CN103586137A

CN103586137A - 一种微细粒级钛铁矿的浮选回收方法

Info

Publication number: CN103586137A
Application number: CN201310586166.1A
Authority: CN
Inventors: 戴向东; 郑善奎; 邓清华; 胡厚勤; 罗荣飞
Original assignee: Pangang Group Mining Co Ltd
Current assignee: Pangang Group Mining Co Ltd
Priority date: 2013-11-19
Filing date: 2013-11-19
Publication date: 2014-02-19

Abstract

本发明公开了一种微细粒级钛铁矿的浮选回收方法，所述方法包括以下步骤：1）将浮选原矿通过第一旋流-静态微泡浮选柱进行粗选，并且采用硫酸作为调整剂、采用MOH和柴油作为捕收剂，获得粗选尾矿和粗选精矿；2）将所述粗选精矿送入第二旋流-静态微泡浮选柱进行精选，并且采用硫酸作为调整剂，获得精选尾矿和精选精矿，所述精选精矿为最终精矿，所述浮选原矿中包括50wt％以上粒度为74微米以下的微细粒级钛铁矿。本发明采用浮选柱一粗一精的浮选流程对难选的微细粒钛铁矿进行回收，工艺流程更加简单，同时还可满足钛铁矿分选指标。

Description

一种微细粒级钛铁矿的浮选回收方法

技术领域

本发明涉及一种选矿方法，更具体地讲，涉及一种微细粒级钛铁矿的浮选回收方法。

背景技术

目前，工业化的钛铁矿分选都是以浮选机为主体设备的分选工艺。常规浮选机矿物分选系统中相邻浮选槽的主体结构和分选机制基本相同，在分选过程中，逐槽浮选的分选模式与矿化方式使得常规浮选机分选为一近乎直线的分选过程，与矿物组成和性质在分选中的非线性变化不相适应。

就现有的浮选机分选工艺来说，主要存在以下三个方面的问题：①对微细粒矿物分选效果不佳。②流程长、工艺复杂，运行成本高。③设备体积大，占地面积多，建设投资高。

因此，迫切需要开发一种有效提高微细粒级钛铁矿的回收率的浮选方法。

发明内容

针对现有技术中的不足，本发明的目的在于提供一种能够有效提高微细粒级钛铁矿的回收率的浮选方法。

为了实现上述目的，本发明提供了一种微细粒级钛铁矿的浮选回收方法，所述方法包括以下步骤：1）将浮选原矿通过第一旋流-静态微泡浮选柱进行粗选，并且采用硫酸作为调整剂、采用MOH和柴油作为捕收剂，获得粗选尾矿和粗选精矿；2）将所述粗选精矿送入第二旋流-静态微泡浮选柱进行精选，并且采用硫酸作为调整剂，获得精选尾矿和精选精矿，所述精选精矿为最终精矿，其中，所述浮选原矿中包括50wt％以上粒度为74微米以下的微细粒级钛铁矿。

根据本发明的微细粒级钛铁矿的浮选回收方法的一个实施例，所述浮选原矿为脱硫尾矿。

根据本发明的微细粒级钛铁矿的浮选回收方法的一个实施例，在步骤1）中，通过吸浆泵将浮选原矿矿浆泵入粗选搅拌桶，加药并由粗选搅拌桶调浆后使矿浆流至粗选给料泵，再由粗选给料泵将矿浆泵入所述第一旋流-静态微泡浮选柱进行粗选。

根据本发明的微细粒级钛铁矿的浮选回收方法的一个实施例，在步骤2）中，粗选后的粗选精矿以粗选泡沫的方式自流入精选搅拌桶，加药并由精选搅拌桶调浆后将矿浆流至精选给料泵，再由精选给料泵泵入所述第二旋流-静态微泡浮选柱进行精选。

根据本发明的微细粒级钛铁矿的浮选回收方法的一个实施例，在步骤1）中，粗选硫酸的用量为1000g/t，粗选捕收剂MOH的用量为2600g/t，粗选柴油的用量为700g/t，浮选原矿矿浆的浓度为45％，粗选循环压力为0.20MPa。

根据本发明的微细粒级钛铁矿的浮选回收方法的一个实施例，在步骤2）中，精选硫酸的用量为2000g/t，精选循环压力为0.15MPa。

根据本发明的微细粒级钛铁矿的浮选回收方法的一个实施例，所述方法还包括将粗选尾矿和精选尾矿采用浮选机进行扫选并获得扫选精矿和扫选尾矿的步骤，将所述扫选尾矿作为最终尾矿排出。

