鲁中矿业选矿厂提高铁金属 回收率改造实践 李庆鹏 於晓鹏 （中国五矿鲁中矿业有限公司选矿厂）

1. 鲁中矿业选矿厂提高铁金属回收率改造实践李庆鹏 於晓鹏（中国五矿鲁中矿业有限公司选矿厂）

2. 2006年5月鲁中矿业有限公司选矿厂开始进行二期工程建设，由于改造项目中弱磁选、重选、浮选是在原厂房进行改造，同时改扩建不能影响正常生产，只在特定的时间内将安装好的设备、流程接入生产流程，改扩建周期较长，为选矿厂进行工业试验提供了设备与时间。在工业试验的基础上选矿厂开展自主的工艺研究，进一步完善工艺流程和流程衔接，确保铁金属回收率逐年提高。2006年5月鲁中矿业有限公司选矿厂开始进行二期工程建设，由于改造项目中弱磁选、重选、浮选是在原厂房进行改造，同时改扩建不能影响正常生产，只在特定的时间内将安装好的设备、流程接入生产流程，改扩建周期较长，为选矿厂进行工业试验提供了设备与时间。在工业试验的基础上选矿厂开展自主的工艺研究，进一步完善工艺流程和流程衔接，确保铁金属回收率逐年提高。

3. 1、矿石性质 鲁中矿业有限公司是山东省最大的铁矿石生产企业，本部原料来自小官庄、张家洼和港里三个矿体，均为高温热液接触交代（矽卡岩型）含铜钴磁铁矿床。金属矿物主要为磁铁矿，其次为赤褐铁矿，还有少量的自然铜，微量黄铁矿、斑铜矿、辉铜矿。钴元素大部分呈类质同象赋存在磁铁矿的晶格中，少部分硫化钴。脉石矿物主要有：方解石、白云石、蛇纹石、绿泥石、透辉石、斜长石、透闪石，其次为蛭石、钙榴石及少量绿帘石、磷灰石、金云母、绢云母。矿石结构以半自形晶粒状结构和交代参与结构为主，其次为假象构造。矿石构造以致密块状、块状、浸染状构造为主，其次为蜂窝状、角砾状、条带状、松散状构造。

4. 2、选矿厂简介 本部一期工程选矿试验由北京矿业研究院（北京矿业研究总院）完成的，设计由鞍山冶金设计总院（中冶北方工程技术有限公司）承担，于1985年9月投入生产。二期工程主体选矿流程试验由马鞍山矿山研究院完成，强磁-重选流程由赣州金环磁选设备有限公司和鲁中矿业联合完成，浮选流程由北京矿业研究总院完成，设计由中冶北方工程技术有限公司承担。 鲁中矿业选矿厂一期工程选矿流程为湿式自磨-球磨连续磨矿→磁选→重选→-浮选→重选工艺（原则流程图见图一），磨矿系统分为3个系列，磨矿粒度60~65%（-0.074mm）。

5. 自磨 分级 球磨 磁选 45m浓缩池 重选 环水 浮选 重选 过滤 浮精 总尾 过滤滤液 铁精 图一 一期工程原则流程图

6. 选矿厂二期工程流程为湿式自磨-球磨连续磨矿→弱磁→细筛→再磨→再选→强磁→浮选→再磨→强磁→-重选工艺（原则流程图见图二），磨矿系统增加2个系列，磁选、重选、浮选全部进行改造，2009年1月磨矿流程已经投入生产，强磁流程也陆续投入使用，2011年初细筛-再磨-再选-强磁-再磨-强磁流程投入使用，目前重选、浮选流程正在改造建设中。选矿厂二期工程流程为湿式自磨-球磨连续磨矿→弱磁→细筛→再磨→再选→强磁→浮选→再磨→强磁→-重选工艺（原则流程图见图二），磨矿系统增加2个系列，磁选、重选、浮选全部进行改造，2009年1月磨矿流程已经投入生产，强磁流程也陆续投入使用，2011年初细筛-再磨-再选-强磁-再磨-强磁流程投入使用，目前重选、浮选流程正在改造建设中。

