某选矿厂工艺问题诊断及优化措施研究

刘国义 李春艳 王生勇 王陆新 刘盛辰 余 莹3

（1.鞍钢集团矿业弓长岭有限公司；2.鞍钢集团矿业设计研究院有限公司）

某选矿厂采用阶段磨矿阶段磁选—细筛—再磨再选工艺处理鞍山式贫磁铁矿石，2006年完成大型工艺技术改造后，生产技术指标一度达到国内领先水平。近年来，随着矿山规模的扩大，矿石性质的变化导致各项工艺技术参数发生了较大变化，生产指标总体呈恶化趋势。

为扭转当前的不利局面，必须通过系统的工艺流程考查，找出生产指标恶化的具体体现，分析产生问题的原因并提出改进措施，为最终优化工艺参数，调整生产过程，改善选别效果，实现稳质降尾、减排增效目标［1-5］。

1 原矿性质

选矿厂处理的矿石类型为闪石型贫磁铁矿石，矿石的构造以条带状构造为主，同时发育揉皱状构造、角砾状构造和块状构造；矿石的结构以粒状变晶结构为主，含有少量浸染状结构、包裹体结构。矿石中铁矿物以磁铁矿为主，赤铁矿少量，褐铁矿、黄铁矿及磁黄铁矿微量；脉石矿物以石英为主，其次是云母类矿物、闪石类矿物，绿泥石、方解石、菱铁矿、白云石等少量。铁矿物嵌布粒度平均49.86μm，脉石矿物嵌布粒度平均51.07μm。原矿主要化学成分分析结果见表1，铁物相分析结果见表2。

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由表1可见，原矿铁品位为29.31%，主要脉石成分为二氧化硅，其次是三氧化二铝，有害杂质硫、磷含量很低，矿石属高硅贫铁低硫磷酸性矿石。

由表2可见，原矿中的铁以磁性铁为主，含量为23.21%，铁分布率为79.19%，是主要回收对象；其次是赤褐铁，含量为3.50%，铁分布率为11.94%；碳酸铁和硅酸铁总含量为2.60%，总铁分布率为8.87%。

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2 工艺流程及指标

选矿厂采用两阶段磨矿弱磁选—细筛筛分—中矿再磨再选流程，选矿厂共有5个生产系统，原矿处理量约1 100万t/a，产精矿约395万t/a，水耗11.83 m3/t原矿。选矿工艺流程见图1，生产指标见表3。

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由表3可见，现场精矿品位为66.51%、回收率为77.83%，精矿品位略低于工艺要求的66.80%的目标，尾矿品位明显高于工艺要求的8.80%的目标。

3 工艺现状及存在的问题

工艺现状及存在的问题分析以现场流程考查指标为依据。

3.1 磨矿分级作业

现场磨矿作业的主要技术指标见表4，分级作业的主要技术指标见表5。

3.1.1 一次磨矿分级作业

一次磨矿入磨产品-12 mm粒级含量95.48%，达到产品粒度要求；一段球磨机平均台时处理量285.4 t/h，最低278 t/h，最高290 t/h，波动较大；一次磨矿浓度平均80.08%，较适宜；一次分级溢流-200目含量平均53.44%，铁矿物单体解离度平均60.96%，脉石矿物单体解离度平均38.62%，脉石矿物解离度偏低，因此一次磨矿粒度偏粗，-200目含量应提高到60%左右；一次磨矿分级返砂比偏低，为148.45%，应提高至200%～300%；总体看，一次磨矿作业状态相对稳定，磨矿效率较高。一次分级质效率偏低，为25.83%，主要原因是一次旋流器工作压力较低，为0.056～0.060 MPa，应提高到0.08～0.10 MPa，此外，水力旋流器分级作业状态受给矿浓度、给矿压力、液位高度等多项操作因素的影响，同时也受沉砂嘴直径等设备结构参数的影响，现场很难同时控制这些影响因素，造成分级效率低。

