罗河铁矿选矿工艺流程优化

刘 军 丁开振 王 炬

(1.中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司，安徽 马鞍山 243071；2.安徽马钢罗河矿业有限责任公司，安徽 合肥 231562)

马钢罗河矿业有限责任公司铁矿石资源量为3.4亿t、黄铁矿资源量为4 083万t，矿山按采选500万t/a的规模进行建设，其中一期300万t/a的采选系统于2010年开工建设，2011 年11 月投入生产。设计的选矿工艺流程为三段一闭路破碎(粗碎在井下)—阶段磨矿—浮选—弱磁选—强磁选—重选流程，即从一段粗磨产品中浮选回收黄铁矿，浮选尾矿弱磁粗选预富集后再磨再选回收磁铁矿，弱磁尾矿采用强磁+重选工艺回收赤铁矿，总尾矿经高效浓缩机浓缩后输送至尾矿库。

选矿厂自投产以来，主要存在以下问题：

(1)一段球磨机平均台时产能仅为150～160 t，明显低于设计的189.39 t。

(2)磁铁精矿铁品位为65%～66%，含硫高达0.45%～0.50%，影响铁精矿的销售。

(3)赤铁精矿铁品位仅为43%～48%，明显低于设计指标。

(4)硫精矿含Cu约0.25%，未加以回收，影响了资源的综合利用效率。

为解决上述问题，马钢罗河矿业有限责任公司与中钢集团马鞍山矿山研究院等单位进行了联合技术攻关，取得了一定的成果，为罗河铁矿选矿工艺流程优化指明了方向，部分工艺优化已付诸实施。

1 原矿性质

罗河铁矿石按矿石的自然类型分为磁铁矿矿石、赤铁矿-磁铁矿矿石、赤铁矿矿石、黄铁矿-磁铁矿(赤)矿石、菱铁矿-磁铁矿(赤)矿石，铁主要赋存在磁铁矿中，其次赋存在假象赤铁矿及少量的褐铁矿中，硫化铁的含铁矿物为黄铁矿及微量的磁黄铁矿，含铜矿物为黄铜矿等。矿石中的脉石矿物主要为透辉石、长石、石英、硬石膏等。

矿石的结构以自形—半自形晶结构为主，其次有他形晶结构，交代假象结构，交代网状或网脉状结构和交代残余结构。矿石构造以致密块状为主，其次为浸染状构造、网状、网脉状构造和斑杂状构造。

磁铁矿主要以自形—半自形晶致密块状和网状、网脉状集合体与脉石共生，最大粒径为10 mm，最小为0.01 mm，一般为0.10～1.50 mm。黄铁矿以自形—半自形晶为主，最大粒径为1.50 mm，最小为0.005 mm，一般为0.30～0.01 mm。

矿石主要化学成分分析结果见表1，铁物相分析结果见表2，硫物相分析结果见表3。

表1 原矿主要化学成分分析结果

2 现场流程与设计、生产指标

为全面了解选矿工艺中存在的问题，对选矿厂磨

表2 原矿铁物相分析结果

表3 原矿硫物相分析结果

选流程进行了考查，结果表明，矿石在一段闭路磨矿细度为-0.076 mm占53.74%的情况下，采用1粗2精1扫流程选硫，弱磁粗选精矿闭路磨矿至-0.076 mm占71.27%后进行1次弱磁精选、1次浓缩磁选获得磁铁精矿，弱磁粗选尾矿与弱磁精选尾矿合并浓缩后经1次强磁选，强磁选精矿与弱磁浓缩磁选尾矿合并浓缩后经螺旋溜槽重选，最终获得硫品位为44.12%、硫回收率为54.92%的硫精矿，铁品位为65.03%、含硫0.51%、铁回收率为72.26%的磁铁精矿，以及铁品位为45.32%、含硫2.91%、铁回收率为1.43%的重选铁精矿。其中硫浮选、弱磁选的设计与生产指标见表4，强磁选、重选作业的设计与生产指标见表5。

3 现场工艺所存在的问题与优化

3.1 一段球磨问题分析与工艺优化

根据流程考查所测得的数据，计算各段球磨机按-0.076 mm粒级计的单位处理量q，见表6。

由表6可看出，现场测得的球磨机q值均小于设计值，一段表现得尤其突出。

为了测定罗河铁矿现生产一段球磨给矿的磨矿难易程度，以龙桥铁矿一段球磨给矿为标准样，进行了相对可磨度测定试验，结果见图1。

表4 硫浮选、弱磁选作业设计与生产指标

表5 强磁选、重选作业设计与生产指标

表6 各段球磨机的q值

图1 罗河铁矿相对可磨度曲线

由图1可计算出罗河铁矿一段球磨给矿的

K55=9.5/13.0=0.731，

(1)

K75=15.0/17.6=0.852.

