司家营铁矿选矿工艺改造实践与探索

司家营铁矿选矿工艺改造实践与探索

1也开始建设司家营铜矿一期工程西家英矿区是一座大型鞍山式铁矿，占地36公里，资源储量约26亿吨。它分为南北两个区域，其中北部资源储量为9.1亿吨。司家营铁矿北区早在1958年就开始筹备,至今历时近半个世纪,直到2003年5月,唐钢开始筹建司家营铁矿一期工程。一期工程开采北区的2#和3#采场,2#采场氧化矿采用露天开采,规模为600万t/a,3#采场原生矿采用地下开采方式,规模为100万t/a,设计选矿加工氧化矿品位30.44%,原生矿品位24.9%,精矿品位均为66%,年产铁精矿粉254万t。司家营铁矿一期选矿厂于2007年10月建成投产,至2010年7月底生产铁精粉515.17万t,司家营铁矿二期2010年年底投产、三期正在建设中。1.1矿石矿物组成司家营铁矿属于鞍山式铁矿,为沉积变质岩,浅部氧化矿以赤铁石英岩为主,深层过渡为磁铁石英岩。浅部矿石矿物成分比较简单,主要为赤铁矿,其次为假象赤铁矿、磁铁矿;脉石矿物主要为石英,其次为阳起石、透闪石及少量角闪石和辉石等;微量矿物有磷灰石、黄铁矿、黄铜矿,另外还有后期蚀变的绿泥石、碳酸盐和黑云母等矿物。深部矿石矿物主要为磁铁矿、假象赤铁矿,其次为赤铁矿。脉石矿物主要为石英,其次为阳起石、透闪石及少量角闪石和辉石等。矿石化学多元素分析结果见表1,铁物相分析见表2。1.2充填尾矿尾矿层压工艺采用“阶段磨矿、粗细分级、重选—强磁选—阴离子反浮选”工艺流程。磨矿、重选、浓缩磁选系统4个系列,浓缩浮选系统2个系列。磨矿仓储存的矿石经皮带机给入第一段3.6m×5.0m格子型球磨机,分级设备为3m双螺旋分级机;第二段磨机为3.6m×5.0m溢流型球磨机,分级设备为500mm×8水力旋流器组。经过两段连续磨矿后,再用500mm×10水力旋流器组分级,粗粒经过1.5m螺旋溜槽粗选和精选产生重选精矿,螺旋溜槽粗选尾矿进入SLon-1750中磁机磁选,中磁机尾矿为最终尾矿,螺旋溜槽精选中矿自循环,螺旋溜槽精选尾矿和中磁机磁选精矿合并进入第三段磨矿分级回路。第三段磨机为3.6m×6.0m溢流型球磨机,闭路分级设备为500mm×6水力旋流器组,第三段分级溢流流入重选前的粗细分级。重选前分级溢流粒度为-200目95%,进入CTB1230弱磁机磁选,弱磁机尾矿进入50m强磁前浓缩机,浓缩后再经过圆筒筛除渣,进入SLon-1750强磁机磁选,强磁选尾矿为最终尾矿。弱磁和强磁选精矿一起进入50m浮选前浓缩机,浓缩后进入浮选作业,经过一次粗选一次精选产生最终浮选精矿,浮选精选尾矿返回到浮选粗选作业,浮粗选尾矿经过二次扫选产生最终尾矿。氧化矿原设计流程见图1。1.3原生矿原设计流程磨矿仓储存的矿石经皮带机给入到第一段3.6m×5m格子型球磨机,分级设备为3m双螺旋分级机,粒度达到-200目50%的产品进入CTB1230磁选机进行弱磁粗选(一磁),丢掉合格尾矿,粗选精矿进入二段球磨分级。第二段分级设备为MVS2020高频振网细筛,筛上产品经过CTB1230磁选机浓缩后进入3.6m×5m溢流型球磨机进行二段磨矿,磨机排矿进入磁选甩掉部分合格尾矿,磁选精矿返回细筛,筛下产品粒度-200目80%进入二磁(CTB1230磁选机),甩掉部分合格尾矿,二磁精矿进入三段球磨分级。第三段分级设备为500mm水力旋流器组,旋流器沉砂进入3.6m×6m流型球磨机进行三段磨矿,磨机排矿返回旋流器。