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。