CN105583069B - 一种高磷鲕状赤铁矿的选别方法 - Google Patents

一种高磷鲕状赤铁矿的选别方法 Download PDF

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Abstract

本发明涉及一种高磷鲕状赤铁矿的选别方法，该方法以阳离子捕收剂十二烷氧基丙基醚胺、阴离子捕收剂油酸、乳化剂吐温‑20按比例组成的混合捕收剂进行反浮选脱磷，在磨矿、搅拌调浆后，进行一次粗选，三次扫选抛弃尾矿，粗选底流和扫选一底流合并进行六次精选，前三次精选底流进行集中精扫选抛弃尾矿，扫选二、三泡沫循序返回上一作业，精扫选一底流和精选三底流合并进行四、五、六次精选，精扫选二、三泡沫循序返回上一作业；混合捕收剂选择性好，泡沫质量高，浮选流程两次抛尾，减少了流程返回压力，解决了在氧化矿浮选中由于泡沫量大无法顺利返回的问题，流程顺畅，且能有效降低铁精矿中的磷含量，获得符合工业应用的合格铁精矿。

Description

一种高磷鲕状赤铁矿的选别方法
技术领域
本发明涉及鲕状赤铁矿选矿领域，特别是一种高磷鲕状赤铁矿的选别方法。
背景技术
由于嵌布粒度极细，且经常与菱铁矿、鲕绿泥石和含磷矿物共生或相互包裹，鲕状赤铁矿石是目前国内外公认的最难选的铁矿石类型之一。特别是高磷鲕状铁矿石（含磷量在0.5％ ( 重量) 以上），在炼铁和炼钢过程中，磷进入金属中，使钢冷却时变脆，严重影响生铁和钢的质量。因此，高磷铁矿脱磷是目前国内外亟需解决的技术难题。
针对不同性质的含磷铁矿石，现阶段已提出的降磷方法主要有磁选法、复合聚团分选法微生物法、冶炼法和化学法，但由于这些方法大多存在工艺复杂、成本高、脱磷率低、污染环境等原因，其应用受到限制。特别是化学脱磷法通常使用硝酸、盐酸或硫酸对矿石进行酸浸脱磷，该方法虽然具有很好的脱磷效果，但传统的化学脱磷法耗酸量大、成本高、危害环境，且容易导致矿石中的可溶性铁矿物被溶解，从而造成铁的损失。
发明专利申请（公开(公告)号102974446A）公开了一种“鲕状赤铁矿的选矿方法”，通过在磨矿步骤中添加矿泥分散剂，使矿泥分散剂在磨矿过程中与矿物颗粒混合得非常充分均匀，能够在调浆过程中迅速发挥抑制颗粒聚团的功效；虽然该发明能够克服现有技术中磨矿后需较长时间搅拌才能保障分散效率的缺陷，取得良好的选别效果，能够提高铁品位和降低元素磷、硅的含量并获得符合冶炼工艺要求的入炉铁矿，但脱磷捕收剂氧化石蜡皂、塔尔油、脂肪酸、皂类及其衍生物为单一阴离子捕收剂，选择性差，浮选产生的泡沫质量不高，在生产中还会出现泡沫量过大而无法返回闭路循环的情况，且在选矿工艺中需要磁选，工艺复杂，成本高。
发明内容
本发明目的就是：针对现有技术不足，提出一种高磷鲕状赤铁矿的选别方法，该方法选取阳离子和阴离子混合捕收剂和相应的浮选工艺进行反浮选脱磷，选择性好，泡沫质量高，泡沫返回闭路循环顺畅，且能有效降低铁精矿中的磷含量。
为实现上述目的，本发明提供一种高磷鲕状赤铁矿的选别方法，包括以下步骤：
1、高磷鲕状赤铁矿经磨矿机磨矿到粒度小于0.074mm粒级的占95%以上，之后进入搅拌调浆阶段，磨矿和搅拌调浆过程中加入矿泥分散剂，防止矿物颗粒聚团，所述分散剂在磨矿阶段和搅拌调浆阶段的用量为：
磨矿阶段：碳酸钠 2000~3000 克/ 吨原矿,水玻璃2000~3000克/ 吨原矿，
搅拌调浆阶段：碳酸钠1000~1500克/ 吨原矿，水玻璃1000~1500克/ 吨原矿。
2、矿浆经脱泥后进行反浮选脱磷，加入含铁矿物抑制剂和脱磷混合捕收剂后浮选，所述含铁矿物抑制剂为玉米淀粉，所述脱磷混合捕收剂由阳离子捕收剂十二烷氧基丙基醚胺、阴离子捕收剂油酸、乳化剂吐温-20按比例混合，所述混合捕收剂的组成和质量配比为：油酸：十二烷氧基丙基醚胺：吐温-20为1:（3~6）:（10~15）。相应的浮选工艺流程为：磨矿、搅拌调浆后，进行一次粗选，三次扫选抛弃尾矿，粗选底流和扫选一底流合并进行六次精选，前三次精选底流进行集中精扫选抛弃尾矿，扫选二、三泡沫循序返回上一作业，精扫选一底流和精选三底流合并进行四、五、六次精选，精扫选二、三泡沫循序返回上一作业。
反浮选脱磷工艺流程中，含铁矿物抑制剂用量为：
搅拌阶段：玉米淀粉2000~3000克/ 吨原矿，
扫选一阶段：玉米淀粉200~300克/ 吨原矿，
扫选二阶段：玉米淀粉200~300克/ 吨原矿，
扫选三阶段：玉米淀粉200~250克/ 吨原矿，
精扫选一阶段：玉米淀粉600~800克/ 吨原矿,
精扫选二阶段：玉米淀粉300~500克/ 吨原矿,
精扫选三阶段：玉米淀粉100~200克/ 吨原矿。
