罗河铁矿选矿工艺流程优化

摘 要 马钢罗河铁矿选矿厂自建成投产以来,存在一段球磨机处理能力不能达到设计要求、弱磁选铁精矿含硫超标、赤铁矿精矿选别指标差、硫精矿中的铜未能回收利用等问题。 为解决上述问题,在对选矿厂磨选系统进行全流程考查的基础上,研究了矿石的可磨性特征,参照现场硫浮选、弱磁选、强磁选、重选作业的工艺参数,在实验室进行了选别效果验证试验,并详细研究了含铜硫精矿的铜硫分离工艺。 根据研究结果,对选矿厂所存在的突出问题提出了改进措施。 在完成磁铁精矿降硫和铜硫分离工艺优化改造后,有望使现场磁铁精矿 S 含量由 0. 51% 降到 0. 30% 以下;从硫精矿中分离出产率(对硫精矿)为 0. 82% 、Cu 品位为 17. 51% 、Cu 回收率(对硫精矿)为 59. 54% 的铜精矿。关键词 硫浮选 弱磁选 强磁选 重选 铜硫分离 可磨性

Optimization of Mineral Processing Flowsheet for Luohe Iron Mine Liu Jun 1 Ding Kaizhen 2 Wang Ju 1 (1. Sinosteel Maanshan Institute of Mining Research Co. ,Ltd. Maanshan 243071,China; 2. Masteel Luohe Mining Co. ,Ltd. Hefei 231562,China) Abstract Since the iron ore concentrator of Masteel Luohe Iron Mine was put into operation,there are such problems needed to be solved,that the capacity of stageⅠball mill can′t meet the design requirements,the sulfur content in the iron concentrate of LIMS is over the standard,the separation index of the hematite concentrate is poor and the copper in the sulfur concentrate is not recycled. In order to solve the problems above,on the basis of the whole process investigation on the grinding and dressing system in the dressing plant,the grindability of the ore was researched to verify the processing effect in the laboratory tests with referencing the process parameters of field sulfur flotation,LIMS,HIMS and gravity separation operation. The separation process of copper and sulfur in the sulfur concentrate which contains copper was studied. According to the research results,the improvement measures for the outstanding problems in the dressing plant were put forward. After the completion of sulfur reduction in the magnetite concentrate and copper-sulfur separation,the S content of the field magnetite concentrate will be reduced from 0. 51% to less than 0. 30% ;copper concentrate separated from sulfur concentrate with production rate of 0. 82% ( to sulfur concentrate),Cu grade of 17. 51% ,recovery rate of 59. 54% (to sulfur concentrate) was obtained. Keywords Sulphur flotation,LIMS,HIMS,Gravity separation,Separation of copper and sulfur,Grindability,Mechanical inclusion