7. 自磨 分级 自磨 磁选 细筛 45m浓缩池 环水 磁选 强磁Ⅰ 浮选 浮 精 强磁Ⅱ 重选 过滤 过滤滤液 铁精 总尾

8. 3、一期工程选矿流程简述 • 3.1 指标简述 鲁中矿业井下采出矿石中含有粘板岩及部分与粘土质胶结物组成的顶板岩，矿石含水量大，粘度大。容易在破碎机、筛分及矿仓作业中发生堵塞，不宜采用破碎、筛分碎矿流程，因此一期工程采用湿式自磨流程。

9. 同时原矿中含有大量的原生矿泥并在磨矿作业中进一步产生次 生矿泥，60~65%（-0.074mm）分级溢流中，-500含量在34%~40%之间，-10μm粒级含量在22~28%之间，需要采用磁力脱水槽作业进行脱泥，为后续重浮选流程改善矿石条件，减少矿泥的影响，螺旋溜槽的作用是富集铜金属和赤褐铁矿，浮选主要是富集自然铜，2007年前浮精铜品位大于20%，2007年开始由于港里矿的开采，黄铁矿含量大幅增加，并在重选作业中也得到较好富集，导致浮精铜品位降低至10%以下。

10. 一期工程投产以来，随着井下矿石开采深度的逐步增加和港里矿的开采，入选矿石氧化程度逐步增加，从投产初期的28%左右逐步降低至目前的22%，但磁选性能一致较好。原矿品位从40%左右逐步降低至目前30%，最低月份达到25%。而矿石中矿泥的含量基本保持不变，2011年5月检测结果溢流细度67.7%（-0.074mm），0.03mm占44.01%。一期工程投产以来，随着井下矿石开采深度的逐步增加和港里矿的开采，入选矿石氧化程度逐步增加，从投产初期的28%左右逐步降低至目前的22%，但磁选性能一致较好。原矿品位从40%左右逐步降低至目前30%，最低月份达到25%。而矿石中矿泥的含量基本保持不变，2011年5月检测结果溢流细度67.7%（-0.074mm），0.03mm占44.01%。

11. 随着矿石性质的变化，选矿厂铁品位、铁回收率指标从投产初期的64%、84%逐步降低至63%、78%，铁回收率最低时只有70.01%，主要原因是铁矿物嵌布粒度变细，赤褐铁矿含量增加。在相同的入选细度情况下，弱磁选精矿铁品位从64.5%降低至63%，螺旋溜槽精矿铁品位从50%降低至45%，为保证产品质量，重选精矿大部分以中矿产品产出。随着矿石性质的变化，选矿厂铁品位、铁回收率指标从投产初期的64%、84%逐步降低至63%、78%，铁回收率最低时只有70.01%，主要原因是铁矿物嵌布粒度变细，赤褐铁矿含量增加。在相同的入选细度情况下，弱磁选精矿铁品位从64.5%降低至63%，螺旋溜槽精矿铁品位从50%降低至45%，为保证产品质量，重选精矿大部分以中矿产品产出。

12. 3.2、提高回收率的主要改造 1999年开始，螺旋溜槽作的最终精矿铁品位已经降至45%，经过室内试验验证，2000年在原三重精选场地安装3台6S摇床取代6台Φ1200mm三头螺旋溜槽，每台摇床的给矿量在3~4吨/小时。每台摇床接矿带总长为5000mm，是单头螺旋溜槽接矿带总长450mm的11倍，因此物料能够更加均匀分布，可以随意截取不同品位的产品，生产所

13. 能截取的精矿品位最高能达到64.76％，当摇床精矿品位达到59％时，只降低最终精矿品位0.07个百分点，能够掺入最终精矿。在实际生产中为保证铁精矿品位，摇床精矿的截取量随着磁精品位的波动而波动，当磁精品位高时，摇床精矿截取的矿量就大，反之截取量就小。2001～2010年摇床精矿指标见表1：能截取的精矿品位最高能达到64.76％，当摇床精矿品位达到59％时，只降低最终精矿品位0.07个百分点，能够掺入最终精矿。在实际生产中为保证铁精矿品位，摇床精矿的截取量随着磁精品位的波动而波动，当磁精品位高时，摇床精矿截取的矿量就大，反之截取量就小。2001～2010年摇床精矿指标见表1：

