酒钢粉矿选别工艺方案优化

    “十二五”末，酒钢计划本部的铁产量将达到1000万t，选矿年处理原矿规模将达到1400万t，年产铁精矿700万t左右，全部供给酒钢本部烧结、炼铁生产。为了保证炼铁生产任务及经营利润的完成，一方面要提高入炉铁料品位，提高高炉利用系数；另一方面，要降低焦比，缓解公司焦煤资源紧缺的压力，减少外购焦炭，降低成本。因此，必须提高选矿厂铁精矿质量。

    酒钢选矿厂主要处理自有矿山—镜铁山桦树沟和黑沟矿区的铁矿石。镜铁山铁矿石属典型的难选氧化贫铁矿石，具有矿石品位低、矿物组成复杂、嵌布粒度细的特点。矿石中铁矿物主要为镜铁矿、镁菱铁矿和褐铁矿，有少量磁铁矿；脉石矿物主要为碧玉、重晶石、铁白云石和石英；矿体围岩为千枚岩。

    以往酒钢选矿厂对块矿（100～15mm）采用竖炉焙烧一弱磁选工艺，对粉矿（15～0mm）采用强磁选工艺，综合精矿铁品位仅52.5%左右，其中强磁选、弱磁选精矿铁品位分别为47.5%和56.0%左右，Si0₂含量分别为10.0%和10.5%左右，金属回收率分别为67%和81%左右。铁精矿质量不高一直影响着高炉的冶炼系数和焦比，而回收率低又使资源没有得到充分的利用，这些都成为制约酒钢发展的重要因素。

    2005年底酒钢与长沙矿冶研究院合作，完成了酒钢弱磁选精矿提质降杂的半工业试验，该项目已于2007年底工业化。采用反浮选精选后，将酒钢弱磁选精矿铁品位提高到60%左右，Si0₂含量降低至6.5%左右。在这种情况下，如何提高粉矿系统的精矿质量已成为解决整个选矿厂精矿质量问题的关键。本研究通过多方案的对比，寻求提高酒钢粉矿系统精矿质量的合理工艺。

    一、粉矿选别工艺及指标现状

    酒钢选矿厂粉矿系统于1980年投产，原设计为两段连续磨矿一一粗一扫强磁选工艺流程，因矿石难选，投产后回收率很低，仅为60%左右，后经多次流程改造，回收率达到了67%左右。近年来，随着选矿规模逐渐扩大，人选矿石中难选矿的比例逐渐增加，矿石嵌布粒度变细，矿石性质严重恶化。

    目前粉矿系统的生产流程如图1所示，其精矿铁品位为47.5%左右，铁回收率为67%左右，Si0₂+A1₂0₃含量在11.5%左右，尾矿铁品位高达20%左右。该流程存在的主要问题为：①磨矿产品粒度粗细不均。一方面细度达不到要求，铁矿物不能完全解离，影响了精矿铁品位的提高和杂质含量的降低；另一方面过粉碎严重，磁选工艺难以回收的－0.038mm细粒铁矿物达45%～55%之多，成为影响金属回收率的主要原因。②流程结构不够合理。采用单一强磁选流程，机械夹杂严重，造成精矿杂质含量高。

    三、试验矿样

    试验矿样取自现场中磁机给矿，其化学多元素分析结果及粒度分析结果见表1，表2。

表1  矿样化学多元素分析结果%

表2  矿样粒度分析结果

    由表2结果可知：现场磨矿产品－200目含量较高，达到了85.95%，但粒度分布粗细不均，过粗及过粉碎现象比较严重。－120目粒级含量占6.02%，这部分铁品位低，Si0₂含量高，大多数为连生体，需要进一步细磨；过粉碎的－400目粒级含量高达65.8%，这部分由于泥化严重，选别时容易造成金属流失，影响回收率。

    四、试验结果

    在试验室进行粉矿选别工艺优化研究。磨矿设备为XMB 240×300棒磨机，磁选设备为SLon－100周期式脉动高梯度磁选机和 500仿琼斯强磁选机，浮选设备为XFDⅡ－0.75L和XFDⅡ－0.5L单槽式浮选机，分级设备为 50旋流器。反浮选捕收剂为阳离子捕收剂GE－609，抑制剂为淀粉，调整剂为NaOH。

   （一）现场生产流程模拟试验

    为便于分析对比，首先按图2进行了现场强磁选工艺流程的模拟试验。图2中高梯度磁选部分与现场流程不同，是因为实验室试验受条件限制，高梯度磁选作业不能形成闭路。

    模拟试验获得的选别指标为：精矿铁品位47.60%，Si0₂含量9.86%，铁回收率77.13%；尾矿铁品位14.43%。

    （二）强磁粗选不得精矿的优化流程试验

    1、强磁粗选不得精矿的全磁选流程

    在图2流程基础上，将强磁粗选精矿及粗粒级强磁扫选精矿再磨至－300目84%后，采用高梯度磁选机进行一粗三扫再选，细粒级部分不变。试验流程见图3，试验结果为：精矿铁品位49.74%，Si0₂含量6.76%，铁回收率74.41%；尾矿铁品位14.97%。

