CN101234366A - 一种难选褐铁矿的反浮选提铁脱硅方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种难选褐铁矿的反浮选提铁脱硅方法。其步骤是：将矿石细磨分散脱泥加硫酸调浆后，加入一定量的淀粉或变性淀粉、木质素磺酸及其盐、或分子量为10000左右的聚丙烯酰胺或聚丙烯酸抑制含铁矿物，用阳离子捕收剂季胺盐，采用多次少量加药多次浮选的方法，反浮选分离含硅脉石矿物和铁矿物。本方法流程简单，药剂种类少，可取得高品位铁精矿，提高褐铁矿的选矿回收率的效果好。
Description
技术领域
本发明涉及铁矿石的选矿方法，特别涉及一种难选褐铁矿的反浮选提铁脱硅方法。
背景技术
褐铁矿中富含结晶水，因此采用物理选矿方法铁精矿品位很难达到60％，但焙烧后因烧损较大而大幅度提高铁精矿品位。另外由于褐铁矿在破碎磨矿过程中极易泥化，难以获得较高的金属回收率。褐铁矿的选矿工艺有还原磁化焙烧-弱磁选、强磁选、重选、浮选及其联合工艺。过去具有工业生产实践的选矿工艺有强磁选、强磁选-正浮选，但由于受褐铁矿石性质(极易泥化)、强磁选设备(对-20μm铁矿物回收率较差)及浮选药剂的制约，其选别指标较差，而还原磁化焙烧-弱磁选工艺的选矿成本较高，因此该类铁矿石基本没有得到有效利用。浮选法处理褐铁矿是典型的选矿难题，其原因在于：1)褐铁矿与脉石矿物性质相近，降低了药剂的选择性；2)一般来说褐铁矿属于深度风化矿石，矿物粒度极细，属于微细颗粒浮选范畴，浮选速度慢，药剂消耗高，浮选效率低；3)褐铁矿形式繁多，药剂制度和工艺适应性差；4)含硅矿物一般为粘土矿物，表面能高，粒度细，易于有用矿物絮凝，导致浮选失效。
发明内容
为了解决现有褐铁矿选矿方法所存在的上述技术问题，本发明提供一种选别指标高、分离效果好的难选褐铁矿的反浮选提铁脱硅方法。
本发明解决上述技术问题的技术方案包括以下步骤：
a、将矿石碎磨至-0.074mm占80％～90％，在磨矿过程中加入60-5000克/吨的碳酸钠；
b、加水变为浓度10％的矿浆，充分搅拌，使其分散后沉降脱泥；
c、浓缩矿浆并加浓度为1％～10％的稀硫酸调pH；
d、加50-2000克/吨淀粉或变性淀粉，或加50-3000克/吨木质素磺酸、或加50-2500克/吨分子量为10000左右的聚丙烯酰胺作为抑制剂；
e、加季胺盐50-500克/吨作为阳离子捕收剂，加2#油10-150克/吨作为起泡剂，在浮选机中进行反浮选，得到的泡沫产品为含硅脉石矿物，槽内产品为铁精矿。
上述的难选褐铁矿的反浮选提铁脱硅方法中，步骤c中的pH值为5-7。
上述的难选褐铁矿的反浮选提铁脱硅方法中，步骤d、e中物药是分2-10次加入，并进行相同次数的反浮选。
上述的难选褐铁矿的反浮选提铁脱硅方法中，步骤d中的木质素磺酸为钠盐或者钙盐。
本发明的技术效果在于：本发明采用新型高效阳离子浮选剂，在高效脱泥措施和分散剂的配合下，通过多级选别的形式，可以高选择性的把褐铁矿中含硅粘土矿物浮选除去，流程简单，药剂种类少，可取得高品位铁精矿，并有效提高褐铁矿的选矿回收率，整体浮选成本较低，具有较高的经济推广价值，尤其是用于难选高硅的褐铁矿物浮选。
下面结合具体实施例对本发明作进一步的说明。
附图说明
图1为本发明施例1的流程图，图中101为原矿，1为磨矿步骤，加入NaCO3 3000克/吨，2为两次沉降脱泥步骤，3为硫酸，4为淀粉或磷酸脂淀粉或阴离子淀粉，5为1227，6为抑制剂，7为1227，8为2#油，9为抑制剂，10为1227，11为2#油，12为抑制剂，13为1227，14为2#油，102为细泥，103为尾矿产品，104为精矿产品。
图2为本发明实施例2的流程图，201为原矿，图中15为磨矿步骤，加入NaCO3 2000克/吨，16为两次沉降脱泥步骤，17为硫酸，18为聚丙烯酰胺，19为1231，20为聚丙烯酰胺，21为1231，22为2#油，23为聚丙烯酰胺，24为1231，25为2#油，26为聚丙烯酰胺，27为1231，28为2#油，29为聚丙烯酰胺，30为1231，31为2#油，202为细泥，203为尾矿产品，204为精矿产品。
图3本发明实施例3的流程图，图中301为原矿，32为磨矿步骤，加入NaCO3 1500克/吨，33为两次沉降脱泥步骤，34为硫酸，35为木质素磺酸钠，36为1231，37为木质素磺酸钠，38为1231，39为2#油，40为木质素磺酸钠，41为1231，42为2#油，43为木质素磺酸钠，44为1231，45为2#油，46为木质素磺酸钠，47为1231，48为2#油，302为细泥，303为尾矿产品，304为精矿产品。
具体实施方式
实施例1