14. 表1 2001～2010年摇床精矿指标

15. 摇床中矿铁品位平均为42.51%，作为一种产品单独销售，每年产量在3万吨左右，提高铁金属综合回收率1.4个百分点。摇床中矿铁品位平均为42.51%，作为一种产品单独销售，每年产量在3万吨左右，提高铁金属综合回收率1.4个百分点。 • 4、新工艺流程的研究与选择 二期工程的主要任务是在现有选矿厂的基础上，进行扩建与改造，提高产能与铁矿物回收率。在提高产能方面扩建2个磨矿系列，每个系列采用自磨Ø6000×3000mm，球磨Ø3600×4500mm与Ø3000mm沉没式双螺旋分级组成的连续磨矿流程，比原来每个系列产能扩大2倍以上。

16. 20多年的生产实践以及大量的室内试验分析与生产考察表明在提高铁矿物回收率方面，主要需要解决以下问题：⑴弱磁流程精矿TFe含量偏低；⑵磁力脱水槽尾矿TFe含量过高，并在重浮选之前无法有效脱泥；⑶螺旋溜槽精矿TFe含量过低并且作业回收率较低。

17. 经马鞍山矿山研究院试验确定弱磁流程精矿TFe含量偏低通过采用弱磁→细筛→再磨→再选流程解决，细筛筛孔尺寸0.1mm，再磨粒度92%（-0.074mm），磁精TFe含量能够达到66.33%。经马鞍山矿山研究院试验确定弱磁流程精矿TFe含量偏低通过采用弱磁→细筛→再磨→再选流程解决，细筛筛孔尺寸0.1mm，再磨粒度92%（-0.074mm），磁精TFe含量能够达到66.33%。 • 在回收率改造方面，按照马鞍山矿山研究院试验的主体流程进行改造，但结合选矿厂的实际情况进行试验研究与下列改造。

18. 分级溢流 4台脱水槽 半逆流磁选机 至总尾溜槽 半逆流磁选机 顺流磁选机 至45m浓缩机 磁精，至过滤 图三 原磁选流程

19. 原磁选流程见图三所示。磁力脱水槽在流程中的作用：在选别之前进行有效脱泥，降低磁精和进入重浮选矿浆中矿泥含量，提高过滤机处理能力和降低滤饼水份。原磁选流程见图三所示。磁力脱水槽在流程中的作用：在选别之前进行有效脱泥，降低磁精和进入重浮选矿浆中矿泥含量，提高过滤机处理能力和降低滤饼水份。 • 原试验流程采用3段磁选代替原磁选流程。使用磁选机取代原脱水槽在试验室内是可行的，但在实际生产中，不使用脱水槽，过滤机处理能力下降约10%~15%，并且滤饼水份提高近2个百分点，严重影响正常生产。

20. 改造计划中不再兴建磁选厂房，对原有空间进行改造后安装磁选流程设备和细筛设备，因此新流程采用的磁选设备要做到占地面积小，磁选精矿品位、回收率以及磁精中细粒级含量与原磁选流程相当。2009年选矿厂采用北京雪域火磁电设备技术有限公司提供的CCTC-1230磁铁矿粗选专用永磁筒式磁选机和CCTJ-1030磁铁矿精选专用永磁筒式磁选机组成两段磁选流程在现场进行工业试验，先后进行了两次对比试验考察，每次考察时间为20天，考察结果见表2、表3，

21. 表中原流程尾矿为脱水槽尾矿与磁选机尾矿通过计算获得的磁选流程作业尾矿。表2 对比试验考察结果一

22. 表3 对比试验考察结果二 流程

23. 两次考察结果均显示，CCTC-1230与CCTJ-1030磁选机组成的磁选流程在在精矿品位，作业回收率基本一致，在精矿细粒级含量上略高于原流程，但在生产中过滤机没有出现生产异常。考察还显示，脱水槽尾矿TFe含量最高达到19.11%，最低为14.32%，平均为15.69%，与日常检测一致，同时显示脱水槽作业在提高磁精TFe含量上基本没有作用。新磁选流程在现场工业试验中获得成功，使弱磁性铁矿物全部进入磁尾，便于后续集中处理，但也将相当于原矿量的15%~20%大量矿泥带入后续流程，在重浮选之前必须处理。两次考察结果均显示，CCTC-1230与CCTJ-1030磁选机组成的磁选流程在在精矿品位，作业回收率基本一致，在精矿细粒级含量上略高于原流程，但在生产中过滤机没有出现生产异常。考察还显示，脱水槽尾矿TFe含量最高达到19.11%，最低为14.32%，平均为15.69%，与日常检测一致，同时显示脱水槽作业在提高磁精TFe含量上基本没有作用。新磁选流程在现场工业试验中获得成功，使弱磁性铁矿物全部进入磁尾，便于后续集中处理，但也将相当于原矿量的15%~20%大量矿泥带入后续流程，在重浮选之前必须处理。