3.1.2 二次磨矿分级作业

二次磨矿分级作业给矿-200目含量52.17%，品位45.10%。二次磨矿作业存在的主要问题：二次磨矿浓度较低，为53.67%，应控制在70%～75%；二次磨矿分级的返砂比偏低，为48.00%，磨矿效率偏低；二次分级溢流-200目含量80.29%，未达到工艺要求的-200目含量85%，铁矿物单体解离度平均81.54%，脉石矿物单体解离度平均48.44%，矿物单体解离度偏低，对后续选别指标将产生不利影响。

二次分级旋流器工作压力较合理，平均分级质效率为37.37%，二次分级旋流器给矿浓度偏低，为27.72%，应控制在30%～40%。

3.1.3 再磨分级作业

再磨采用2台MQY2736型球磨机，给矿为一、二段细筛筛上的混合物（称中矿），产率68.61%，品位47.22%，-200目含量65.59%。再磨分级作业的问题：系统处理量较大，所处理的物料为难磨连生体，设备本身能力不足。磨机处理能力低，造成磨矿效率低，q-200仅为0.282 t/m3h，磨矿效果差；再磨分级给矿浓度平均57.90%，给矿粒度粗、浓度过高，造成分级效果差，分级效率低，分级质效率仅为9.44%；再磨分级溢流产品粒度-200目含量71.10%，远低于工艺要求的-200目含量90%，与给料相比，再磨分级作业使-200目含量仅提高5.51个百分点，再磨分级溢流铁矿物单体解离度平均78.82%，脉石矿物单体解离度平均42.08%，铁矿物和脉石矿物单体解离度均较低，这严重制约着后续选别作业能力的发挥，影响流程整体选别效果及最终精矿品位，因此，该选厂要改善工艺运行状况，首先要解决再磨产品粒度问题。

3.2 筛分作业

筛分作业在流程中起到辅助分级和提质的双重作用，对于保证精矿质量至关重要。

一段细筛给矿-200目含量82.10%，筛下与筛上分配比为44∶56，筛分量效率为55.89%、分级质效率为50.34%，表明一段细筛分级效果较好，筛分效率较高；筛下产品-200含量96.12%，-325目含量85.99%，达到粒度要求；给矿品位57.47%，筛下品位64.85%，筛上品位50.81%，提质7.38个百分点，提质效果明显。

二段细筛给矿-200目含量72.02%，筛下与筛上分配比为21∶79，筛分量效率为26.64%、分级质效率25.68%，表明二段细筛分级效率较低；筛下产品-200目含量95.22%、-325目含量82.47%，未达到产品粒度要求，这必然影响最终精矿品位；给矿品位50.24%，筛下品位63.79%，筛上品位45.56%，提质13.55个百分点，提质效果显著。总体来看，二段细筛给料粒度粗、筛下产率较低、筛上产品产率较高，造成中矿循环量大，再磨负担重。

3.3 选别作业

选别作业主要包括三段磁力脱水和四段弱磁选。

3.3.1 磁力脱水作业

一段磁力脱水作业处理二次分级溢流，给矿品位45.10%，精矿品位49.69%、作业回收率97.68%，尾矿品位9.22%。作业回收率较高、提质4.59个百分点，精矿提质幅度偏低，一次磁力脱水精矿品位应达55%以上；影响一段磁力脱水作业提质的主要原因是给矿粒度偏粗，矿物解离不充分。

二段磁力脱水作业处理再磨分级溢流，系统处理量为195.54 t/h，单台磁力脱水槽处理量为65.18 t/h，超出设备处理能力（40 t/h）。给矿品位47.22%，精矿品位48.66%、作业回收率99.35%，回收率较高。作业提质1.44个百分点，二段磁力脱水作业精矿提质幅度很低，尾矿品位也较低，没有起到应有的脱泥提质作用。原因有三：一是给矿粒度较粗，矿物解离不充分；二是给矿浓度较高，矿物颗粒难以有效分层；三是设备超负荷运行。

三段磁力脱水作业处理一、二段细筛筛下产品。给矿品位64.37%，精矿品位65.93%，尾矿品位10.65%，作业提质1.56个百分点，三段磁力脱水作业起到了应有的提质作用；尾矿品位较低，说明还可以脱除更多贫连生体。三段磁力脱水作业给矿浓度较高，为44.25%，应控制在20%～30%。