旋流器溢流-270目90%进入三磁(CTB1230磁选机)进行选别,甩掉合格尾矿,精矿进入CXZ60磁选柱精选,产生磁选精矿,磁选柱尾矿返到二段磨矿前的浓缩磁选。原生矿原设计流程见图2。司家营铁矿自投产以来,受矿石性质、流程因素、生产技术水平等诸多因素影响,生产难以顺行,为此投资4455多万元,通过技术攻关,解决了大量技术难题,很快实现了生产顺畅,并达到和超过设计能力,生产指标也不断提升并稳定在较高水平。其中“氧化矿选矿技术应用研究”、“选矿生产循环水净化脱泥试验及应用研究”2009年获河北省冶金厅科学技术奖二等奖,“司家营铁矿整体开发方案优化研究”获2010年中国钢铁工业协会、中国金属学会冶金科学技术奖二等奖。2氧化开采过程的发展和重建2.1浮选条件优化,确定浮选方案一期选矿一厂浮选车间浮选机设计选型为JJF-20型12台,JJF-10型32台,浮选机的总容积为560m3,设计浮选时间40min。实际生产时,氧化矿3个系列开始运转时,浮选车间处理能力严重不足,浮选生产处于失控状态,生产现场跑冒严重,生产根本无法正常进行,4个系列更是无法一起运转。经过研讨论证,浮选时间不够,仅为34min,浮选机容积严重不足,而且生产过程中JJF型浮选机的吸浆能力不足,也是造成经常跑槽的重要原因。通过上述分析,公司决定新增1套浮选系统,新浮选车间设备选型定为吸浆能力较强的BF-20型浮选机,台数定为36台。同时配药系统也进行了扩建。新浮选车间于2008年2月底建成完工,经过生产调试后,于3月21日新车间投料生产。新浮选投产后,由原来的2个浮选区变成4个浮选区,一、二区由6#浓缩大井供矿,三、四区由5#浓缩大井供矿,一、二区为老浮选区,处理能力低,溢流返回5#浓缩大井。浮选流程也做了局部调整,将浮选一扫精矿返回浓缩大井改为直接返回浮选粗选工序。浮选局部流程见图3。投产后,更换的药剂罐容积合理,可以满足浮选需要,且配药工劳动强度降低。浮选机的总容积由原来的560m2增至1280m2,浮选时间由原来的34min增加到110min,使4个氧化矿系列全部运转,无跑冒现象,各项浮选指标经短时间调整后便达到工艺要求。浮选设备改造及药剂制度优化后综合精矿品位提高2.3个百分点,综合尾矿品位降低5个百分点,金属回收率提高了25.15个百分点,选矿比降低0.84。2.2加入浓硫酸+过滤性能过滤机过滤车间原设计设备选型为P30/10-C-1型陶瓷过滤机12台。浮选车间开始运转后,过滤机效果很差,利用系数非常低。经过现场深入的调查研究发现,由于浮选精矿中含有淀粉、RA-715等药剂,药剂的粘性使陶瓷过滤板微孔堵塞,造成过滤效果变差,需加浓硫酸去除淀粉。加浓硫酸后陶瓷过滤机的利用系数基本达到0.4t/(m2·h)以上,但是过滤能力仍然不足,5个系列满负荷运转时,过滤机回流很大,过滤前浓缩大井底流浓度持续偏高,生产仍然无法连续运行。浮选车间扩建后,过滤扩容势在必行。选厂于2008年6月先后新增TT-60型陶瓷过滤机4台及ZPG-96型盘式过滤机2台。经过实践检验,最终淘汰所有陶瓷过滤机,全部使用ZPG-96型盘式过滤机,共计6台。过滤车间扩建后,过滤总面积由360m2增至576m2,过滤机的利用系数达到1.3t/(m2·h)以上,处理量可达8000t/d,开4备2或开3备3就能满足选矿一厂5个系列正常运转,保证了过滤车间的通过能力,大大降低了过滤成本,球磨作业率也由原来的75%提高到90%以上,磨矿机处理能力提高10t/h左右。