马钢罗河矿业有限责任公司铁矿石资源量为 3. 4 亿 t、黄铁矿资源量为 4 083 万 t,矿山按采选 500 万 t / a 的规模进行建设,其中一期 300 万 t / a 的采选系统于 2010 年开工建设,2011 年 11 月投入生产。设计的选矿工艺流程为三段一闭路破碎(粗碎在井下)—阶段磨矿—浮选—弱磁选—强磁选—重选流程,即从一段粗磨产品中浮选回收黄铁矿,浮选尾矿弱磁粗选预富集后再磨再选回收磁铁矿,弱磁尾矿采用强磁+重选工艺回收赤铁矿,总尾矿经高效浓缩机浓缩后输送至尾矿库。 ·116· 万方数据选矿厂自投产以来,主要存在以下问题: (1)一段球磨机平均台时产能仅为 150 ～ 160 t, 明显低于设计的 189. 39 t。 (2) 磁铁精矿铁品位为 65% ～ 66% ,含硫高达 0. 45% ～ 0. 50% ,影响铁精矿的销售。 (3)赤铁精矿铁品位仅为 43% ～ 48% ,明显低于设计指标。 (4)硫精矿含 Cu 约 0. 25% ,未加以回收,影响了资源的综合利用效率。为解决上述问题,马钢罗河矿业有限责任公司与中钢集团马鞍山矿山研究院等单位进行了联合技术攻关,取得了一定的成果,为罗河铁矿选矿工艺流程优化指明了方向,部分工艺优化已付诸实施。 1 原矿性质罗河铁矿石按矿石的自然类型分为磁铁矿矿石、赤铁矿-磁铁矿矿石、赤铁矿矿石、黄铁矿-磁铁矿 (赤)矿石、菱铁矿-磁铁矿(赤)矿石,铁主要赋存在磁铁矿中,其次赋存在假象赤铁矿及少量的褐铁矿中,硫化铁的含铁矿物为黄铁矿及微量的磁黄铁矿, 含铜矿物为黄铜矿等。 矿石中的脉石矿物主要为透辉石、长石、石英、硬石膏等。矿石的结构以自形—半自形晶结构为主,其次有他形晶结构,交代假象结构,交代网状或网脉状结构和交代残余结构。 矿石构造以致密块状为主,其次为浸染状构造、网状、网脉状构造和斑杂状构造。磁铁矿主要以自形—半自形晶致密块状和网状、网脉状集合体与脉石共生,最大粒径为 10 mm,最小为 0. 01 mm,一般为 0. 10 ～ 1. 50 mm。 黄铁矿以自形—半自形晶为主,最大粒径为 1. 50 mm,最小为 0. 005 mm,一般为 0. 30 ～ 0. 01 mm。矿石主要化学成分分析结果见表 1,铁物相分析结果见表 2,硫物相分析结果见表 3。表 1 原矿主要化学成分分析结果 Table 1 Main chemical composition analysis results of the raw ore % 成 分 Fe SiO2 Al2O3 CaO 含 量 38. 50 15. 01 3. 82 8. 90 成 分 MgO S P K2O Na2O 含 量 1. 78 5. 94 0. 81 0. 78 0. 59 2 现场流程与设计、生产指标为全面了解选矿工艺中存在的问题,对选矿厂磨表 2 原矿铁物相分析结果 Table 2 Iron phase analysis results of the raw ore % 铁相态 含 量 占有率磁铁矿 25. 40 66. 63 黄铁矿 3. 38 8. 87 赤铁矿 7. 64 20. 04 菱铁矿 1. 16 3. 04 硅酸铁 0. 54 1. 42 总 铁 38. 12 100. 00 表 3 原矿硫物相分析结果 Table 3 The sulfur phase analysis results of the raw ore % 硫相态 含 量 占有率单质硫 0. 01 0. 17 硫化物中的硫 3. 64 61. 38 硫酸盐中的硫 2. 28 38. 45 全 硫 5. 93 100. 00 选流程进行了考查,结果表明,矿石在一段闭路磨矿细度为-0. 076 mm 占 53. 74% 的情况下,采用 1 粗 2 精 1 扫流程选硫,弱磁粗选精矿闭路磨矿至-0. 076 mm 占 71. 27% 后进行 1 次弱磁精选、1 次浓缩磁选获得磁铁精矿,弱磁粗选尾矿与弱磁精选尾矿合并浓缩后经 1 次强磁选,强磁选精矿与弱磁浓缩磁选尾矿合并浓缩后经螺旋溜槽重选,最终获得硫品位为 44. 12% 、硫回收率为 54. 92% 的硫精矿,铁品位为 65. 03% 、含硫 0. 51% 、铁回收率为 72. 26% 的磁铁精矿,以及铁品位为 45. 32% 、含硫 2. 91% 、铁回收率为 1. 43% 的重选铁精矿。 其中硫浮选、弱磁选的设计与生产指标见表 4,强磁选、重选作业的设计与生产指标见表 5。