24. 4.2、采用中矿45m浓缩池→强磁流程代替脱水槽的脱泥作用4.2、采用中矿45m浓缩池→强磁流程代替脱水槽的脱泥作用 • 随着原矿处理能力的增加，原中矿45m浓缩池处理能力与沉降面积均不能满足要求，需要增加一台45m浓缩池进行中矿浓缩，根据溢流中最大固体颗粒直径相关计算公式计算，使用单台45m浓缩池浓缩全部磁尾，其溢流最大颗粒为24μm，按照设计要求中矿浓缩的溢流最大颗粒不超过5μm，但相对于脱水槽溢流最大颗粒125μm已经是大幅降低了，因此可以采用一段浓缩脱泥、一段水质净化两段串联的浓缩流程承担磁尾脱泥工作，再经过一段强磁作业，进入浮选的矿浆矿泥含量应该会大幅降低。在与中冶北方工程技术有限公司沟通时提出这一建议，中冶北方工程技术有限公司采纳并按照这一要求进行设计。

25. 该流程投入使用后，实测一段中矿45溢流最大颗粒36μm，TFe含量在11.2%，相对于原矿的产率为9.34%。比脱水槽脱泥有根本性的改变，同时一段强磁精矿0.03mm含量21.60%比原流程浮选给矿17.12%高出4.48个百分点；一段强磁精矿TFe含量24.10%，较原螺旋溜槽一粗一精作业精矿TFe含量15.61%高出个9.49百分点；一段强磁作业回收率为42.54%，较原螺旋溜槽一粗一精作业回收率22.65%高出19.89个百分点。同时一段强磁铜金属作业回收率65.27%，比原螺旋溜槽一粗一精的73.28%有较大幅度下降。该流程投入使用后，实测一段中矿45溢流最大颗粒36μm，TFe含量在11.2%，相对于原矿的产率为9.34%。比脱水槽脱泥有根本性的改变，同时一段强磁精矿0.03mm含量21.60%比原流程浮选给矿17.12%高出4.48个百分点；一段强磁精矿TFe含量24.10%，较原螺旋溜槽一粗一精作业精矿TFe含量15.61%高出个9.49百分点；一段强磁作业回收率为42.54%，较原螺旋溜槽一粗一精作业回收率22.65%高出19.89个百分点。同时一段强磁铜金属作业回收率65.27%，比原螺旋溜槽一粗一精的73.28%有较大幅度下降。

26. 这一改造根本解决重浮选作业前除泥和螺旋溜槽铁金属回收率较低的情况。原矿铜金属含量为0.062%，扣除其他作业的损失，实际损失铜金属约50吨/年。这一改造根本解决重浮选作业前除泥和螺旋溜槽铁金属回收率较低的情况。原矿铜金属含量为0.062%，扣除其他作业的损失，实际损失铜金属约50吨/年。 • 4.3采用离心机→摇床流程代替螺旋溜槽→摇床 原试验流程为二段强磁→摇床，因摇床处理能力小，占地面积大，在设计时改为二段强磁→螺旋溜槽→摇床。选矿厂自2007年开始针对这一流程进行室内试验，考虑铜金属的回收，一段强磁场强采用1T，高于推荐流程的0.6T场强，二段强磁场强为0.3T，螺旋溜槽在分选粒级0.074mm占92%物料时，试验过程中观察螺旋溜槽槽面，分带不明显，给矿量大小对螺旋溜槽的分选效果影响较大，甚至无法分选，尾矿达到32.92%，甩掉大部分的细粒级铁矿物，精矿品位比给矿品位只提高3个百分点，作业回收率只有41.28%，既不能有效回收铁矿物，又无法为摇床作业提供合格的原料。之后又进行了2次同样的试验，试验结果基本相同。

