李楼镜铁矿选矿厂选矿实践.pdf

第3 4 卷 2 0 1 4 年0 8 月 矿冶工程 M 田q D ●GA N DM 匮T A L L U R G I C A LE N G D m E R D l G V 0 1 ．3 4 A u g u s t2 0 1 4 李楼镜铁矿选矿厂选矿实践① 杨计军1 ，麦笑宇2 ，唐雪峰2 1 ．安徽开发矿业有限公司，安徽六安2 3 7 0 0 0 ；2 ．长沙矿冶研究院有限责任公司，湖南长沙4 1 0 0 1 2 摘要对李楼镜铁矿选矿厂自2 0 1 1 年建厂投入运行以来的选矿工艺参数优化及技术进展进行了阐述，并详细分析了目前选厂生 产存在的问题与不足，指出了选厂下一步优化改造方案。 关键词镜铁矿；阶段磨矿；介质配比；强磁选；反浮选 中图分类号T D 9 5 1 文献标识码A d o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n ．0 2 5 3 6 0 9 9 ．2 0 1 4 ．0 8 ．0 0 2 文章编号0 2 5 3 6 0 9 9 2 0 1 4 0 8 0 0 0 5 0 4 安徽霍邱地区铁矿资源储量约1 7 亿吨，矿区矿石 主要类型为沉积变质型与沉积型铁矿，铁平均品位 3 1 ％一3 4 ％J 。李楼铁矿床资源储量2 ．7 8 亿吨，其中 镜铁矿资源储量2 ．4 4 亿吨心J 。为开发利用李楼镜铁 矿资源，安徽开发矿业有限公司于2 0 0 6 年建成原矿处 理能力6 0 万吨／年的工业试验厂，经过攻关调试及工 艺优化，最终形成了阶段磨矿一阶段弱磁、强磁一二段强 磁提精一强磁中矿阴离子反浮选新工艺，并于2 0 0 8 年 获得了铁精矿产率3 8 ．4 7 ％、铁品位6 4 ．8 7 ％、铁回收率 7 7 ．1 4 ％的生产指标旧J 。国家发改委于2 0 0 9 年1 2 月核 准了安徽开发矿业有限公司李楼铁矿7 5 0 万Ⅱ屯／年采选 工程项目，其中镜铁矿选厂处理能力为5 0 0 万彬年，矿 山服务年限4 4 年。以6 0 万吨／年工业试验选厂工艺 参数为设计依据，于2 0 1 0 年底建成李楼镜铁矿原矿处 理能力5 0 0 万吨／年选矿厂，并于2 0 1 1 年3 月投入生 产运行。选厂工艺经过近3 年的调试优化，选矿工艺 技术取得了较大进展，目前选厂生产技术指标已逐步 趋于稳定，李楼镜铁矿工业生产线的稳定运行为同类 型镜铁矿石资源的工业开发利用提供了重要的借鉴 作用。 1 矿石性质 1 ．1 矿物组成及化学分析 选厂处理的原矿石属单一酸性低品位氧化铁矿 石，需要选矿排除的脉石组分含量主要是S i O ，次为 A 1 O ，。有害杂质硫和磷的含量都较低，对铁精矿的质 量影响甚微。矿石T F e ／F e O 的比值为3 8 ．9 0 ，碱性系 数为0 ．0 5 。原矿的化学多元素分析结果见表1 ，铁化 学物相分析结果见表2 。 镜下鉴定、x 射线衍射分析和扫描电镜分析综合 研究结果表明，矿石中铁矿物主要是镜铁矿，次为假象 赤铁矿；脉石矿物以石英居多，其次是绿泥石、绢云母、 白云母、铁白云石和透闪石。