CN105665146B - 一种提高金红石浮选回收率的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种提高金红石浮选回收率的方法，该方法是将金红石原矿破碎、磨矿后，调浆，得到矿浆；所述矿浆先通过重选脱除矿泥，再以H2SO4为pH调整剂、以乙二胺四乙酸为离子络合剂、以Al2(SO4)3为金红石活化剂、以氟硅酸钠为脉石矿物抑制剂、以苯乙烯膦酸和正辛醇为复合捕收剂，进行浮选分离，得到金红石粗精矿，该方法既能保证金红石的较高浮选回收率和品位，又能降低浮选过程中的药剂成本，解决了低品位原生金红石矿浮选回收率低的难题。

Description

一种提高金红石浮选回收率的方法
技术领域
本发明涉及一种提高细粒级嵌布金红石浮选回收率的方法，属于金红石选矿技术领域。
背景技术
随着我国经济的快速发展，人民生活水平显著提高，国内的钛白市场发生着巨大的变化。近年来，我国钛白粉的生产和需求都在快速增长，但国产钛白档次低，而且锐钛型钛白产量占绝对主导。2011年，全行业钛白粉产量为181.2万吨，其中金红石型132.4万吨。2007-2011年，我国钛白粉行业产品不断优化。2011年金红石型产品所占比重高达73.1％，与2007年相比增长了近33％，但与世界其他生产大国相比，金红石型所占比重仍低10-15％。高档金红石钛白粉市场需求量以每年15％的速度递增，钛白的消费量从2011年的164.3万吨增加到2015年的290万吨。
我国天然金红石资源86％属原生矿，主要分布在湖北，山西，河南，陕西等中部省区。
金红石嵌布粒度细，矿物组成复杂，为难选金红石矿。选矿技术的突破一直是制约我国天然金红资源开发的关键，所以研究细粒难选金红石矿的选矿工艺与理论，对合理开发我国天然金红石资源，从根本上改变天然金红石依赖进口的局面，为加快我国钛工业的发展具有重要的理论意义和实际意义。
国内金红石选矿自80年代开始，相继在湖北枣阳，山西代县，湖南西陕先后建成金红石选矿厂数家，选厂规模为日处理25-300t，到1998年底全部停产，导致国内金红石选矿厂停产的原因很多，但主要原因如下：(1)金红石选矿厂规模太小，成本过高；(2)选矿工艺落后，设备陈旧；(3)金红石矿综合利用率低；(4)金红石矿分选技术难度大。
天然金红石资源逐渐枯竭，而高品位钛矿物生产主要转向人造金红石的生产。近年来，我国在河南方城，陕西商南，江苏新海，山西代县等地发现了大型，特大型金红石矿床。所以我国天然金红石资源的开发利用，对我国无金红石钛白，海绵钛等钛行业的发展，都具有重大的现实意义。
传统的金红石矿石选矿方法是先重选富集然后通过磁选-电选进行分离，但选别效果不佳，且技工成本较高，特别是选矿回收率低等缺点。随着选矿技术的进步，人们发现用浮选法富集金红石具有较好的效果。由于一些脉石矿物比金红石易泥化，选矿石产生大量矿泥，金红石中一般以类质同象存在的Fe，Si和Ca等杂质难以除去，因而在选别过程中存在选矿工艺流程长，药剂制度复杂，选矿成本高等问题。
现有的金红石的捕收剂有：羧酸类及其皂类。不饱和脂肪酸有油酸和亚油酸，饱和脂肪酸有月桂酸和氧化石蜡皂等。膦酸类捕收剂有苯乙烯膦酸和烷胺二甲双膦酸等。砷酸类捕收剂有苄基砷酸。羟肟酸类捕收剂有C7-9羟肟酸，水杨羟肟酸等。金红石的调整剂有：硝酸铅，糊精，六偏磷酸钠，硫酸铝，氟硅酸钠，羧甲基纤维素。
发明内容
针对现有金红石浮选工艺中捕收剂用量消耗大导致生产成本高的问题，本发明的目的是在于提供一种既能保证金红石的较高浮选回收率和品位，又能降低浮选过程中的药剂使用成本的方法，该方法对减少金红石浮选过程中的昂贵药剂的用量技术的推广和应用提供了可靠的技术支持。
