CN101607230A - 细粒金红石矿分步浮选粗选抛尾方法 - Google Patents

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Abstract

细粒金红石矿分步浮选粗选抛尾方法。本发明涉及一种细粒金红石矿分步浮选粗选抛尾技术,属矿物加工工程技术领域。本发明首先利用硫酸铝抑制金红石及不同程度活化硅酸盐矿物的特性,利用油酸钠作捕收剂反浮选金红石,实现反浮选过程中有效脱泥;再利用氟硅酸钠和羧甲基纤维素与矿浆中的剩余硫酸铝的协同作用,组合抑制脉石矿物,采用硝酸铅(或乙酸铅)作金红石活化剂,羟肟酸钠和苄基胂酸(或苯乙烯膦酸)为组合捕收剂正浮选金红石,即“先抑制金红石反浮选,再活化金红石正浮选”的“分步浮选”实现了细粒金红石粗选抛尾。该方法的金红石富集比高、回收率高,抛尾彻底,可以大大降低金红石的选矿成本。

Description

细粒金红石矿分步浮选粗选抛尾方法
一、所属技术领域
本发明涉及一种细粒金红石矿分步浮选粗选抛尾技术,属矿物加工工程技术领域。
二、背景技术
天然金红石由于TiO2含量高、杂质少,是氯化法钛白粉和海绵钛的理想原料。但是金红石矿选矿技术的突破一直是解决我国天然金红石的开发利用问题的关键。我国天然金红石矿86%属原生矿,原矿品位低、嵌布粒度细,矿物组成及嵌布关系复杂,决定了金红石矿的选矿要采用重选、浮选、磁选、电选、化学选矿等不同组成的联合选矿工艺,才能得到高质量的金红石精矿产品。大量的研究结果表明,我国金红石矿的特点决定了我国金红石矿的选矿要分为粗选和精选两个阶段。所以,如何有效粗选抛尾对提高选别指标、降低选矿成本具有重要的理论和实际意义。大量的研究结果也表明,我国原生金红石矿的难选还体现在:由于矿石风化严重,原矿中含有大量原生矿泥和次生矿泥,矿泥的存在,对金红石的选别带来了不同程度的影响,尤其是对浮选的影响,有关金红石浮选的研究结果直接或间接说明,矿泥对金红石矿的浮选影响大,甚至造成浮选难以实现。然而,对于嵌布粒度细(一般0.01~0.1mm)的矿石的选矿,浮选无疑是最有前途的选矿工艺。重选脱泥工艺流程复杂,金红石损失大。所以,如何消除和减少矿泥对金红石选矿的影响;如何在保证金红石高回收率的前提下,大量粗选抛尾,从根本上降低选矿成本、提高了选别指标等问题,是解决我国细粒金红石矿选矿的重要课题。
三、发明内容
本发明的目的是提供一种细粒金红石矿分步浮选粗选抛尾的方法,该方法的金红石富集比高、回收率高,抛尾彻底,可以大大降低金红石的选矿成本。
实现本发明的目的所采取的技术方案如下:
①将金红石矿原矿经破碎筛分、磨矿分级,加入硫酸铝抑制金红石,加入油酸钠作为硅酸盐脉石矿物的捕收剂,加入松油调浆后反复进行反浮选,使泥浆随泡沫排除;②加入氟硅酸钠和羧甲基纤维素作为脉石矿物抑制剂,加入金红石活化剂硝酸铅,加入金红石捕收剂羟肟酸钠和苄基胂酸或苯乙烯膦酸,调浆后进行金红石正浮选粗选,粗选的金红石泡沫产品进入精选产出金红石粗精矿;③粗选的底流加入硝酸铅和羟肟酸钠正浮选扫选,扫选泡沫产品为返回金红石粗选;④扫选和精选产出的中矿返回上一流程处理,形成闭路。
本发明的具体工艺步骤为:
(1)磨矿时金红石矿原矿的粒度达到200目占82%~90%,加入碳酸钠调pH值为7~8,加入硫酸铝400g/t~800g/t,加入油酸钠30g/t~50g/t,并加入松油10g/t~30g/t,调浆后进行第一次反浮选;