3 现场工艺所存在的问题与优化 3. 1 一段球磨问题分析与工艺优化根据流程考查所测得的数据,计算各段球磨机按 -0. 076 mm 粒级计的单位处理量 q,见表 6。由表 6 可看出,现场测得的球磨机 q 值均小于设计值,一段表现得尤其突出。为了测定罗河铁矿现生产一段球磨给矿的磨矿难易程度,以龙桥铁矿一段球磨给矿为标准样,进行了相对可磨度测定试验,结果见图 1。 ·117· 刘 军等:罗河铁矿选矿工艺流程优化 2018 年第 3 期万方数据表 4 硫浮选、弱磁选作业设计与生产指标 Table 4 Design and production quota of sulfur flotation and LIMS % 作业名称 产 品 产 率品 位 TFe TS SS 作业回收率 TFe TS SS 备 注硫浮选弱磁粗选弱磁精选硫精矿 9. 46 40. 39 39. 64 11. 88 53. 98 浮硫尾矿 90. 54 30. 73 3. 53 88. 12 46. 02 原矿 100. 00 31. 57 6. 95 100. 00 100. 00 硫精矿 7. 61 43. 83 44. 12 42. 60 8. 64 54. 92 87. 64 浮硫尾矿 92. 39 38. 17 2. 98 0. 50 91. 36 45. 08 12. 36 原矿 100. 00 38. 60 6. 11 3. 70 100. 00 100. 00 100. 00 弱磁选粗精矿 34. 35 64. 00 0. 40 71. 54 3. 89 弱磁粗选尾矿 65. 65 13. 32 5. 17 28. 46 96. 11 浮硫尾矿 100. 00 30. 73 3. 53 100. 00 100. 00 弱磁选粗精矿 51. 78 58. 68 1. 05 81. 15 17. 65 弱磁粗选尾矿 48. 22 14. 64 5. 26 18. 85 82. 35 浮硫尾矿 100. 00 37. 44 3. 08 100. 00 100. 00 弱磁选精矿 93. 54 66. 00 0. 20 96. 46 46. 77 弱磁精选尾矿 6. 46 35. 00 3. 29 3. 54 53. 23 一次精选二段磨矿产品 31. 10 64. 00 0. 40 100. 00 100. 00 弱磁选精矿 88. 28 64. 25 0. 57 96. 66 47. 92 弱磁精选尾矿 11. 72 16. 72 4. 67 3. 34 52. 08 二次精选二段磨矿产品 100. 00 58. 68 1. 05 100. 00 100. 00 设计生产设计生产设计生产表 5 强磁选、重选作业设计与生产指标 Table 5 Design and production quota of HIMS and gravity separation % 作业名称 产 品 作业产率 Fe 品位 Fe 作业回收率备 注 作业名称 产 品 作业产率 Fe 品位 Fe 作业回收率备 注强磁选作业强磁选精矿 48. 82 20. 00 69. 59 强磁选尾矿 51. 18 8. 32 30. 41 强磁选给矿 100. 00 14. 03 100. 00 强磁选精矿 16. 57 26. 56 29. 78 强磁选尾矿 83. 43 12. 44 70. 22 强磁选给矿 100. 00 14. 78 100. 00 设计生产重选作业重选精矿 11. 50 56. 56 32. 52 重选尾矿 88. 50 15. 26 67. 48 强磁选精矿 100. 00 20. 00 100. 00 重选精矿 12. 71 45. 32 22. 94 重选尾矿 87. 29 22. 17 77. 06 强磁选精矿 100. 00 25. 11 100. 00 设计生产表 6 各段球磨机的 q 值 Table 6 The q value of ball mill at each stage 系 列 磨矿段数磨 机规格/ m 容积/ m 3 生产能力 / (t / h) 给矿粒度 ( -0. 076 mm) / % 产品粒度 ( -0. 076 mm) / % 现场 q 值 / (t / (m 3 h)) 设计 q 值 / (t / (m 3 h)) 1 2 一段 ϕ4. 0×6. 00 69. 8 161. 02 7. 95 52. 89 1. 04 1. 53 二段 ϕ3. 2×4. 5 32. 8 76. 83 49. 65 72. 00 0. 52 0. 57 一段 ϕ4. 0×6. 00 69. 8 167. 60 7. 95 51. 44 1. 04 1. 53 二段 ϕ3. 2×4. 5 32. 8 87. 18 51. 80 72. 60 0. 55 0. 57 图 1 罗河铁矿相对可磨度曲线 Fig. 1 Relative grindability curve of Luohe Iron Mine ◆—龙桥;■—罗河由图 1 可计算出罗河铁矿一段球磨给矿的 K55 = 9. 