CN101015817A - 一种提高褐铁矿品位的选矿方法 - Google Patents

一种提高褐铁矿品位的选矿方法 Download PDF

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本发明涉及黑色金属的选矿方法,尤其涉及一种难选褐铁矿的选矿方法,其包括下列步骤:a.使用球磨机、螺旋分级机及高频振动筛结合磨矿;b.重选:粗选、精选、二次精选;c.反浮选获得高品位的褐铁矿精矿。本发明采用重选加反浮选工艺,流程简单,电力消耗较少,成本低,适用于年产10万吨左右褐铁矿精矿的选矿厂;在磨矿步骤中,在传统的球磨机与螺旋分级机组合中加入高频振动筛,其操作简单,但能有效提高水力分级效率,使分级效率提高30%以上;此外增加了二次精选,可将矿浆的含泥量降到5%以下,铁矿品位提高2-3度;并且,在反浮选前先脱泥,从而消除了矿泥的影响,降低了药剂消耗。

Description

一种提高褐铁矿品位的选矿方法
【技术领域】
本发明涉及黑色金属的选矿方法,尤其涉及一种难选褐铁矿的选矿方法。
【背景技术】
褐铁矿是含水氧化铁矿石,是由其他矿石风化后生成的,在粤北地区分布很广泛,但矿床埋藏量大的并不多见。其化学式为nFe2O3·mH2O(n=1~3、m=1~4)。褐铁矿实际上是由针铁矿(Fe2O3·H2O)、水针铁矿(2Fe2O3·H2O)和含不同结晶水的氧化铁以及泥质物质的混合物所组成的。褐铁矿中绝大部分含铁矿物是以2Fe2O3·H2O形式存在的。
褐铁矿含泥量大,嵌布粒度细,容易泥化,主要脉石份为容易捕收的二氧化硅,为弱磁性矿物,用一般的磁选机选别基本没有效果,依靠目前的高梯度强磁选机可以进行富集,但由于脉石中往往含有含铁硅酸盐矿物(如石榴子石、霓石等)被一并吸附,造成精矿品位偏低,必须进行尽一步的处理。再由于褐铁矿在磨矿过程中易泥化的特性,造成微粒矿物在强磁场中都不易被吸附,相当一部分金属随尾矿排走,造成选比高,回收率低。
目前,在褐铁矿的选矿方法中最常用的强磁选方法,选矿效果都不太理想,原因主要有以下几个方面:
1、磨矿粒度控制不好
褐铁矿本身为易泥化矿物,在磨矿过程中极易泥化,而泥化后的褐铁矿微粒用各种选矿方法回收产率都不高。另一方面矿石中的部分脉石与褐铁矿微粒结合紧密,不磨碎到相应的粒度级难以实现单体分离。
目前使用球磨机与螺旋分级机相结合的传统磨矿分级工艺,在磁铁矿和部分赤铁矿的生产过程中应用是简单成熟和有效的,但在褐铁矿的磨矿和分级过程中由于分级效率的限制,非常容易产生矿物过粉碎和粉碎不到位两种情况,有必要与其他分级设备相配合组成新的磨矿分级流程来改善。
2、脱泥流程金属损失大
目前采用的许多脱泥工艺在褐铁矿生产中直接运用有许多弊端,如入磨前的洗矿机脱泥作业,在洗去部分矿泥的同时,也使许多褐铁矿微粒损失到细泥中。经实际取样化验,矿泥的铁品位基本都在原矿铁品位的80%以上,有些矿泥矿样铁品位甚至与原矿铁品位相同,金属损失非常之大。
磨矿后的脱泥如水力旋流器脱泥工艺,可以脱除大部分矿泥,但与洗矿机脱泥作业相比有相同的缺点:泥化后的褐铁矿金属微粒因粒度太细,基本上随矿泥由溢流口排出。
3、精矿品位低
高梯度磁选机对弱磁性的褐铁矿有很高的回收能力,但是褐铁矿中往往共生有含铁硅酸盐矿物,强磁机在回收褐铁矿的同时,也将含铁硅酸盐矿物一并吸附回收,造成铁精矿的品位偏低。
【发明内容】
为了克服现有技术不足,提供一种提高褐铁矿品位的选矿方法,能有效控制磨矿粒度,降低脱泥金属损失,提高精矿与尾矿品位,且流程简单,成本低廉,适于小规模矿厂选用。
本发明所述的一种提高褐铁矿品位的选矿方法,包括以下步骤:
(1)、磨矿
将褐铁矿原矿破碎至-3mm,入球磨机磨细至-200目占96%~99%,矿浆浓度为50%~60%,然后经螺旋分级机分级溢流,进入-200目的高频振动筛,过筛后的矿浆浓度调整为20%~25%;未过筛的矿粒返回再磨;
(2)、重选
将上述矿浆送入螺旋溜槽进行粗选、精选及二次精选;
