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铁矿选矿技术和工艺方法探讨樊庆强1 王文征2发布时间：2021-07-26T16:35:21.867Z 来源：《基层建设》2021年第14期作者：樊庆强1 王文征2[导读] 现阶段，我国在进行铁矿选矿时相关的技术、设备以及工艺方法均已达到比较先进的水平1格尔木西矿资源开发有限公司青海海西 8160002鸿丰伟业矿产投资开发有限公司青海海西 816000摘要：现阶段，我国在进行铁矿选矿时相关的技术、设备以及工艺方法均已达到比较先进的水平。
我国所拥有的铁矿石的种类相对较多，且分类也较细较杂，同时也显现出铁矿贫瘠的情况。
从相关的调查资料中可以看出我国铁矿石分布地区的地质成分相对复杂且铁矿石中所含的矿物共生关系也相对复杂，所以可靠的选矿技术与工艺方法可以有效的提升铁矿石的质量并可以减少对资源的消耗，可以见到较好的经济效益，可见强化铁矿选矿技术与工艺方法的研究有着非常重要的意义。
鉴于此，文章对铁矿选矿技术和工艺方法的应用进行了研究，以供参考。
关键词：铁矿；选矿技术；工艺方法1当前铁矿石的资源现状分析第一，分布不均匀，且总量有限。
目前，我国铁矿资源整体呈现逐渐下降的趋势，若要减少铁矿石从外界的引入量，缓解当前工业发展面临的压力，则应对国内资源进行充分运用，以提升工业企业自给能力。
我国铁矿资源主要分布在安徽、湖北等地，优质铁矿石呈现不断减少的趋势，且后备矿山也会随之出现严重不足。
第二，开采难度不断提升，且采购成本持续增加。
部分优质矿石主要处于深层，导致开采难度不断提高，开采成本增加。
第三，选矿技术有待提升。
近年来，虽然我国铁矿石的选矿技术取得明显进步，但仍然存在许多问题，例如，生产指标并未满足相应标准等。
由此可见，工业企业在原料质地方面面临较高要求，提升选矿技术水平刻不容缓。
2铁矿选矿技术和工艺方法研究在选矿工作开始后，要整合加工利用的基本流程，技术人员要依据管理要素完善工艺流程，就要集中关注选矿工艺项目的基础要点，针对矿床地质较高的地区，因为采矿过程中矿体较为稀薄，若是出现废石，则会造成严重的矿石贫化现象，因此，相关技术人员要尽量执行破碎操作而避免磨矿处理，并且要落实适当的加工控制流程，有效提升冶炼处理工作的整体水平。
SINO铁精矿提铁降杂精选试验研究
侯柠;祝昕冉
【期刊名称】《矿业工程》
【年(卷),期】2015(013)001
【摘要】研究了澳大利亚SINO铁精矿的物理、化学性质,并对该铁精矿进行了提铁降杂精选磁选试验.在控制磁场强度1 400 Oe;选别磁场强度1 300 Oe,给矿量60 kg/h,溢流量1 044 L/h,底流量46.8 L/h的条件下,可获得品位69.38％,回收率95.72％的精矿产品.
