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铁精矿“提铁降硅”工艺技术探讨1 前言随着我国市场经济的形成和加入WTO,钢铁业对铁精矿的质量要求不断提高,特别是对硅含量的要求更加严格,一般要求sio2含量在4以下。我国磁铁精矿普遍存在着硅含量高的问题(平均6.3左右),高硅铁精矿制约了炼铁经济效益的提高。加入WTO后,国产磁铁精矿受到进口优质铁精矿的冲击,严重影响了我国铁矿山的可持续发展,这种严重的态势已经引起各矿山企业的高度重视,我国铁矿业已兴起铁精矿“提铁降硅”的技术改造高潮。我们首钢水厂选矿厂虽然铁精矿品位达到了68以上,但由于矿石性质问题sio2含量仍达3.99,随已接近世界先进水平,硅含量仍然偏高。为降低硅含量,必须从提高铁精矿品位入手。“提铁降硅”技术实际就是如何解决铁精矿中贫连生体与单体矿物有效分离技术。在许多选矿厂,尤其是磁选厂,由于缺乏有效的技术、工艺和设备将精矿中的贫连生体分离出去,使精矿品位迟迟得不到提高。为此我们进行了“提铁降硅”工艺技术研究,提出了进一步降低硅含量的技术途径。2 工艺技术现状21 概况首钢水厂选矿厂1971年5月投产,经过多年的技术改造和扩建挖潜,形成了设计年处理原矿1800万吨的生产能力,现有19个磨选系列,选矿工艺流程为阶段磨矿阶段选别磁选流程,经过细筛、磁滑轮干选工艺、磁团聚新工艺等一系列改造,精矿质量由投产时的63%左右逐步提高到79年以来的68.0以上,精矿粉中SiO2含量由8.93%降到3.99%。22 原矿性质首钢水厂铁矿石属鞍山式贫磁铁矿,铁矿物以磁铁矿为主,其次为假象赤铁矿、褐铁矿和黄铁矿。磁铁矿有四种类型:磁铁石英岩、辉石磁铁石英岩、磁铁-辉石石英岩及赤铁-磁铁石英岩。脉石矿物以石英、角闪石为主,其次有方解石、绿泥石、黑云母,此外尚有极少量的磷灰石、尖晶石及碳酸盐矿。矿石以条带构造为主,浸染状构造次之,矿石呈不均匀嵌布结构。磁铁矿结晶粒度0.5-0.062mm,硬度8-12,矿石密度3.1-3.2吨/立方米。 2.3 现有工艺流程选矿工艺流程为多段破碎、阶段磨矿阶段选别和磁重连选的特点,其中破碎系统采用三段一闭路,磨选流程采用两段磨矿、四段磁选、一段磁聚重选和细筛闭路自循环工艺,磨选流程图如图1。3 精矿品位影响因素3.1 最终铁精矿分析为分析精矿品位影响因素,我们对选厂最终精矿进行了筛析,结果如下。表1最终精矿筛析结果 68.15网目 产率(%) 品位(%)部分 正累计 负累计 部分 正累计 负累计+80 1.98 1.98 100.00 39.23 39.23 68.15+100 1.98 3.96 98.02 54.87 47.05 68.73+160 3.42 7.39 96.04 63.81 54.82 69.02+200 13.89 21.28 92.61 66.46 62.42 69.21+325 35.84 57.12 78.72 69.39 66.79 69.70-325 42.88 100.00 42.88 69.95 68.15 69.95合计 100.00 从对选厂最终精矿筛析结果看,最终精矿的粒级组成较宽,影响精矿品位进一步提高的主要是60100目部分,它们的精矿品位仅有39.2363.81。如果剔除这部分粒级精矿,使精矿粒度达到160目占100,精矿品位可达69.21,精矿品位可提高1.06,铁精矿中SiO2含量可相应降低1.06,达到2.93;如果只剔除80目粒级精矿,使精矿粒度达到80目占100,精矿品位也可达68.73,精矿品位可提高0.48,铁精矿中SiO2含量可相应降低0.48,达到3.51,使铁精矿中SiO2含量达到世界先进水平。因此说,精矿中含有部分超粗颗粒是影响精矿质量进一步提高的主要原因。3.2 选矿工艺流程分析 3.2.1使用筛孔为长条形固定尼龙细筛是造成最终精矿粒度含有超粗粒子的主要原因目前水选厂选矿工艺流程为阶段磨矿阶段选别磁重连选细筛自循环流程,检查筛下为主厂合格精矿,但由于检查筛为0.15mm的长条筛,筛孔长为42mm,而其为概率筛,超粗粒子经切割后进入筛下成为精矿,使精矿品位受到影响。主厂精矿(即检查筛下产品)筛析结果如下。