辽西某低品位铁磷矿选矿工艺技改实践

摘要：辽西某低品位铁磷矿主要是磁铁矿和磷灰石矿共生，其中mFe含量4%～6%，P205含量2%～3%。该矿铁、磷的可选性良好，选磷流程投产后精矿质量较好，但磷的流失严重，成本也居高不下。本文研究分析了该低品位铁磷矿选矿生产磷损失严重的原因，结合现实条件，对问题根源的前段选铁流程进行了技改和优化：概括了技改收获的经验和要点，并叙述了其中采取的主要措施：简述了技改前后的技术指标和取得的经济效果。关键词：磁铁矿;磷灰石;低品位;选矿;技改

辽西某低品位铁(磁铁矿)磷(磷灰石)共生矿mFe含量4%～6%、P205含量2%～3%。建矿初期处理量仅为2000 t/d，产品为TFe品位 45%的单一磁铁矿粗精矿(另有精选厂)。2013 年整合重组后，对原矿山破碎、磨选系统重新选址并进行了改扩建，处理量提高一倍。2015年，又用闲置设备再次对选铁车间进行扩建，使原矿处理能力提高到了6000 t/d，并新建浮选车间开始对选铁尾矿进行磷的回收。该矿铁、磷的可选性良好，选磷流程投产后精矿质量较好，但磷的流失严重，成本也居高不下。为此，2016年上半年，对铁磷选矿工艺实施了全流程优化技改。经过近一年的生产证明，技改后的选铁指标未受影响，而选磷指标获得了明显改善，铁磷选矿成本全面下降。 1原铁、磷选矿工艺流程技改前的铁、磷选矿工艺流程见图1、图2，为“磁.浮”联合流程。选铁采用一段磨矿磁选，按设备配置和建设时期不同分为大、小两个系列，处理量分别为4300 t/d和1700 t/d。该工艺经长期生产运行，选铁指标和管理操作都比较稳定，铁粗精矿mFe品位一般为43%～45%，mFe回收率大于95%。选磷流程为“脱泥一浮选”，一个系列，无磨矿作业，其原料为选铁尾矿。该浮选工艺在辽西地区同类铁磷矿的选磷生产中被普遍采用，比较成熟。在数月的试生产中，磷精矿P205品位可达34%～37%，但回收率不足55%。原矿中铁、磷矿物的嵌布粒度都比较粗，大者可达数毫米，但磷灰石相对硬度低、性脆，易解离，更易过粉碎。表1是技改前选磷车间给矿和浮选产品的筛析结果。从表1结果看出，适宜选磷的粒级是一0.28+0.045 rnln.其中.0.15+0.075 mlTl是磷浮选的最佳粒级。+0.28 mlTl粒级尾矿品位高、产率大且精矿品位低，说明磷灰石单体解离不全：一0.045 mm 粒级分选效果变差尾矿损失严重，意味着磷灰石己出现过磨。在选磷流程中，脱泥作业脱除的矿泥主要是.0.045 RllTI粒级，其品位与原矿相当，故脱泥直接导致了磷的较大流失。因此，控制矿石的粒度使其各粒级分布趋于最佳是技改的首要目标。收稿日期：2017—03—03;改回日期：2017—04—02 作者简介：张建乐(1962一)，男，高级工程师，硕士，研究方向：选矿工艺，选矿药剂，资源综合利用。万方数据 ·118· 矿产综合利用表1技改前给矿和浮选产品筛析结果 Table 1 Screening and analysis results ofore feeding and flotation products before technical modification 磁铁选铁尾矿图1铁矿磁选工艺流程 Fig.1 Technical process ofmagnetic separation for the iron ore 选铁尾矿 脱泥磷精矿图2磷矿浮选工艺流程 Fig.2 Technical process ofphosphorus flotation 小试和一些类似选厂的生产都证明，选磷时入浮矿浆的最佳浓度为40%左右。粗选时浮选浓度过低对粗精矿的品位影响不大，但会明显增加磷的损失和药剂消耗。

