CN102716801A - 一种高磷鲕状赤铁矿的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明具体涉及一种高磷鲕状赤铁矿的选矿方法。其技术方案为:第一步是将破碎粒度小于20mm~30mm的高磷鲕状赤铁矿矿石送入磨矿机,高磷鲕状赤铁矿连续二段磨矿至矿石细度为小于0.074mm约占90wt%以上;第二步将磨好的矿浆经脱泥斗脱去小于0.020mm的矿泥,脱去的矿泥直接抛尾;第三步对脱泥后的矿浆进行连续两道湿式强磁分选,第一道和第二道强磁选的尾矿直接排放到尾矿储存池;第四步强磁选过的赤铁矿矿浆采用摇床重选获得粗颗粒赤铁矿精矿;第五步对选完粗颗粒赤铁矿精矿的重选摇床中矿、尾矿合并后采用一粗一扫三精的浮选工艺,获得细颗粒赤铁矿精矿,将粗细两部分赤铁矿精矿合并,加入脱磷剂搅拌处理后,获得最终鲕状赤铁矿精矿。本发明具有工艺流程简单,现场操作容易,成本低和鲕状赤铁矿精矿品位高和回收率高的特点;所得鲕状赤铁矿精矿的TFe的品位为58wt%以上,P小于0.12wt%,回收率为70wt%以上。

Description

一种高磷鲕状赤铁矿的选矿方法
技术领域
本发明属于选矿技术领域,具体涉及一种高磷鲕状赤铁矿的选矿方法。
背景技术
我国铁矿资源储量的1/9为鲕状赤铁矿,占我国红矿储量的30%。鲕状赤铁矿常形成大型矿山,例如北方的宣龙式铁矿、南方的宁乡式铁矿。鲕状赤铁矿嵌布粒度极细且经常与菱铁矿、鲕绿泥石和含磷矿物共生或相互包裹。由于鲕状赤铁矿嵌布粒度极细且其层层包裹的结构,所以很不利于矿石的单体解离,并且矿石经破碎和磨矿后特别容易形成微细颗粒,而且含泥量大,这就决定了该铁矿石的选冶是非常困难的。
国外的铁矿石资源相对比较丰富,所以对高磷鲕状赤铁矿的选别研究报道较少,国内许多研究机构和高校都对鲕状赤铁矿等难选铁矿石进行了深入的研究,主要研究成果如下:
利用分散-选择性聚团脱泥-反浮选脱磷工艺流程(纪军,高磷铁矿石脱磷技术研究,《矿冶》,2003年,第2期),最终将磷降低至0.25%。
对贵州赫章鲕状赤铁矿采用强磁-反浮选工艺(唐云等,贵州赫章鲕状赤铁矿选矿试验研究,《金属矿山》,2011年,第1期),经分选后最终精矿磷可降低至0.22%,但铁精矿的铁品位为56.14%,回收率为62.48%。
采用强磁选-离心选矿工艺流程对湖南某鲕状赤铁矿进行了选矿工艺技术研究(廖国平等,Slon强磁选机-离心选矿机分选鲕状赤铁矿的试验研究,《现代矿业》,2011年,第1期),在强磁粗选给矿细度-0.074mm含量占97%、磁感应强度为1.0T等最佳工艺条件下,可获得铁品位为56.20%的最终精矿,但回收率较低。
纵观上述技术和研究成果看,我国目前对于难选鲕状赤铁矿采用了絮凝脱泥-反浮选,单一浮选等工艺,取得了一定的效果,但效果不明显。据专家预测,21世纪及以后的弱磁性铁矿资源的基本特征将是品位低,多种组分致密共生,有用矿物微细粒嵌布为主要特征,采用常规的分选方法往往难以获得满意的选别指标。
发明内容
本发明的目的是克服上述的技术缺陷,目的是提供一种工艺科学合理、操作容易、高磷鲕状赤铁矿精矿品位高且回收率高的高磷鲕状赤铁矿的选矿方法。