为了实现上述技术目的，本发明提供了一种提高金红石浮选回收率的方法，该方法是将金红石原矿破碎、磨矿后，调浆，得到矿浆；所述矿浆先通过重选脱除矿泥，再以H2SO4为pH调整剂、以乙二胺四乙酸为离子络合剂、以Al2(SO4)3为金红石活化剂、以氟硅酸钠为脉石矿物抑制剂、以苯乙烯膦酸和正辛醇为复合捕收剂，进行浮选分离，得到金红石粗精矿。
本发明技术方案中金红石原矿主要含有大量钛铁矿、石榴石和角闪石等矿物，属于我国原生难选金红石矿。这种矿石在酸性条件下，矿浆中存在大量复杂离子，这些离子在均能消耗捕收药剂，对金红石具有一定抑制作用，从而提高了捕收药剂的消耗量，降低了浮选分离效果。本发明的技术方案主要采用合适的离子络合剂，能有效防止矿浆中存在的复杂离子对浮选过程的影响，有效降低了浮选药剂的耗量，提高了金红石的浮选效率。
优选的方案，浮选分离包括一次粗选、三次精选及一次扫选过程。
较优选的方案，粗选过程中各种药剂相对原矿的加入量：H2SO4 1500～3500g/t，乙二胺四乙酸15～55g/t，Al2(SO4)3 10～60g/t，氟硅酸钠400～1200g/t，苯乙烯膦酸100～400g/t和正辛醇100～400g/t。
较优选的方案，一次精选过程中各种药剂相对原矿的加入量：氟硅酸钠100～300g/t，苯乙烯膦酸80～150g/t和正辛醇80～150g/t。
较优选的方案，二次精选过程中各种药剂相对原矿的加入量：氟硅酸钠20～50g/t。
较优选的方案，三次精选过程为空白精选。
较优选的方案，扫选过程中各种药剂相对原矿的加入量：Al2(SO4)3 5～10g/t，苯乙烯膦酸100～200g/t和正辛醇100～200g/t。
进一步优选的方案，粗选、一次精选及扫选过程中，苯乙烯膦酸与正辛醇的质量比为1:1。
本发明采用的药剂制度和流程使浮选效果达到最佳水平，且使浮选药剂苯乙烯膦酸用量最少，药剂成本最低，并可得到合格的金红石精矿。
优选的方案，浮选分离过程中维持矿浆质量百分比浓度为20～45％；最优选为33％。浮选矿浆的浓度太高会造成部分脉石矿物由于泡沫夹带而进入精矿产品中，浓度太低会导致浮选效率低，处理量小，能源浪费严重。
优选的方案，金红石原矿破碎至粒度为1～3mm。粒度太大，不利于后续的磨矿；粒度太小，由于原矿中有偏软的脉石矿物，造成磨矿后出现大量矿泥，影响浮选指标。
优选的方案，金红石原矿经破碎后，磨矿至粒度满足-0.074mm粒级质量百分比含量为95％。适宜的粒度可使各种含钛矿物充分单体解离。由于金红石矿中TiO2含量低，与其他矿物共生密切，所以磨矿过程中，要保证含钛矿物的单体充分解离，有利于后续的浮选分离。
优选的方案，重选过程维持矿浆的质量百分比浓度为5～10％。重选过程中适宜的矿浆浓度可以保证在搅拌之后的沉降过程中为自由沉降，颗粒之间的干扰因素少。浓度太大，沉降过程中的颗粒间的干扰现象较为严重；浓度太低导致脱泥效率太低，水资源浪费严重。
相对现有技术，本发明的技术方案带来的有益技术效果：
1、本发明的技术方案大大提高了金红石的回收率，采用的原矿金红石TiO2品位为2.02-4.04％的金红石矿，通过以上步骤，磨矿使金红石充分解离，沉降脱离，金红石浮选得到精矿品位达到70-76％，回收率为76-80％。尾矿中金红石品位为0.58-0.75％，金红石损失率为7-9％。
2、本发明的技术方案浮选过程中苯乙烯膦酸的用量较原有工艺减少了35-60％，大大降低了选矿药剂成本。
3、本发明的技术方案结合金红石矿的工艺矿物学特性，采用简单又低成本的工艺流程和药剂制度，实现了原生金红石矿有效的浮选分离，得到高指标金红石精矿，有效解决了湖北某地区原生难选金红矿中药剂成本过高的难题。
附图说明
【图1】为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
