情况见表 11。 由表 11 可以看出，旋流器分级溢流综合样粒级产率、铁品位、 金属分布率均以－0.020 mm 粒级最高。 二段溢流细粒 特别多，说明再磨与旋流器分级效果不好，沉砂中铁矿 物反富集导致过磨现象。 表 11 溢流综合样金属粒级分布情况 粒级／ mm产率／ ％TFe 品位／ ％金属分布率／ ％ －0.074＋0.0457.28 9.831.71 －0.045＋0.02520.71 26.5313.13 －0.025＋0.0209.41 45.0210.12 －0.02062.61 50.1375.03 表 12～13 是再磨分级运行结果。 结果表明，再磨 存在循环负荷高、磨机 q－0.045 mm值偏低等问题，旋流器 分级效率低。 表 12 再磨矿运行状态计算结果 指标单位数值 磨机有效容积m3469 循环负荷％394.21 矿石通过量t／ h2 544.59 分级溢流－0.045 mm 粒级含量％90.79 磨机单位容积处理量t／ （m3h）1.376 磨机 q－0.074 mm t／ （m3h）0.326 表 13 旋流器分级运行状态统计结果 旋流 器组 －0.074 mm 粒级含量／ ％ －0.045 mm 粒级含量／ ％ 分级质效率 ／ ％ 分级量效率 ／ ％ 给矿溢流沉砂给矿溢流沉砂 －0.074 mm －0.045 mm －0.074 mm －0.045 mm A88.7299.981.7962.7289.6753.2342.7530.0243.0937.23 B89.6199.983.0265.4491.8956.3643.1529.8943.5236.55 3.2 磁选作业 对强磁选过程中各粒级铁回收率进行了计算，结果 列于表 14。 由表 14 可以看出，强磁选作业粒级铁回收 率较高的是－0.074＋0.045 mm 粒级、－0.045＋0.025 mm 粒级和－0.025＋0.020 mm 粒级；其次是＋0.074 mm 粒 级，可能为没有解离的超贫弱磁性铁的连生体在粗粒 尾矿中损失；最差的是－0.020 mm 粒级，这与矿物本身 性质和工艺中所用强磁选机磁场强度不高有关。 3.3 浮选作业 对浮选作业产品进行了粒度筛分和各粒级铁品位 分析，结果见表 15。 表 16 列出了浮选作业的粒级回收 率计算结果。 由表 16 可以看出，浮选作业粒级铁回收 率由高到低依次是－0.025＋0.020 mm 粒级、－0.020 mm 粒级、－0.045＋0.025 mm 粒级和＋0.045 mm 粒级。 总 体看来，浮选粒级回收率都不高，其中＋0.045 mm 粒级 表 14 强磁选各粒级铁回收率情况 产品 名称 粒级 ／ mm 产率 ／ ％ TFe 品位 ／ ％ 流程产率 ／ ％ 粒级金属量 ／ ％ 回收率 ／ ％ 强磁 给矿 ＋0.0749.30 15.841.18100.00 －0.074＋0.04516.7827.19 3.65100.00 －0.045＋0.02522.3324.51 79.93 4.37100.00 －0.025＋0.0207.8227.92 1.75100.00 －0.02043.77 32.4811.36100.00 合计100.0027.9122.31100.00 强磁 精矿 ＋0.07412.96 22.371.4893.52 －0.074＋0.04519.3235.04 3.4596.19 －0.045＋0.02523.2935.84 51.00 4.2696.05 －0.025＋0.0207.0239.59 1.4295.42 －0.02037.4 44.858.5575.53 合计100.0037.5719.1685.48 强磁 尾矿 ＋0.0748.31 4.260.106.48 －0.074＋0.04511.794.01 0.143.81 －0.045＋0.02518.283.31 28.93 0.183.95 －0.025＋0.0206.253.76 0.074.58 －0.02055.38 17.302.7724.47 合计100.0011.253.2514.52 表 15 浮选粒度分析结果 产品 名称 粒级 ／ mm 产率 ／ ％ TFe 品位 ／ ％ 分布率 ／ ％ －0.074＋0.04510.0213.44 3.13 －0.045＋0.02521.2828.78 14.26 给矿－0.025＋0.02011.7446.1812.63 －0.02056.96 52.7869.98 合计100.0037.92100.00 －0.074＋0.0452.4941.11 1.57 －0.045＋0.02513.8062.56 13.26 精矿－0.025＋0.02014.6166.9715.03 －0.02069.11 66.0770.14 合计100.0065.10100.00 ＋0.0741.29 12.330.68 －0.074＋0.04514.408.22 5.04 尾矿 －0.045＋0.02527.3812.93 15.08 －0.025＋0.0209.8318.15 7.60 －0.02047.11 35.6971.61 合计100.0023.48100.00 表 16 浮选各粒级铁回收率计算结果 产品 名称 粒级 ／ mm 产率 ／ ％ TFe 品位 ／ ％ 流程产率 ／ ％ 粒级金属量 ／ ％ 回收率 ／ ％ 浮选 给矿 －0.074＋0.04510.0213.44 0.91100.00 －0.045＋0.02521.2828.78 4.13100.00 －0.025＋0.02011.7446.18 67.433.66100.00 －0.02056.96 52.7820.27100.00 合计100.0042.9628.97100.00 －0.074＋0.0452.4941.11 0.3240.00 －0.045＋0.02513.8062.56 2.7067.87 精矿－0.025＋0.02014.6166.9731.303.0682.62 －0.02069.11 66.0714.2970.17 合计100.0065.1020.3770.60 －0.074＋0.04515.688.56 0.4860.00 －0.045＋0.02527.3812.93 1.2832.13 尾矿－0.025＋0.0209.8318.1536.130.6417.38 －0.02047.11 35.696.0829.83 合计10023.488.4829.40 06矿 冶 工 程第 39 卷 万方数据 铁回收率虽然仅为 40.00％，但从粒级给矿 TFe 品位 13.44％提高到精矿 TFe 品位 41.11％，富集比 3.06，远 高于其他粒级的富集比，鉴于尾矿＋0.045 mm 粒级品 位很低，可以看作没有解离的超贫铁连生体在粗粒尾 矿中的合理损失。 4 结 论 1） 袁家村铁矿 2 200 万吨／ 年选矿厂基本达到了 设计产能，铁精矿品位 65.10％，但回收率略低于设计 指标（70％）。 2） 半自磨与球磨指标基本达到设计指标，原矿处 理量 931.54 t／ h（干基），但存在球磨、再磨与分级效率 低，溢流粒度组成不合理，过磨严重等问题。 3） 强磁选－0.020 mm 粒级回收率低，仅 75.53％。 4） 浮选各粒级回收率普遍低于磁选，－0.020 mm 粒级回收率仅 70.17％。 5） 磨矿分级优化空间较大，通过优化入选粒度组 成可以提高各粒级金属回收率。 参考文献 ［1］ 罗良飞，陈 雯，严小虎，等. 太钢袁家村铁矿选矿技术开发及 2200 万 t／ a 选厂工业实践［J］. 矿冶工程， 2018，38（1）60－63. ［2］ 王永章，罗良飞. 太钢袁家村难选铁矿石选矿工艺研究［J］. 矿冶 工程， 2016，36（5）53－56. ［3］ 米子军. 微细粒红磁混合铁矿选矿技术研究及工业应用［J］. 矿 业工程， 2015（1）18－20. ［4］ 罗良飞. 袁家村闪石型磁铁矿选矿技术开发［J］. 矿产保护与利 用， 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