【总页数】3页(P21-23)
【作者】侯柠;祝昕冉
【作者单位】中冶北方技术有限公司,辽宁大连116600;东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳110004
【正文语种】中文
【中图分类】TD913
【相关文献】
1.某提铁降杂独立精选厂的工艺设计与生产实践 [J], 罗立群;方勇;陈典助;任瑾荣;杨新跃
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印度尼西亚某褐铁矿的工艺矿物学特征及提铁降杂试验研究张凤华;于洋;黄伟【摘要】对印度尼西亚某褐铁矿原矿石进行了化学多元素、矿物组成、矿石结构、褐铁矿化学成分、嵌布状态和铁元素的赋存状态等工艺矿物学特征检测,进行了磨矿细度、磁场强度、磁介质粒度和磁场型式等磁选条件试验,并进一步探查了铁精矿中杂质硅和硫难以降低的矿物学因素.结果表明,该矿样中主要铁矿物为褐铁矿,脉石矿物种类及含量较少,以石英和高岭土为主.褐铁矿呈凝胶同心环带和生物结构,含有较高的硅、铝和硫等杂质.在原矿铁品位为51.45％时,经SSS-Ⅱ型磁选机分选,最终可获得铁品位54.17％,回收率88.38％的铁精矿.物理选矿方法难以有效降低褐铁矿中硅和硫的含量主要在于其基本呈均匀分布状态.【期刊名称】《中国矿业》【年(卷),期】2016(025)006【总页数】5页(P109-113)【关键词】褐铁矿;高梯度磁选;工艺矿物学【作者】张凤华;于洋;黄伟【作者单位】广东省工业技术研究院(广州有色金属研究院),广东广州510650;京安资源集团,广东深圳518000;广东省工业技术研究院(广州有色金属研究院),广东广州510650;中南大学资源加工与生物工程学院,湖南长沙410083【正文语种】中文【中图分类】TD955;TD954褐铁矿普遍含铁35%～40%，高者可达55%，是以含水氧化铁为主要成分的褐色天然多矿物的混合体，主要是隐晶质的针铁矿，混有纤铁矿、赤铁矿、黏土、石英等矿物，并含有吸附水及毛细水，有害杂质S、P通常较高，是普遍认为的复杂难选铁矿石之一[1-2]。
由于褐铁矿物理性质的局限性，采用物理选矿方法，铁精矿的铁品位很难达到60%。
目前开采以单一褐铁矿为主的矿山较少，但是随着钢铁行业的发展，铁矿资源的贫化、细化、杂化程度加剧，如何高效地利用褐铁矿资源定将受到关注，褐铁矿的分选技术亦将日益受到重视[3]。
本文即针对印度尼西亚某地的褐铁矿，以检测矿石工艺矿物学特征为依据，进行提高铁品位和降低杂质含量的选矿试验，并进一步通过检测分析结果讨论了试验结果。
司家营铁矿原生矿系列提铁降硅实践摘要：针对司家营铁矿综合精矿品位低、SiO2含量高的问题，对原生矿部分工艺流程进行优化改造：将三段旋流器溢流弱磁选，精矿给入磁选柱，尾矿给入原来的三磁（改造后成为扫三磁），扫三磁精矿进入浮尾再选流程，扫三磁尾矿进入总尾矿。
经生产实践证明，提高了综合精矿品位，降低了SiO2含量，取得了改造的成功。
关键词：原生矿：弱磁选：磁选柱司家营铁矿属“鞍山式”沉积变质铁矿床。
矿石类型主要为赤铁石英岩和磁铁石英岩两大类，浅部以赤铁石英岩为主，深部过渡为磁铁石英岩。
目前，司家营铁矿分五个系列进行生产，其中四个系列处理氧化矿，一个系列处理原生矿。
氧化矿设计年处理量600万t，原生矿设计年处理量100万t。
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”选别流程，原生矿磨矿选别采用“阶段磨矿-单一磁选”选别流程。
2013年司家营铁矿生产铁精粉260万吨，但综合精矿品位低，SiO2含量较高，因此提质降硅势在必行。