(2)

即新生-0.076 mm粒级产率为55%所对应的相对可磨度系数为0.731；新生-0.076 mm粒级产率为75%所对应的相对可磨度系数为0.852，可见，罗河铁矿石比龙桥铁矿石难磨。

根据龙桥铁矿一段球磨机(φ3.6 m×6.0 m)的q值1.5 t/(m3h)，并结合相对可磨度系数，计算出的罗河铁矿一段球磨机q值为1.5×0.731=1.097 t/(m3h)，与生产实际值1.04 t/(m3h)基本一致，故可确定在现有磨矿条件下(入磨粒度、矿石性质、球磨机大小)，一段球磨机处理能力提高的幅度十分有限。

根据目前的选矿技术发展状况，可通过在现场破碎作业后增设高压辊磨系统，以改善矿石的可磨性，从而实现一段球磨系统处理能力的提升。

3.2 磁铁精矿含硫超标原因分析与解决措施

为了确定现场磁铁精矿含硫超标的原因，取现场硫浮选给矿、弱磁粗选给矿、弱磁精选给矿，在实验室模拟现场工艺条件进行验证试验，试验结果见表7，现场弱磁选铁精矿硫物相分析结果见表8。

表7 硫浮选、弱磁选作业实验室验证试验结果

表8 现场弱磁选铁精矿硫物相分析结果

由表7、表8可知，现场的磨矿细度较好地实现了硫化矿物的单体解离，且现场浮硫充分，弱磁选铁精矿中以磁黄铁矿形式存在的硫占比很低，因此，造成弱磁选铁精矿硫超标的原因主要是弱磁选效果欠佳，机械夹杂严重。 因此，应通过增加弱磁选段数和弱磁选机台数(以降低弱磁选设备处理量)来改善分选效果。

3.3 赤铁矿精矿品位低的原因与解决措施

为了验证现场的强磁选、重选作业的效果，取现场强磁选给矿、重选给矿在实验室进行验证试验。实验室验证试验结果见表9，现场强磁选给矿、重选给矿筛析结果分别见表10、表11。

由表9～11可知：现场强磁选给矿、重选给矿粒度较粗，且粗粒级品位明显较低(重选给矿尤其如此)，这部分粗粒级既易造成强磁选介质盒堵塞、恶化强磁选效果，又难以在重选作业中抛除，因而导致重选精矿铁品位较低。因此，宜在强磁选前筛除+0.3 mm粒级。

同时，结合流程考查期间暴露出的强磁选设备每小时通过的体积量过大问题，建议适当提高强磁选给矿浓度，以改善强磁选分选效果。在2.2节介绍的弱磁选效果得到改善后，浓缩磁选尾矿再进重选，可为改善重选效果创造条件。另外，增设重选精选作业，有利于提高赤铁矿精矿铁品位。

表9 强磁选、重选作业实验室验证试验结果

表10 强磁选给矿粒度分析结果

表11 重选给矿粒度分析结果

3.4 铜硫分离可选性研究

3.4.1 硫精矿成分与铜相态分析

现场硫精矿主要化学成分分析结果见表12，铜物相分析结果见表13。

表12 硫精矿主要化学成分分析结果

注：Au、Ag的含量单位为g/t。

表13 硫精矿中铜物相分析结果

表12表明，硫精矿中的Cu具有综合回收价值。

表13表明，硫精矿中Cu主要以硫化铜的形式存在，占总铜的93.53%。

3.4.2 铜硫分离试验结果

在对磨矿粒度、抑制剂石灰用量、铜矿物捕收剂C330用量、起泡剂2#油用量进行四因素三水平正交试验的基础上进行了开路试验和闭路试验，闭路流程见图2，结果见图3。

3 结 语

(1)罗河铁矿石性质复杂，矿物种类繁多，且多种矿物具有回收价值。

图2 含铜硫精矿铜硫分离闭路试验流程

图3 含铜硫精矿铜硫分离闭路试验数质量流程

(2)矿石难磨是一段球磨处理能力达不到设计值的主要原因。在现有磨矿条件下，球磨处理能力提高幅度有限，可通过采用高压辊磨超细碎工艺来降低矿石入磨粒度，改善矿石的可磨性，实现达产目标。

(3)磁铁精矿含硫超标的主要原因是机械夹杂，现场可通过增加弱磁选机台数等措施来改善弱磁选效果，实现磁铁精矿降硫目标。

(4)粒度粗、单体解离不充分是赤铁矿选别指标差的主要原因，可通过在入选前筛出+0.3 mm粒级来改善分选效果，提高赤铁矿精矿指标。

(5)在含铜硫精矿再磨至-0.076 mm占85%的情况下，采用1粗3精2扫、中矿顺序返回流程抑硫浮铜，可获得铜品位为17.51%、铜回收率为59.54%的铜精矿，以及硫品位为44.25%、硫回收率为99.34%的硫精矿。

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