根据本发明的微细粒级钛铁矿的浮选回收方法的一个实施例，将所述精选尾矿和扫选精矿返回至步骤1）中。

根据本发明的微细粒级钛铁矿的浮选回收方法的一个实施例，在步骤1）和步骤2）中，加入调整剂、捕收剂后进行两次搅拌。

本发明的浮选回收方法主要有以下有益效果：采用浮选柱一粗一精的浮选流程对难选的微细粒钛铁矿进行回收，工艺流程更加简单，同时还可满足钛铁矿分选指标，可为微细粒钛铁矿回收的工艺及装备进一步优化提供依据。并且，本发明进一步包括采用传统浮选机作为扫选设备的扫选步骤，加大对较粗颗粒矿物的回收力度，提高了物料的整体回收率。

附图说明

图1是本发明的微细粒级钛铁矿的浮选回收方法的流程图。

图2是本发明的微细粒级钛铁矿的浮选回收方法所使用的旋流-静态微泡浮选柱系统的设备图。

附图标记说明：

1-吸浆泵、2-粗选搅拌桶、3-粗选给料泵、4-第一旋流-静态微泡浮选柱、5-粗选循环泵、6-第二旋流-静态微泡浮选柱、7-精选搅拌桶、8-精选给料泵、9-精选循环泵。

具体实施方式

以下，将结合附图来详细说明本发明示例性实施例的微细粒级钛铁矿的浮选回收方法。需要说明的是，在本说明书中，除另有说明外，所涉及的百分比均指重量百分比。

本发明的具体思路是采用旋流-静态微泡浮选柱进行浮选，并且通过优化工艺流程和药剂制度，提供了一种全新且有效的微细粒级钛铁矿的浮选回收方法。

如图1所示，根据本发明示例性实施例的微细粒级钛铁矿的浮选回收方法包括以下步骤：1）将浮选原矿通过第一旋流-静态微泡浮选柱进行粗选，并且采用硫酸作为调整剂、采用MOH和柴油作为捕收剂，获得粗选尾矿和粗选精矿；2）将所述粗选精矿送入第二旋流-静态微泡浮选柱进行精选，并且采用硫酸作为调整剂，获得精选尾矿和精选精矿，所述精选精矿为最终精矿。

其中，本发明中所处理的浮选原矿可以为脱硫尾矿，并且其中包括50wt％以上粒度为74微米以下的微细粒级钛铁矿，品位为23-27％。

本发明所使用的旋流-静态微泡浮选柱为现有设备，即通过在浮选柱中植入旋流分选的方法，并引入管流矿化，将重选与浮选结合在一起，从而在低紊流的静态分选环境中实现微细物料的分选，通过控制浮选参数和浮选药剂起到粗选与精选的选别效果。该装置的具体结构和原理已有公开，在此不作赘述。

在粗选过程中，本申请采用硫酸作为调整剂，例如采用质量浓度为20～25％的硫酸，并且采用MOH和柴油作为捕收剂，例如采用质量浓度为3～5％的MOH，并且以上药剂均为市售产品。其中MOH作为主捕收剂，而采用柴油作为辅助捕收剂可以更好地增加矿物的疏水性，利于钛铁矿的上浮。在精选过程中，本申请采用硫酸作为调整剂。由于精选过程中的矿物在粗选搅拌桶内经与药剂的充分作用，表面的物理化学性质已经发生变化，可浮性已形成，因此矿浆进入精选过程后不需要再次添加捕收剂，仅需添加硫酸调节pH值至适宜的值即可。

由于浮选原料的粒度细，加药时仅进行一次搅拌不易混合均匀，影响药剂与矿物的结合作用，在一定程度上对浮选效果有影响。根据本发明的一个实施例，在加入调整剂、捕收剂后进行两次搅拌，两次搅拌既能保证细颗粒矿物与药剂能完全混合、吸附，又能保证该作用过程有充足的反应时间，可以提高后续浮选作业的浮选效果，进而提高物料的回收率。

除了旋流-静态微泡浮选柱以外，本发明还需利用到其它装置，例如搅拌桶、液位自动控制系统、管道、阀门和泵等并将其组成一个旋流-静态微泡浮选柱系统。图2是本发明的微细粒级钛铁矿的浮选回收方法所使用的旋流-静态微泡浮选柱系统的设备图，如图2所示，在粗选步骤中，通过吸浆泵1将浮选原矿矿浆泵入粗选搅拌桶2，加药并由粗选搅拌桶2调浆后使矿浆流至粗选给料泵3，再由粗选给料泵3将矿浆泵入第一旋流-静态微泡浮选柱4进行粗选。然后，将粗选后的粗选精矿以粗选泡沫的方式自流入精选搅拌桶7，加药并由精选搅拌桶7调浆后将矿浆流至精选给料泵8，再由精选给料泵8泵入第二旋流-静态微泡浮选柱6进行精选。粗选循环泵5和精选循环泵9分别用于粗选和精选时的浮选柱内部矿浆循环，而液位自动控制系统设置于浮选柱的上部，通过补加水调节矿浆液面的平衡，保证矿浆液面始终维持在一个相对稳定的状态，不过高也不过低，并且在粗选、精选时均需使用。