为实现上述目的,本发明采用的技术方案如下述步骤:
第一步磨矿:将高磷鲕状赤铁矿破碎至粒度-20mm~-30mm,然后将其送入磨矿机,高磷鲕状赤铁矿连续二段磨矿至矿石细度为小于0.074mm约占90wt%以上;
第二步脱泥:将磨矿后的矿浆经脱泥斗脱去小于0.020mm的矿泥;
第三步磁选:脱泥后的矿浆经过二道强磁选工艺去除脉石矿物,第一道磁场强度为798KA/m~957.6798KA/m,第二道磁场强度为638.4KA/m~798KA/m;
第四步摇床重选:强磁选过的高磷鲕状赤铁矿矿浆采用摇床重选获得粗颗粒赤铁矿精矿;
第五步浮选:对选完粗颗粒赤铁矿精矿的重选摇床中矿、尾矿合并后采用一粗一扫三精的浮选工艺,即粗选后的尾矿进行一次扫选,扫选后的尾矿作为最终尾矿排至尾矿库,扫选后的精矿与粗选精矿合并进行精选,第一次精选尾矿返回第一次粗选作业,第二次精选尾矿返回第一次精选作业,第三次精选尾矿返回第二次精选作业,经过三次精选后的精矿成为细颗粒赤铁矿精矿。
第六步脱磷:将粗细两部分高磷鲕状赤铁矿精矿合并,加入脱磷药剂搅拌处理,获得最终鲕状赤铁矿精矿。
所述的进入选矿作业的高磷鲕状赤铁矿的主要化学成分是:Fe2O3为35~42wt%,SiO2为15~20wt%,Al2O3为4~10wt%,Na2O为0.05~0.1wt%,K2O为0.5~1wt%,CaO为3~4wt%,MgO为0.5~1wt%,P为1~2wt%。
由于采用上述技术方案,本发明具有工艺流程科学合理,现场操作容易;浮选采用一粗一扫三精的工艺流程,在保证回收率的同时将全铁品位提高至58wt%以上;同时脱磷工艺十分简单,十八烷酸、高级脂肪酸盐等均是比较容易获得的工业产品具价格低廉。采用摇床重选获得粗颗粒高磷鲕状赤铁矿精矿,一是符合能收早收的方针,二是减少了后续作业负荷;一粗一扫三精的浮选工艺实现了细颗粒高磷鲕状赤铁矿的较好回收,通过将粗细两部分精矿进行搅拌脱磷处理获得最终高磷鲕状赤铁矿精矿。所得高磷鲕状赤铁矿精矿的TFe品位为58wt%以上,P小于0.12wt%,回收率为70wt%以上。
因此本发明工艺科学合理,容易操作和高磷鲕状赤铁矿铁精矿品位高及回收率高。
具体实施方式:
下面结合具体实施方式对本发明作进一步描述,并非对其保护范围的限制:
实施例1
一种高磷鲕状赤铁矿的选矿方法。其特征在于所述的进入选矿作业的高磷鲕状赤铁矿的主要化学成分是:Fe2O3为30~37wt%,SiO2为12~18wt%,Al2O3为5~9wt%,Na2O为0.08~0.15wt%,K2O为0.6~1wt%,CaO为2~3wt%,MgO为0.6~1wt%,P为1~2wt%。
本实施例的选矿方法包括下述步骤:
第一步磨矿:将鲕状赤铁矿破碎至粒度-20mm~-30mm,然后将矿石送入磨矿机,高磷鲕状赤铁矿连续二段磨矿至矿石细度为小于0.074mm约占80wt%以上;
第二步脱泥:将磨矿后的矿浆经脱泥斗脱去小于0.020mm的矿泥;
第三步磁选:脱泥后的矿浆经过二道强磁选工艺去除脉石矿物,第一道磁场强度为798KA/m~957.6798KA/m,第二道磁场强度为638.4KA/m~798KA/m;
