选矿厂技改项目(李楼铁矿选厂生产调试及技术改造) 离娄铁矿选矿厂生产调试及技术改造:& nbsp；& nbsp楼铁矿选矿厂是我国第一个采用强磁尾矿-强磁选-中矿浮选工艺处理低品位镜质体的选矿厂。 该厂强磁选部分有两个系列，两个磨矿阶段；中矿集中浮选合并为一个系列。 浮选精矿和二次强磁选精矿合并为综合精矿，浮选尾矿和一次强磁选尾矿合并为综合尾矿。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp2005年8月18日，选矿厂开工建设；主厂房于2006年6月竣工，同年6月底，主体设备通过空载联动试车。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp2006年7月1日后，装置开始投料，先后进行了几次初步调试，但调试结果与设计指标相差甚远。 根据初步调试过程中发现的问题，中钢马鞍山矿业研究院有限公司与离娄铁矿合作，对原设计流程进行了必要的改造。 改造后，在原矿铁品位为32.35%的条件下，获得了铁精矿产率38.47%、铁品位64.87%、铁回收率77.14%的投产指标。不仅精矿质量优良，而且解决了强磁选尾矿浮选尾矿铁品位高的问题，铁回收率超过设计指标。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp一、矿石性质:& nbsp& nbsp& nbsp离娄铁矿由三个矿体组成，其中1号矿体是主要矿体，它贯穿整个矿床，一般呈层状，在走向和倾向上有稳定的延伸，并有膨胀、收缩和分叉等现象。 矿体一般近南北走向，浅部中部向西倾斜，倾角65° ~ 80°，中深部近直立或向东倾斜，倾角80°。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp矿床底板岩性单一稳定，为白云石大理岩。顶板岩性复杂，主要由黑云母斜长片麻岩(麻粒岩)、白云石大理岩和云母石英片岩组成。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp矿体中石块较少，岩性较为简单。 1号矿体含云母绿泥石石英片岩；No的内含物II和No。ⅲ号矿体为应时铁片岩和白云石大理岩，局部发现辉绿岩。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp矿石的矿物组成:金属矿物主要是镜铁矿，其次是磁铁矿和赤铁矿，还有少量的菱铁矿和褐铁矿。 脉石矿物主要为应时，其次为闪石和云母，少量石榴石、蓝晶石和绿泥石，少量磷灰石和碳酸盐矿物。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp矿石的化学成分:矿石的主要化学成分为Fe2O3和SiO2，少量CaO和MgO，少量MnO、TiO2、S、P等。 铁的品位最高为63.50%，一般为30% ~ 38%。 1号矿体总体平均铁品位为34.17%，其中平均铁品位≥30%的占77%，平均铁品位≥45%的约占5%，最富部分铁品位达到63.50%。 该矿体矿石品位较为均匀，品位稳定在控制范围内。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp矿石结构:镜质体型矿石以鳞片状晶体结构为主，其次为异形粒状晶体结构、假自形-半自形晶体结构、交代结构和残余结构等。 粒径以0.05~0.25mm为主，0.25~0.5mm次之，部分大于0.5mm，少数小于0.05mm。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp矿石构造:以条带状构造和浸染状构造为主，其次为点状构造、片状构造和块状构造。 条带状结构以细线-条纹为主，其次为细条纹-条纹，常交替或重叠；浸染状构造以致密浸染状构造(铁矿物含量20% ~ 80%)为主，其次为稀疏浸染状构造(铁矿物含量小于20%)。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp矿石类型:按铁矿物类型主要分为镜质体(约65.07%)、磁铁矿(约22.21%)、假晶和半假晶赤铁矿(约11.00%)。 玻璃铁矿主要分布在1号矿体中，磁铁矿主要分布在3号矿体中，2号矿体中磁铁矿和硫酸矿各占一半。 按脉石矿物类型可分为两种:应时型(包括应时针铁矿、应时磁铁矿、应时磁铁矿等应时型氧化矿)和角闪石型(阳起石、角闪石、角闪石)应时型。前者主要分布于1、2号矿体，后者主要分布于3、2号矿体。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp矿石的工业类型:根据TFe含量与FeO含量的比值，可分为磁性矿石(比值小于3.5)、弱磁性矿石(比值大于3.5)、次生氧化矿石；按照工业利用方式，所有矿石都属于需要选矿的贫铁矿。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp二。集中器设计流程及工艺指标:& nbsp& nbsp& nbsp楼铁矿选矿厂初步设计于2005年5月完成，之后进行了选矿厂施工图设计。 设计工艺流程见图1，设计工艺指标见表1。 & nbsp& nbsp1 & nbsp设计流程& nbsp1 & nbsp楼铁矿选矿厂设计工艺指标为产品产量/%铁品位/%铁回收率/%产量/(万t/a)原文:精矿& nbsp我的尾巴& nbsp矿100.0036.4563.5531.0065.0011.50100.0076.4323.5760.0021.8738 . 13:& nbsp；& nbsp& nbsp需要注意的是，在设计过程中，一段磨矿给料粒度为- 12mm，但由于现场使用两台老式细碎机，破碎效果并不好。因此，在实际生产中，加大与细碎机配套的筛网目数，将一级磨矿给料粒度粗化至- 20mm，以保证有足够的给料进行磨矿。 但通过调整磨矿分级参数，生产中一级分级的溢流粒度仍满足要求。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp三。生产前调试结果:& nbsp& nbsp& nbsp从2006年7月初至2007年1月19日，离娄铁矿选矿厂进行了四次联合试生产。 前两次由于当时没有安装锅炉，浮选药剂无法正常配制，生产主要集中在强磁场上。浮选工段主要检查设备运行情况和管道是否畅通，对漏斗、给料槽和矿浆管道进行了一些调整。 2006年12月，锅炉安装完毕后，开始正常供应汽配和药品，浮选系统可以连续运行，开始全过程调试。 到2007年1月19日，现场取样统计结果显示，投产初期原矿铁品位为30.27%，综合尾矿铁品位为15.46%。 综合精矿铁品位为63.40%，铁回收率为64.70%。 前期调试结果与设计指标相差甚远。 根据初步调试结果和调试中反映的问题，决定对选矿厂原设计流程进行必要的技术改造。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp四。设计流程转型& nbsp& nbsp& nbsp& nbsp(1)初级强磁选的改造:& nbsp& nbsp& nbsp1、强磁选尾矿分流 调试初期，发现一级强磁选机尾矿第三分流管矿浆量少，但矿浆品位高，达到50%左右。 为有效降低尾矿品位，提高金属回收率，该中矿通过管道重力流与强磁选二段尾矿结合，作为浮选给料。 改造后效果非常明显，一段强磁选尾矿铁品位降低。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp2.提高强磁选机的液面高度。 为进一步降低尾矿品位，强磁选机第一级液位斗在原有基础上增加100mm，以提高分选液位，达到充分分选效果。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp3.提高强磁选机的场强。 投产初期，一期强磁选尾矿铁品位约为15%，铁损较大。 主要原因是目前原矿和试验矿样的矿石性质存在差异，矿石中赤铁矿的比例有所增加，而分选赤铁矿所需的磁感应强度高于镜铁矿。 因此，一级强磁选机的磁感应强度由原设计推荐的0.85T提高到1.02T，提高了20%。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp(二)旋风分离器溢流管改造:& nbsp& nbsp& nbsp调试初期，旋流器经常溢流出矿，导致下一步细筛工序给矿不稳定。 改造过程中，旋流器溢流管直径由160mm改为200mm，不再出现溢流现象，为细筛分工艺的正常生产创造了有利条件。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp(3)圆筒筛改造:& nbsp& nbsp& nbsp1.圆筒筛洗涤管的改造 圆筒筛原来只有顶部有冲洗管，经常造成圆筒筛的网孔堵塞。 改造过程中，在圆筒筛侧面增加了冲洗管，避免了堵塞事故的发生。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp2.圆筒筛排渣管的改造 筒内排出的渣中含有一定量的大粒高品位矿石，这些矿石原本是被丢弃的，对总回收率有影响。 改造后，圆筒筛排渣管接入一级强磁选精矿，使圆筒筛排渣通过旋流器后可再磨再选，提高了金属回收率。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp(四)浮选系统改造:& nbsp& nbsp& nbsp调试初期浮选指标不好，影响了整个选矿厂的选矿指标。 主要原因是:捕收剂和淀粉只在一个搅拌桶内制备、储存和加药，虹吸加药使强化系统极不稳定；混合时间不足，化学药品作用不充分；中矿浓缩机过大，导致浮选浓度上不去，粗选槽数量不够(粗选时间不够)。 针对这些问题，对设备和工艺流程进行了如下调整。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp1.在制药系统中添加一种捕收剂和一种淀粉& oslash2000mm搅拌罐，使捕收剂和淀粉的制备、储存和加药可以分开进行，保证了药剂储存和添加的稳定性。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp2.用液体增压泵代替原来的虹吸加药，使药物的加药更加稳定。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp3.增设矿浆搅拌罐，使药剂与矿石充分反应。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp4.