表2 主厂精矿(检查筛析下)的筛分分析 品位64.73网目 产率(%) 品位(%)部分 正累计 负累计 部分 正累计 负累计+60 1.58 1.58 100.00 12.29 12.29 64.73+80 1.78 3.35 98.42 16.82 14.69 65.57+100 2.37 5.72 96.65 25.20 19.04 66.47+160 3.55 9.27 94.28 48.24 30.22 67.51+200 11.48 20.75 90.73 64.51 49.19 68.26+325 30.34 51.08 79.25 68.97 60.94 68.80-325 48.92 100.00 48.92 68.7 64.73 68.70合计 100.00 从上表可以看出,主厂精矿品位影响主要也是60目100目这部分粒级精矿,它们的品位在12.2925.2,它们经三次磁选后品位提高幅度不大,而影响最终精矿品位。同时从表2和表1 看出主厂精矿粒级组成与选厂最终精矿粒级组成基本一致,说明磁选不能将影响品位的粗粒低品位矿物甩掉而弥补筛分存在的问题。因此,影响精矿品位进一步提高的主要原因是固定尼龙细筛自身结构所至,。3.2.2 细筛分级效率低造成循环量大,影响选别效果由于使用的尼龙细筛为固定筛,靠精矿离子切割分级,使未接触细筛的粒子不能得到切割进入筛下,且筛孔易堵塞,且开孔率低仅有7,导致细筛分级效率低、二次循环负荷大,从而造成选别工序负荷大选别效果差,二次磨矿浓度低磨矿效率低,而进一步影响精矿品位。下面是固定尼龙细筛考察结果。表3 固定尼龙细筛分级效率考察结果 (200目含量)项目 筛给 筛上 筛下 筛下产率 量效率 质效率粒度 42.28 38.31 77.91 10.03 18.46 14.51从上表可以看出,固定尼龙细筛分级效率很低,仅有14.51,筛下产率仅有10.03,检查筛上200目的粒级含量达到38.31,仅比给矿低了3.97,导致合格粒级在流程中循环,使二次磁选作业超负荷,影响了二次磁选的选别效果。经考察,二次循环负荷达到250350,二次磁选作业选别提高幅度仅有2左右,最终影响了精矿质量的提高。3.2.3 二次磨矿浓度偏小影响磨矿效率由于循环量大,0.15mm检查筛筛分效率低,筛上量大,浓度低,导致二次磨矿浓度低,使矿浆在二次磨机中停留时间过短,影响了磨矿效果,致使二磨排矿粒度粗,从而形成一种恶性循环,大量矿浆靠泵反复输送,无功空耗高,限制了台时能力提高,同时岗位操作调整困难,跑冒现象严重,也影响了文明生产。经考察,二次磨矿浓度在65左右,二次磨矿200目粒级含量提高幅度在34,严重影响了下步作业选别效果的提高。4 “提铁降硅”的工艺技术研究针对选矿工艺流程存在的问题,我们结合国内外选矿技术的发展现状,组织进行了“提铁降硅”工艺技术研究,并进行了一系列新工艺新技术的应用研究与探索,取得了成功。并在此基础上进行了工艺流程的优化试验,达到了预期目的。4.1 方孔金属筛网振动细筛的应用试验 针对固定尼龙细筛开孔率低、分级效率低,筛下超粗粒子影响精矿质量的问题,并根据目前国内金属网振动筛的应用情况和其开孔率高,达到36,以及分级效率高的特点,我们组织了振动细筛的应用试验,试验用振动筛筛孔为0.140.26mm,考察结果如下。 4.1.1 振动筛筛分效率考察情况表4 振动筛分级效率考察结果 (200目含量)项目 筛给 筛上 筛下 筛下产率 量效率 质效率粒度 63.63 51.25 81.81 60.1 70.66 34.64从上表可以看出,振动筛分级效率有了明显的提高,它的分级效率平均达到42.07,比尼龙固定细筛提高了一倍以上,有利于降低流程循环负荷和改善流程作业状况。本次考察振动筛的给矿浓度偏大,达到60左右,影响了分级效率的进一步提高,而固定细筛的给矿浓度仅有50左右。因此,若将给矿浓度进行适当控制,振动筛的分级效率会得到进一步改善。4.1.2振动筛与固定筛筛下产品对比分析 为考察振动筛的特点及应用可行性,我们对其与固定筛进行了对比考察,筛下产品筛析结果如下。