提高某低品位磷矿擦洗作业产率的研究

方 舒，刘润哲，赵 辉，郎 旭，施剑声，胡 刚，杜令攀

(1.云南磷化集团晋宁磷矿，云南 昆明 650600；2.云南磷化集团以后想公司研发中心，云南 昆明 650600；3.国家林资源开发利用工程技术研究中心，云南 昆明 650600)

云南低品位胶磷矿具有贫、细、杂的特点，由于低品位原矿的品质较差，杂质含量高，含泥量大，因此浮选成本较高[1-3]。云南某磷矿利用擦洗装置对低品位原矿进行擦洗脱泥后，生产的产品作为浮选原料矿，为提高低品位磷矿的精矿产率，开展了擦洗脱泥工艺优化工业实验。在工艺改造前，擦洗脱泥后的低品位精矿产率为83.02%。通过脱水工序工艺流程改造，将旋流器底流引入脱水筛脱水，脱水筛筛下液再进入过滤机过滤，解决了原工艺流程中筛下液直接排尾粉精矿损失较多的问题。改造后，低品位浮选矿产率达到93.48%，提高了低品位磷矿资源的利用率。

1 改造前的擦洗工艺

1.1 分级脱泥工序

低品位磷矿石经擦洗后，粒径小于 4 mm 的粉矿随洗矿机溢流进入矿浆砂泵池，然后抽入两段旋流器开路流程进行分级脱泥。一段 Ф350 mm 旋流器，回收 74 μm～4 mm 粒级的粉精矿产品；溢流进入二段 Ф125 mm 旋流器后再次分级脱泥，回收19～74 μm 细粒级的精矿产品，二段旋流器溢流作为最终尾矿。

1.2 精矿脱水工序

一、二段旋流器分级后的粒径≥19 μm 的底流产品，合并进入脱水工序进行精矿脱水作业。过滤机滤饼合并脱水筛筛饼成为精矿产品，过滤机滤液合并脱水筛筛下液进入洗矿机，作为洗矿机的洗矿补加水。具体工艺流程见图1。

图1 擦洗分级脱泥工艺流程图

2 改造前擦洗工艺分析

2.1 分级脱泥工序产率损失

2.1.1 脱泥工序中的产率损失

从原矿堆场抽取生产用浮选原矿，做筛析和水析的实验，分析出≥74 μm、≥38 μm、≥19 μm 及<19 μm 的各个粒级的产率，结果如表1。

表1 擦洗低品位磷矿的实验室产率

1)通过分析,浮选原矿中粒径≥19 μm 的产率为95.95%，原设计19～38 μm 的含量只能回收60%的量，校正后浮选精矿产率为92.47%+3.48%×60%=94.56%，即通过旋流器分级后，块精矿与粉精矿产率和应为94.56%。

2)生产过程中产率为94.74%,与实验室产率94.56%相差不大，说明旋流器分级效果达到了设计效果。

2.1.2 旋流器分级效率分析

一段Φ350无等降旋流器主要回收 38 μm 细粒级的精矿产品，二段主要回收 19 μm 细粒级的产品，因此一段旋流器分析 74 μm 和 38 μm 的分级效率，二段旋流器分析 19 μm 的分级效率。如表2所示。

根据表2计算两段旋流器的分级效率为：

表2 低品位原矿分级效率

1)一段旋流器 74 μm、38 μm、19 μm 的分级效率分别为：

E74 μm=79.41%，E38 μm=79.30%，E19 μm=72.63%

2)二段旋流器 74 μm、38 μm、19 μm 的分级效率分别为：

E74 μm=67.29%，E38 μm=71.03%，E19 μm=76.28%

现有一段旋流器 74 μm 的分级效率为79.41%，38 μm 的分级效率为79.41%和79.30%；二段旋流器 19 μm 的分级效率为76.28%，两段旋流器的分级效率都较高。旋流器达到了有效分级脱泥的作用。

2.2 精矿脱水工序产率损失

抽取擦洗装置 72 h 的流程样，擦洗作业生产指标见表3。

表3 擦洗作业生产指标

根据表3：

1)过滤机和脱水筛作业后，总精矿产率为：

45.63%+(20%+17.39%)=83.02%

2)旋流器沉砂进入精矿脱水工序后，滤饼、筛饼合并产率为37.39%。与分级脱泥后沉砂产率49.12%相比，降低了11.73%。其中：过滤机滤液产率为0.7%，说明过滤机脱水后产率损失不多；脱水筛筛下液产率为11.03%，筛下液产率较高，是精矿脱水工序产率损失的主要原因。因此，精矿脱水工序中，产率损失的主要设备为脱水筛。

3)筛下液返浆进入洗矿机再次循环，由于洗矿机经常漫浆，这部分精矿部分不仅难以有效回收，还加大了工艺流程的负荷。

2.3 脱水筛工作原理

精矿浆进入脱水筛，利用2个 6 kW 的高频电机带动整个脱水筛进行高频率前后振动.在均衡的高频率振动作用下，矿浆中底层接触筛面的细粒级精矿，透过筛板沉降并进入筛下液；上层较细粒级精矿随着高频振动随矿浆液逐渐进入筛下液。最终留在筛饼中的粉精矿将很少。较粗粒级矿粒和较细粒级矿粒，在前后振动、挤压的作用下，脱水筛前端矿层逐渐堆实，水份逐渐脱除，最后成为压实的粉精矿。

