鞍千預選鐵精礦陶瓷球攪拌磨再選試驗研究

2021-07-22 04:11:40侯鵬程韓躍新

中國礦業 2021年7期

史達，劉杰，侯鵬程，韓躍新

(1.東北大學資源與土木工程學院，遼寧沈陽 110819； 2.難采選鐵礦資源高效開發利用技術國家地方聯合工程研究中心，遼寧沈陽 110819)

鞍山式難選鐵礦石嵌布粒度細，通過細磨加強有用礦物與脈石礦物間的單體解離是獲得高品位精礦的關鍵[1-2]。與傳統磨機相比，攪拌磨細磨過程使用的磨礦介質更小，能量效率更高，處理量更大[4]。隨著我國微細粒鐵礦開發利用程度的深入，攪拌磨技術正逐漸推廣至我國鐵礦山磨礦作業中[5-7]，攀鋼白馬選礦廠、昆鋼大紅山選礦廠、鞍鋼關寶山選礦廠等引進攪拌磨后都取得了良好的指標。以昆鋼大紅山鐵礦為例，2010年3臺攪拌磨投入生產，磨礦效率約為球磨機的1.7倍，電耗較球磨機降低30%，球耗可節省43%。李艷軍等[3]結合了經典磨礦理論與磨礦試驗，研究了球磨與攪拌磨過程入磨粒度與能量消耗之間的關系，結果表明攪拌磨相對于球磨可節約能耗30%～50%，但并無對磨礦產品進行分選試驗。新型高鋁陶瓷球作為磨礦介質應用于攪拌磨，相比于傳統鋼球，具有節能、節省球耗、減少鐵污染等優勢，以江銅銀山礦為例，同等磨礦工藝條件下，采用陶瓷球磨礦可降低電耗約32%，介質消耗成本降低約65%，在鐵礦山也具有一定的應用前景[13]。

本文針對鞍千預選鐵精礦，對預選鐵精礦進行了基礎成分分析，采用攪拌磨機對其進行磨礦試驗研究，結合了磁選分選指標與磨礦效率、比生產率的變化規律，以期提高磨礦處理能力，降低磨礦作業的生產成本，最終獲取合格鐵精礦。

1 試驗原料與方法

1.1 試驗原料

試驗所用礦樣為鞍千預選鐵精礦，對礦石進行化學成分分析，結果見表1。

表1 礦石化學成分分析Table 1 Analysis of chemical composition of ore

由表1可知，礦石中TFe含量為39.060%，FeO含量為14.570%；SiO2含量最高為39.300%，其次為MgO、CaO、Al2O3，含量分別為1.910%、1.890%和0.180%，有害元素S、P含量較低。為進一步確定礦石中礦物的種類，采用X射線衍射分析對礦樣進行礦物組成定性分析，結果如圖1所示。

圖1 礦石XRD圖譜Fig.1 X-ray diffraction analysis of the ore

由圖1可知，礦石中主要有用礦物為磁鐵礦，脈石礦物主要為石英和鈣鎂閃石。為探明礦石中鐵礦物的具體物相組成以及各物相鐵的分布率，對礦石進行了鐵物相分析，結果見表2。

由表2可知，預選鐵精礦中絕大部分鐵以磁鐵礦的形式存在，其TFe分布率達89.15%，為主要回收對象；赤(褐)鐵礦次之，TFe分布率占6.82%；此外，碳酸鐵和硅酸鐵中鐵含量分別為0.56%和0.86%，TFe分布率分別為1.42%和2.18%；硫化鐵中鐵含量較低，鐵含量為0.17%，其TFe分布率為0.43%。為進一步探明礦石的粒度組成，對礦石進行粒級篩析，結果見表3。

表2 鐵物相分析Table 2 Iron chemical phase analysis results of the ore

由表3可知，+0.074 mm粒級分布率為46.46%，0.043～0.074 mm粒級分布率為15.25%，0.038～0.043 mm粒級分布率為6.98%，-0.038 mm粒級分布率為31.31%；以+0.074 mm粒級和-0.038 mm粒級為主，其他粒級含量較少，表明該礦石粗細粒度分布不均。

表3 礦石試樣粒度分布Table 3 Particle size distribution of the ore

1.2 試驗方法

試驗采用SLJM-1.5L型立式超細攪拌磨機，磨機啟停和轉速均由變頻器控制，磨機功率可連接計算機即時輸出。磨礦介質為3 mm、4 mm、5 mm、6 mm直徑的新型高鋁陶瓷球，具有硬度高、耐磨性能好等優點，介質充填率為68.2%，介質孔隙率為0.4%，莫氏硬度9.0，抗壓強度2 250 MPa，松散密度為2.17 g/cm3。

攪拌磨的磨礦效果用-0.038 mm粒級的比生產率和-0.038 mm粒級的磨礦效率表征。

比生產率q計算公式見式(1)。

(1)

磨礦效率μ計算公式見式(2)。

(2)