27. 鉴于上述试验结果，选矿厂通过对各种重选设备的考察，决定采用赣州金环磁选设备有限公司生产的SLON型离心机和摇床作为下一步试验研究方向，与2008年委托金环磁选设备有限公司进行试验，试验结果推荐一段强磁场1T→二段强磁场强0.3T→两段离心机的选矿流程。在原矿铁品位12.50%的情况下，试验指标为精矿产率5.95%（占入磨原矿的3.24%），精矿品位60.12%，铁金属回收率28.61%。优于二段强磁→摇床流程2.48%，更优于二段强磁→螺旋溜槽→摇床流程。但该试验二段强磁场强0.3T偏低，尾矿品位较高，同时原厂房无法安装44台离心机。在选矿厂进行的验证试验中，当二段强磁场强调至0.6T时，二段离心机对精矿铁品位的提高幅度大幅降低，保证产率的条件下只能达到53.93%，提高精矿铁品位至60%时，精矿产率大幅降低至1.58%，回收率也大幅下降。在此基础上选矿厂进行二段强磁0.6T→离心机→摇床流程试验，试验结果为精矿产率5.86%（占入磨原矿的3.19%），精矿品位58.69%，铁金属回收率27.81%。最终该试验结果通过验收，作为设计依据。鉴于上述试验结果，选矿厂通过对各种重选设备的考察，决定采用赣州金环磁选设备有限公司生产的SLON型离心机和摇床作为下一步试验研究方向，与2008年委托金环磁选设备有限公司进行试验，试验结果推荐一段强磁场1T→二段强磁场强0.3T→两段离心机的选矿流程。在原矿铁品位12.50%的情况下，试验指标为精矿产率5.95%（占入磨原矿的3.24%），精矿品位60.12%，铁金属回收率28.61%。优于二段强磁→摇床流程2.48%，更优于二段强磁→螺旋溜槽→摇床流程。但该试验二段强磁场强0.3T偏低，尾矿品位较高，同时原厂房无法安装44台离心机。在选矿厂进行的验证试验中，当二段强磁场强调至0.6T时，二段离心机对精矿铁品位的提高幅度大幅降低，保证产率的条件下只能达到53.93%，提高精矿铁品位至60%时，精矿产率大幅降低至1.58%，回收率也大幅下降。在此基础上选矿厂进行二段强磁0.6T→离心机→摇床流程试验，试验结果为精矿产率5.86%（占入磨原矿的3.19%），精矿品位58.69%，铁金属回收率27.81%。最终该试验结果通过验收，作为设计依据。

28. 2009年11月选矿厂提前使用一段强磁流程，并进行重选工业试验，通过考察发现，强磁回收的细颗粒矿物螺旋溜槽作业中大量流失，在给矿细度48.24%（0.074mm），0.03mm占21.97%，铁品位25.39%的情况下，尾矿铁品位高达18.6%，对精矿品位的提升效果较差，最差时只提高2.47个百分点，间接验证了二段强磁→螺旋溜槽→摇床的缺点。同时在工业试验的基础上，设计重选改造过渡流程二段强磁0.2T→9台摇床，确保在重选改造中弱磁性铁矿物流失现象

29. 5、结论 • 选矿厂在选矿试验完成与改扩建工程开始之间的时间内，利用现有设备进行磁选无脱水槽工业试验。使用CCTC-1230磁铁矿粗选专用永磁筒式磁选机和CCTJ-1030磁铁矿精选专用永磁筒式磁选机作为弱磁选设备，完善了弱磁选流程。 • 通过选矿厂多年的实践经验，利用两段45mm浓缩池串联作业，完成弱磁尾矿的浓缩与脱泥工作，这一改造在生产中根本解决重浮选作业前除泥问题，为后续作业创造优良的工艺条件。

30. 选矿厂通过提前使用强磁流程，发现原推荐的重选流程不能有效的进行铁矿物回收，联合赣州金环磁选设备有限公司进行重选试验，最终采用离心机→摇床流程取代原推荐的螺旋溜槽→摇床流程。选矿厂通过提前使用强磁流程，发现原推荐的重选流程不能有效的进行铁矿物回收，联合赣州金环磁选设备有限公司进行重选试验，最终采用离心机→摇床流程取代原推荐的螺旋溜槽→摇床流程。 • 通过大量的工业试验获取的经验，结合自身的矿石性质进行一系列改造，选矿厂尾矿铁品位由2007年的13.37%逐步降至2010年是9.88%，铁金属回收率由2007年的76.26%逐步提高至2010年82.42%。