2.4 脱水筛进浆、筛饼、筛下液的粒度情况

现用的脱水筛筛隙为 0.3 mm，进入脱水筛的粉精矿粒度为 19 μm 以上。由于筛隙过大，大部分大于 19 μm 小于 0.3 mm 的粉精矿进入筛下液无法回收。

取样分析脱水筛进浆、筛饼和筛下液，并分析各个粒度的分布情况如表4所示。

表4 脱水筛进浆、筛饼及筛下液粒级分布表

对比分析脱水筛进浆、筛饼和筛下液的粒度分布：

1)≥74 μm 的粒级粉精矿在进浆、筛饼、筛下液中的分布情况：进浆粉精矿的产率为71.68%，筛饼粉精矿的产率为80.11%，筛下液粉精矿的产率70.83%，它们间的差距较小，说明脱水筛在作业过程中，≥74μm的粉精矿不能有效回收。

2)38～74 μm 的粒级粉精矿分布情况：进浆粉精的矿产率为20.76%，与筛下液的17.93%较接近，而筛饼中只有8.09%。说明脱水筛在作业过程中，38～74 μm 的粉精矿不能有效回收。

3)<38 μm 粒级粉精矿分布情况：进浆产率为7.56%，筛饼和筛下物产率为11.80%和11.24%。这说明脱水筛在作业过程中，<38 μm 的粉精矿不能有效回收。

综上，各个粒级粉精矿在脱水筛筛下液中分布与筛饼、进浆一致，脱水筛在作业过程中没有回收各个粒级粉精的作用。

3 精矿脱水工艺流程改造及应用效果

根据调查结果，原工艺存在以下问题：

1)脱水筛在作业过程中存在缺陷；

2)脱水筛筛下液引入洗矿机，工艺流程过长，增加循环流程的负荷，经过的工艺点较多，得不到有效回收。

3.1 改造方法

改变脱水工艺流程：由经过洗矿、分级、脱水的大循环，改为进入过滤机的小循环。先将旋流器底流引入脱水筛脱水，再将脱水筛筛下液引入过滤机脱水，确保精矿脱水工序的最后一个环节为过滤机，以减少粉精矿产率损失。

3.2 改造条件

脱水筛筛下液引入过滤机进浆的条件为：脱水筛筛下液粒度条件和过滤机进浆相近，过滤机进浆浓度大于50%。

根据表5，脱水筛筛下液中粒度分布与脱水筛进浆粒度分布相近，而脱水筛进浆和过滤机进浆均为一、二段旋流器合并底流矿浆，因脱水筛筛下液与过滤机进浆粒度分布一致。

根据表5数据，脱水筛平均浓度达到57.52%，达到过滤机进浆浓度≥50%的条件。

表5 脱水筛进浆、筛饼、筛下液的矿浆浓度

综上，脱水筛筛下液可引入过滤机进浆。

3.3 脱水设备的改造

脱水筛筛下液引入过滤机进浆后，为保证过滤机过滤效率不降低，先对过滤机脱水设备进行改造。在过滤机的真空泵上加装一台 75 kW 的变频器，通过变频器提高真空泵转速，提高过滤机吸水速率，以提高过滤机小时处理量及过滤效率。

根据2BE系列水环真空泵及压缩机的基本参数，2BE1303-0水环真空泵，110 kW 功率电机的最大抽气速率范围41.7～66.7 m3/min，设置真空泵频率 55 Hz，过滤机运行频率 31 Hz，最大抽气速率 58 m3/min。在变频器增加真空泵转速后，对过滤机的小时处理量进行对比，结果如表6所示。

表6 真空泵提高转速前后处理量的对比

调整工艺参数后进行生产，过滤机的处理量由 38.04 t/h 提高到 42.08 t/h，提高了10.62%，达到进入脱水筛的处理量降低的目的。

3.4 脱水工艺流程的改造

原分级脱泥工艺流程不变，改变脱水工序的生产工艺流程：将一、二段旋流器的合并底流产品，先引入脱水筛进行一次精矿脱水，脱水筛筛下液再引入过滤机进行二次脱水。将脱水筛筛饼和过滤机脱水后的滤饼作为最终精矿产品。

改造内容：在脱水筛下方，增加一个筛下液的矿浆储槽，用泵将筛下液抽入过滤机进浆，具体工艺流程见图2。

图2 改造后的工艺流程图

3.5 改造效果

工艺流程改造后，在同等条件下进行试验，流程改造后的总产率为93.48%，与原产率83.02%相比，提高了10.46%。试验结果如表7。

表7 精矿脱水工序改造前后产率损失情况对比表

4 结论

1)通过脱水工序流程改造，将原脱水筛筛下精矿产品引入过滤机，过滤机滤液中粉精矿产率只有1.1%，可以有效回收脱水筛筛下液中的粉精矿。

2)改造后，脱水筛的返浆进入洗矿机的量减少，洗矿机漫浆次数减少，擦洗装置水单耗由原来的 0.3 m3/t 原矿降低到 0.264 m3/t 原矿，降低水消耗 0.035 m3/t 原矿。

3)工艺改造后，脱水筛筛下液中的粉精矿，经由原来分级脱泥和精矿脱水工序的流程大循环，改为经过脱水工序的小循环后，低品位精矿产率提高了10.47%的产率，按照年处理量160万吨，可多生产精矿16.75万吨。减少了尾矿排放，有效利用低品位磷矿资源，延长了矿山服务年限。