式中：m為入磨干礦量；θ、θ0分別為磨礦后與磨礦前-0.038 mm粒級含量；V為磨機的有效容積；P為磨礦功率；T為磨礦時間。

弱磁選采用武漢洛克粉磨設備制造有限公司生產的RK/CRS-Ф400 mm×300 mm型弱磁選機。試驗采用攪拌磨礦-弱磁精礦的工藝流程，鞍千預選鐵精礦通過攪拌磨細磨至一定粒度后調漿給入弱磁選機進行分選，弱磁精礦、弱磁尾礦分別烘干、制樣、化驗，考察攪拌磨磨礦工藝參數對弱磁選指標的影響。

2 試驗結果與討論

2.1 攪拌轉速試驗

在固定介質充填率為68.2%、介質尺寸為5 mm、料球比為0.7、磨礦濃度為50%、磨礦時間為3.5 min、弱磁場強為79.6 kA/m的條件下，進行不同攪拌轉速試驗，結果如圖2和圖3所示。

圖2 攪拌轉速對磨礦效率的影響Fig.2 Effect of stirring speed on grinding efficiency

圖3 攪拌轉速對精礦指標的影響Fig.3 Effect of stirring speed on concentrate index

由圖2可知，隨著轉速由600 r/min增加到1 200 r/min，-0.038 mm比生產率由1.30 kg/(h·L)增加至3.40 kg/(h·L)；轉速從600 r/min增加到1 000 r/min，-0.038 mm磨礦效率從21.75 kg/(kW·h)增加到33.78 kg/(kW·h)；當轉速繼續增大到1 200 r/min，磨礦效率減小到30.59 kg/(kW·h)。磨礦效率呈現先升高后降低的趨勢，主要原因是隨著轉速的增加，陶瓷球介質與礦物之間的碰撞作用逐漸加劇，顆粒所受的沖擊力以及剪切力逐漸增大，顆粒粒度逐步變細。而轉速過高的話，一方面，部分陶瓷球與顆粒受較強離心力甩至筒壁，相對運動減小，從而浪費相當一部分能量，導致磨礦效率低[8-9]；另一方面，在試驗過程中，較高轉速下可觀察到明顯的筒體抖動以及球磨不穩定等現象，這是由于高攪拌器轉速下陶瓷球在筒壁上層疊堆積，攪拌器葉片與堆疊起來的陶瓷球相互擠壓、碰撞，故需要選擇合適的轉速條件，使磨機穩定運行。

由圖3可知，隨著攪拌器轉速從600 r/min增加到1 200 r/min，弱磁精礦品位由62.74%增加至68.48%；轉速從600 r/min增加到800 r/min，弱磁精礦回收率從90.62%增加至91.99%，轉速繼續從800 r/min增加到1 200 r/min，精礦回收率由91.99%逐漸減小至88.97%。綜合考慮磨礦效果和選別指標，同時保證設備的正常運轉，確定適宜的轉速為1 000 r/min。

2.2 介質尺寸試驗

在固定介質充填率為68.2%、攪拌器轉速為1 000 r/min、料球比為0.7、磨礦濃度為50%、磨礦時間為3.5 min、弱磁場強為79.6 kA/m的條件下，進行不同介質尺寸試驗，結果如圖4和圖5所示。由圖4可知，隨著介質尺寸由3 mm增加到6 mm，-0.038 mm比生產率由1.98 kg/(h·L)增加至3.29 kg/(h·L)；介質尺寸從3 mm增加到5 mm，-0.038 mm磨礦效率從28.41 kg/(kW·h)增加到33.78 kg/(kW·h)，繼續增大轉速至6 mm，磨礦效率減小至33.74 kg/(kW·h)。由圖5可知，隨著介質尺寸由3 mm增加到6 mm，弱磁精礦品位由64.50%增加至68.89%；介質尺寸由3 mm增加到4 mm，弱磁精礦回收率從90.27%減小至89.38%，介質尺寸繼續從4 mm增加到6 mm，精礦回收率在89.08%～89.77%之間波動。

圖4 不同介質尺寸對磨礦效率的影響Fig.4 Effect of different size medium ongrinding efficiency

圖5 不同介質尺寸對精礦指標的影響Fig.5 Effect of different size medium onconcentrate index

相同條件下，增大磨礦介質尺寸雖然能提高比生產率、磨礦效率和精礦品位，但磨礦介質尺寸越大，消耗的能量也越大，會增大研磨成本[10-12]，此外，使用直徑大于6 mm的陶瓷球介質，攪拌磨磨礦過程容易出現卡球現象，說明該設備充填的介質尺寸上限為6 mm。若增大設備容積至2.0 L，充填介質尺寸可提高至10 mm。綜合考慮磨礦效果和選別指標，確定適宜的介質尺寸為6 mm。

