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庙沟铁矿提铁降硅工艺研究

庙沟铁矿提铁降硅工艺优化研究 张润身 张建康 (河北钢铁集团矿业有限公司庙沟铁矿,河北 秦皇岛 066501)

摘要:概述了庙沟铁矿提铁降硅工艺优化的必要性,对工艺优化的可行性、技术方案、试验方案等方面进行了详细的论述,并对该项目进行了经济效益分析。 关键词:提铁降硅;淘洗磁选机;尾矿反浮选

1 概述 庙沟铁矿座落于秦皇岛市青龙满族自治县祖山镇,1986年1月建矿,1993年扩建,2009年9月完成碎选系统配套改造,改造后设计能力为年产铁精粉70万吨。2011年新增一套磨选系统后现有处理矿石规模为220万t/a,年产铁精粉80万吨。该矿矿石属低品位、细粒嵌布的磁铁矿石,近年来随着矿体向深部开采,矿石更加难磨难选,常规的选矿工艺、设备已很难适应当前矿石性质的变化,选别效率低、效果差,造成精矿品位低,SiO2含量高。目前庙沟铁矿铁精矿品位年平均65.2%左右,精矿中SiO2含量7.8%左右,与国内外先进指标相比,存在着较大差距。

2 提铁降硅工艺优化的必要性 庙沟铁矿开采方式为露天开采,露天矿现有储矿量约为1000万吨,服务年限为4~5年,服务年限到期后由露天转入地下开采,地下矿现存储量约5200万吨,按现有生产规模,转入地下后服务年限约为24年。 由于矿石性质不稳定,且随着矿体向深部开采,矿石越来越难处理,通过现有工艺流程已经无法保证最终精矿指标。而由于最终铁精矿 SiO2含量较高,距离市场要求还有较大差距,只此一项带来的经济损失每年高达数千万元。因此,提铁降硅工艺优化势在必行。

3 提铁降硅工艺优化

3.1 当前生产中存在的问题 通过近几年的工艺改造,庙沟铁矿形成了阶段磨选、旋流器—细筛联合分级、淘洗磁选机提纯的选矿工艺,工艺流程图见图1。 当前生产中存在的主要问题:一是精选淘洗磁选机配置能力不够。每小时生产铁精矿产量100吨以上,现场配置一段淘洗磁选机CH-CXJ24000型4台,推荐处理量16.3t/h,实际处理量25t/h,超出设备能力8.7t/h。二段淘洗磁选机配置CH-CXJ32000型1台和5台CH-CXJ8000型,其中CH-CXJ32000型推荐处理量32t/h,实际处理量55t/h,CH-CXJ8000型推荐处理量为5t/h,实际处理量9t/h,总体算来二段精选工序超出设备能力43t/h。可以看出由于一、二段精选淘洗磁选机长期处于超负荷状态,造成选别不充分,精矿品位较低。二是精选作业时,为提高最终精矿品位,调高淘洗磁选机尾矿品位,该部分尾矿的大部分金属物质以中贫连生体形式存在,带有磁性矿物的连生体经简单扫选返回流程后,会有一部分重新混入到精矿中,影响精矿品位的提高。 溢流沉砂溢流沉砂破碎产品一磨分级

一磁

一段水力旋流器二磨三磁

四磁全自动淘洗磁选机

过滤扫选

精矿水

三磨

终尾

二磁筛下筛上

全自动淘洗磁选机

二段水力旋流器细筛

图1 庙沟铁矿选矿工艺流程图 3.2提铁降硅工艺优化技术方案 通过对国内同类型铁矿的现场考察发现,当全磁选流程精矿品位达到65.5%时,通过增加淘洗、反浮选流程进一步提铁降硅,最终铁精矿品位≥68.8%,SiO2

≤ 4.2%。

结合对现场生产工艺参数、淘洗作业的考查和实验,决定对精选作业进行优化。增加精选作业淘洗磁选机的设备配置,在控制给矿量的基础上,合理调整设备选别参数,提高抛尾量,以达到提高精矿品位的目的;对淘洗磁选机抛尾单独进行浓缩、磨矿分级、反浮选处理,最终达到提铁降硅的目的。

3.2提铁降硅工艺优化试验方案

3.2.1 淘洗磁选机实验 本次实验中,选用一、二段各一台淘洗磁选机,型号分别为CH-CXJ24000、CH-CXJ8000。控制给矿量为15t/h和5t/h,调整设备选别参数,使之达到最优,给水量正常。实验结果如下: 表1 CH-CXJ24000淘洗磁选机实验结果 序号 给矿 精矿 溢流 精矿

产率% 浓度% 品位% 浓度% 品位% 浓度% 品位%

1 51.55 56.86 65.15 63.29 1.75 14.61 86.79 2 50.37 57.23 51.93 64.42 1.09 12.42 85.46 3 53.47 59.31 45.05 63.91 1.95 11.24 86.61 4 55.41 57.48 60.16 64.51 1.59 12.67 85.24 5 56.39 58.92 62.88 64.79 1.65 12.03 88.87 6 52.19 58.36 24.26 62.16 1.84 10.45 93.73 7 54.82 60.17 43.18 64.59 1.65 13.89 88.82 8 55.34 57.31 53.88 64.28 1.84 15.13 89.09 平均值 53.69 58.21 50.81 63.99 1.67 12.81 88.08 从表中数据可以看出在给矿量为15t/h、给矿品位58.21%时,经淘洗磁选机选别后精矿品位可以达到63.99%,尾矿品位12.81%,精矿产率为88.08%,品位提高幅度为5.78%。 表2 CH-CXJ8000淘洗磁选机实验结果

