山西某铁矿厂一段球磨工艺指标优化研究*

2022-11-14 13:34肖庆飞王庆凯
铜业工程 2022年5期
关键词:球磨机钢球粒级

王 彬,任 頔,杜 成,周 强,肖庆飞,王庆凯

(1. 铜陵有色金神耐磨材料有限责任公司,安徽 铜陵 244000;2. 中国黄金集团内蒙古矿业有限公司,内蒙古 呼伦贝尔, 024100;3. 中南大学资源加工与生物工程学院,湖南 长沙 410000;4. 昆明理工大学国土资源工程学院,云南 昆明 650093;5.矿冶过程自动控制技术国家重点实验室,北京, 100083;6.矿冶过程自动控制技术北京重点实验室,北京, 100083)

1 引言

中国是世界钢铁产量第一大国,同时也是世界主要的钢铁资源消费大国,每年铁矿石进口量高达全球70%。因此,有效利用铁矿石资源对中国特别重要。磨矿作业对后续选浮过程十分重要,直接关系后面选浮作业效率和矿物浸出率,磨矿作业是将研磨介质与矿石相混合,矿石有用的矿物元素与脉石矿物在研磨介质的冲击及剥磨下相互分开[1]。在磨机运转过程中,有很多因素会影响磨矿产品粒度分布,如矿浆质量浓度、衬板大小及形状、磨机转速、介质充填率、介质配比等。研究发现,产品粒度分布、矿物解离度与磨矿介质配比直接相关,精确的磨矿介质配比不仅有利于改善产品粒度分布和矿物解离度,也能为后续的浮选阶段提供精矿品位[1-3]。磨矿介质精确配比可以通过矿石力学性质、原矿粒度特性和段式球径半理论公式确定[4-6]。

山西某铁矿厂磨矿流程为:Φ10.37×5.49 m半自磨+Φ660 mm水力旋流器+Φ7.32×12.5 m一段球磨+Φ350 mm水力旋流器+Φ7.32×11.38 m再磨,工艺流程图如图1所示。基于一段+Φ7.32×12.5 m球磨+Φ350 mm水力旋流器溢流,-0.074 mm含量为88.5%,其中-0.020 mm占了45%,过粉碎级别偏多;溢流中-0.020 mm金属分布率比其产量高5%,磨矿产品粒度组成严重影响到后续精矿品位选别及回收率。此外,分级机效率严重偏低,水力旋流器质效率仅30%左右,远远达不到50%的平均水平,更达不到58%的较高水平。返砂比高达655%,这也是影响分级效率的重要因素,循环负荷偏大。针对上述问题,对一段磨矿介质进行重新配比,并对比各个方案的指标,选取最优介质方案。

2 实验

2.1 试验原料

试验矿物原料取自山西某铁矿厂,在现场选取数块(样品均取自山西某铁矿厂井下实际生产时的矿石)具有代表性的矿石进行力学性质的测定,根据现场磨矿工艺流程共取200 kg磨矿样品,对样品分别筛分,确定磨机给矿粒度分布及组成比例,用作对比磨矿试验的矿料。

2.2 磨矿方案确定

采用段式球径半理论公式来精确计算钢球尺寸[7]:

式中,Db为一定磨矿条件下球磨机给矿粒度d所需的精确球径,cm;Kc为经验修正系数;Ψ为磨机转速率,%;σ压为矿石单轴抗压强度,kg/cm2;ρe为钢球在矿浆中的有效密度,g/cm3;D0为球磨机内钢球“中间缩聚层”直径,cm;df为磨机给矿95%过筛粒度Db, =cKmc

2.3 磨矿实验

试验在Φ450×450 mm的实验室小型球磨机中进行,磨机转速率75%、介质(钢球+矿石)充填率38%,与某铁矿厂生产现场的转速率和充填率保持一致,球磨机内充填钢球研磨介质68 kg,从旋流器沉砂中取出待磨矿石,其中每份矿石试样10 kg,球磨机中磨矿浓度75%,球磨机内磨矿时间为50 min,保证-0.074 mm产品细度范围在88%~89%左右(与现场细度相当)。在上述相同的磨矿条件下,分别对不同配比磨矿介质进行磨矿试验,然后对不同介质配别的磨矿产品进行取样、筛析及水析,记录不同粒级产率,对比各项指标确定最佳磨矿介质配比方案。