(2)再加入油酸钠10g/t~30g/t,并加入松油5g/t~10g/t,进行第二次反浮选;
(3)再加入松油1g/t~5g/t,进行第三次反浮选;
(4)反浮选后的金红石矿,加入碳酸钠调pH值为8~8.5,加入脉石矿物组合抑制剂氟硅酸钠和羧甲基纤维素的用量分别为200g/t~500g/t和100g/t~300g/t,加入硝酸铅100g/t~300g/t,加入金红石组合捕收剂羟肟酸钠250g/t~400g/t和苄基胂酸或苯乙烯膦酸200g/t~400g/t,进行正浮选粗选;
(5)加入硝酸铅10g/t~50g/t,加入羟肟酸钠10g/t~50g/t进行正浮选扫选,扫选泡沫产品为返回金红石粗选;
(6)将金红石正浮选粗选泡沫进行两次精选。
在本发明的上述方法中具体选定的参数为:
(1)磨矿后加入碳酸钠调pH值为8,加入硫酸铝800g/t,加入油酸钠50g/t,加入松油20g/t进行第一次反浮选;
(2)第二次反浮选加入油酸钠30g/t,加入松油10g/t;
(3)再加入松油5g/t进行第三次反浮选;
(4)反浮选后的金红石矿,加入碳酸钠调pH值为8.5,正浮选粗选的脉石矿物组合抑制剂氟硅酸钠用量为400g/t,羧甲基纤维素为200g/t,硝酸铅加入量为300g/t,在金红石组合捕收剂中的羟肟酸钠量为350g/t,苄基胂酸或苯乙烯膦酸用量为300g/t;
(5)正浮选扫选加入的硝酸铅量为50g/t,羟肟酸钠用量为50g/t。
针对细粒金红石矿难选、矿泥对金红石浮选影响大等特点,本发明巧妙利用了硫酸铝强烈抑制金红石而不同程度活化硅酸盐矿物的特性,在油酸钠作用下,强化细粒硅酸盐矿物(矿泥)选择性疏水凝聚,实现了在反浮选过程中有效脱泥,反浮选后,利用氟硅酸钠和羧甲基纤维素与矿浆中的剩余硫酸铝的协同作用,组合抑制脉石矿物,采用硝酸铅(或乙酸铅)作金红石活化剂,采用羟肟酸钠和苄基胂酸(或苯乙烯膦酸)为组合捕收剂正浮选金红石,即“先抑制金红石反浮选,再活化金红石正浮选”的“分步浮选”实现了细粒金红石粗选抛尾。
与公知的技术比本发明具有的优点及积极效果:
(1)本发明在反浮选中,充分利用硫酸铝强烈抑制金红石使金红石亲水,使金红石不与油酸钠作用;而硫酸铝不同程度的活化硅酸盐矿物,在捕收剂油酸钠作用下,细粒硅酸盐矿物(矿泥)选择性疏水凝聚,实现了在反浮选过程中有效脱泥,为后续的活化金红石活化正浮选创造了有利条件。反浮选工艺简单,药剂消耗低,脱泥效果好,是实现该技术的重要支撑点。
(2)油酸钠捕收能力强,选择性差,具有起泡性能,泡沫难稳定,本发明中油酸钠采用分段添加,并采用松油来弥散泡沫,提高了油酸钠的选择性,体现在反浮选泡沫产物中金红石TiO2含量低,为0.38%;正浮选中,矿浆中剩余硫酸铝与氟硅酸钠和羧甲基纤维素产生协同作用抑制脉石矿物,提高了浮选指标和浮选速率;以羟肟酸钠为主要捕收剂,以硝酸铅(或乙酸铅)作金红石活化剂,实现了金红石在碱性条件下浮选,以上的药剂组合方法是实现该技术的另一个重要支撑点。
(3)本技术与公知的技术相比,在反浮选过程中脱泥与重选脱泥工艺相比,工艺简单,脱泥效果好,金红石损失小,生产上容易控制。“先抑制金红石反浮选、再活化金红石正浮选”的“分步浮选”抛尾技术与公知的粗选技术相比,金红石富集比高、回收率高,抛尾产率高,可大大降低金红石的选矿成本。