表5 金属筛网振动筛与尼龙固定筛筛下产物筛析结果对比网目 金属网振动筛 固定尼龙细筛产率 品位 累计品位 产率 品位 累计品位+60 0 0 0 1.00 12.78 12.78+80 0 0 0 2.00 16.06 14.97+100 0.40 21.64 21.64 3.00 21.36 18.16+160 0.20 46.70 29.99 1.80 42.59 23.80+200 16.91 64.02 62.85 16.50 54.94 44.94+325 27.89 66.67 65.20 31.90 64.65 56.13-325 54.60 65.34 65.28 43.80 66.18 60.53合计 100.00 100.00 从对筛下产品筛分分析结果看,振动筛筛下产品的粒级组成远远好与固定尼龙细筛,不仅综合品位高,而且粒级组成控制的好,超粗粒级得到有效控制。振动筛筛下产品粒级组成有了明显的改善,产品中将80目粒级矿粒完全剔除,100目粒级含量也仅有0.4,远远低于尼龙固定细筛的3.00。正是振动筛筛下产物中将高硅含量的100目以上粒级的控制,使主厂精矿品位得到提高,达到了65.28,比尼龙固定细筛高了4.75。这样,为进一步提高精矿品位,降低硅含量奠定了基础。 4.1.2 金属筛网振动筛下产品再选精矿分析表6金属网振动筛筛下产品再选精矿筛析品位 68.57%网目 产率(%) 品位(%)部分 正累计 负累计 部分 正累计 负累计+100 0.50 0.50 100.00 29.32 29.32 68.57+160 1.40 1.90 99.50 51.87 45.94 68.77+200 15.95 17.85 98.10 65.90 63.77 69.01+325 28.89 46.75 82.15 69.25 67.16 69.61-325 53.25 100.00 53.25 69.81 68.57 69.81合计 100.00 从上表可以看出,振动筛筛下产品经再选后精矿品位可达68.57,提高幅度达到3.29,这是固定尼龙细筛不可比拟的。主要是精矿中消除了80目以上低品位粗粒级,而且80100目粒级产品含量仅有0.5,也远远低于尼龙固定细筛,从而保证了精矿品位得到提高。 4.2 电磁聚机的应用试验电磁聚机是在永磁聚机基础上改进的,它的特点是使磁聚机内磁场强度达到可变,使磁聚机的团聚分散团聚分散的选别原理得到充分发挥,并能实现自动控制,进一步提高了选别精度,有利于进一步提高精矿品位,同时为流程优化创造条件。为此进行了电磁聚机应用试验。 4.2.1电磁聚机选别效果考察表7 电磁聚机选别效果考察结果浓度 粒度 品位给 矿 50.27 73.50 61.73溢 流 3.21 57.86 25.87精 矿 52.89 76.34 66.11提高幅度 2.84 4.38从上表可以看出,电磁聚机的品位提高幅度达到了4.38,比磁聚机的2.0高了2.38,溢流品位为25.87,在控制的标准范围内,说明工作平稳。特别是溢流粒度平均-200目57.86,比磁聚机的200目75以上粗了近20,使选别粒度放粗,保证了粗粒连生体被剔除,使精矿粒度提高;而精矿粒度比给矿粒度细2.84,说明溢流中细粒单体含量大幅度减少,说明团聚有效防止了“跑黑”,避免细粒单体进入溢流影响精矿品位。4.2.2 电磁聚机与永磁聚机选别效果对比为考察电磁聚机的应用前景,组织了在同等给矿条件下的电磁与永磁聚机选别效果对比考察,结果如下。表8 电磁与永磁聚机选别效果考察结果项目 电磁聚机 永磁聚机粒度 品位 粒度 品位给 矿 75.69 60.53 75.69 60.53溢 流 63.99 46.89 77.39 52.25精 矿 81.85 65.20 74.02 63.00提高幅度 6.16 4.67 -1.67 2.47从上表可以看出,电磁聚机的精矿和溢流的品位、粒度均优于永磁聚机,特别是精矿品位提高幅度比永磁聚机高2.20、溢流粒度-200目含量比永磁聚机粗了13.4、精矿粒度-200目含量比永磁聚机高了7.83,这充分说明了电磁聚机比永磁聚机选别粒度粗、选别精度高,它的应用有利于提高精矿品位。电磁聚机取代永磁聚机是完全可行的,它不仅可以提高精矿品位,而且有利于放粗工序控制粒度,为进一步提高生产效率创造条件。4.3 提高二次磨矿浓度 二次磨矿效率低原因之一是二次磨矿浓度低,提高二次磨矿浓度减少通过二次磨机的体积,延长矿浆在磨机内的停留时间,提高磨矿效率。为此,对影响二次磨矿浓度因素进行了考察,主要是检查筛作业,筛上浓度在62左右。根据对此作业考察,采用磁选浓缩办法对其进行再
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