图1 工艺流程图

3 试验结果分析

3.1 矿石力学性质分析

对选取的矿石样品进行编号,然后进行力学性质测定,每块矿石的密度、单轴抗压强度、静弹性模量、泊松比及其均值结果见表1。

表1 力学性质测定结果

由表1可知:(1)矿石最大密度为3.60 g/cm3,最小密度为2.90 g/cm3,平均密度为3.33 g/cm3,然而矿石密度较大,易沉积在水力旋流器中不易排出进而产生过磨。(2)矿石普氏硬度系数最大为29.7(普氏硬度系数等于单轴抗压强度的十分之一,系数越大硬度越高),最小为5.8,软硬分布不均匀,平均硬度系数17.4,整体属于特硬矿块。(3)静弹性模量最大为7.52,最小为2.81,平均4.75,矿石脆性较大。(4)矿石最大泊松比0.38,最小0.18,平均泊松比0.26,矿石总体韧性较大。在磨矿过程中既要考虑矿石容重大易过磨,也要考虑矿块硬度大韧性高较难磨,同时还要兼顾脆性矿石的存在。因此,确定钢球配比时,要综合考虑全面,矿石既要磨到一定细度,又要避免过粉碎。

3.2 粒度特性

对一段分级旋流器沉砂和一段球磨机排矿粒度分别进行筛分分析,其给矿粒度特性曲线如图2所示。

图2 球磨机给矿粒度特性曲线

从图2可以看出:(1)一段球磨给矿中需要磨碎的粗级别物料+0.10 mm为67.50%,而排矿中+0.10 mm以上的为62.20%,经过磨矿减少了5.30%,故球磨机磨碎+0.10 mm粗粒级效率为E+0.10=(5.30/69.50)×100=7.63%。可见,一段球磨磨碎粗级别的效率偏低,这也与粒度愈细愈难磨有关[6];(2)旋流器沉砂中-0.074 mm占比为25.80%,球磨机排矿中-0.074 mm占比为32.80%,经过球磨机磨碎后新生成的-0.074 mm矿物粒度仅提高7.0%,磨碎效率偏低;(3)旋流器沉砂中-0.037 mm矿物粒度占比8.6%,球磨机排矿中-0.037 mm产量17.5%,矿物中一次性新生成的-0.037 mm粒度为8.9%,新生成的-0.037 mm粒度矿物偏低。综上所述,磨矿产品粒度特性差,原因在于磨矿介质比例分布不均,磨矿介质携带的能量未能有效传递到矿物上,进而使得磨矿产品粒级分布差。

针对上述问题,本文通过研究矿石力学性质及球磨机给矿粒度特性,对山西某铁矿厂一段球磨机介质配比进行优化,进而优化产品粒度分布,为后续的浮选工艺创造有利指标。

3.3 磨矿试验方案

根据矿石力学性质,本研究采用段式球径半理论公式及一段球磨机全给矿来确定球磨磨碎8 mm给矿所需的精确球径[7-11]。根据公式(1),df=8 mm;Kc=1.28;由δt=3.36及磨矿浓度R=75%,求得ρn=2.11,ρe=5.69; 按公式计算得Do=6.35;考虑矿石高硬度高韧性以及力学性质极不均匀,按抗压强度及修正系数计算,可求得Db=58.9 mm,取60 mm作为最终确定的最大球径。推荐方案配比见表2,试验方案见表3。

表2 推荐方案配比确定

表3 一段球磨机钢球初介质配比方案

3.4 磨矿对比试验

为了能够直观地看出各个球级配比方案的磨矿效果,现通过以下指标对比分析。表征如下:①+0.1 mm粗粒含量判断各方案对粗颗粒矿物的破碎能力;②-0.10+0.020 mm、-0.074+0.020 mm产率分别判明中间可选级别的生成情况以及中间易选级别的生成情况,进而判断磨矿方案对中间粒级的保护作用;-0.074mm产率判明各方案的细磨能力;③-0.020 mm产率判明各方案过粉碎情况,用这些指标来评判各初装方案的优劣。④在技术层面上,磨矿技术效率E技可以用于评价不同配比研磨介质磨矿效果的好坏。这是因为磨矿效果与E技成正比,E技越高磨矿效果越好,反之磨矿效果较差[9-12]。