5 / 13. 0 = 0. 731, (1) K75 = 15. 0 / 17. 6 = 0. 852. (2) 即新生-0. 076 mm 粒级产率为 55% 所对应的相对可磨度系数为 0. 731;新生-0. 076 mm 粒级产率为 75% 所对应的相对可磨度系数为 0. 852,可见,罗河铁矿石比龙桥铁矿石难磨。根据龙桥铁矿一段球磨机(ϕ3. 6 m×6. 0 m)的 q 值 1. 5 t / (m 3 h),并结合相对可磨度系数,计算出的罗河铁 矿 一 段 球 磨 机 q 值 为 1. 5 × 0. 731 = 1. 097 t / (m 3 h),与生产实际值 1. 04 t / (m 3 h)基本一致,故可确定在现有磨矿条件下(入磨粒度、矿石性质、球磨机大小),一段球磨机处理能力提高的幅度十分有限。根据目前的选矿技术发展状况,可通过在现场破碎作业后增设高压辊磨系统,以改善矿石的可磨性, ·118· 总第 501 期 金 属 矿 山 2018 年第 3 期万方数据从而实现一段球磨系统处理能力的提升。 3. 2 磁铁精矿含硫超标原因分析与解决措施为了确定现场磁铁精矿含硫超标的原因,取现场硫浮选给矿、弱磁粗选给矿、弱磁精选给矿,在实验室模拟现场工艺条件进行验证试验,试验结果见表 7, 现场弱磁选铁精矿硫物相分析结果见表 8。表 7 硫浮选、弱磁选作业实验室验证试验结果 Table 7 Laboratory validation test results of sulfur flotation and LIMS % 作业名称 产 品 作业产率品 位 TFe TS SS 作业回收率 TFe TS SS 硫精矿 7. 80 42. 67 88. 05 硫浮选 浮硫尾矿 92. 20 0. 49 11. 95 原 矿 100. 00 3. 78 100. 0 弱磁选粗精矿 44. 86 64. 73 0. 51 75. 95 8. 43 弱磁粗选 弱磁粗选尾矿 55. 14 16. 68 4. 51 24. 05 91. 57 浮硫尾矿 100. 00 38. 24 2. 72 100. 00 100. 00 弱磁精选 (2 次精选) 弱磁选精矿 75. 67 68. 58 0. 20 88. 62 16. 32 弱磁精选尾矿 24. 33 27. 38 3. 19 11. 38 83. 68 二段磨矿产品 100. 00 58. 56 0. 93 100. 00 100. 00 表 8 现场弱磁选铁精矿硫物相分析结果 Table 8 Sulfur phase analysis results of LIMS iron concentrate in field % 硫相别 含 量 占有率磁性硫化物之硫 0. 05 10. 20 非磁性硫化物之硫 0. 18 36. 73 硫酸盐之硫 0. 26 53. 07 全 硫 0. 49 100. 00 由表 7、表 8 可知,现场的磨矿细度较好地实现了硫化矿物的单体解离,且现场浮硫充分,弱磁选铁精矿中以磁黄铁矿形式存在的硫占比很低,因此,造成弱磁选铁精矿硫超标的原因主要是弱磁选效果欠佳,机械夹杂严重。 因此,应通过增加弱磁选段数和弱磁选机台数(以降低弱磁选设备处理量)来改善分选效果。

3. 3 赤铁矿精矿品位低的原因与解决措施为了验证现场的强磁选、重选作业的效果,取现场强磁选给矿、重选给矿在实验室进行验证试验。 实验室验证试验结果见表 9,现场强磁选给矿、重选给矿筛析结果分别见表 10、表 11。由表 9 ～ 11 可知:现场强磁选给矿、重选给矿粒度较粗,且粗粒级品位明显较低(重选给矿尤其如此),这部分粗粒级既易造成强磁选介质盒堵塞、恶化强磁选效果,又难以在重选作业中抛除,因而导致重选精矿铁品位较低。 因此,宜在强磁选前筛除+ 0. 3 mm 粒级。同时,结合流程考查期间暴露出的强磁选设备每小时通过的体积量过大问题,建议适当提高强磁选给矿浓度,以改善强磁选分选效果。 在 2. 2 节介绍的弱磁选效果得到改善后,浓缩磁选尾矿再进重选,可为表 9 强磁选、重选作业实验室验证试验结果 Table 9 Laboratory validation test results of HIMS and gravity separation % 作业名称 产 品 产 率 Fe 品位作业 Fe 回收率备 注强磁选重 选强磁选精矿 29. 41 28. 34 52. 49 强磁选尾矿 70. 59 10. 68 47. 51 强磁选给矿 100. 00 15. 87 100. 00 重选精矿 16. 50 53. 45 36. 22 重选中矿 13. 08 27. 25 14. 62 重选尾矿 70. 42 17. 00 49. 16 强磁选精矿 100. 