2.3强磁前弱磁产率2008年2月22日和8月1日对氧化矿系统进行了两次全流程考查,考查结果表明,强磁前弱磁产率分别为2.24%、1.29%,比设计指标5.8%分别低3.56、4.51个百分点,给强磁造成很大压力,为此从2008年6月起陆续将强磁前弱磁机0.18T的磁系更换成0.3T的磁系,改造后,强磁前弱磁产率为4.99%,接近设计指标,效果明显。2.4种强磁选机对比试验选矿一厂设计4个氧化矿系列,每个系列3台中磁选机,2台强磁选机,中、强磁选机规格型号均为SLon-1750。强磁选机主要用于浮选前脱泥和抛出部分尾矿,回收细粒弱磁性矿物,单系列处理能力为60~100t/h;中磁机主要用于螺旋溜槽粗选尾矿的扫选,降低中矿循环量,选出粗精矿给入三段磨矿,同时抛出大部分尾矿,单系列处理能力为90~150t/h。2008年4~8月间,在三系列另安装一台2.0m强磁机进行试验,结果表明,3台强磁选机的尾矿品位明显低于2台强磁选机的尾矿品位。根据试验结果,在2008年9月,对其他系列进行各增加1台SLon-2000强磁机的改造,单系列强磁处理量扩大到110~180t/h,同时,将原来中强磁机前的圆筒筛改为平板筛,不仅改善了除渣效果,还减少了粗颗粒杂质对磁介质的堵塞,优化了中强磁机的工作条件,对净化流程也起到了积极作用。改造完成后,中强磁选尾矿品位从17%降低到12%左右,强磁选前浓缩大井溢流浓度由4.5%降到3.0%,溢流品位降到23%以下,效果非常明显,强磁机扩能改造项目对提高精矿产量起到了积极作用。2.5尾矿的粗选、选尾矿、压矿、溢流器、三磨排矿及溢流器出矿氧化矿磨矿选别采用“阶段磨矿—粗粒重选—细粒磁选—阴离子反浮选”的选别流程。原矿经过两段磨矿,两次分级后,二段旋流器沉砂直接给入32台螺距900mm的1500mm螺旋溜槽进行粗选,粗选精矿给入24台螺距900mm的1500mm螺旋溜槽进行精选,粗选尾矿直接给入中磁选前弱磁机,弱磁选精矿、中磁选精矿与螺旋溜槽精选尾矿合并给入三段旋流器进行分级,三段旋流器沉砂给入三段磨矿机,三磨排矿及三段旋流器溢流一起返回二段旋流器;弱磁选尾矿给入中磁机,直接抛去一部分尾矿。2.5.1增加扫选方案,减少中磁选金属流失在重选作业中,螺旋溜槽粗选尾矿直接给入中磁选前弱磁机,弱磁选尾矿给入中磁选作业。在实际生产中,螺旋溜槽粗选尾矿品位较高,矿量较大,且因原矿磁性率偏低,中磁选前弱磁选精矿产率非常低(2.81%,比设计指标10.5%低7.69个百分点),导致中磁选作业给矿品位高且给矿量过大,与设计指标相差较大,造成中磁选尾矿品位高,最高时可达到17.5%,金属流失相当严重。为此在重选作业中增加一道螺旋溜槽扫选作业,该作业的精矿进入精选作业,中矿给入三段旋流器,尾矿给入中磁选前弱磁选作业,这样就能从螺旋溜槽粗选尾矿中提出一部分单体解离度较好的细粒铁矿物进入精选作业,重选就可以多拿出一部分合格精矿,并且中磁选前弱磁选作业的给矿金属量也会降低,进而中磁选作业的尾矿品位降低,从而减少金属流失。2008年6月,把各系列的原32台粗选螺旋溜槽,分出16台作为扫螺使用,改造简单易行。经生产实践,中磁选尾矿品位大大降低。图4为增加扫选后的流程图。改造实施后,重精产率大幅提高,由9.8%提高到21.77%,中磁尾矿品位由13.8%降至8.36%,中磁金属损失率由18.41%降至3.97%。