所用混合捕收剂的用量为：
搅拌阶段：混合捕收剂560~650克/ 吨原矿，
精选一阶段：混合捕收剂260~330克/ 吨原矿，
精选二阶段：混合捕收剂260~330克/ 吨原矿，
精选三阶段：混合捕收剂250~320克/ 吨原矿，
精选四阶段：混合捕收剂120~180克/ 吨原矿，
精选五阶段：混合捕收剂110~160克/ 吨原矿，
精选六阶段：混合捕收剂100~150克/ 吨原矿。
本发明在处理TFe 品位为43.30wt%～46.44wt%，P含量为0.52wt%～1.81wt%、SiO2 含量为10wt%～30wt%的鲕状赤铁矿时，所得铁精矿品位为56.80wt%～60.46wt%，TFe 回收率71.60wt%～74.66wt%，P含量0.10wt%～ 0.32wt%。
本发明的优点是：混合捕收剂选择性好、泡沫质量高，与抑制剂复配使用，能够很好地实现高磷鲕状赤铁矿与含磷矿物的分选，能有效降低铁精矿中的磷含量，获得符合工业要求的铁精矿，工艺流程中采用两次抛尾技术，可以减少流程返回压力，解决了在氧化矿浮选中，由于泡沫量大无法顺利返回的问题，使流程顺畅。
附图说明
图1为本发明所涉及的浮选工艺流程图。
具体实施方式
下面结合具体实施方式对本发明作进一步的详细描述。
实施例1
恩施某高磷鲕状赤铁矿，其中含磷较高达0.52wt%，主要杂质矿物为硅酸盐，少量碳酸盐。通过物相分析，铁的品位是43.30wt%，主要以弱磁性的赤铁矿为主，占93.69wt%，少量强磁性矿物磁铁矿（1.14wt%）和磁性极弱的褐铁矿（3.88wt%）。将矿石破碎、磨矿至至粒度小于0.074mm 的赤铁矿占整个赤铁矿的质量百分比的95％以上，磨矿时添加碳酸钠和水玻璃各2000克/ 吨原矿。之后，进入搅拌调浆阶段，搅拌阶段加入碳酸钠1300克/ 吨原矿、水玻璃1300克/ 吨原矿、玉米淀粉2500克/ 吨原矿和混合捕收剂600克/ 吨原矿。其中，该实施例中混合捕收剂的组成和质量配比为：油酸：十二烷氧基丙基醚胺：吐温-20为1:3:12。
磨矿、搅拌调浆后，进行一次粗选，三次扫选抛弃尾矿，粗选底流和扫选一底流合并进行六次精选，前三次精选底流进行集中精扫选抛弃尾矿，扫选二、三泡沫循序返回上一作业，精扫选一底流和精选三底流合并进行四、五、六次精选，精扫选二、三泡沫循序返回上一作业。扫选一、扫选二、扫选三阶段分别加玉米淀粉300克/ 吨原矿、300克/ 吨原矿、220克/ 吨原矿；精选一、精选二、精选三、精选四、精选五、精选六阶段分别加入混合捕收剂300克/ 吨原矿、300克/ 吨原矿、300克/ 吨原矿、150克/ 吨原矿、150克/ 吨原矿、150克/ 吨原矿；精扫选一、精扫选二、精扫选三阶段分别加入玉米淀粉600克/ 吨原矿、200克/ 吨原矿、200克/ 吨原矿。
最后获得的铁精矿中铁的品位为60.46wt%，回收率为71.60wt%；铁精矿中磷的品位为0.11wt%，回收率为10.85wt%。
实施例2
宁乡某高磷鲕状赤铁矿，其中含磷较高达1.81wt%，主要杂质矿物为硅酸盐，少量碳酸盐。通过物相分析，铁的品位是46.44wt%，主要以弱磁性的赤铁矿为主，占95.38wt%，少量强磁性矿物磁铁矿（1.02wt%）和磁性极弱的褐铁矿（3.60wt%）。将矿石破碎、磨矿至至粒度小于0.074mm 的赤铁矿占整个赤铁矿的质量百分比的95％以上，磨矿时添加碳酸钠和水玻璃各3000克/ 吨原矿。之后，进入搅拌调浆阶段，搅拌阶段加入碳酸钠1000克/ 吨原矿、水玻璃1000克/ 吨原矿、玉米淀粉2000克/ 吨原矿和混合捕收剂600克/ 吨原矿。其中，该实施例中混合捕收剂的组成和质量配比为：油酸：十二烷氧基丙基醚胺：吐温-20为1:6:14。
磨矿、搅拌调浆后，进行一次粗选，三次扫选抛弃尾矿，粗选底流和扫选一底流合并进行六次精选，前三次精选底流进行集中精扫选抛弃尾矿，扫选二、三泡沫循序返回上一作业，精扫选一底流和精选三底流合并进行四、五、六次精选，精扫选二、三泡沫循序返回上一作业。扫选一、扫选二、扫选三阶段分别加玉米淀粉200克/ 吨原矿、200克/ 吨原矿、200克/ 吨原矿；精选一、精选二、精选三、精选四、精选五、精选六阶段分别加入混合捕收剂280克/ 吨原矿、280克/ 吨原矿、280克/ 吨原矿、140克/ 吨原矿、140克/ 吨原矿、140克/ 吨原矿；精扫选一、精扫选二、精扫选三阶段分别加入玉米淀粉800克/ 吨原矿、400 克/ 吨原矿、200 克/ 吨原矿。
最后获得的铁精矿中铁的品位为56.80wt%，回收率为74.66wt%；铁精矿中磷的品位为0.25wt%，回收率为8.43wt%。