为了使本发明实现的技术手段，创作特征，达成目的与功效易于明白了解，下面结合具体图示及实施例，进一步阐明本发明，应当理解，此处所描述实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。
如图1所示，金红石矿磨矿后，通过沉降脱离，将粒度小于10微米的细泥脱除，脱泥后的矿浆中矿物的粒度小于0.074mm的占95％左右。将脱泥后的矿浆配制成一定的浓度，将所述矿浆进行浮选作业，添加pH调整剂，离子络合剂，金红石活化剂，脉石矿物抑制剂，捕收剂，浮选金红石，按照一次粗选，一次扫选，三次精选的工艺流程得到金红石精矿。
实施例1
采用湖北某金红石矿为金红石原矿，该金红石原矿中金红石含量为2.24％。该矿石中主要含钛矿物为金红石，少量钛铁矿和榍石，其他金属氧化矿物有少量的褐铁矿，赤铁矿和磁铁矿，硫化物只有微量黄铁矿；脉石矿物主要为角闪石，其次是石榴石，钠云母，绿帘石，长石，绿泥石，粘土和石英等。金红石的嵌布粒度范围分布较宽，粒度大小极不均匀，但主要集中在0.01-0.32mm。金红石与脉石矿物的嵌布关系较为复杂，大多数金红石呈不等粒浸染状、微细粒浸染状分布在角闪石、石榴石、白云母等脉石矿物中，这些金红石粒度大小极不均匀，属于我国原生难选金红石矿。将该金红石原矿破碎筛分至给矿粒度为3mm以下，由于原矿金红石嵌布关系复杂、嵌布粒度较细，所以将得到的金红石矿颗粒再用磨矿机磨至粒度为-0.074mm占97％以上，此时金红石的解离度为90.71％，金红石基本单体充分解离；将磨好的矿粉配制成浓度为10％的矿浆，经螺旋分级机分级去掉-0.010mm微细粒后的矿浆浓缩至33％的矿浆浓度后进行浮选。粗选：硫酸2000g/t，乙二胺四乙酸25g/t，硫酸铝25g/t，氟硅酸钠1000g/t，苯乙烯膦酸和正辛醇各200g/t，调浆后进行浮选粗选；扫选：硫酸铝6g/t，苯乙烯膦酸和正辛醇各100g/t；精选一：氟硅酸钠150g/t，苯乙烯膦酸和正辛醇各70g/t；精选二：氟硅酸钠75g/t；精选三：空白精选。最终得到的金红石精矿中TiO2含量为75.35％，回收率为77.26％。此工艺流程中共用苯乙烯膦酸370g/t，而直接采用硝酸铅活化的工艺流程共用苯乙烯膦酸800g/t，所以本发明在产品指标相差不大的情况下，直接降低苯乙烯膦酸用量53.57％。
实施例2
采用陕西某金红石矿为金红石原矿，该金红石原矿中金红石含量为2.49％。该矿石中主要含钛矿物为金红石，少量榍石，钛铁矿和锐钛矿，其他金属氧化矿物有少量的褐铁矿，赤铁矿和磁铁矿，硫化物只有微量黄铁矿；脉石矿物主要为角闪石，其次是黑云母，斜长石，方解石，白云石和石英等。金红石的嵌布粒度范围分布较宽，粒度大小极不均匀，但主要集中在0.05-0.22mm。金红石与脉石矿物的嵌布关系较为复杂，大多数金红石呈不等粒浸染状、微细粒浸染状分布在角闪石、黑云母、方解石等脉石矿物中，这些金红石粒度大小极不均匀，属于我国难选金红石矿。将该金红石原矿破碎筛分至给矿粒度为3mm以下，由于原矿金红石嵌布关系复杂、嵌布粒度较细，所以将得到的金红石矿颗粒再用磨矿机磨至粒度为-0.074mm占95％以上，此时金红石的解离度为89.5％，金红石基本单体充分解离；将磨好的矿粉配制成浓度为10％的矿浆，经螺旋分级机分级去掉-0.010mm微细粒后的矿浆浓缩至33％的矿浆浓度后进行浮选。粗选：硫酸2000g/t，乙二胺四乙酸25g/t，硫酸铝25g/t，氟硅酸钠1000g/t，苯乙烯膦酸和正辛醇各200g/t，调浆后进行浮选粗选；扫选：硫酸铝6g/t，苯乙烯膦酸和正辛醇各100g/t；精选一：氟硅酸钠150g/t，苯乙烯膦酸和正辛醇各70g/t；精选二：氟硅酸钠75g/t；精选三：空白精选。最终得到的金红石精矿中TiO2含量为71.18％，回收率为73.39％。此工艺流程中共用苯乙烯膦酸370g/t，而直接采用硝酸铅活化的工艺流程共用苯乙烯膦酸800g/t，所以本发明在产品指标相差不大的情况下，直接降低苯乙烯膦酸用量53.57％。