矿石中主要矿物含量见 表3 。 表1 原矿的化学多元素分析结果 质量分数 ／％ 铁相含量／％ 分布率／％ 表3 矿石中主要矿物含量 质量分数 ／％ 1 ．2 主要矿物的产出形式 镜铁矿分布广泛，自形、半自形板片状，少数为针 状，晶体粒度变化较大，粗者可达0 ．6m m 以上，细小者 小于0 ．0 1m m ，一般0 ．0 3 ～0 ．4m m 。矿石中镜铁矿的嵌 布粒度不均匀、分散程度高、部分与脉石的交生关系较 为复杂。 假象赤铁矿晶体形态为自形、半自形等轴粒状而 有别于板片状镜铁矿，多呈致密状～稠密浸染状集合 ①收稿日期2 0 1 4 0 7 1 2 作者简介杨计军 1 9 6 7 一 ，男，河北武安人，教授级高级工程师，主要从事选厂生产技术管理工作。 万方数据 6 矿冶工程第3 4 卷 体产出，少数呈稀疏浸染状嵌布在脉石中，晶体粒度一 般0 ．3 ～1 ．0m m 。 2 选矿技术进展 镜铁矿生产线建成试运行后，存在一段原矿磨吐 矿严重，处理能力低；二段磨矿过磨严重，产品粒级组 成“两头大、中间少”；强磁选尾矿铁品位高，微细粒级 铁矿流失严重；反浮选工艺不顺畅，浮选药剂耗量大， 浮选中矿粗粒级累积沉槽严重，尾矿中微细粒镜铁矿 机械夹杂严重等问题。选厂经过近3 年的优化调整 后，选矿工艺技术取得了较大进展，选矿经济技术指标 有了较大的提升。 2 ．1 原矿磨给料粒度优化 镜铁矿生产系统运转前期，一段原矿磨给料粒度 整体偏粗，其中给料粒度中 1 0i n ／n 粒级含量达2 8 ．3 4 ％， 一6m m 粒级含量为4 3 ．3 7 ％，破碎产品粒度与设计要求 相比明显偏粗，致使原矿磨给料吐块矿现象严重，造成 台时处理量低。针对一段原矿磨给料粒度组成偏粗的 问题，对细碎作业的预先筛分和检查筛分筛孑L 尺寸进 行了优化调整，在上层筛 预先筛分 筛孔尺寸3 0m m x 3 0m m 不变的条件下，下层筛 检查筛分 筛孑L 尺寸 由1 4m m 1 6m m 调整为1 2m m 1 4m m 。 筛孔尺寸调整前后的人磨原矿粒级分布对比结果 见表4 。由表4 可知，筛孑L 尺寸调整后，一段原矿磨的 给料粒度组成相对变细，其中 1 0m m 粒级含量比改 进前减少了1 8 ．4 3 个百分点，而一6m m 粒级含量增加 了2 5 ．9 1 个百分点。可见改进后入磨原料粒级组成得 到了明显改善，选厂原矿磨运行中吐矿现象显著减少， 为提高一段原矿磨台时处理能力提供了保障。 表4 原矿磨给料粒度优化调整前后对比结果 2 ．2 磨矿系统磨矿介质配比优化 2 ．2 ．1 一段磨矿介质配比调整 镜铁矿生产系统建成投入运行后，一段原矿磨在 生产中定期补加中1 0 0m m 钢球，球磨排矿产品中 - 0 ．0 7 5m m 粒级仅占1 7 ％左右。对磨机内钢球介质进 行观察及测量分析可知，大的钢球介质在磨矿挤压过 程中形成了较多的半片状、三角状、菱形状等多种形 状，随着球磨机生产运行时间的增加，这种不规则形状 的钢球介质就在磨机中不断累积增多，而圆形的规则 小球却偏少，造成磨矿效果不佳、产品粒级组成不合 理，从而影响了磨矿效率。 