Claims (2)

1.一种高磷鲕状赤铁矿的选别方法，其特征在于包括以下处理步骤：
（1）高磷鲕状赤铁矿经磨矿机磨矿到粒度小于0.074mm粒级的占95%以上，之后进入搅拌调浆阶段，磨矿和搅拌调浆过程中加入矿泥分散剂，所用分散剂在磨矿阶段和搅拌调浆阶段的用量为：
磨矿阶段：碳酸钠 2000~3000 克/ 吨原矿 ,水玻璃2000~3000克/ 吨原矿，
搅拌调浆阶段：碳酸钠1000~1500克/ 吨原矿，水玻璃1000~1500克/ 吨原矿；
（2）矿浆经脱泥后进行反浮选脱磷，浮选工艺流程为：磨矿、搅拌调浆后进行一次粗选，三次扫选抛弃尾矿，粗选底流和扫选一底流合并进行六次精选，前三次精选底流进行集中精扫选抛弃尾矿，扫选二、三泡沫循序返回上一作业，精扫选一底流和精选三底流合并进行四、五、六次精选，精扫选二、三泡沫循序返回上一作业；在浮选工艺流程中加入含铁矿物抑制剂和脱磷混合捕收剂，所述含铁矿物抑制剂为玉米淀粉，所述脱磷混合捕收剂的组成和质量配比为：油酸：十二烷氧基丙基醚胺：吐温-20为1:（3~6）:（10~15）；含铁矿物抑制剂用量为：
搅拌阶段：玉米淀粉2000~3000克/ 吨原矿，
扫选一阶段：玉米淀粉200~300克/ 吨原矿，
扫选二阶段：玉米淀粉200~300克/ 吨原矿，
扫选三阶段：玉米淀粉200~250克/ 吨原矿，
精扫选一阶段：玉米淀粉600~800克/ 吨原矿,
精扫选二阶段：玉米淀粉300~500克/ 吨原矿,
精扫选三阶段：玉米淀粉100~200克/ 吨原矿；
所述混合捕收剂的用量为：
搅拌阶段：混合捕收剂560~650克/ 吨原矿，
精选一阶段：混合捕收剂260~330克/ 吨原矿，
精选二阶段：混合捕收剂260~330克/ 吨原矿，
精选三阶段：混合捕收剂250~320克/ 吨原矿，
精选四阶段：混合捕收剂120~180克/ 吨原矿，
精选五阶段：混合捕收剂110~160克/ 吨原矿，
精选六阶段：混合捕收剂100~150克/ 吨原矿。
2.根据权利要求1所述的选别方法，其特征在于：所述鲕状高磷赤铁矿为：TFe 品位为43.30wt%～46.44wt%，P含量为0.52wt%～1.81wt%、SiO2含量为10wt%～30wt%。
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