3.4.1磨矿效果比较

磨矿产品通过筛分、水析获得产品中粗粒级、可选级、易选级、过粉碎级的级别产率,结果见图3。

图3 磨矿产品粒度分布

由图3可知:(1)推荐方案、现场方案、偏大方案、偏小方案(+0.1 mm)粗粒级产率分别为10.9%、25.43%、19.32%、11.42%,现场方案以及偏大方案粗粒级产率较高,而推荐方案产率较低,这是由于现场方案以及偏大方案配比中钢球尺寸较大且钢球个数较少,钢球与矿石接触面积以及碰撞次数较少,进而无法有效破碎粗粒级产品,磨矿能力差[13]。因此,推荐方案磨粗矿石的效果较偏小方案好。(2)推荐方案、现场方案、偏大方案、偏小方案(-0.1+0.02 mm)中间可选级别产率为68.47%、46.21%、48.15%、48.42%,其中(-0.074+0.020 mm)中间易选级别产率分别为55.08%、39.36%、41.32%、42.59%。无论是中间可选级别以及中间易选级别产率,推荐方案均高于其它方案。(3)推荐方案、现场方案、偏大方案、偏小方案(-0.020 mm)过粉碎率分别为20.63%、28.38%、32.53%、40.16%,其中推荐方案较现场方案、偏大方案低7.75%、11.9%,19.53%。推荐方案在剥磨细矿石过程中同时能够控制矿石过粉碎性效果,较偏小方案好。

3.4.2 磨矿技术效率对比分析

磨矿技术效率E技是评价磨矿质量的重要指标之一,磨矿技术效率与产品粒度组成相关[14-17],其具体关系见公式(2)。

式中:γ1为球磨机给矿中矿石粒级小于粗粒级(-0.1 mm粒级)含量;γ2为球磨机给矿中矿石粒级小于过粉碎粒级(-0.020 mm粒级)含量;γ为球磨机排矿中矿石粒级小于粗粒级(-0.1 mm粒级)含量;γ3为磨机排矿中矿石粒级小于过粉碎粒级(-0.020 mm粒级)含量。不同配比方案磨矿技术效率如图4所示。

图4 各方案磨矿技术效率对比

从图4中可以看出,推荐方案、现场方案、偏大方案、偏小方案磨矿技术效率分别为67.92%、38.89%、43.27%、46.62%,推荐方案较现场方案、偏大方案以及偏小方案分别高29.03%、24.65%、21.30%。现场方案以及偏大方案磨矿技术效率较低,这可能是由于两种方案中平均球径较大,钢球冲击矿石能量较大,但钢球个数较少,因此钢球与矿石接触次数较少,所以磨矿介质对大颗粒矿物无法有效破碎。由此可见,精确的球径配比能够科学地减少磨矿产品中粗粒级含量,提高合格粒级的比例[18]。在生产实践中不断提高磨矿技术效率,有利于磨矿过程中磨矿效果的提升,为后续浮选工艺指标的持续优化创造有利条件。

4 结论

(1)通过对现场矿石分析,结果表明;矿石密度为2.90~3.60g/cm3,密度较大,易产生过磨;普氏硬度系数5.8~29.7,软硬不均匀,平均硬度17.4,整体属于特硬矿块;弹性模量(2.81~7.52)×104MPa矿石脆性很大,泊松比0.18~0.38,总体表现为韧性较大;矿石性质分布不均匀,既具有高韧性难磨矿石,又具有部分脆性易磨矿石。

(2)通过研究原矿块力学性质及球磨机给矿粒度组成,结合段式半理论公式,计算出球磨机研磨介质配比m(Φ60):m(Φ50):m(Φ40):m(Φ30)=15:20:25:40。

(3)实验结果表明,推荐方案较现场方案相比,(+0.1 mm)粗粒级产率降低14.53%,推荐方案在磨粗矿石效果较好,(-0.1+0.02 mm)中间可选级别产率提高22.26%,其中(-0.074+0.020 mm)中间易选级别产率提高15.72%,(-0.020 mm)过粉碎率降低7.75%,磨矿技术效率提高29.03%,推荐方案在磨细矿石的过程中同时对控制矿石过粉碎的兼顾性效果较现场方案好。

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