为改变一段磨机内钢球尺寸配比不合理的情况， 将生产中定期的补加球制度进行了优化改进，即每天 适当补加①6 0m m 的钢球，钢球添加量为①1 0 0m m 中6 0m m 1 1 。采取补加中6 0m m 钢球介质措施约 1 0d 后，球磨机内钢球介质配比趋于合理，磨矿效果 得到改善。磨矿介质配比调整前后，一段磨矿排矿产 品粒度组成筛析对比结果见表5 。可见，介质配比调 整后，磨机排矿产品中一0 ．0 7 5m m 粒级含量提高到 2 0 ．1 0 ％，较调整前提高了2 ．3 9 个百分点。 表5 调整前后一段磨矿排矿产品粒级筛析对比结果 2 ．2 ．2 二段磨矿介质配比调整 镜铁矿生产系统投人运行后，二段磨矿细度一直 波动较大，主要原因为井下供矿能力难以满足选厂连 续满负荷运转需求及一、二段球磨机的运行方式造成 的，另一方面磨矿介质配比不合理也对磨矿产品粒级 组成产生了较大影响。 生产运行前期，二段磨定期添加①6 0m m 钢球，钢 球介质在磨矿挤压过程中和一段磨矿同样出现了较多 不规则形状钢球，此类钢球的累积增加很不利于物料 的选择性细磨。为调整二段球磨机钢球介质配比不合 理情况，将补加球制度进行了优化调整，在二段磨机内 每天适当补加①4 0m m 的钢球，在连续2 0d 内累计补 加了中4 0m m 的钢球6 8t 后，对二段磨矿排矿产品进 行了粒级筛析，调整前后对比结果见表6 。 表6 调整前后二段磨矿排矿产品粒级筛析对比结果 万方数据 2 0 1 4 年0 8 月杨计军等李楼镜铁矿选矿厂选矿实践 7 由表6 可知，介质配比调整后，球磨机排矿中 一0 ．0 3 0m m 粒级含量从1 7 ．3 3 ％下降至1 4 ．7 4 ％，矿石 过磨现象有所减轻，可见磨矿效果得到改善。 2 _ 3 强磁选作业参数优化 一段强磁粗选作业磁场强度经过调试优化后，一 般在0 ．7 0 ．9T 之间调整即可，扫选的磁场强度一般 在1 ．0T ，该条件下一段强磁扫选尾矿铁品位可降至 7 ％左右；二段强磁粗选提精适宜的磁场强度为0 ．5 0 ．6T ，该条件下当二次分级溢流细度一0 ．0 7 5l “ n n l 粒级 占8 5 ％左右时，二段强磁精矿铁品位可基本控制在 6 5 ％以上。 立环强磁选机分选液位高低对分选指标的影响较 为明显，因此在生产中需注意调控好适宜的分选液位， 尽量降低强磁扫选尾矿铁品位。 2 ．4 浮选药剂制度优化 反浮选作业调整前，由于调整剂N a O H 、C a O 用量 过大，致使反浮选粗选矿浆p H 值大于1 2 ．5 ，造成粗选 泡沫发黑、发粘且泡沫流动性较差，粗选泡沫铁品位达 4 2 ％一4 5 ％，铁品位较高的粗选泡沫进入扫选作业后， 不可避免的加剧了浮选尾矿中微细粒铁矿物的流失； 为了解决粗选泡沫铁品位较高的状况，岗位操作中在 粗选及扫选加大淀粉用量“重压”，“重压”之后加大捕 收剂用量“重拉”，从而造成了浮选药剂耗量大，浮选 扫选中矿在循环中出现粗粒级严重累积沉槽现象，导 致反浮选工艺运行不顺畅。为此，对反浮选粗选作业 的药剂制度进行了优化调整，浮选药剂制度调整前后 对比结果见表7 。 