序号 给矿 精矿 溢流 精矿

产率% 浓度% 品位% 浓度% 品位% SiO2含量% 浓度% 品位% 1 38.73 62.23 43.63 66.13 6.39 1.73 18.79 91.76 2 38.08 62.75 50.33 66.42 6.14 1.06 19.36 91.84 3 39.31 62.51 47.89 65.48 7.23 1.22 21.14 92.67 4 35.74 63.49 43.26 66.16 6.52 0.87 22.55 92.67 5 39.26 63.25 46.56 66.16 6.39 1.34 23.16 94.08 6 39.08 63.13 44.38 65.97 6.68 1.22 17.81 94.35 7 47.38 62.16 52.17 66.95 5.76 0.89 20.71 92.00 8 43.4 63.84 46.71 66.56 6.04 1.09 17.82 93.82 平均值 40.12 62.92 46.87 66.23 6.39 1.18 20.17 92.9 从表中数据可以看出在给矿量为5t/h、给矿品位62.92%时,经淘洗磁选机选别后精矿品位可以达到66.23%,SiO2含量为6.39%,尾矿品位20.17%,精矿产率92.90%,品位提高幅度为3.31%。 由上述实验结果可知,在现有工艺流程基础上,提高精选淘洗磁选机配置能力,调整选别参数,加大抛尾量,能使精矿品位达到66.20%以上,SiO2含量降到6.5%以下。而由于加大了抛尾量,对于这部分尾矿的回收需要单独处理,因此对淘洗磁选机的尾矿进行反浮选回收实验。

3.2.2淘洗磁选机尾矿反浮选实验 淘洗磁选机尾矿经检测,-200目细度为70%,-325目细度为45%,镜下观察铁矿物颗粒解离不充分,粒度粗,不适合浮选作业,因此实验室进行了磨矿,磨矿产品经检测-200目细度为93.00%,-325目细度为61.60%,适合浮选作业。 根据国内同类型矿山经验,实验使用0.5L单槽浮选机一粗一精开路浮选。为探索出符合矿样性质、得到要求技术指标的浮选药剂制度,实验室内进行了多组条件试验。试验所用药剂及浓度分别为NaOH5%,淀粉3%,CaO2.5%,RA-715 为6%。浮选矿浆温度35℃。经过淀粉、CaO、RA-715等用量的条件试验后确定浮选药剂制度如下: 浮选作业温度35℃,矿浆PH值为粗选11.5,精选11.3。在以下药剂制度下,最终精矿品位为66.40%,SiO2含量6.26%。 表3 最终药剂制度

药剂名称 配制浓度(%) 用量(g/t粗精矿) 使用温度 NaOH 5 1562 常温 淀粉 3 720 常温 CaO 2.5 537 常温 RA-715 6 840 60℃ 现场工艺优化中,由于淘洗磁选机尾矿浓度过低,只有不到2%,且由于尾矿粒度较大,不适合浮选作业,因此浮选作业前必须经过浓缩和磨矿作业。根据以上要求,在保证金属回收率的基础上,提出尾矿反浮选的原则方案为:一段淘洗机尾矿、二段淘洗机尾矿通过浓缩→磨矿分级→反浮选(一段精选一段粗选两次扫选),获得最终合格精矿。推荐浮选工艺流程图见图2

图2 推荐浮选工艺流程图 4 预期效果 现有工艺实行提铁降硅优化,铁精矿品位可以从65.2%提高至66.2%,提高1%;SiO2含量可以由7.8%降至6.5%以下,降低1.3%。根据市场对该矿铁精粉指标的考核标准,每吨精矿将新增产值为65元,全年80万吨铁精矿将新增产值5200万元;铁精矿品位提高1.0%,每吨精矿新增产值为20元,年新增产值为1600万元。 对主流程采用纯磁选选别工艺,可以有效避免采用浮选工艺产生的药耗费用、电耗费用、热耗费用、维护费用等,这些费用每年就多达数百万甚至上千万元;另外主流程采用浮选工艺的话,浮选精矿存在着过滤困难、水分高、输送管道结垢等现象,而采用纯磁选工艺可以有效避免以上问题。

5 结论 通过以上实验,对现有工艺流程进行优化,增加一段和二段精选淘洗磁选机的设备配置,主流程在采用纯磁选的情况下,可以使精矿品位达到66.20%以上,对淘洗机尾矿进行再磨再选处理,在不降低年精矿产量的基础上能达到提铁降硅的目的,技术上可行。项目实现后,可以得到铁精矿品位TFe≥66.2%、SiO2≤ 6.5%的指标,有着显著的经济效益和现实意义。 石家庄金垦科技有限公司生产的全自动淘洗磁选机作为一种新型、高效的选别设备,对贫、细、杂的铁矿石有良好的选别效果,可有效的分选出常规磁选设备夹杂的矿泥和单体脉石,高效的分出贫连生体,能大幅度的提高铁精矿品位,降低SiO2含量,提铁降硅效果明显,降低了选矿成本。 另外,随着近年来对铁矿浮选工艺的不断研究,阳离子浮选技术取得了较大的进步和发展。相对于阴离子反浮选工艺,阳离子浮选工艺有着以下优点:一是采用胺类捕收剂,对矿浆温度要求小,常温即可;二是可以提高精矿质量,用阴离子浮选时,含铁硅酸盐会进入到浮选泡沫,阳离子反浮选时含铁硅酸盐与石英一并进入尾矿,精矿品位较高。因此在具体方案实施前,应该对两种浮选方法进行分析对比,选择最优工艺方案。

作者简介:张润身(1968.10 — )男(汉族),河北钢铁集团矿业公司庙沟铁矿高级工程师、河北联合大学在职工程硕士研究生。

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