采用本方法对江西某矿区褐铁矿进行反浮选脱硅提铁。褐铁矿为矿区的主要含铁矿物，呈粒状集胶状环带成网格状结构出现，在网格中或空洞中常被含铁质粘土物质充填，以粉状、块状(粉状为主)产出，褐铁矿与石英的关系非常密切。其中平均含铁地质品位为37％，石英为32％。将矿石磨至-0.074mm占90％，在磨矿过程中加入3000克/吨(矿)碳酸钠，加新鲜水至浓度10％，搅拌至充分分散后沉降脱泥两次，脱泥后矿浆浓缩至40％，加硫酸将pH值控制在6左右，加50-2000克/吨(矿)淀粉或变性淀粉(具体用量及浮选效果见表1)作为褐铁矿抑制剂、200克/吨(矿)1227为捕收剂、60克/吨(矿)2#油为起泡剂。然后，在浮选机中，经过搅拌充气，经过四次少量加药四次浮选(流程图见图1)，石英等脉石矿物作为泡沫产品浮出，褐铁矿成为槽内产品(精矿)，实现石英等含硅矿物与褐铁矿的分离。由表中数据可知，以淀粉或变性淀粉作为抑制剂，在50-2000克/吨的用量范围内，获得的铁精矿铁品位可达到53％以上，铁回收率大于76％，选矿指标良好。
实施例2
采用本方法对广东某褐铁矿强化矿浆分散阳离子反浮选脱硅。该褐铁矿矿床属陆相沉积型矿床。矿石中主要矿物为褐铁矿，其次为少量磁铁矿和菱铁矿。脉石矿物则主要有石英、方解石、绿泥石等。原矿中褐铁矿和菱铁矿主要以鲕状产出，少量为泥质状，磁铁矿则为块状产出。矿石主要成分全铁含量平均为42％～44％，磷硫均低，石英含量为23.34％。矿石磨至-0.074mm占85％，磨矿过程中加入2000克/吨(矿)无水碳酸钠，沉降脱泥两次后，将矿浆浓缩至40％，添加硫酸将pH调至5-7，加入10-2500克/吨(矿)的分子量为10000左右的聚丙烯酰胺(具体用量见表1)作为铁矿石的抑制剂，后添加200克/吨(矿)阳离子捕收剂1231和60克/吨(矿)2#油，分五次加药五次反浮选后(流程图见图2)，可以得到铁精矿铁品位为52％以上，铁回收率大于77％的选矿指标。
实施例3
采用本方法对新疆某铁矿进行了反浮选脱硅试验。该铁矿主要含铁矿物为褐铁矿，脉石为含铁硅酸盐矿物，其中全铁品位为46.5％，SiO2 22.27％。矿石经碎磨至-0.074mm占90％，磨矿过程中加入1500，脱泥后将矿浆浓缩至30％，加硫酸将pH调至5-6，添加50-3000克/吨木质素磺酸钠作为褐铁矿抑制剂(具体见表1)，200克/吨阳离子捕收剂1231，经五次反浮选(流程图见图3)后，得到铁品位为52％以上，SiO2低于8.21％的铁精矿，全铁回收率为76％以上，指标良好。
本发明中所涉及的“克/吨”中的“吨”均指原矿。
表1
Claims (10)
1. 一种难选褐铁矿的反浮选提铁脱硅方法，包括以下步骤：
a、将矿石碎磨至-0.074mm占80％～90％，在磨矿过程中加入60-5000克/吨的碳酸钠；
b、加水变为浓度10％的矿浆，充分搅拌，使其分散后沉降脱泥；
c、浓缩矿浆并加浓度为1％～10％的稀硫酸调pH；
d、加50-2000克/吨淀粉或变性淀粉，或加50-3000克/吨木质素磺酸、或加50-2500克/吨分子量为10000左右的聚丙烯酰胺作为抑制剂；
e、加季胺盐50-500克/吨作为阳离子捕收剂，加2#油10-150克/吨作为起泡剂，在浮选机中进行反浮选，得到的泡沫产品为含硅脉石矿物，槽内产品为铁精矿。
2. 根据权利1所述的难选褐铁矿的反浮选提铁脱硅方法，步骤a中的碳酸钠加入量为3000克/吨。
3. 根据权利1所述的难选褐铁矿的反浮选提铁脱硅方法，步骤b中的沉降脱泥次数为两次。
4. 根据权利1所述的难选褐铁矿的反浮选提铁脱硅方法，步骤c中的矿浆浓度为30-40％。
5. 根据权利1所述的难选褐铁矿的反浮选提铁脱硅方法，步骤c中的pH值为5-7。
6. 根据权利1所述的难选褐铁矿的反浮选提铁脱硅方法，步骤d中的抑制剂为淀粉加入量200克/吨；或木质素磺酸加入量为800克/吨；或分子量为10000左右的聚丙烯酰胺加入量为500克/吨。
7. 根据权利1所述的难选褐铁矿的反浮选提铁脱硅方法，步骤d中的捕收剂加入量为200克/吨，2#油加入量为60克/吨。
8. 根据权利1所述的难选褐铁矿的反浮选提铁脱硅方法，步骤d、e中物药是分2-10次加入，并进行相同次数的反浮选。
9. 根据权利1所述的难选褐铁矿的反浮选提铁脱硅方法，步骤d中淀粉是指淀粉或磷酸酯淀粉或者磺酸酯淀粉或者阴离子淀粉。
10. 根据权利1所述的难选褐铁矿的反浮选提铁脱硅方法，步骤d中的木质素磺酸为钠盐或者钙盐。
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Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| C06 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| C10 | Entry into substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| C02 | Deemed withdrawal of patent application after publication (patent law 2001) | ||
| WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |
Open date: 20080806 |