根据本发明的另一个实施例，在步骤1）中，粗选硫酸的用量为950～1050g/t，粗选捕收剂MOH的用量为2500～2700g/t，粗选柴油的用量为650～750g/t，浮选原矿矿浆的浓度为43～47％，粗选循环压力为0.18～0.23MPa；在步骤2）中，精选硫酸的用量为1900～2100g/t，精选循环压力为0.13～0.18MPa。其中，循环压力的设置会直接影响矿浆流速，进而影响浮选柱内部的矿浆旋流状态并影响分选效果。

虽然浮选原矿中包括50％以上粒度为74微米以下的矿物，其为主要的回收粒级，但100～154微米粒级的矿物在浮选原矿中仍然占有10～20％，浮选柱对该粒级的回收效果相对较差，但传统的浮选机对这一粒级的回收效果则相对较好。因此，为了加大对较粗颗粒矿物的回收力度并提高物料的整体回收率，根据本发明的再一个实施例，本发明还包括将粗选尾矿和精选尾矿采用浮选机进行扫选并获得扫选精矿和扫选尾矿的步骤，并将扫选尾矿作为最终尾矿排出。优选地，还可以将所获得的精选尾矿和扫选精矿返回至步骤1）中进行第二次浮选以提高回收率。但扫选及返回再次浮选的步骤并不是必需的步骤，浮选柱一粗一精的浮选工艺已经足以对粒度为74微米以下的微细粒级矿物进行较好的回收。

下面结合具体示例详细说明本发明。

采用图1中的流程和图2中的设备进行微细粒钛铁矿的回收，要求最终精矿的品位大于46.5％，尾矿品位小于6％，精矿回收率大于80％。从脱硫尾矿中分流获取浮选原矿，浮选原矿的粒度筛选结果如表1所示，设备中所使用的主要部件明细表如表2所示。

其中，示例中的个别项是指该粒级的矿物情况，而累积项是指包含该粒级及该粒级以上所有粒级的矿物情况。例如：表1中，-74～+38微米粒级的个别产率为40.6％是指该粒级矿物的产率为40.6％，而累积产率为80.77％是指-74～+38微米的粒级及+74微米的粒级矿物的总产率为80.77％。

表1浮选原矿的粒度筛选结果

表2旋流-静态微泡浮选柱系统的主要部件

具体地，所示旋流-静态微泡浮选柱系统包括调浆系统、柱分选系统和液位自动控制系统，其中，柱分选系统采用1台Φ350×4000mm粗选浮选柱和1台Φ200×4000mm精选浮选柱、1台Φ1000×1000mm粗选搅拌桶、1台Φ600×750mm精选搅拌桶、2套液位自动控制系统以及配套管道、阀门等组成。试验系统配用循环泵2台，给料泵2台。

首先，将浮选原矿矿浆通过吸浆泵进入粗选搅拌桶，通过水阀和流量阀控制适当的入料量，给入粗选搅拌桶的矿浆经加药并由粗选搅拌桶调浆后流至粗选给料泵内，由粗选给料泵泵入第一旋流-静态微泡浮选柱中进行粗选；粗选泡沫（粗选精矿）自流入精选搅拌桶，然后经精选给料泵输送入第二旋流-静态微泡浮选柱进行精选。其中，粗选尾矿作为最终尾矿排出，精选尾矿作为中矿返回至粗选搅拌桶再进行精选，精选泡沫为最终精矿。

并且，浮选过程中使用硫酸（浓度为25％）作为调整剂，MOH（浓度为3％）及柴油作为捕收剂，各段的浮选条件分别为：粗选硫酸的用量为1000g/t，粗选MOH的用量为2600g/t，粗选柴油的用量为700g/t，矿浆浓度为45％，粗选循环压力为0.20MPa；精选硫酸的用量为2000g/t，精选循环压力为0.15MPa，在此条件下进行浮选柱的连选闭路试验，得到产品的回收率结果如表3所示，所得产品的组成分析如表4所示。

表3本发明的浮选回收方法试验结果

产品名称	产率(％)	品位(％)	回收率(％)
				最终精矿	33.44	48.21	81.17
最终尾矿	66.56	5.61	18.83
				浮选原矿	100.00	19.86	100.00

表4本发明的浮选回收方法所得精矿粒度的组成分析结果

而现场的原有流程为浮选机经过脱泥+一粗二扫三精的工艺，在同样的浮选原矿条件下，硫酸的用量为1800g/t，捕收剂MOH的用量为2300g/t，粗选的柴油用量为250g/t。原有方法得到产品的回收率结果如表5所示，所得产品的组成分析如表6所示。