表7 反浮选作业药剂用量调整前后对比结果 浮选药剂制度优化结果表明，N a O H 、淀粉、C a O 及 捕收剂用量较优化调整前分别降低了5 0 ％、2 6 ．1 5 ％、 2 8 ．8 9 ％与3 7 ．2 1 ％，浮选各药剂用量大幅度下降。药 剂制度优化调整后，粗选分选现象明显好转，泡沫矿化 效果好、泡沫密实、粗选泡沫铁品位下降至3 8 ％左右， 扫选各作业跑槽现象明显减少，浮尾铁品位下降至 2 5 ％左右。 镜铁矿生产系统经过上述调试优化后，选矿经济 技术指标取得了较大进展，在确保精矿铁品位不低于 6 5 ％前提下，浮选药剂耗量大幅下降，一段原矿磨台时 处理量由2 0 1 2 年的2 2 0t ／h 提高至2 0 1 3 年的2 4 5t ／h ， 处理能力提高了1 1 ．4 个百分点，总精矿铁回收率由改 造前的7 6 ％左右提高到了目前的7 7 ％以上。 3 选厂流程及工艺特点 3 ．1 选厂工艺流程 镜铁矿生产系统选矿工艺为阶段磨矿一阶段弱磁、 强磁一二段强磁提精一强磁中矿阴离子反浮选流程，其 中原矿石经一段磨矿，分级溢流矿浆经一段强磁一粗 一扫两次选抛尾；一段混磁精再磨矿，分级溢流矿浆经 二段弱磁、强磁拿精；二段强磁扫选精矿经阴离子反浮 选工艺选别得浮选精矿。选矿工艺流程见图1 。 总精矿 总尾矿 图1安徽开发矿业李楼镜铁矿选厂生产工艺流程 3 ．2 选厂工艺特点 1 针对李楼镜铁矿石中铁矿物具中细粒不均匀 嵌布的性质特点，采用阶段磨矿一阶段磁选工艺，在原 矿一段粗磨条件下，经强磁选别可抛弃产率达4 4 ％、 铁品位仅约7 ％的大量尾矿，大幅度减少了进入二段 磨矿的矿量、有效地节省了磨矿费用。 2 当二段磨矿分级溢流细度一0 ．0 7 5m m 粒级占 8 5 ％左右时，铁矿物已基本单体解离，根据镜铁矿与脉 石矿物的比磁化系数差异，采用单一磁选法就可获得 万方数据 矿冶工程 第3 4 卷 产率约3 0 ％、铁品位6 5 ％以上的合格铁精矿，极大地 减少了进入反浮选的矿量。 3 将铁贫连生体较多、且铁品位仅约3 2 ％的二段 强磁提精尾矿再经高梯度强磁选进一步脱泥富集后， 采用阴离子反浮选工艺提铁，强化了镜铁矿的回收。 4 选厂存在的问题与不足 选厂生产经过了近3 年的优化完善，选矿工艺技 术取得了较大进展，但仍存在一些问题与不足需要继 续优化完善 1 一、二段磨矿设备配置不合理，二段磨矿能力 富余、产品粒级组成不合理。 选厂设计的一段磨矿为3 台①5 ．0 3m X 6 ．4 0m 球 磨机，二段磨矿为2 台中5 ．0 3m X 6 ．4 0m 球磨机，一二 段磨矿以3 对2 方式运行，因二段球磨机选型偏大，磨 矿能力有富余，致使二段磨矿过磨，加剧了后续选别作 业微细粒铁矿物的流失。若一二段磨矿以2 对1 方式 运行，则二段球磨的入磨矿量较大，二段球磨台时处理 能力不够，易造成欠磨现象，二段溢流细度一0 ．0 7 5m m 粒级仅为8 0 ％左右，磨矿粒度偏粗，致使二段强磁精 矿铁品位不易达到6 5 ％。 2 二段强磁扫选作业对微细粒级铁矿物捕集效 果差、尾矿铁品位高。 