但考察发现,扫螺尾矿细粒级回收效果不好。而对于具有相同直径的螺旋溜槽,其螺距越小对细粒物料的选别效果越好。经试验验证800mm的螺距比900mm螺距的螺旋溜槽选别效果明显。至2010年6月全部将扫选更换为800mm螺距的螺旋溜槽。改造后,优化了流程,重选精矿品位上升了1个百分点、金属回收率提高了16个百分点,经济效益显著。2.5.2重精产品的稳定性司家营铁矿精矿共有3部分:氧化矿重选精矿、浮选精矿,原生矿磁选精矿(简称:重精、浮精、磁精),重精占55%,重精品位的稳定对综合精矿的影响是及其重要的,而重精产品中偶尔会混杂品位较低的粗颗粒脉石矿物,影响最终产品质量,并且因为精螺中矿自循环,球磨磨矿产品短时间的跑粗将对重精品位产生长时间的影响。为保证产品质量,对重精产品进行隔粗处理,以稳定综合精矿品位。至2010年6月底,4个氧化矿系列已经全部安装了D5F1014型叠层复振筛。增加细筛后,即提高和稳定了精矿品位,也提高了精矿产率,减轻了后续作业的压力,经济效益显著。2.6改变方案,进一步提高矿压按工艺设计,单系列氧化矿流程由三段磨矿组成,三段磨矿机有效容积比一段、二段磨矿机有效容积大15.63%,三段磨矿机能力过大。2008年度两次氧化矿系统全流程考查结果也表明三段磨矿机能力富余很多。针对生产中存在的三段磨矿机过磨与能力过大问题,结合选矿工艺流程的需要,公司经多方研究论证,制订出两个系列共用一台三段磨矿机的改造方案,即只拆迁一个系列的三段旋流器组到对应的另一个系列,三段磨矿机排矿经分矿后自流回本系列二段旋流器给矿泵池,不增加动力设备。2008年10月改造完成,经第三次氧化矿系统全流程考查,三段磨机利用系数由0.39提高到0.91,已接近设计水平;三段磨矿机矿石通过量提高到192.07t/h,与设计190.91t/h相当;单位容积通过量达到7.11t/h。另外,流程考查报告显示,在磨矿处理量不降低的情况下,改造前后重选精矿品位、浮选精矿品位相当,但中磁选尾矿品位、强磁选尾矿品位和浮选尾矿品位均有不同程度的降低,说明随着三段磨矿机处理量的提高,过磨现象明显减少,选矿技术指标得到了进一步优化,改造获得成功。改造后,停止运转2台3.6m×6m溢流型球磨机,每年可节约钢球2400t,节电180万kWh,经济效益显著。2.7环水净化技术应进一步得到确立选矿一厂自试生产以来,由于受矿山开采初期矿石表面风化程度高、泥化严重及生产流程中循环水净化系统不够完善的影响,大量矿泥在流程中循环积累,造成30m澄清池溢流水浓度最高可达15%左右,严重影响着选矿技术指标和生产操作,致使选矿尾矿品位偏高(18%~20%),金属回收率非常低(氧化矿系统最低的2008年1月仅为39.65%),循环水泵磨损加快。这些问题不解决,将直接影响司家营铁矿的正常试车的进行。为彻底解决此问题,国内多家专业科研院所进行了絮凝净化试验,但净化效果均不理想,突出表现在对浮选生产不产生不利影响的絮凝剂不能起到预期净化效果,使生产循环水能够得以净化的絮凝剂严重影响浮选生产。物理净化效果较好,但成本太高,不能应用于生产。为此,2008年2月至7月,司家营铁矿技术人员对生产循环水净化系统进行了深入研究,经多方论证后一方面加快引进国内最先进的浓密技术,在对30m澄清池不改变设备主体结构、保证选矿作业连续生产的条件下进行改造;另一方面加大对絮凝剂的筛选、试验研究工作,确保循环水中残留絮凝剂不对浮选作业产生不利影响。