a、粗选:对矿浆进行脱泥,精矿口和中矿口排出的矿浆调整浓度为15%~25%,优选20%,进入精选,螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池;
b、精选:对矿浆进行脱泥和精选,从精矿口截取精矿,将中矿口排出的中矿浆再次调整浓度为15%~25%,优选20%,进入二次精选,螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池;
c、二次精选:对矿浆进行再次脱泥和精选,从精矿口截取精矿,将中矿口排出的中矿浆再次调整浓度为15%~25%,优选20%,进入反浮选,螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池;
其中,螺旋溜槽选用北京矿冶研究总院生产的BL1500螺旋溜槽(中国专利,授权公告号:CN2495615)。
螺旋槽从上向下的前三圈的加装了与槽面形状贴合的直条,直条的上端(a)与槽横截面外缘的距离a为60mm、下端(b)与槽横截面外缘的距离b为260mm,直条与螺旋槽半径线之间的夹角δ为45°;直条的长度为480mm,高度为4mm,宽度为4mm。
精选过程中,精矿口的宽度为15~25mm,截取的精矿重量为原矿总量的8%~15%;
二次精选过程中,精矿口的宽度为20~30mm,截取的精矿重量为原矿总量的10%~15%。
(3)、反浮选
向调整浓度后的中矿浆中加入100g~200g/吨的抑制剂,100g~150g/吨的捕收剂,搅拌2-3分钟,在常温、pH=7的条件下反浮选10~12分钟,即获得高品位的褐铁矿精矿。
其中,抑制剂选用配制成1%质量浓度的工业淀粉水溶液,捕收剂选用1%质量浓度的表面活性剂盐酸胺盐水溶液,其中表面活性剂的成分为十八烷基伯胺和醚胺,质量比为6∶4;反浮选设备选用北京矿冶总院生产的BF系列浮选机,根据设计生产能力的不同,配置不同的槽数。
本发明所述的提高褐铁矿品位的选矿方法,采用重选加反浮选工艺,流程简单,电力消耗较少,大幅度地降低了成本低,适用于年产10万吨左右褐铁矿精矿的选矿厂;在磨矿步骤中在传统的球磨机与螺旋分级机组合中加入高频振动筛,其操作简单,但能有效控制磨矿粒度,提高水力分级效率,使分级效率提高30%以上;本发明增加了二次精选步骤,是重复一次精选的过程,其可将矿浆的含泥量降到5%以下,铁矿品位提高2~3度;在反浮选前先脱泥,从而消除了矿泥的影响,降低了药剂消耗;产生的尾矿品位均在30%~35%之间,完全达到水泥厂的技术标准要求,可全部销售,无需堆存;整个过程均未产生环境污染。
此外,在重选时选用微细粒选矿适应范围可达-400目的北京矿冶研究总院生产的BL1500螺旋溜槽,在脱泥的同时从精矿口直接截取合格精矿,减少进入浮选步骤的中矿量,直接降低了药剂和电力消耗。通过在螺旋溜槽中加装直条,以增强紊流的搅拌作用,加快细泥的沉降速度,提高小密度差矿物的分选效率。
在浮选中选用淀粉抑制剂,一是抑制氧化矿上浮,二是产生絮凝作用,使微细粒矿粉因絮凝作用加速沉降,提高精矿回收率;选用十八烷基伯胺和醚胺混合的表面活性剂,能有效降低反浮选过程中的泡沫量,克服低温流动性差、跑槽严重的弊病。
【附图说明】
图1是北京矿冶研究总院生产的BL1500螺旋溜槽的结构示意图。
图2是螺旋槽的结构图。
图3是加装了直条的螺旋槽的俯视图。
1-分矿器、2-上支架、3-给矿槽、4-槽支柱、5-螺旋槽、6-截矿槽、7-接矿斗、8-直条;
【具体实施方式】
实施例一:
(1)、磨矿:将原矿入球磨机磨细至-200目占98%,矿浆浓度为55%,然后经螺旋分级机分级溢流,进入-200目的高频振动筛,过筛后的矿浆浓度调整为25%,未过筛的矿粒返回再磨;
(2)、重选:将上述矿浆送入螺旋溜槽进行粗选、精选及二次精选;
a、粗选:对矿浆进行脱泥,精矿口和中矿口排出的矿浆调整浓度为20%,进入精选,螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池;