00 24. 35 100. 00 -0. 3 mm 粒级重选精矿 21. 88 53. 51 47. 81 -0. 3 mm 粒级重选尾矿 53. 29 19. 16 41. 94 强磁选精矿-0. 3 mm 75. 17 29. 07 89. 75 强磁选精矿+0. 3 mm 24. 83 10. 11 10. 25 强磁选精矿 100. 00 24. 35 100. 00 全粒级 -0. 3 mm 粒级表 10 强磁选给矿粒度分析结果 Table 10 Particle size analysis results of HIMS ore feeding 粒级/ mm 产率/ % Fe 品位/ % Fe 占有率/ % +0. 5 8. 96 8. 12 4. 79 0. 5 ～ 0. 3 9. 66 10. 17 6. 47 0. 3 ～ 0. 15 13. 75 14. 16 12. 83 0. 15 ～ 0. 076 13. 61 15. 03 13. 47 0. 076 ～ 0. 043 8. 60 17. 38 9. 85 0. 043 ～ 0. 030 7. 76 17. 82 9. 11 -0. 030 37. 66 17. 53 43. 48 累 计 100. 00 15. 18 100. 00 改善重选效果创造条件。 另外,增设重选精选作业, 有利于提高赤铁矿精矿铁品位表 11 重选给矿粒度分析结果 Table 11 Particle size analysis results of gravity separation ore feeding 粒级/ mm 产率/ % Fe 品位/ % Fe 占有率/ % +0. 5 9. 33 8. 24 3. 13 0. 5 ～ 0. 3 13. 32 10. 56 5. 72 0. 3 ～ 0. 15 19. 77 19. 62 15. 76 0. 15 ～ 0. 076 16. 68 25. 22 17. 10 0. 076 ～ 0. 043 10. 64 31. 65 13. 69 0. 043 ～ 0. 030 7. 69 39. 52 12. 35 -0. 030 22. 58 35. 15 32. 26 累 计 100. 00 24. 60 100. 00 3. 4 铜硫分离可选性研究 3. 4. 1 硫精矿成分与铜相态分析现场硫精矿主要化学成分分析结果见表 12,铜物相分析结果见表 13。表 12 硫精矿主要化学成分分析结果 Table 12 Main chemical composition analysis results of sulfur concentrate % 成 分 Cu S Fe P Au Ag 含 量 0. 247 44. 16 43. 59 0. 095 0. 18 2. 50 成 分 MgO K2O Na2O V2O5 SiO2 Al2O3 含 量 0. 915 0. 130 0. 162 0. 057 3. 81 0. 779 成 分 CaO TiO2 ZnO Cr2O3 NiO MnO 含 量 1. 34 0. 194 0. 071 0. 012 0. 019 0. 075 注:Au、Ag 的含量单位为 g / t。表 13 硫精矿中铜物相分析结果 Table 13 Copper phase analysis results of sulfur concentrate % 铜相态 含 量 占有率自由氧化铜 0. 005 2. 02 结合氧化铜 0. 011 4. 45 次生硫化铜 0. 018 7. 29 原生硫化铜 0. 213 86. 24 总 铜 0. 247 100. 00 表 12 表明,硫精矿中的 Cu 具有综合回收价值。表 13 表明,硫精矿中 Cu 主要以硫化铜的形式存在,占总铜的 93. 53% 。 3. 4. 2 铜硫分离试验结果在对磨矿粒度、抑制剂石灰用量、铜矿物捕收剂 C330 用量、起泡剂 2 #油用量进行四因素三水平正交试验的基础上进行了开路试验和闭路试验,闭路流程见图 2,结果见图 3。 3 结 语 (1)罗河铁矿石性质复杂,矿物种类繁多,且多种矿物具有回收价值。图 2 含铜硫精矿铜硫分离闭路试验流程 Fig. 2 Closed-circuit flowsheet of copper and sulfur separation in the sulfur concentrate with copper contained 图 3 含铜硫精矿铜硫分离闭路试验数质量流程 Fig. 3 Quantity and quality flowsheet of copper and sulfur separation closed-circuit test in the sulfur concentrate with copper contained (2)矿石难磨是一段球磨处理能力达不到设计值的主要原因。 