第四步摇床重选:强磁选过的高磷鲕状赤铁矿矿浆采用摇床重选获得粗颗粒赤铁矿精矿;
第五步浮选:对选完粗颗粒赤铁矿精矿的重选摇床中矿、尾矿合并后采用一粗一扫三精的浮选工艺,即粗选后的尾矿进行一次扫选,扫选后的尾矿作为最终尾矿排至尾矿库,扫选后的精矿与粗选精矿合并进行精选,第一次精选尾矿返回第一次粗选作业,第二次精选尾矿返回第一次精选作业,第三次精选尾矿返回第二次精选作业,经过三次精选后的精矿成为细颗粒赤铁矿精矿。
粗选采用氢氧化钠为pH调整剂,玉米淀粉为抑制剂,氯化钙为活化剂,氧化石蜡皂与妥尔油为捕收剂,粗选、精选及扫选时矿浆调至pH值为10~11,由氧化石蜡皂和妥尔油按重量2∶1~2∶3复配成浮选捕收剂,加入量粗选时600~700克/吨,石灰粗选时1000~1200克/吨,玉米淀粉粗选时600~800克/吨,扫选不加药剂,三次精选作业时除pH值调节为10~11外,其余药剂用量分别逐次减半。
第六步脱磷:将粗细两部分高磷鲕状赤铁矿精矿合并,加入脱磷药剂搅拌处理,获得最终鲕状赤铁矿精矿。
脱磷方法的脱磷剂是由十八烷酸和高级脂肪酸盐复配而成,十八烷酸:高级脂肪酸盐按重量7∶1~9∶1复配成脱磷剂,在用量为1500~2500克/吨,搅拌速度为600~800r/min的条件下约20~30分钟后,除磷率可以达到87~92wt%。
本实施例获得全铁品位58wt%以上,磷含量为0.11wt%以下、铁回收率为72wt%以上的铁精矿。
实施例2
一种高磷鲕状赤铁矿的选矿方法。其特征在于所述的进入选矿作业的高磷鲕状赤铁矿的主要化学成分是:Fe2O3为38~45wt%,SiO2为16~21wt%,Al2O3为4~7wt%,Na2O为0.06~0.15wt%,K2O为0.4~1.2wt%,CaO为1~3wt%,MgO为0.5~1.5wt%,P为1.5~2.5wt%。
本实施例的选矿方法包括下述步骤:
第一步磨矿:将鲕状赤铁矿破碎至粒度-20mm~-30mm,然后将矿石送入磨矿机,高磷鲕状赤铁矿连续二段磨矿至矿石细度为小于0.074mm约占95wt%以上;
第二步脱泥:将磨矿后的矿浆经脱泥斗脱去小于0.025mm的矿泥;
第三步磁选:脱泥后的矿浆经过二道强磁选工艺去除脉石矿物,第一道磁场强度为798KA/m~957.6798KA/m,第二道磁场强度为638.4KA/m~798KA/m;
第四步摇床重选:强磁选过的高磷鲕状赤铁矿矿浆采用摇床重选获得粗颗粒赤铁矿精矿;
第五步浮选:对选完粗颗粒赤铁矿精矿的重选摇床中矿、尾矿合并后采用一粗一扫三精的浮选工艺,即粗选后的尾矿进行一次扫选,扫选后的尾矿作为最终尾矿排至尾矿库,扫选后的精矿与粗选精矿合并进行精选,第一次精选尾矿返回第一次粗选作业,第二次精选尾矿返回第一次精选作业,第三次精选尾矿返回第二次精选作业,经过三次精选后的精矿成为细颗粒赤铁矿精矿。
粗选采用氢氧化钠为pH调整剂,玉米淀粉为抑制剂,氯化钙为活化剂,氧化石蜡皂与妥尔油为捕收剂,粗选、精选及扫选时矿浆调至pH值为10~11,由氧化石蜡皂和妥尔油按重量2∶1~2∶3复配成浮选捕收剂,加入量粗选时500~800克/吨,石灰粗选时600~800克/吨,玉米淀粉粗选时800~1000克/吨,扫选不加药剂,三次精选作业时除pH值调节为10~11外,其余药剂用量分别逐次减半。