2.3 磨礦濃度試驗

在固定介質充填率為68.2%、攪拌器轉速為1 000 r/min、料球比為0.7，介質尺寸為6 mm、磨礦時間為3.5 min、弱磁場強為79.6 kA/m的條件下，進行不同磨礦濃度試驗，結果如圖6和圖7所示。由圖6可知，隨著磨礦濃度由40%增加到50%，-0.038 mm比生產率由2.79 kg/(h·L)增加至3.29 kg/(h·L)，磨礦濃度由50%增加到70%，-0.038 mm比生產率在3.15～3.35 kg/(h·L)范圍內小幅波動；磨礦濃度從40%增加到70%，-0.038 mm磨礦效率從37.61 kg/(kW·h)減小到25.85 kg/(kW·h)。由圖7可知，隨著磨礦濃度由40%增加到50%，弱磁精礦品位由67.07%增加至68.89%，磨礦濃度由50%繼續增加至70%，精礦品位小幅增大至69.00%；磨礦濃度由40%增加到50%，弱磁精礦回收率從90.31%減小至89.08%，磨礦濃度由50%增加到70%，弱磁精礦回收率在89.08%～89.26%之間小幅波動。綜合考慮磨礦效果和選別指標，確定適宜的磨礦濃度為50%。

圖6 不同磨礦濃度對磨礦效率的影響Fig.6 Effect of different grinding concentration ongrinding efficiency

圖7 不同磨礦濃度對精礦指標的影響Fig.7 Effect of different grinding concentration onconcentrate index

2.4 磨礦細度試驗

在固定介質充填率為68.2%、攪拌轉速為1 000 r/min、料球比為0.7、介質尺寸為6 mm、磨礦濃度為50%條件下，考察在不同磨礦時間下的顆粒細度，結果如圖8和圖9所示。由圖8可知，隨著磨礦時間的增加，磨礦產品-0.074 mm、-0.043 mm、-0.038 mm粒級含量逐漸增多，且呈先快速增多后緩慢增多的趨勢。由圖9可知，隨著攪拌磨磨礦時間的增加，+0.074 mm粒級含量逐漸減少，磨礦2.5 min后，即可將-0.074 mm粒級含量從46.46%減小至2.35%，磨礦時間3.5 min時，磨礦產品-0.038 mm粒級含量為88.94%。以上分析表明攪拌磨磨礦時間短，磨礦效率高。

圖8 磨礦粒度曲線Fig.8 Grinding particle size curve

圖9 不同磨礦時間磨礦產品粒級分布Fig.9 Particle size distribution of grinding productsat different grinding times

2.5 攪拌磨不同細度分選指標

在固定介質充填率為68.2%、攪拌器轉速為1 000 r/min、料球比為0.7、介質尺寸為6 mm、磨礦濃度為50%、弱磁場強為79.6 kA/m的條件下，結合磨礦粒度曲線，進行-0.038 mm不同含量的磁選選別試驗，結果如圖10所示。采用光學顯微鏡對鞍千預選鐵精礦和-0.038 mm含量占84.56%的磨礦產品進行單體解離度測定，結果見表4。

圖10 不同磨礦細度產品磁選試驗結果Fig.10 Magnetic separation test results ofdifferent grinding fineness product

表4 磨礦前后礦石的單體解離度分析Table 4 Analysis of dissociation degree of ore beforeand after grinding

由圖10可知，隨著磨礦時間的增加，磨礦產品-0.038 mm含量逐漸增加，礦物顆粒逐漸實現單體解離，磁選精礦鐵品位由63.28%增大至69.45%，提升了6.17個百分點，回收率則由90.70%逐漸降低到88.42%，降低了2.28個百分點，隨著磨礦細度的增大品位變化較大，回收率降低幅度較小。同時，磨得越細，所需能耗越高，綜合考慮節能減耗和技術指標，較合適的磨礦細度為-0.038 mm含量占84.56%，此時需磨礦2.80 min，比生產率為3.80 kg/(h·L)，磨礦效率為39.21 kg/(kW·h)，可獲得精礦品位67.01%，回收率為89.93%的鐵精礦。

由表4可知，磨礦前鞍千預選鐵精礦中的磁鐵礦單體解離度僅為52.02%，經過攪拌磨磨礦后，磁鐵礦的單體解離度達81.82%，絕大多數磁鐵礦都實現了單體解離，連生礦物也主要以赤鐵礦為主，理論上可通過弱磁選得到較高品位的鐵精礦，攪拌磨磨礦雖然將赤鐵礦的單體解離度從36.54%提高到48.78%，但提升幅度不大，赤鐵礦主要與磁鐵礦連生，可通過弱磁選進入精礦從而實現回收，少量赤鐵礦-脈石連生體從弱磁尾礦損失。

在立式攪拌磨仿真模擬方面，未來可以采用離散元(DEM)與計算流體力學(CFD)相結合的方式，涉及EDEM軟件和FLUENT軟件，運用聯合仿真對攪拌磨的運行狀況進行模擬，同時采用高速攝像機捕獲筒體內部的運轉狀態，模擬與實時攝像技術相互驗證。工業放大方面，要基于試驗室磨礦的各項工藝參數，明確來樣粒度、磨礦產品粒度、處理量，通過測算運行過程攪拌器扭矩計算出磨礦比能耗、球耗、電耗等隨細度變化曲線，再與類似物料的工業運行數據相結合進行數值校正。