四、附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
五、具体实施方式
实施例1:
陕西商南金红石矿含金红石TiO21.96%,脉石矿物主要为蛭石和水云母类、角闪石等,还含有少量含铁矿物磁铁矿、赤铁矿及粘土矿物。金红石嵌布粒度细,一般0.01~0.1mm不等,属细粒、微细粒不均匀嵌布,多数金红石以单体、集合体形式沿矿石的片理方向呈断续的条纹、条痕排列,有的与蛭石、水云母混生成团块,有的被角闪石、黑云母包裹。将原矿经破碎筛分、磨矿分级,达到细度200目占81.42%的适宜浓度的矿浆,加入碳酸钠调pH值为8,加入硫酸铝800g/t,加入油酸钠50g/t,加入松油20g/t,进行反浮选I;反浮选I后,加入油酸钠30g/t,加入松油10g/t,进行反浮选II;反浮选II后,再加入松油5g/t,进行反浮选III,三次反浮选的泡沫产率为30.11%,其中含金红石0.38%,给矿中10μm脱除率达75%。反浮选III后,加入碳酸钠调pH值为8.5,加入氟硅酸钠400g/t和羧甲基纤维素200g/t,加入硝酸铅300g/t,加入羟肟酸钠350g/t和苄基胂酸300g/t,进行正浮选金红石粗选,粗选尾矿扫选一次,泡沫产品返回粗选;粗选泡沫进行两次精选,精选II的泡沫为金红石粗精矿,中矿顺序返回形成闭路。即通过以上三次反浮选,一粗一扫、两次精选的闭路正浮选,可以得到品位为48.51%,回收率为80.93%的金红石粗精矿,抛尾96.73%,只有占原矿3.27%的粗精矿进入精选,大大降低了选矿成本。
实施例2:
陕西安康金红石矿含金红石TiO24.71%,脉石矿物主要为绿泥石、方解石、石英、长石,还含有少量黄铁矿、磁黄铁矿、褐铁矿等。粒度约0.0001~0.10mm,多为0.005~0.05mm,金红石主要呈包体嵌布于绿泥石、方解石中,为难选金红石矿。将原矿经破碎筛分、磨矿分级,达到细度200目占98%的适宜浓度的矿浆,加入碳酸钠调pH值为8,加入硫酸铝800g/t,加入油酸钠50g/t,加入松油20g/t,进行反浮选I;反浮选I后,加入油酸钠30g/t,加入松油10g/t,进行反浮选II;反浮选II后,再加入松油5g/t,进行反浮选III,三次反浮选的泡沫产率为34.21%,其中含金红石0.46%,给矿中10μm脱除率达73.13%。反浮选III后,加入碳酸钠调pH值为8.5,加入氟硅酸钠400g/t和羧甲基纤维素200g/t,加入硝酸铅300g/t,加入羟肟酸钠350g/t和苯乙烯膦酸300g/t,进行正浮选金红石粗选,粗选尾矿扫选一次,泡沫产品返回粗选;粗选泡沫进行两次精选,精选II的泡沫为金红石粗精矿,中矿顺序返回形成闭路。即通过以上三次反浮选,一粗一扫、两次精选的闭路正浮选,可以得到品位为51.31%,回收率为79.74%的金红石粗精矿,抛尾92.68%,只有占原矿7.32%的粗精矿进入精选,大大降低了选矿成本。
实施例3:
河南方城金红石矿含金红石TiO22.09%,金红石嵌布粒度细,一般0.01~0.2mm不等,属细粒、微细粒不均匀嵌布,为难选金红石矿。将原矿经破碎筛分、磨矿分级,达到细度200目占82.06%的适宜浓度的矿浆,加入碳酸钠调pH值为8,加入硫酸铝800g/t,加入油酸钠50g/t,加入松油20g/t,进行反浮选I;反浮选I后,加入油酸钠30g/t,加入松油10g/t,进行反浮选II;反浮选II后,再加入松油5g/t,进行反浮选III,三次反浮选的泡沫产率为31.14%,其中含金红石0.39%,给矿中10μm脱除率达76%。反浮选III后,加入碳酸钠调pH值为8.5,加入氟硅酸钠400g/t和羧甲基纤维素200g/t,加入硝酸铅300g/t,加入羟肟酸钠350g/t和苄基胂酸300g/t,进行正浮选金红石粗选,粗选尾矿扫选一次,泡沫产品返回粗选;粗选泡沫进行两次精选,精选II的泡沫为金红石粗精矿,中矿顺序返回形成闭路。即通过以上三次反浮选,一粗一扫、两次精选的闭路正浮选,可以得到品位为50.23%,回收率为81.71%的金红石粗精矿,抛尾96.62%,只有占原矿3.38%的粗精矿进入精选,大大降低了选矿成本。

Claims (3)

1、一种细粒金红石矿分步浮选粗选抛尾方法,其特征是:①将金红石矿原矿经破碎筛分、磨矿分级,加入硫酸铝抑制金红石,加入油酸钠作为硅酸盐脉石矿物的捕收剂,加入松油调浆后反复进行反浮选,使泥浆随泡沫排除;②加入氟硅酸钠和羧甲基纤维素作为脉石矿物抑制剂,加入金红石活化剂硝酸铅,加入金红石捕收剂羟肟酸钠和苄基胂酸或苯乙烯膦酸,调浆后进行金红石正浮选粗选,粗选的金红石泡沫产品进入精选产出金红石粗精矿;③粗选的底流加入硝酸铅和羟肟酸钠正浮选扫选,扫选泡沫产品为返回金红石粗选;④扫选和精选产出的中矿返回上一流程处理,形成闭路。
2、按权利要求1所述的细粒金红石矿分步浮选粗选抛尾方法,其特征是具体步骤为:
(1)磨矿时金红石矿原矿的粒度达到200目占82%~90%,加入碳酸钠调pH值为7~8,加入硫酸铝400g/t~800g/t,加入油酸钠30g/t~50g/t,并加入松油10g/t~30g/t,调浆后进行第一次反浮选;
(2)再加入油酸钠10g/t~30g/t,并加入松油5g/t~10g/t,进行第二次反浮选;
(3)再加入松油1g/t~5g/t,进行第三次反浮选;
(4)反浮选后的金红石矿,加入碳酸钠调pH值为8~8.5,加入脉石矿物组合抑制剂氟硅酸钠和羧甲基纤维素的用量分别为200g/t~500g/t和100g/t~300g/t,加入硝酸铅100g/t~300g/t,加入金红石组合捕收剂羟肟酸钠250g/t~400g/t和苄基胂酸或苯乙烯膦酸200g/t~400g/t,进行正浮选粗选;
(5)加入硝酸铅10g/t~50g/t,加入羟肟酸钠10g/t~50g/t进行正浮选扫选,扫选泡沫产品为返回金红石粗选;
(6)将金红石正浮选粗选泡沫进行两次精选。
3、按权利要求2所述的细粒金红石矿分步浮选粗选抛尾方法,其特征是:
(1)磨矿后加入碳酸钠调pH值为8,加入硫酸铝800g/t,加入油酸钠50g/t,加入松油20g/t进行第一次反浮选;
(2)第二次反浮选加入油酸钠30g/t,加入松油10g/t;
(3)再加入松油5g/t进行第三次反浮选;
(4)反浮选后的金红石矿,加入碳酸钠调pH值为8.5,正浮选粗选的脉石矿物组合抑制剂氟硅酸钠用量为400g/t,羧甲基纤维素为200g/t,硝酸铅加入量为300g/t,在金红石组合捕收剂中的羟肟酸钠量为350g/t,苄基胂酸或苯乙烯膦酸用量为300g/t;
(5)正浮选扫选加入的硝酸铅量为50g/t,羟肟酸钠用量为50g/t。
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