3.3.2 磁选作业

一段磁选作业处理一次分级溢流，实现在粗磨条件下抛弃大量低品位尾矿、减少后续磨选作业通过量、降低磨矿能耗的目的。一段磁选作业给矿品位29.31%，精矿品位45.10%，尾矿品位9.40%，抛尾产率44.23%，该作业存在的问题是精矿品位略低，尾矿品位偏高，主要原因是给矿粒度粗、矿物单体解离不好，容易造成磁性夹杂。该尾矿在综合尾矿中权重较大，品位偏高易造成综合尾矿品位偏高。

二段磁选作业处理一段磁力脱水作业精矿，给矿品位49.69%，精矿品位57.47%、作业回收率96.34%，尾矿品位10.89%。作业提质7.78个百分点，二段磁选存在的问题是给矿和精矿品位偏低，给矿品位低是由于一段磁力脱水作业提质幅度不够，进一步可以追溯到二段磨矿细度不够。

三段磁选作业处理二段磁力脱水作业精矿，给矿品位48.66%，尾矿品位15.78%，精矿品位50.24%、作业回收率98.51%，作业提质1.58个百分点。三段磁选作业存在的问题是给矿和精矿品位低，尾矿品位高。主要原因：一是上段作业提质幅度不够；给矿解离度低；三磁给浓度偏高，应控制在25%～35%。

四段磁选作业是处理三段磁力脱水作业精矿，给矿品位65.93%，尾矿品位16.12%，精矿品位66.51%、作业回收率99.72%，回收率较高。作业提质0.58个百分点。四磁给浓度合理，为35.17%；四磁精浓度较低，为38.12%，适宜浓度为50%～55%。

3.4 精矿和尾矿分析

精矿主要化学成分分析结果见表6，尾矿铁物相分析结果见表7。

由表6可见，精矿品位66.51%，二氧化硅含量6.44%，硫、磷、铝、等杂质含量均较低。

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由表7可见，尾矿中的铁以赤褐铁和硅酸铁为主，磁性铁含量1.40%，偏高。

4 工艺优化措施及效果

（1）由于原矿的性质是决定产品指标的核心因素，因此，应加强原矿性质监测，尽力做到合理供矿，稳定原矿性质。

（2）通过提高一、二段磨矿返砂比，稳定磨矿浓度，降低一次分级旋流器给矿浓度，提高一、二次分级效率，提高再磨产品细度、二段细筛给矿细度和筛分效率，减少中矿循环量，实现磨矿分级工艺参数优化，确保一段分级溢流-200目含量60%以上，二段磨矿分级溢流-200目含量85%以上，再磨分级溢流-200目含量90%以上。

（3）优化磁选工艺参数，严格控制各段磁选作业浓度，使之保持在合理的范围内，实现既保证选别效果，又兼顾节水的目标。

（4）磁力脱水槽采用自动控制技术，智能控制处理量、浓度、矿层厚度和产品指标；增加二段磁力脱水作业设备台数，提高处理能力。

（5）建议一段磁选采用较高磁场强度的磁选机，再磨采用塔磨机，四段磁选采用陶洗机，提高装备水平。

（6）从长远考虑，建议开展选矿工艺技术升级研究，力争实现缩短工艺流程、提高磨选效率和产品指标的目标。

5 结论与优化效果

（1）某选矿厂处理的原矿以磁铁矿为主，赤褐铁矿等少量，铁矿物嵌布粒度较细。矿石采用阶段磨矿阶段弱磁选—细筛筛分—中矿再磨再选工艺流程处理，精矿品位66.51%、回收率为77.83%。

（2）流程考查表明，各磨矿分级产品细度不够，多产品浓度指标也不合理。因此，应强化磨矿分级作业，保证一段磨矿分级溢流-200目含量55%以上，二段磨矿分级溢流-200目含量85%以上，再磨分级溢流-200目含量90%以上；提高二段细筛给矿细度，通过提高筛分效率优化筛分产品分配率，减少返砂量；优化各选别作业工艺技术参数，使设备保持良好的工作状态。

（3）通过工艺优化，2022年上半年，在保持精矿品位稳定的基础上，尾矿品位下降了0.8个百分点，实现了稳质降尾，减排增产创效的效果。