氧化矿系统受矿石性质、工艺流程设计、工艺设备等多方面因素影响，如果靠提高精矿品位来降低SiO2的含量，精矿产量和金属回收率将受到较大影响；原生矿系统工艺流程相对简单，精矿产量占综合精矿量的25%左右，其质量对综合精矿影响较大：2013年4到6月份，司家营铁矿综合精矿品位介于64.81～65.03%，对应的SiO2含量为7.06～7.13%，但此时期原生矿系统精矿品位只有63.60～64.52%，较综合精矿品位低0.3～1.1%左右，可见原生矿精矿品位是造成综合精矿SiO2含量较高的重要原因之一。
1、生产中存在的问题原生矿系统设计为阶段磨矿、阶段选别的全磁选流程，一段、二段、三段磁选均选用场强为1800高斯的筒式磁选机，三磁精矿给入磁选柱，磁选柱精矿为最终精矿。
生产中由于三段磁选机场强高，磁选精矿品位只有62～63%左右，而磁选柱能力不足，提高品位有限，致使最终精矿品位较低。
庙沟铁矿提铁降硅工艺优化研究 张润身 张建康 （河北钢铁集团矿业有限公司庙沟铁矿，河北 秦皇岛 066501）
摘要：概述了庙沟铁矿提铁降硅工艺优化的必要性，对工艺优化的可行性、技术方案、试验方案等方面进行了详细的论述，并对该项目进行了经济效益分析。 关键词：提铁降硅；淘洗磁选机；尾矿反浮选
1 概述 庙沟铁矿座落于秦皇岛市青龙满族自治县祖山镇，1986年1月建矿，1993年扩建，2009年9月完成碎选系统配套改造，改造后设计能力为年产铁精粉70万吨。2011年新增一套磨选系统后现有处理矿石规模为220万t/a，年产铁精粉80万吨。该矿矿石属低品位、细粒嵌布的磁铁矿石，近年来随着矿体向深部开采，矿石更加难磨难选，常规的选矿工艺、设备已很难适应当前矿石性质的变化，选别效率低、效果差，造成精矿品位低，SiO2含量高。目前庙沟铁矿铁精矿品位年平均65.2%左右，精矿中SiO2含量7.8%左右，与国内外先进指标相比，存在着较大差距。
2 提铁降硅工艺优化的必要性 庙沟铁矿开采方式为露天开采，露天矿现有储矿量约为1000万吨，服务年限为4~5年，服务年限到期后由露天转入地下开采，地下矿现存储量约5200万吨，按现有生产规模，转入地下后服务年限约为24年。 由于矿石性质不稳定，且随着矿体向深部开采，矿石越来越难处理，通过现有工艺流程已经无法保证最终精矿指标。而由于最终铁精矿 SiO2含量较高，距离市场要求还有较大差距，只此一项带来的经济损失每年高达数千万元。因此，提铁降硅工艺优化势在必行。
3 提铁降硅工艺优化
3.1 当前生产中存在的问题 通过近几年的工艺改造，庙沟铁矿形成了阶段磨选、旋流器—细筛联合分级、淘洗磁选机提纯的选矿工艺，工艺流程图见图1。 当前生产中存在的主要问题：一是精选淘洗磁选机配置能力不够。每小时生产铁精矿产量100吨以上，现场配置一段淘洗磁选机CH-CXJ24000型4台，推荐处理量16.3t/h，实际处理量25t/h，超出设备能力8.7t/h。二段淘洗磁选机配置CH-CXJ32000型1台和5台CH-CXJ8000型，其中CH-CXJ32000型推荐处理量32t/h，实际处理量55t/h，CH-CXJ8000型推荐处理量为5t/h，实际处理量9t/h，总体算来二段精选工序超出设备能力43t/h。可以看出由于一、二段精选淘洗磁选机长期处于超负荷状态，造成选别不充分，精矿品位较低。二是精选作业时，为提高最终精矿品位，调高淘洗磁选机尾矿品位，该部分尾矿的大部分金属物质以中贫连生体形式存在，带有磁性矿物的连生体经简单扫选返回流程后，会有一部分重新混入到精矿中，影响精矿品位的提高。 溢流沉砂溢流沉砂破碎产品一磨分级
一磁
一段水力旋流器二磨三磁
四磁全自动淘洗磁选机
过滤扫选
精矿水
三磨
终尾
二磁筛下筛上
全自动淘洗磁选机
二段水力旋流器细筛