针对浮选槽数量不足、浮选浓度低的问题，将一扫槽产品由原设计的返回粗选改为返回中矿浓密机。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp5.增加浮选给料点。 在粗选槽和精选槽之间增加活化剂和捕收剂的加药点，提高精矿品位；在扫选罐中加入抑制剂以降低尾矿品位。 这种措施是有效的。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp改造后的工艺流程见图2。 & nbsp& nbsp2 & nbsp改造后的工艺流程:& nbsp& nbsp& nbsp五、改造后的生产调试:& nbsp& nbsp& nbsp(1)工艺流程:& nbsp& nbsp& nbsp开采出的矿石用汽车运输到露天堆场，粗碎至- 240mm，然后由带式输送机供应给中碎设备。 中碎和细碎合二为一，由带式输送机送至筛分中间矿仓，筛上产品由带式输送机送至细碎中间矿仓，筛上产品由带式输送机送至球磨机矿仓。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp粉矿仓内设有振动给料机和皮带给料机，为一级球磨机提供矿石。 螺旋分级机的溢流(细度-0.076毫米占45%)泵入弱磁选机。 第一级弱磁选的尾矿经圆筒筛除渣后进入第一级强磁选机。 第一阶段强磁选的尾矿被泵送到尾矿浓缩机。 将第一级低强度磁分离浓缩物和第一级高强度磁分离浓缩物合并并送入第二级分级旋流器。 旋风粗砂进入二级球磨机，旋风分离器溢流(细度- 0.076mm，占85%)经高频细筛除渣后进入二级弱磁选机。 第二级弱磁选精矿为合格精矿，第二级弱磁选尾矿进入第二级强磁选机。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp二次强磁选精矿为合格精矿。 第二阶段强磁选的尾矿被泵送到中矿选矿厂。 中矿浓缩机底流泵入反浮选搅拌罐，加药搅拌后进入浮选机。经过一次粗选、一次精选、两次扫选，精选槽产品为合格精矿，二次扫选泡沫为浮选尾矿，一次扫选槽产品返回中矿精选井。 将二次弱磁选精矿、二次强磁选精矿和反浮选精矿合并，并泵送到精矿浓缩器。 精矿浓缩机的底流自行流入过滤器。 过滤机的滤饼由带式输送机送至精矿仓，滤液返回精矿浓缩机。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp浮选尾矿和第一阶段强磁选尾矿合并，泵入尾矿浓缩机，浓缩后泵入尾矿库。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp所有浓缩机的溢流将被送至循环池进行回水利用。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp精矿仓库中的精矿由叉车装载和运输。 对每车精矿进行称重、取样和检验，以验证选矿厂生产取样的可靠性。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp(二)调试结果:& nbsp& nbsp& nbsp改造后的调试期为2007年12月18日至2008年3月10日。 2007年12月18日至2008年1月12日，虽然铁精矿质量优良，但由于各种原因，停工时间较长，有时进行单系列操作。调试数据不能真实反映选矿厂的技术水平，所以没有增加统计数据。 2008年1月19日至2008年3月10日，除春节假期、球磨机衬板更换、大修、停机外，其余时间为双串联连续正常运行。因此，本期调试结果基本反映了选矿厂目前的实际技术水平。 表2列出了从2008年1月19日9: 00到3月10日3: 00，每2小时取样测试数据和矿石处理统计的平均结果。 & nbsp2 & nbsp改造后投产工艺指标产品产量/%铁品位/%铁回收率/%矿石量/万吨原料:精矿& nbsp我的尾巴& nbsp矿100.0038 . 4761 . 5332 . 3564 . 8712.02100.0077 . 1422 . 865 . 171 . 993 . 18:& nbsp；& nbsp& nbsp从表2可以看出，改造后精矿铁品位和铁回收率都有了很大的提高。在原矿铁品位为32.35%的条件下，获得了铁精矿产率38.47%、铁品位64.87%、铁回收率77.14%的生产调试成果，达到了设计指标，目前在国内镜质组选矿厂处于领先水平。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp不及物动词结论& nbsp& nbsp& nbsp& nbsp(1)粗磨强磁选—再磨强磁选—中矿反浮选流程适用于离娄铁矿镜质体的分离回收。经过适当的技术改造，在原矿品位32.35%的条件下，获得了综合铁精矿产率38.47%、铁品位64.87%、铁回收率77.14%的生产调试结果，达到了设计水平。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp(2)离娄铁矿选矿厂优良的生产和调试结果表明，我国低品位镜质体的选矿技术水平有了很大提高。 但根据调试指标和操作条件分析，有可能进一步降低综合尾矿的铁品位，提高铁回收率，相关工作应继续进行。 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