b、精选:对矿浆进行脱泥和精选,将精矿口的宽度调整为15mm并截取精矿,将中矿口排出的中矿浆再次调整浓度为20%,进入二次精选,螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池;
c、二次精选:对矿浆进行再次脱泥和精选,将精矿口的宽度调整为20mm并截取精矿,将中矿口排出的中矿浆再次调整浓度为20%,进入反浮选,螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池;
(3)、反浮选:向调整浓度后的中矿浆中加入160g/吨的质量浓度1%的工业淀粉水溶液作为抑制剂,125g/吨的质量浓度1%的表面活性剂(十八烷基伯胺∶醚胺=6∶4)的盐酸胺盐水溶液作为捕收剂,搅拌2分钟,在常温、pH=7的条件下反浮选10分钟,获得高品位的褐铁矿精矿。
    原矿品位     精矿品位     尾矿品位     回收率
    48%     60%     32%     68%
实施例二:
(1)、磨矿:将原矿入球磨机磨细至-200目占96%,矿浆浓度为60%,然后经螺旋分级机分级溢流,进入-200目的高频振动筛,过筛后的矿浆浓度调整为20%,未过筛的矿粒返回再磨;
(2)、重选:将上述矿浆送入螺旋溜槽进行粗选、精选及二次精选;
a、粗选:对矿浆进行脱泥,精矿口和中矿口排出的矿浆调整浓度为20%,进入精选,螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池;
b、精选:对矿浆进行脱泥和精选,将精矿口的宽度调整为25mm并截取精矿,将中矿口排出的中矿浆再次调整浓度为20%,进入二次精选,螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池;
c、二次精选:对矿浆进行再次脱泥和精选,将精矿口的宽度调整为30mm并截取精矿,将中矿口排出的中矿浆再次调整浓度为20%,进入反浮选,螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池;
(3)、反浮选:向调整浓度后的中矿浆中加入200g/吨的质量浓度1%的工业淀粉水溶液作为抑制剂,100g/吨的质量浓度1%的表面活性剂(十八烷基伯胺∶醚胺=6∶4)的盐酸胺盐水溶液作为捕收剂,搅拌3分钟,在常温、pH=7的条件下反浮选12分钟,获得高品位的褐铁矿精矿。
    原矿品位     精矿品位     尾矿品位     回收率
    46%     58%     35%     66%
实施例三:
(1)、磨矿:将原矿入球磨机磨细至-200目占99%,矿浆浓度为50%,然后经螺旋分级机分级溢流,进入-200目的高频振动筛,过筛后的矿浆浓度调整为20%,未过筛的矿粒返回再磨;
(2)、重选:将上述矿浆送入螺旋溜槽进行粗选、精选及二次精选;
a、粗选:对矿浆进行脱泥,精矿口和中矿口排出的矿浆调整浓度为20%,进入精选,螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池;
b、精选:对矿浆进行脱泥和精选,将精矿口的宽度调整为20mm并截取精矿,将中矿口排出的中矿浆再次调整浓度为20%,进入二次精选,螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池;
c、二次精选:对矿浆进行再次脱泥和精选,将精矿口的宽度调整为25mm并截取精矿,将中矿口排出的中矿浆再次调整浓度为20%,进入反浮选,螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池;
(3)、反浮选:将二次精选精矿矿浆的浓度调整为20%,加入100g/吨的质量浓度1%的工业淀粉水溶液作为抑制剂,150g/吨的质量浓度1%的表面活性剂(十八烷基伯胺∶醚胺=6∶4)的盐酸胺盐水溶液作为捕收剂,搅拌2分钟,在常温、pH=7的条件下反浮选10分钟,获得高品位的褐铁矿精矿。
  原矿品位   精矿品位   尾矿品位     回收率
  45%   56%   30%     65%