由于选铁生产中最终尾矿的浓度最高只能控制在27%左右，因此，控制选铁用水也是技改工作的重点内容。 2选矿工艺全流程优化技改根据铁、磷选矿技术要求和现实情况，拟定技改的总体思路是将选铁一段磨选两个系列改为两段磨选一个系列，加强粒度控制，取消选磷的脱泥作业。改造初步完成后，经连续调试和不断完善，最后形成的流程见图3。原矿磷精矿图3技改后的铁磷矿选矿工艺流程 Fig.3 Technical process for beneficiation of iron and phosphorus ore after technological modification 2.1 加强粗磨分级粒度和铁粗选尾矿粒度的控制，减少磷矿过粉碎。万方数据第4期 2018年8月 张建乐等：辽西某低品位铗磷矿选矿工艺技改实践 ·119· 原大系列MQG3280球磨机用于粗磨，小系列 MQG2455球磨机用于再磨，设备处理量、物料性质和磨矿细度等都发生了很大变化，必须重新设计计算。选铁流程粗选是铁磷分离的主要作业， 70%以上的磷原料来自该作业尾矿。因此，铁粗选作业尾矿的粒级组成是控制的主要对象。粗磨处理量提高到6000似后，排矿细度放粗到一o.07mm目占25%，此时使用原有的FLG2400 螺旋分级机返砂量太大，且其中含有大量选磷的合格粒级，势必增加过磨和粗磨负荷。因此，在大磨排矿端接装一台自制的筛孔为3 l'nnl的中1500×2000滚筒筛(磨头筛)，显著地减少了分级机返砂中的一1 IlllTI物料，有效避免了磷矿的过磨。由于粒度放粗，选铁流程中的粗选作业尾矿不宜直接给入扫选作业(绝大部分会进入选磷系统)，因此，先用①350旋流器对其进行了分级，沉砂返回粗磨，溢流进入扫选。分级设备曾用旋流器和高频筛(筛孔0.6删∞)进行对比，前者系利用物料的粒度和比重差进行分级，后者仅根据粒度差强制截取，从两者细粒级产物的粒级组成看(表2)，旋流器溢流粒级组成相对更有利于磷的浮选。此外，筛上物料因颗粒粗、含水量小须加冲洗水方可输送，不利于控制最终选铁尾矿的浓度。表2铁粗选尾矿不同方法分级产物筛析结果 Table 2 Screening and analysis results of different gradient iron roughing tailings 2.2减少选铁流程中的高耗水作业或设备，工艺流程，提高最终选铁尾矿浓度。选机内部冲散水和精矿卸矿水都不能随意调节，要控制选铁尾矿的浓度必须减少或代替这些高耗水作业。此外，原选铁流程中所有磁选作业尾矿均集中给入扫选，无回水利用。由于技改后选铁精选二作业尾矿的浓度很低(小于5%)，在新流程完善过程中，将该尾矿直接作为回水与扫选精矿同路返回至第一段磨选作业，节省了一部分新水。一段磨选改为两段磨选后，取消了脱水磁选作业(2台CTBl230磁选机)和与小磨机匹配的 FLGl200螺旋分级机，并对设备重新进行了设计配置。原分别用于两个系列精选一和精选二作业的4台CTBl230磁选机合并为一个系列后减为2 台，高频筛在原流程中共有18台(2024型)，在新流程中作为第二段闭路磨矿的分级设备，因处理量减少仅使用了6台。作业减少后，经重新调整流量和扬程，相应的矿浆输送泵也由原来的6 台减为4台。选铁流程技改实施完成后，选铁总用水量大幅下降，有效提高了最终选铁尾矿的浓度(可稳定在35%以上)，因此取消了选磷流程的原矿脱泥装置(①350旋流器组加1000m3自制浓密箱.其中旋流器组改用于选铁粗选尾矿的分级和浓缩)。 2.3减少再磨循环负荷，优化再磨及分级工艺。在闭路磨矿时.通常将磨机排矿直接给入分级设备，粗粒返回构成闭路。湿式筒式磁选机的磁选过程也有很好的分级作用，磁性产品一般都比非磁性产品粒度粗，含泥量要少得多。因此，新流程在第二段闭路磨矿的配置中，先将磨机排矿进行磁选(精选一)，然后对磁性产品进行分级形成闭路，避免了非磁性产品中细粒磷矿的循环再磨，同时大大减轻了高频筛负荷，提高了分级和磨矿效率，降低了用水量。上述措施对磁铁矿的再磨再选和减少磷矿的过粉碎都非常有利。优化 3 主要技术经济指标对比磁选和分级都是用水量较大的作业，尤其是磁技改前后铁、磷选矿生产指标对比见表3。铁矿选矿指标和选磷精矿品位前后基本相同，磷回万方数据 ·120· 矿产综合利用 2018住收率则提高了近30%，每日可多产磷精粉130 t，选磷成本大幅降低。技改后车间设备工作容量节省约150 kW，日直接动力成本节省约2000元;曰耗水量节省约4000 t，供水成本也明显下降。初步估算技改获得的年经济效益达1500万元以上。表5煤油用量试验结果 Table 5 Effect ofkerosene dosage on experimental results 4 结语 (1)该低品位铁磷矿在扩建选铁和新增选磷生产线时，照搬原选铁和同类矿山选磷工艺流程，结果造成严重的磷矿流失。根据矿石特点和存在问题，结合现实条件和小试验证，通过全流程优化技改，取得了较好的铁、磷选矿技术指标。 (2)加强铁、磷分离(铁矿粗选)作业给矿和尾矿粒度的控制是获得铁、磷选矿最佳指标的关键。在铁矿再磨过程中，将磁选作业置入磨矿与分级之间，对铁、磷的选矿都非常有利。 (3)全流程技改节省了一定动力和大量空间，车间配置更加合理，给操作和管理都带来了很大方便。