    2、强磁粗选不得精矿的磁-浮流程1

    在图3流程基础上，对－300目占84%的再磨产品和细粒级高梯度中矿不是进行高梯度再选，而是分别进行一粗一精三扫和一粗二精三扫反浮选。试验流程见图4，试验结果为：精矿铁品位51.31%，Si0₂含量4.51%，铁回收率73.80%；尾矿铁品位14.83%。

    3、强磁粗选不得精矿的磁-浮流程2

    在图4流程基础上，将细粒级部分由对高梯度中矿进行一粗二精三扫反浮选改为对高梯度粗选和扫选精矿进行一粗二精三扫反浮选。试验流程见图5，试验结果为：精矿铁品位51.44%，SiO₂含量4.43%，铁回收率73.45%；尾矿铁品位14.94%。

    （三）强磁粗选得部分精矿的优化流程试验

    1、强磁粗选得部分精矿的全磁选流程

    在图3流程基础上，降低强磁粗选场强，使强磁粗选精矿先作为部分最终精矿产出，而不与粗粒级强磁扫选精矿一同进行再磨-高梯度磁选机再选。试验流程见图6，试验结果为：精矿铁品位49.82%，Si0₂含量7.20%，铁回收率74.50%；尾矿铁品位14.91%。

    2、强磁粗选得部分精矿的磁-浮流程1

    在图4流程基础上，降低强磁粗选场强，使强磁粗选精矿先作为部分最终精矿产出，而不与粗粒级强磁扫选精矿一同进行再磨-反浮选。试验流程见图7，试验结果为：精矿铁品位50.66%，Si0₂含量5.30%，铁回收率74.38%；尾矿铁品位14.75%。

    3、强磁粗选得部分精矿的磁-浮流程2

    在图5流程基础上，降低强磁粗选场强，使强磁粗选精矿先作为部分最终精矿产出，而不与粗粒级强磁扫选精矿一同进行再磨-反浮选。试验流程见图8，试验结果为：精矿铁品位50.82%，Si0₂含量5.02%，铁回收率74.65%；尾矿铁品位14.60%。

    五、各流程指标对比分析

    6种优化流程与现场模拟流程的试验结果对比见表3。

表3  各流程指标对比%

    由表3可以看出：

    （一）与模拟流程（图2)相比，6种优化流程（图3～图8）的精矿铁品位均有较大幅度的提高，精矿Si0₂含量则有较大幅度的降低，铁品位提高了2.14～3.84个百分点，Si0₂含量降低2.66～5.43个百分点，提质降杂效果显著。

    （二）3种强磁粗选不得精矿优化流程（图3～图5)的选别指标好于与之流程结构相对应的强磁粗选得部分精矿优化流程的选别指标。在回收率相当的情况下，强磁粗选不得精矿流程的精矿铁品位总体上较高，尤其是精矿Si0₂含量低0.44～0.79个百分点。因此，强磁粗选不得精矿流程较强磁粗选得部分精矿流程结构合理。

    （三）相同强磁粗选精矿处理方式下，磁-浮流程较全磁选流程精矿铁品位高1.57～1.70和0.84～1.00个百分点，精矿Si0₂含量低2.25～2.33和1.90～2.18个百分点。因此，磁一浮流程较全磁选流程提质降杂效果好。

    （四）相同强磁粗选精矿处理方式下，两种磁-浮流程指标相比较，磁-浮流程2均比磁-浮流程1的提质降杂效果更显著，且磁-浮流程2结构更简单。

    （五）强磁粗选不得精矿的磁-浮流程2具有精矿铁品位高，SiO₂含量低的优点，但浮选矿量较大；强磁粗选得部分精矿的磁-浮流程2可提前获取一部分合格精矿，使浮选矿量大大降低，但精矿质量较前者差。

    根据以上分析比较认为，应采用强磁粗选不得精矿的磁-浮流程2和强磁粗选得部分精矿的磁-浮流程2进行扩大试验，通过扩大试验验证实验室试验指标，并进行技术经济评价，以确定提高酒钢粉矿系统精矿质量的合理工艺流程。

    五、结论

    （一）酒钢粉矿系统精矿的铁品位仅为47.5%左右，杂质Si0₂+A1₂0₃含量达11.5%左右，影响了高炉冶炼系数的进一步提高和焦比的进一步降低，因而迫切需要通过流程优化实现精矿质量的提高。

    （二）本试验所研究的6种酒钢粉矿优化选别工艺流程均可取得较显著的精矿提质降杂效果，与现场模拟流程试验结果相比，在精矿铁回收率相当的情况下，精矿铁品位可提高2.14～3.84个百分点，Si0₂含量可降低2.66～5.43个百分点。

    （三）根据6种优化工艺流程结构及指标的对比，结合现场实际，建议对其中的强磁粗选不得精矿的磁一浮流程2和强磁粗选得部分精矿的磁-浮流程2进行进一步的扩大试验。