Claims (10)

1、一种提高褐铁矿品位的选矿方法,包含以下步骤:
(1)、磨矿:将原矿入球磨机磨细至-200目占96%~99%,矿浆浓度为50%~60%,然后经螺旋分级机分级溢流,进入-200目的高频振动筛,过筛后的矿浆浓度调整为20%~25%,未过筛的矿粒返回再磨;
(2)、重选:将上述矿浆送入螺旋溜槽进行粗选、精选及二次精选;a、粗选:对矿浆进行脱泥,精矿口和中矿口排出的矿浆调整浓度为15%~25%,进入精选,螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池;
b、精选:对矿浆进行脱泥和精选,从精矿口截取精矿,将中矿口排出的中矿浆再次调整浓度为15%~25%,进入二次精选,螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池;
c、二次精选:对矿浆进行再次脱泥和精选,从精矿口截取精矿,将中矿口排出的中矿浆再次调整浓度为15%~25%,进入反浮选,螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池;
(3)、反浮选:向调整浓度后的中矿浆中加入100g~200g/吨的抑制剂,100g~150g/吨的捕收剂,搅拌2-3分钟,在常温、pH=7的条件下反浮选10~12分钟,即获得高品位的褐铁矿精矿。
2、如权利要求1所述的选矿方法,其特征在于磨矿前先将原矿破碎至-3mm。
3、如权利要求1所述的选矿方法,其特征在于螺旋溜槽为北京矿冶研究总院生产的BL1500螺旋溜槽。
4、如权利要求3所述的选矿方法,其特征在于螺旋槽从上向下的前三圈的加装了与槽面形状贴合的直条,直条的上端(a)与槽横截面外缘的距离a为60mm、下端(b)与槽横截面外缘的距离b为260mm,直条与螺旋槽半径线之间的夹角δ为45°。
5、如权利要求4所述的选矿方法,其特征在于直条的长度为480mm,高度为4mm,宽度为4mm。
6、如权利要求1所述的选矿方法,其特征在于粗选、精选及二次精选后均分别调整矿浆浓度为20%。
7、如权利要求1或3或4所述的选矿方法,其特征在于精选过程中,精矿口的宽度为15~25mm。
8、如权利要求1或3或4所述的选矿方法,其特征在于二次精选过程中,精矿口的宽度为20~30mm。
9、如权利要求1所述的选矿方法,其特征在于反浮选步骤中的抑制剂为质量浓度1%的工业淀粉水溶液。
10、如权利要求1所述的选矿方法,其特征在于反浮选步骤中的捕收剂为质量浓度1%的表面活性剂的盐酸胺盐水溶液,其中表面活性剂的成分为十八烷基伯胺和醚胺,质量比为6∶4。
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SE01 Entry into force of request for substantive examination
C14 Grant of patent or utility model
GR01 Patent grant
C17 Cessation of patent right
CF01 Termination of patent right due to non-payment of annual fee

Granted publication date: 20091111

Termination date: 20110206