图1 庙沟铁矿选矿工艺流程图 3.2提铁降硅工艺优化技术方案 通过对国内同类型铁矿的现场考察发现，当全磁选流程精矿品位达到65.5%时，通过增加淘洗、反浮选流程进一步提铁降硅，最终铁精矿品位≥68.8%，SiO2
≤ 4.2%。
结合对现场生产工艺参数、淘洗作业的考查和实验，决定对精选作业进行优化。增加精选作业淘洗磁选机的设备配置，在控制给矿量的基础上，合理调整设备选别参数，提高抛尾量，以达到提高精矿品位的目的；对淘洗磁选机抛尾单独进行浓缩、磨矿分级、反浮选处理，最终达到提铁降硅的目的。
3.2提铁降硅工艺优化试验方案
3.2.1 淘洗磁选机实验 本次实验中，选用一、二段各一台淘洗磁选机，型号分别为CH-CXJ24000、CH-CXJ8000。控制给矿量为15t/h和5t/h，调整设备选别参数，使之达到最优，给水量正常。实验结果如下： 表1 CH-CXJ24000淘洗磁选机实验结果 序号 给矿 精矿 溢流 精矿
产率% 浓度% 品位% 浓度% 品位% 浓度% 品位%
1 51.55 56.86 65.15 63.29 1.75 14.61 86.79 2 50.37 57.23 51.93 64.42 1.09 12.42 85.46 3 53.47 59.31 45.05 63.91 1.95 11.24 86.61 4 55.41 57.48 60.16 64.51 1.59 12.67 85.24 5 56.39 58.92 62.88 64.79 1.65 12.03 88.87 6 52.19 58.36 24.26 62.16 1.84 10.45 93.73 7 54.82 60.17 43.18 64.59 1.65 13.89 88.82 8 55.34 57.31 53.88 64.28 1.84 15.13 89.09 平均值 53.69 58.21 50.81 63.99 1.67 12.81 88.08 从表中数据可以看出在给矿量为15t/h、给矿品位58.21%时，经淘洗磁选机选别后精矿品位可以达到63.99%，尾矿品位12.81%，精矿产率为88.08%，品位提高幅度为5.78%。 表2 CH-CXJ8000淘洗磁选机实验结果
序号 给矿 精矿 溢流 精矿
产率% 浓度% 品位% 浓度% 品位% SiO2含量% 浓度% 品位% 1 38.73 62.23 43.63 66.13 6.39 1.73 18.79 91.76 2 38.08 62.75 50.33 66.42 6.14 1.06 19.36 91.84 3 39.31 62.51 47.89 65.48 7.23 1.22 21.14 92.67 4 35.74 63.49 43.26 66.16 6.52 0.87 22.55 92.67 5 39.26 63.25 46.56 66.16 6.39 1.34 23.16 94.08 6 39.08 63.13 44.38 65.97 6.68 1.22 17.81 94.35 7 47.38 62.16 52.17 66.95 5.76 0.89 20.71 92.00 8 43.4 63.84 46.71 66.56 6.04 1.09 17.82 93.82 平均值 40.12 62.92 46.87 66.23 6.39 1.18 20.17 92.9 从表中数据可以看出在给矿量为5t/h、给矿品位62.92%时，经淘洗磁选机选别后精矿品位可以达到66.23%，SiO2含量为6.39%，尾矿品位20.17%，精矿产率92.90%，品位提高幅度为3.31%。 由上述实验结果可知，在现有工艺流程基础上，提高精选淘洗磁选机配置能力，调整选别参数，加大抛尾量，能使精矿品位达到66.20%以上，SiO2含量降到6.5%以下。而由于加大了抛尾量，对于这部分尾矿的回收需要单独处理，因此对淘洗磁选机的尾矿进行反浮选回收实验。