目前二段强磁扫选尾矿铁品位高达2 2 ％以上，损 失的铁回收率严重时高达1 7 ％ 对原矿 。粒度组成 分析结果表明，强磁扫选尾矿中一0 ．0 3 0m m 粒级铁品 位为4 2 ．2 1 ％，铁分布率占9 1 ．5 5 ％。可见立环高梯度 强磁选对- 0 ．0 3 0m m 微细粒级铁矿物捕集效果差，是 造成选厂总尾矿铁品位偏高的主要原因。 3 浮选尾矿中微细粒铁矿物机械夹杂严重、浮尾 铁品位偏高。 选厂浮选尾矿铁品位一般在2 4 ％以上，粒度组成 分析结果表明，浮选尾矿中一0 ．0 3 0m m 粒级铁品位为 4 4 ．9 8 ％，分布率占6 6 ．6 3 ％，微细粒镜铁矿可浮性好、难 抑制，微细粒铁矿物的机械夹杂是导致浮尾铁品位偏 高的主要原因。 5 工艺优化方案 1 开展强磁选技术研究。李楼选厂二段强磁扫 目前使用中2 0 0 0 立环脉动强磁选机，在1 ．0T 条件小 作业尾矿在2 0 ％左右。2 0 1 3 年完成了在二段强磁扫 选拟采用Z H 组合式多梯度强磁选机替代试验，强化 微细粒镜铁矿的回收。Z H 型多梯度强磁选机具有磁 感应强度、磁场梯度高的特点，该设备对一0 ．0 3 0m m 微 细粒铁矿物捕集效果好，有利于降低二段强磁扫选尾 矿铁品位。 2 研究采用新型高效浮选捕收剂来强化镜铁矿 与含铁硅酸盐脉石矿物的分离效果，以进一步降低浮 选尾矿铁品位。 3 对浮尾中损失的微细粒铁矿物进行回收研究， 以进一步提高铁回收率。 6 结语 1 李楼镜铁矿选矿厂经过原矿入磨粒度、一二段 磨矿介配比、强磁选磁场强度及浮选药剂制度的优化 调整后，选矿经济技术指标取得了较大进展，浮选药剂 耗量大幅下降，一段原矿磨台时处理量由2 0 1 2 年的 2 2 0t ／h 提高至2 0 1 3 年的2 4 5t ／h ，处理能力提高了 1 1 ．4 个百分点，总精矿铁回收率由改造前的7 6 ％左右 提高至了目前的7 7 ％以上。 2 针对矿石中铁矿物具中细粒不均匀嵌布的性 质特点，在一段粗磨条件下，经强磁选别可抛弃产率达 4 4 ％的大量尾矿；一段强磁粗精矿再磨至一0 ．0 7 5m m 粒级占8 5 ％左右时，采用单一磁选法就可获得产率约 3 0 ％、铁品位6 5 ％以上的合格铁精矿，大幅度减少了反 浮选的入浮量；而二段强磁尾矿迸一步经强磁脱泥富 集后，再采用阴离子反浮选工艺提铁，强化了微细粒镜 铁矿的回收。 3 李楼镜铁矿选厂采用的阶段磨矿- 阶段弱磁、 强磁一二段强磁提精一强磁中矿阴离子反浮选工艺，体 现了能收早收、能丢早丢、节能降耗的指导思想，生产 实践表明该工艺是适合于李楼镜铁矿石性质特点的合 理选矿工艺，并为同类型镜铁矿石资源的工业开发利 用提供了重要的借鉴作用。 参考文献 [ 1 ] 朱及天．安徽省霍邱铁矿资源的开发利用[ J ] ．矿产综合利用， 2 0 0 6 3 4 0 4 2 ． [ 2 ] 王斌．安徽李楼镜铁矿选矿研究及生产实践[ J ] ．矿产保护与 利用，2 0 0 9 6 2 4 2 6 ． [ 3 ] 瞿英程，黄新．李楼铁矿选厂生产调试及技术改造[ J ] ．金属矿 山，2 0 0 8 8 5 5 一“． 万方数据