表5原有的浮选机浮选回收方法的试验结果

产品名称	产率(％)	品位(％)	回收率(％)
				最终精矿	25.83	45.29	58.63
最终尾矿	74.17	11.12	41.37
				浮选原矿	100.00	19.95	100.00

表6原有的浮选机浮选回收方法所得精矿粒度的组成分析结果

根据以上产品的分析结果可知,对于本发明方法所得的最终浮选精矿而言：1）精矿的主导粒级为-74～+38μm，这部分粒级的产率为48.41％，品位为49.83％，高于总精矿品位，金属分布率为49.82％；2）-20μm粒级的精矿品位为46.66％，金属分布率为7.87％。

对于原有浮选机浮选所得精矿而言：1）精矿中-74～+38μm粒级的产率为40.72％，品位为48.21％，金属分布率为42.28％；2）-20μm粒级的品位为41.34％，金属分布率为3.14％。

由此可见，本发明采用旋流-静态微泡浮选柱系统对微细粒钛铁矿的回收效果明显优于浮选机。

因此，通过对比本发明的试验结果与现有浮选机的试验结果可知，采用本发明的微细粒级钛铁矿的浮选回收方法后，在原有流程的基础上缩短了五段，同时精矿品位提高了2.91个百分点，回收率提高了22.54个百分点，工艺简单的同时还大幅度提高了分选指标，为微细粒钛铁矿回收的工艺及装备进一步优化提供了依据。

综上所述，本发明采用浮选柱一粗一精的浮选流程对难选的微细粒钛铁矿进行回收，工艺流程简单，同时还可大幅度提高分选指标，可为微细粒钛铁矿回收的工艺及装备进一步优化提供依据。

尽管已经参照本发明的示例具体描述了微细粒级钛铁矿的浮选回收方法，但是本领域的技术人员应该知道，在不脱离本发明的精神和范围的情况下，可以对示例做出各种形式的改变。

Claims

1.一种微细粒级钛铁矿的浮选回收方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：

1）将浮选原矿通过第一旋流-静态微泡浮选柱进行粗选，并且采用硫酸作为调整剂、采用MOH和柴油作为捕收剂，获得粗选尾矿和粗选精矿；

2）将所述粗选精矿送入第二旋流-静态微泡浮选柱进行精选，并且采用硫酸作为调整剂，获得精选尾矿和精选精矿，所述精选精矿为最终精矿，

其中，所述浮选原矿中包括50wt％以上粒度为74微米以下的微细粒级钛铁矿。

2.根据权利要求1所述的微细粒级钛铁矿的浮选回收方法，其特征在于，所述浮选原矿为脱硫尾矿。

3.根据权利要求1所述的微细粒级钛铁矿的浮选回收方法，其特征在于，在步骤1）中，通过吸浆泵将浮选原矿矿浆泵入粗选搅拌桶，加药并由粗选搅拌桶调浆后使矿浆流至粗选给料泵，再由粗选给料泵将矿浆泵入所述第一旋流-静态微泡浮选柱进行粗选。

4.根据权利要求1所述的微细粒级钛铁矿的浮选回收方法，其特征在于，在步骤2）中，粗选后的粗选精矿以粗选泡沫的方式自流入精选搅拌桶，加药并由精选搅拌桶调浆后将矿浆流至精选给料泵，再由精选给料泵泵入所述第二旋流-静态微泡浮选柱进行精选。

5.根据权利要求3所述的微细粒级钛铁矿的浮选回收方法，其特征在于，在步骤1）中，粗选硫酸的用量为1000g/t，粗选捕收剂MOH的用量为2600g/t，粗选柴油的用量为700g/t，浮选原矿矿浆的浓度为45％，粗选循环压力为0.20MPa。

6.根据权利要求4所述的微细粒级钛铁矿浮选的回收方法，其特征在于，在步骤2）中，精选硫酸的用量为2000g/t，精选循环压力为0.15MPa。

7.根据权利要求1所述的微细粒级钛铁矿浮选的回收方法，其特征在于，所述方法还包括将粗选尾矿和精选尾矿采用浮选机进行扫选并获得扫选精矿和扫选尾矿的步骤，将所述扫选尾矿作为最终尾矿排出。

8.根据权利要求7所述的微细粒级钛铁矿浮选的回收方法，其特征在于，将所述精选尾矿和扫选精矿返回至步骤1）中。

9.根据权利要求1所述的微细粒级钛铁矿浮选的回收方法，其特征在于，在步骤1）和步骤2）中，加入调整剂、捕收剂后进行两次搅拌。