2.7.130米澄清池重建2.7.2无机和有机絮凝剂的筛选由于选矿工艺流程的特殊性,要求矿浆中残留的微量絮凝剂不能对浮选作业产生任何不利影响。从与司家营铁矿类似的反浮选工艺流程实例中,未能找到可以借鉴的经验。为此,专业技术人员对不同种类絮凝剂的作用机理、净化效果等进行了认真细致的分析研究,对20余种无机、有机絮凝剂在实验室内完成了大量的絮凝沉降试验,逐级筛选出两种高分子聚丙烯酰胺类絮凝剂。在实验室浮选试验的基础上,从中筛选出A#阴离子型高分子聚丙烯酰胺进行了半工业试验,在此基础上提出并实施了加药系统改造。试验首先从20余种絮凝剂中优先筛选出聚合氯化铝、聚合氯化铝铁、聚合氯化铁等无机絮凝剂和多种聚丙烯酰胺,从试验结果来看,聚丙烯酰胺净化循环水效果比无机絮凝剂好,而高分子聚丙烯酰胺优于低分子聚丙烯酰胺。其次从4种高分子聚丙烯酰胺絮凝剂选出A#、D#2种高分子聚丙烯酰胺作为备选絮凝剂,通过浮选对比试验,在药剂用量2mg/L时,A#絮凝剂对浮选作业适应性较好,实验室试验、半工业试验、工业试验确定了合理的浮选药剂制度和A#絮凝剂的科学用量。2.7.3循环水净化效果针对配药能力不足的实际问题,结合聚丙烯酰胺的特性,将原有加药配药能力加大,保障絮凝剂足量输出。引用先进配药方式,有效防止了配药过程中絮凝团的产生,使药效发挥更充分。配药搅拌槽中加入蒸汽管道,提高配药温度,加快絮凝剂在水中的溶解速度,有助于链状功能团的充分伸展。经现场考查,在矿石性质基本未变的情况下,生产循环水经过3d的循环后基本稳定,30m澄清池给水浓度由13.31%下降到3.50%左右,净化后的溢流水浓度在0.1%以下,絮凝剂用量基本稳定在给水0.7g/m3左右。生产循环水净化系统改造后综合精矿品位提高了0.5个百分点,综合尾矿品位降低5个百分点,金属回收率提高了15.2个百分点,选矿比降低0.84。同时,由于生产循环水净化后流程中矿浆的含泥量大幅减少,使浮选作业技术指标得以优化,浮选精矿品位提高1.45个百分点,浮选尾矿品位下降了1.73个百分点,为以后的流程优化、提质降尾奠定了基础。2.8旋转流量计技术参数的试验和调整2.8.1系统运流器运行方案选矿一厂主要分级设备为水力旋流器。生产发现,原设计旋流器排口尺寸不能满足工艺要求,给氧化矿系统的流程调试工作带来许多困难,精矿质量和尾矿品位难以控制,粗细分级分矿比例严重失调,致使过磨现象严重,导致重选精螺开启台数每个系列仅为5~6台(设计24台),中强磁尾矿品位达到17%以上;浮选系统给矿量过大,跑槽现象严重,指标控制困难。经过公司领导和选矿技术人员多方考察论证,并与厂家协商,同时根据生产实际,进行多次局部流程考查和试验,通过对大量数据分析研究,对二、三段旋流器的排口比进行了适当调整,原设计与调整后情况见表3。经过一段时间的流程调试和生产,总结出一套比较适合工艺指标要求的旋流器调整思路:在给矿压力稳定的前提下,一段旋流器运行台数为5台,工作压力50kPa左右,溢流细度在70%(-200目)以上;二段旋流器运行台数为6台,工作压力在120~150kPa,溢流细度在92%~95%(-200目);三段旋流器运行台数一般为4台,工作压力在70~80kPa。2.8.2旋流器自动化操作水平逐步提高,保证了浮选高效的发展方向原设计旋流器给矿自动化控制系统是根据泵池液位调整电机频率,以达到对旋流器的自动控制,实际效果不好。