第六步脱磷:将粗细两部分高磷鲕状赤铁矿精矿合并,加入脱磷药剂搅拌处理,获得最终鲕状赤铁矿精矿。
脱磷方法的脱磷剂是由十八烷酸和高级脂肪酸盐复配而成,十八烷酸:高级脂肪酸盐按重量7∶1~9∶1复配成脱磷剂,在用量为2500~4500克/吨,搅拌速度为500~700r/min的条件下约25~40分钟后,除磷率可以达到89~93wt%。
本实施例获得全铁品位59wt%以上,磷含量为0.10wt%以下,铁回收率为75wt%以上的铁精矿。

Claims (4)

1.一种高磷鲕状赤铁矿的选矿方法,其特征在于该选矿方法如下述步骤:
第一步磨矿:将高磷鲕状赤铁矿破碎至粒度-20mm~-30mm,然后将其送入磨矿机,高磷鲕状赤铁矿连续二段磨矿至矿石细度为小于0.074mm约占90wt%以上;
第二步脱泥:将磨矿后的矿浆经脱泥斗脱去小于0.020mm的矿泥;
第三步磁选:脱泥后的矿浆经过二道强磁选工艺去除脉石矿物,第一道磁场强度为798KA/m~957.6798KA/m,第二道磁场强度为638.4KA/m~798KA/m;
第四步摇床重选:强磁选过的高磷鲕状赤铁矿矿浆采用摇床重选获得粗颗粒赤铁矿精矿;
第五步浮选:对选完粗颗粒赤铁矿精矿的重选摇床中矿、尾矿合并后采用一粗一扫三精的浮选工艺,即粗选后的尾矿进行一次扫选,扫选后的尾矿作为最终尾矿排至尾矿库,扫选后的精矿与粗选精矿合并进行精选,第一次精选尾矿返回第一次粗选作业,第二次精选尾矿返回第一次精选作业,第三次精选尾矿返回第二次精选作业,经过三次精选后的精矿成为细颗粒鲕状赤铁矿精矿。
第六步脱磷:将粗细两部分高磷鲕状赤铁矿精矿合并,加入脱磷药剂搅拌处理,获得最终鲕状赤铁矿精矿。
2.根据权利要求1所述的高磷鲕状赤铁矿选矿方法,其特征在于所述的进入选矿作业的高磷鲕状赤铁矿的主要化学成分是:Fe2O3为35~42wt%,SiO2为15~20wt%,Al2O3为4~10wt%,Na2O为0.05~0.1wt%,K2O为0.5~1wt%,CaO为3~4wt%,MgO为0.5~1wt%,P为1~2wt%。
3.根据权利要求1所述的高磷鲕状赤铁矿矿选矿方法,其特征在于所述浮选方法的药剂制度为粗选采用氢氧化钠为pH调整剂,玉米淀粉为抑制剂,氯化钙为活化剂,氧化石蜡皂与妥尔油为捕收剂,粗选、精选及扫选时矿浆调至pH值为10~11,由氧化石蜡皂和妥尔油按重量2∶1~2∶3复配成浮选捕收剂,加入量粗选时400~500克/吨,石灰粗选时900~1100克/吨,玉米淀粉粗选时800~1200克/吨,扫选不加药剂,三次精选作业时除pH值调节为10~11外,其余药剂用量分别逐次减半。
4.根据权利要求1所述的高磷鲕状赤铁矿选矿方法,其特征在于所述脱磷方法的脱磷剂是由十八烷酸和高级脂肪酸盐复配而成,十八烷酸:高级脂肪酸盐按重量7∶1~9∶1复配成脱磷剂,在用量为2000~4000克/吨,搅拌速度为700~900r/min的条件下约10~30分钟后,除磷率可以达到85~90wt%。
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