齐大山铁矿选矿厂案例

2017-02-09    (419次浏览)

齐大山铁矿选矿厂于1970年建成投产，投产后经三次重大工艺流程改造和扩建，现生产工艺流程逐步完善，选矿指标逐步提高，生产稳定，技术经济指标明显改善。该厂设计规模为800万t/a。按建设时间先后，选矿厂分为一期工程和二期工程。一期工程（即一选）处理20〜Omm粒级粉矿，设计规模为300万t/a；二期工程（即二选）处理75〜20mm粒级竖炉焙烧矿，设计规模为500万t/a。但生产尚未达到设计规模，最好年份1983年全厂处理原矿660万t。

1、原矿性质：

齐大山铁矿床属鞍山式沉积变质铁矿床，地表部分为赤铁矿，矿体深部逐渐过渡为磁铁矿。矿体围岩由千枚岩、片岩及化学作用后生成的混合岩构成。

矿石中矿物组成比较简单,有用矿物为铁矿物，主要有赤铁矿、假象赤铁矿、磁铁矿，另有少量的镜铁矿、褐铁矿、针铁矿及微量的黄铁矿。脉石矿物主要有石英，其次有普通角闪石、透闪石、阳起石，绿泥石、碳酸盐（铁白云石、方解石)矿物等。全矿区铁矿石分为石英型、透闪石型及绿泥石型三种，其中以石英型为主。

矿石的化学成分主要有铁和硅、硫、磷等有害元素含量皆在允许范围之内。矿石多元素分析见表14.1-34。

表 14.1-34 矿石多元素分析

元素	TFe	SFe	FeO	Si02	Al2O3	CaO	MgO	P	S	Mn	烧损
含量，%	28.40	28.20	3.26	57.58	0.33	0.41	0.41	0.03	0.01	0.04	0.62

矿石多呈它形粒状结构和不规则形状的交代结构。矿石构造有条带状、揉皱状、块状等，其中以条带状构造为主。

矿石粒度嵌布属不均匀细粒浸染类型。铁矿物最大粒度在1mm以上，最小粒度在0.005mm以下，平均粒度0.05mm左在。石英平均粒度0.085mm左右，比铁矿物粗。石英包裹体中铁矿物粒度范围为0.003〜0.035mm,其中小于0.015mm含量占铁矿物的5〜10%。矿物单体解离度见表14.1-35。

表 14.1-35 矿石单体解离度

磨矿粒度-0.074mm，%	47.0	59.6	68.0	84.0	92.4
单体解离度，%	57.0	69.06	80.81	83.00	91.40

矿石物理性质：密度3.3t/m³，松散系数1.5，普氏硬度12〜16，湿度2.37%。

2、工艺流程及投产以来的技术改进：

1) 破碎筛分：该厂投产初期是一段粗碎，产品粒度为500〜Omm。粗碎产品给干式自磨机(现已停用)。在一期工程改造和二期建设中新增了中碎及筛分系统，为了适应Ф2200中碎机给矿粒度小于350mm的要求,将原1500/300旋回破碎机改为1350/180非标准型旋回破碎机。原安装的Ф200单缸液压中破碎机系试制产品，因液压系统漏油严重、小伞齿轮常打牙等设备事故多，于1975〜1977年间陆续换成定型产品Ф2200单缸液压中碎机。原安装的7台1.5x4.0m双层共振筛，因为板簧经常断裂、板簧衔接螺栓经常失效，筛网易堵塞等原因，更换为SZZ₂l.5x4.0m吊式自定中心振动筛，以后又将吊式改为座式。1984年对破碎系统除尘设施进行了改造，取得较好成绩，1986年6〜8月厂房内空气粉尘含量合格率达到85%。现破碎系统具备了年处理原矿800万吨的生产能力。破碎筛上产品可以满足竖炉焙烧的要求，即大于75mm粒级和小于20mm粒级的含量均在10%以内。破碎筛分及焙烧工艺流程觅图14.1-14。

2)—选工艺流程：一选是1970年7月建成投产的，最初的选别流程是弱磁-强磁开路流程，经过两年生产实践表明，该流程选不出最终合格精矿，回收率也很低，而且当时强磁选机不过关，介质堵塞严重，生产不能正常进行，为此，于1972年8月停产并按浮-磁流程进行技术改造。第一次改造工程于1974年竣工投产。设计指标为：原矿品位26.7%,精矿品位59%，选矿比2.75,回收率80.08%。浮-磁流程经长期生产表明达不到设计指标，其主要原因是由于采场深度的变化，在釆矿供矿中透闪石型矿石数量增多，这种矿石的脉石易浮，易浮脉石进入精矿，降低了精矿品位(53〜55%),回收率也受到很大影响。1981〜1985年平均指标为：原矿品位28.18%,精矿品位58.18%,回收率66.79%。为了改善选别指标，提高经济效益，从1985年初开始分期分批进行第二次技术改造，采用重-磁-浮阶段磨选工艺流程，磨矿系统由一次球磨机10台、二次球磨机4台形成两组生产系统。浮选采用石油磺酸纳为捕收剂在酸性介质中进行。设计指标为：原矿品位26.82%,精矿品位64.21%,回收率72.01%,尾矿品位10.73%，选矿比3.32。1986年4月由于配酸配药系统尚未竣工，暂时采用碱性介质浮选。1987年后浮选采用酸性介质,还未进行系统流程考查，调试阶段取得的初步选别指标是：原矿品位28.2%,精矿品位63.03%,回收率68.06%,尾矿品位12.95%，上述指标与设计指标尚有差距，有待进一步调试改进。

3)二选工艺流程：二选于1973年投产，处理竖炉焙烧矿，原设计采用连续磨矿磁选流程。经过长时间的生产调整和流程改进，生产指标逐年提高。主要的技术改进有：

1、二次分级机生产能力不足，限制了磨机生产能力的发挥，长期处于100t/(台·h)左右，采用Фlm水力旋流器代替二次双螺旋沉没式分级机后，球磨机能力提髙了20t/(台·h)，但尚未达到设计指标。

2、为了提髙精矿品位，采用铀筛再磨技术，改造前技术指标（1974〜1977年平均指标）为：原矿品位29.33%、精矿品位60.29%、尾矿品位12.45%、回收率72.53%,改造后的技术指标为：原矿品位29.73%,精矿品位62*25%,尾矿品位9.70%,回收率79.34%。

3、1982年将4号、5号系统改为阶段磨矿磁-重选工艺流程，几年来生产实践证明，生产指标略有改善，电能、二次钢球及衬板等消耗明显下降。二选工艺流程见图14.1-16。