在现有磨矿条件下,球磨处理能力提高幅度有限,可通过采用高压辊磨超细碎工艺来降低矿石入磨粒度,改善矿石的可磨性,实现达产目标。 (3)磁铁精矿含硫超标的主要原因是机械夹杂, 现场可通过增加弱磁选机台数等措施来改善弱磁选效果,实现磁铁精矿降硫目标。 (4)粒度粗、单体解离不充分是赤铁矿选别指标差的主要原因,可通过在入选前筛出+0. 3 mm 粒级来改善分选效果,提高赤铁矿精矿指标。 ·120· 总第 501 期 金 属 矿 山 2018 年第 3 期万方数据 (5)在含铜硫精矿再磨至-0. 076 mm 占 85% 的情况下,采用 1 粗 3 精 2 扫、中矿顺序返回流程抑硫浮铜,可获得铜品位为 17. 51% 、铜回收率为 59. 54% 的 铜 精 矿, 以 及 硫 品 位 为 44. 25% 、 硫 回 收 率 为 99. 34% 的硫精矿。

参 考 文 献 [1] 孙业长 . 罗河铁矿复合铁矿石高压辊磨工艺应用研究[ J]. 金属矿山,2017(5):69-72. Sun Yechang. HPGR aechnology application research on complex iron ore of luohe iron mine[J]. metal Mine,2017(5):69-72. [2] 曾克文 纪 军 郑桂兵,等. 安徽某铜矿尾矿的选铁降硫试验研究[J]. 金属矿山,2009(11):166-168,191. Zeng Kewen,Ji Jun,Zheng Guibing. et al,Test research on iron concentration and sulfur reduction for an Anhui copper tailing[J]. metal Mine,2009(11):166-168. [3] 张兴旺,张 芹,黄莉丽. 程潮铁精矿浮选降硫试验研究[ J]. 金属矿山,2009(6):91-94. Zhang Xingwang,Zhang Qin,Huang Lili. Experimental research on the sulfur reduction of iron ore concentrate of Chengchao iron mine [J]. metal Mine,2009(6):91-94. [4] 余新阳,周 源,钟 宏. 低碱度铜硫分离抑制剂及抑制机理的研究[J]. 金属矿山,2008(9):65-67. Yu Xinyang,Zhou Yuan,Zhong Hong. Depressor for Cu / S separation in low alkaline medium and its sepressing mechanism [ J]. metal Mine,2008(9):65-67. [5] 李建华,孙小俊. 湖北某高硫铁矿选别试验研究[J]. 矿冶工程, 2015(2):65-67. Li Jianhua,Sun Xiaojun. Mineral processing test for high-sulfur iron ore from Hubei province[J]. Mining and metallurgical Engineering, 2015(2):57-60. [6] 陆庆峰 . 龙桥铁矿低品位铜硫分离选矿试验研究[ J]. 金属矿山,2007(11):71-73. Lu Qingfeng. Experimental research on separation of copper from sulfur of longqiao low grade ore[J]. metal Mine,2007(11):71-73. [7] 李晓波,夏国进,余夏静. 某复杂铜硫矿低碱度铜硫分离的工艺研究[J]. 矿冶工程,2011(8):59-62. Li Xiaobo,Xia Guojin,Yu Xiajing. Research on Cu / S separation of complex copper sulfide ore in low-basicity pulp[J]. Mining and metallurgical Engineering,2011(8):59-62. [8] 董 事,刘 军. 南芬选矿厂赤铁矿石选矿工艺研究[ J]. 现代矿业,2013(1):27-32. Dong Shi, Liu Jun. Research of hematite beneficiation for Nanfen Concentrator[J]. Morden Mtntnc,2013(1):27-32. (责任编辑 罗主平)