为此对其进行改进,从旋流器给矿泵池补加水、自动化操作思路、自动化操作模式等方面进行了调整,并深切地认识到工作压力平稳对旋流器的工作状态尤为重要。目前旋流器给矿泵池补加水管直径已由原来的50mm改为159mm,把根据泵池液位调整电机频率,改为现在的根据泵池液位和旋流器工作压力自动补加水。随着旋流器的自动化操作水平不断进步,旋流器工作状态和分级效率都得到好转和提高,保证了各个阶段的高效选别。改造完成后,中强磁尾矿品位由原来的17%以上降低到12%左右;特别是二段旋流器的排口比调整后,其粗细分矿比例大大改善,基本能达到7∶3,单系列重选精螺运行台数在18台以上,增加了重选精矿的产出量,有效降低了中矿循环量,对减少过磨及降低尾矿品位也起到了重要作用;同时也给浮选系统的操作创造了较好的条件,对浮选指标的可控能力增强。目前浮选精矿品位可达到66%以上,浮尾品位由原来的25%以上降低到20%左右。2.9澄清池结构改造经过多次流程考查证明,造成金属回收率不高的原因之一是强磁前浓缩大井溢流金属损失严重,是不可忽视的重要部分,为此,在2009年12月借鉴30m澄清池的改造经验,对一系列50m大井进行了结构改造:给矿位置增加挡板,减少矿浆冲击力;泥耙尾端加导流板;沿大井全周长溢流堰安装锯齿型钢圈,溢流口为倒三角口,间隔50cm。3正常开采和开采过程的发展和改造3.1改变了料矿进入磨矿量,改善了含矿量原设计中磁选柱尾矿返回浓缩磁选,通过取样分析,磁选柱尾矿粒度组成与二磁精矿接近,与浓缩磁选给矿相差较大。改造后减少了二段磨矿量,改善了二段磨矿效果,优化了选别指标。2009年4月完成了2.4m电磁螺旋柱安装试验工作,试验结果良好,为二期设备选型提供了有力支持,同时也稳定了五系列精选指标。3.2原生矿尾矿回收局部考查司家营铁矿现在处理的原生矿磁性率一般在28%左右,从专业角度这只能算半氧化矿,而且有时会更低,因此其尾矿品位一直居高不下,均在10%以上,与石人沟、庙沟、棒磨山的尾矿品位相比要高3~4个百分点,金属流失严重。经对原生矿系统尾矿的取样考查,根据分析结果和生产现场条件,决定对原生矿的一段磁选尾矿再回收,回收系统采用LGS系列立式感应强磁机2台,尾矿部分仍然回到原尾矿系统,精矿部分给入氧化矿的一段旋流器分级,粗粒部分给入二段磨矿,细粒部分进入氧化矿的选别系统。在泵间新建一尾矿池,将一磁尾矿管自流引至新建尾矿池,用泵给入FX350×4旋流器组,溢流返回原尾矿系统,沉砂给入MVS1235复振筛,筛上由汽车运走,筛下给入2台强磁机进行选别,尾矿返回原尾矿系统,精矿部分自流给入氧化矿四系列一段旋流器泵池。改造后,对原生矿尾矿回收系统进行了局部考查。根据考查结果和现场条件,将二磨排磁选尾矿也自流到新建尾矿池,最后形成回收一磁尾矿和二磨排磁选尾矿的回收系统。考查结果显示,每小时可多产精矿5t,尾矿品位下降到6.75%。4对排水系统进行改造随着2007年10月选矿一厂4个氧化矿系列和1个原生矿系列的同时试生产,流程中的不合理问题相继暴露,大量工业污水经选矿环水泵站溢流管道流入厂区附近的小河道中,一方面由于大量水的流失而使企业负担加重,另一方面不符合国家有关“节能减排”的环保政策。为此,司家营铁矿技术人员多次召开专题会议,对设计的给排水系统进行了认真研究、反复论证。为确保“废水零排放”的目标,实现“节能降耗”,对给排水系统进行了一系列改造。(1)新水分离改造。由于电厂用水对水质要求较高,将3座高位储水池联通管断开,电厂用水单独使用1座储