实施例3
采用湖北某金红石矿为金红石原矿，该金红石原矿中金红石含量为2.61％。该矿石中主要含钛矿物为金红石，少量钛铁矿和榍石，其他金属氧化矿物有少量的褐铁矿，赤铁矿和磁铁矿，硫化物只有微量黄铁矿；脉石矿物主要为角闪石，其次是石榴石，钠云母，绿帘石，长石，绿泥石，粘土和石英等。金红石的嵌布粒度范围分布较宽，粒度大小极不均匀，但主要集中在0.01-0.32mm。金红石与脉石矿物的嵌布关系较为复杂，大多数金红石呈不等粒浸染状、微细粒浸染状分布在角闪石、石榴石、白云母等脉石矿物中，这些金红石粒度大小极不均匀，属于我国原生难选金红石矿。将该金红石原矿破碎筛分至给矿粒度为3mm以下，由于原矿金红石嵌布关系复杂、嵌布粒度较细，所以将得到的金红石矿颗粒再用磨矿机磨至粒度为-0.074mm占97％以上，此时金红石的解离度为90.71％，金红石基本单体充分解离；将磨好的矿粉配制成浓度为10％的矿浆，经螺旋分级机分级去掉-0.010mm微细粒后的矿浆浓缩至33％的矿浆浓度后进行浮选。粗选：硫酸3000g/t，乙二胺四乙酸40g/t，硫酸铝40g/t，氟硅酸钠1200g/t，苯乙烯膦酸和正辛醇各300g/t，调浆后进行浮选粗选；扫选：硫酸铝10g/t，苯乙烯膦酸和正辛醇各150g/t；精选一：氟硅酸钠200g/t，苯乙烯膦酸和正辛醇各100g/t；精选二：氟硅酸钠80g/t；精选三：空白精选。最终得到的金红石精矿中TiO2含量为73.21％，回收率为78.96％。此工艺流程中共用苯乙烯膦酸550g/t，而直接采用硝酸铅活化的工艺流程共用苯乙烯膦酸800g/t，所以本发明在产品指标相差不大的情况下，直接降低苯乙烯膦酸用量31.25％。

Claims (6)

1.一种提高金红石浮选回收率的方法，其特征在于：将金红石原矿破碎、磨矿后，调浆，得到矿浆；所述矿浆先通过重选脱除矿泥，再以H2SO4为pH调整剂、以乙二胺四乙酸为离子络合剂、以Al2(SO4)3为金红石活化剂、以氟硅酸钠为脉石矿物抑制剂、以苯乙烯膦酸和正辛醇为复合捕收剂，进行浮选分离，得到金红石粗精矿；
所述的浮选分离包括一次粗选、三次精选及一次扫选过程；
粗选过程中各种药剂相对原矿的加入量：H2SO4 1500～3500g/t，乙二胺四乙酸15～55g/t，Al2(SO4)3 10～60g/t，氟硅酸钠400～1200g/t，苯乙烯膦酸100～400g/t和正辛醇100～400g/t；
一次精选过程中各种药剂相对原矿的加入量：氟硅酸钠100～300g/t，苯乙烯膦酸80～150g/t和正辛醇80～150g/t；
二次精选过程中各种药剂相对原矿的加入量：氟硅酸钠20～50g/t；
三次精选过程为空白精选；
扫选过程中各种药剂相对原矿的加入量：Al2(SO4)3 5～10g/t，苯乙烯膦酸100～200g/t和正辛醇100～200g/t。
2.根据权利要求1所述的提高金红石浮选回收率的方法，其特征在于：
粗选、一次精选及扫选过程中，苯乙烯膦酸与正辛醇的质量比为1:1。
3.根据权利要求1所述的提高金红石浮选回收率的方法，其特征在于：浮选分离过程中维持矿浆质量百分比浓度为20～45％。
4.根据权利要求1所述的提高金红石浮选回收率的方法，其特征在于：所述的金红石原矿破碎至粒度为1～3mm。
5.根据权利要求1所述的提高金红石浮选回收率的方法，其特征在于：所述的金红石原矿经破碎后，磨矿至粒度满足-0.074mm粒级质量百分比含量为95％。
6.根据权利要求1所述的提高金红石浮选回收率的方法，其特征在于：重选过程维持矿浆的质量百分比浓度为5～10％。
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