3.2.2淘洗磁选机尾矿反浮选实验 淘洗磁选机尾矿经检测，-200目细度为70%，-325目细度为45%，镜下观察铁矿物颗粒解离不充分，粒度粗，不适合浮选作业，因此实验室进行了磨矿，磨矿产品经检测-200目细度为93.00%，-325目细度为61.60%，适合浮选作业。 根据国内同类型矿山经验，实验使用0.5L单槽浮选机一粗一精开路浮选。为探索出符合矿样性质、得到要求技术指标的浮选药剂制度，实验室内进行了多组条件试验。试验所用药剂及浓度分别为NaOH5%，淀粉3%，CaO2.5%，RA-715 为6%。浮选矿浆温度35℃。经过淀粉、CaO、RA-715等用量的条件试验后确定浮选药剂制度如下： 浮选作业温度35℃，矿浆PH值为粗选11.5，精选11.3。在以下药剂制度下，最终精矿品位为66.40%，SiO2含量6.26%。 表3 最终药剂制度
药剂名称 配制浓度(%) 用量(g/t粗精矿) 使用温度 NaOH 5 1562 常温 淀粉 3 720 常温 CaO 2.5 537 常温 RA-715 6 840 60℃ 现场工艺优化中，由于淘洗磁选机尾矿浓度过低，只有不到2%，且由于尾矿粒度较大，不适合浮选作业，因此浮选作业前必须经过浓缩和磨矿作业。根据以上要求，在保证金属回收率的基础上，提出尾矿反浮选的原则方案为：一段淘洗机尾矿、二段淘洗机尾矿通过浓缩→磨矿分级→反浮选（一段精选一段粗选两次扫选），获得最终合格精矿。推荐浮选工艺流程图见图2
图2 推荐浮选工艺流程图 4 预期效果 现有工艺实行提铁降硅优化，铁精矿品位可以从65.2%提高至66.2%，提高1%；SiO2含量可以由7.8%降至6.5%以下，降低1.3%。根据市场对该矿铁精粉指标的考核标准，每吨精矿将新增产值为65元，全年80万吨铁精矿将新增产值5200万元；铁精矿品位提高1.0%，每吨精矿新增产值为20元，年新增产值为1600万元。 对主流程采用纯磁选选别工艺，可以有效避免采用浮选工艺产生的药耗费用、电耗费用、热耗费用、维护费用等，这些费用每年就多达数百万甚至上千万元；另外主流程采用浮选工艺的话，浮选精矿存在着过滤困难、水分高、输送管道结垢等现象，而采用纯磁选工艺可以有效避免以上问题。
5 结论 通过以上实验，对现有工艺流程进行优化，增加一段和二段精选淘洗磁选机的设备配置，主流程在采用纯磁选的情况下，可以使精矿品位达到66.20%以上，对淘洗机尾矿进行再磨再选处理，在不降低年精矿产量的基础上能达到提铁降硅的目的，技术上可行。项目实现后，可以得到铁精矿品位TFe≥66.2%、SiO2≤ 6.5%的指标，有着显著的经济效益和现实意义。 石家庄金垦科技有限公司生产的全自动淘洗磁选机作为一种新型、高效的选别设备，对贫、细、杂的铁矿石有良好的选别效果，可有效的分选出常规磁选设备夹杂的矿泥和单体脉石，高效的分出贫连生体，能大幅度的提高铁精矿品位，降低SiO2含量，提铁降硅效果明显，降低了选矿成本。 另外，随着近年来对铁矿浮选工艺的不断研究，阳离子浮选技术取得了较大的进步和发展。相对于阴离子反浮选工艺，阳离子浮选工艺有着以下优点：一是采用胺类捕收剂，对矿浆温度要求小，常温即可；二是可以提高精矿质量，用阴离子浮选时，含铁硅酸盐会进入到浮选泡沫，阳离子反浮选时含铁硅酸盐与石英一并进入尾矿，精矿品位较高。因此在具体方案实施前，应该对两种浮选方法进行分析对比，选择最优工艺方案。
作者简介：张润身（1968.10 — ）男（汉族），河北钢铁集团矿业公司庙沟铁矿高级工程师、河北联合大学在职工程硕士研究生。
