湖北钟祥胡集地区某选矿厂一期磨矿装置建于1994年，共有2套球磨系统。由于大峪口磷矿大部分为中低品位磷矿石，杂质含量高且磷灰石晶形粒度小，粒径分布为0.05~0.20 mm。在结构上，磷块岩中胶磷矿主要呈凝胶状、鲕状等结构，与脉石矿物胶结共生，常以连生体和包裹体存在。矿石磨至0.02 mm在电子显微镜下观测，仍可观测到约5%的连生体和包裹体。因此，该选矿厂磨矿系统采用两段磨矿，将矿石磨至粒径≤0.074 mm的颗粒超过90%后，供下游浮选使用。磨矿具体流程：原矿物料在磨矿介质(钢球和工艺水)的作用下进行研磨，已研磨的矿浆从球磨机的排矿端排入1^#砂泵池，再由1^#旋流砂泵扬送至1^#水力旋流器分级，粗粒级物料从沉砂嘴排出并返回1^#球磨机再次研磨；细粒级物料从1^#水力旋流器的溢流管自流至2^#砂泵池内，与2^#球磨机排出的矿浆一起，由2^#旋流砂泵扬送至2^#水力旋流器进行分级，粗粒级物料返回2^#球磨机再次研磨，合格的矿浆自流至下一工序进行浮选。球磨系统工艺流程见图 1。

图 1

球磨系统工艺流程

该选矿厂拥有自建的矿山，球磨系统一直以处理自采矿为主。2018年前，球磨机的处理能力可达到或超过设计值(80 t/h)；从2018年开始，球磨机的处理能力逐渐下降，到2019年初降至65 t/h。其生产矛盾主要体现在当矿石处理量超过65 t/h时，1^#砂泵池液位会持续上涨，直至溢流。出现此现象后，通过提高水力旋流器的入口压力，虽可让更多的物料进入下一段，但经常造成水力旋流器堵塞。调整1^#球磨机前、后加水比例等参数，情况仍不见好转，只能维持低负荷运行。

从现象判断，问题应该出现在球磨系统的一段，其可能的原因是1^#水力旋流器分级效率下降或1^#球磨机出矿粒度过粗。首先对1^#球磨机出料取样分析，结果发现出料粒径大于0.074 mm所占比例与历史数据(高负荷下)相差不大，因此可以排除球磨系统一段对粒度的影响。

对磨矿过程取流程样分析，结果发现2016年4月、5月时1^#水力旋流器的分级效率分别为83.04%、84.82%，而2019年4月时的分级效率降至71.94%，比历史数据低。

影响水力旋流器分级效率的因素很多，通过检查和比对，排除了因设备磨损和操作控制指标变化对水力旋流器分级效率的影响。最后通过比较磨矿时间的变化，确定造成水力旋流器分级效率下降的原因为原矿性质发生变化。不同时期磨矿时间对比见图 2。从图 2可以看出，矿石研磨至相同粒径(≤0.074 mm)所需的磨矿时间，在2019年明显延长，说明2种矿石的性质差异较大。

图 2

不同时期磨矿时间对比

不同时期矿石全分析结果见表 1。由表 1可知，2种矿石品位变化不大，但目前所用矿石中硅酸盐(酸不溶物)的含量较高、氧化钙含量较低，说明矿石的硬度和密度增大，矿石研磨的难度增加。矿石密度增大还会影响矿石颗粒在水力旋流器中的运动轨迹，本来粒径达到要求的物料会溢流至下一过程，但由于密度的变化，部分矿石又回到沉砂中，导致水力旋流器的分级效率下降。

提高水力旋流器分级效率有2种解决方案：①根据现有矿石性质重新设计旋流器，改变锥比及旋流器直径等参数；②将部分送入1^#水力旋流器的矿浆直接送至2^#球磨机。经综合考虑适应性、经济性和时效性等因素，决定采用分流的方式将一段部分颗粒送至2^#球磨机。通过旋流器分级效率的对比差值计算转移量，根据矿浆黏度及旋流砂泵出口压力计算所需管径，最后选用直径Ф 100 mm的衬塑钢管。改造后的球磨系统工艺流程见图 3(虚线部分为新增管道)。

图 3

改造后的球磨系统工艺流程

改造后，球磨系统运行稳定，矿浆浓度、细度满足浮选生产要求(矿浆质量分数大于30%，粒径＜0.074 mm的矿石颗粒占比大于90%)，球磨机电机电流上升3 A左右，但仍在额定范围内。球磨机的磨矿能力提升明显，运行1个月后，各项指标稳定，产能保持在80 t/h以上，连续72 h生产统计结果见表 2。

按磨矿产量提高15 t/h计，浮选多生产精矿(按原矿品位为17%、磷回收率为80%、精矿品位为30%计)6.8 t/h(干基)，吨矿浆生产电耗为70 kW ·h。磨矿产量增大后，2台球磨机电流分别增加3 A、2 A，每小时多耗电44.1 kW ·h(电机电压6 000 V，功率因数为85%)。若按全年球磨机运行7 200 h，电价以0.75元/(kW ·h)计，全年可节省电费约233万元。

虽然旋流器在选矿行业应用广泛，但仍有许多问题值得研究与探讨。大峪口磷矿资源丰富，但矿石品种较杂，矿石性质差异较大，对旋流器的分级效率影响较大。在生产中应安排性质较为相似的矿石进行生产，不仅有利于发挥球磨系统的能力，同时对浮选也有积极影响。当生产中无法避免矿石性质发生波动时，本改造方案值得借鉴。