CN106925435A - 一种回收金红石的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种回收金红石的方法：将原矿磨矿后脱泥，以硝酸铅为活化剂，氟硅酸钠和水玻璃为抑制剂，以苯乙烯膦酸和1‑辛醇为捕收剂，2号油为起泡剂，进行浮选分离，得到金红石精矿。本发明的技术方案带来以下技术效果：1、大大提高了金红石的浮选指标，使得在粗选时就能将金红石品位提高到80％以上，回收率60％左右，再经过一次加药精选，一次空白精选，两次扫选，最终精矿中TiO2含量达到92％，富集比在20以上，回收率在80％‑85％之间,尾矿中TiO2含量被降低到0.5％‑0.7％；2、无需调整矿浆pH，操作简单，浮选泡沫层厚，易于控制，浮选速率快。
Description
技术领域
本发明属于金红石选矿技术领域，具体涉及一种简单高效的提高金红石品位和回收率的回收金红石的新方法。
背景技术
钛是一种银白色的过渡金属，其有良好的耐高温，耐低温，抗强酸，抗强碱，以及高强度，低密度的优良特性，因而被誉为“太空金属”。钛最常见的化合物—二氧化钛，是最好的白色颜料，俗称钛白。金红石就是较纯的二氧化钛，是冶炼金属钛、制造钛白粉以及电焊条焊药的主要原料。
国内原生金红石矿占金红石总储量的86％，但矿石品位低，嵌布粒度细，矿物组成复杂，属于难选矿种，需要多种选矿工艺组合才能实现有效分离。由于选矿工艺流程长，加工成本高，回收率低，因此如何高效简单的回收金红石对于国民经济意义重大。
典型的金红石选矿方法是先重选富集再磁电分离，但是这种方法选矿回收率特别低，且与金红石比重相近的矿物难以分离。随着选矿工作者的不断探索，人们发现浮选可以取得相对较好的效果。
由于脉石矿物共生和嵌布粒度的关系，使得当前我国金红石浮选也存在一些问题，其中之一就是浮选效果较差，粗选难以同时取得较高的品位和回收率，为了达到指标就要增加选矿流程，进而提高选矿成本，增加选厂经济负担，这也是当前金红石选矿行业面临的最大问题。其二就是浮选条件较为苛刻，几乎所有的金红石浮选都需要pH调整剂(盐酸，硫酸或碳酸钠)进行选矿预处理，为捕收剂和抑制剂的作用提高适宜的矿浆环境，这不仅对设备损耗大，而且增加了药剂成本。其三就是矿石易泥化，造成细泥罩盖，导致浮选药剂用量增加，影响选矿指标。
现有金红石浮选的药剂种类很多。捕收剂有油酸类如油酸钠；油酸钠捕收能力强，但选择性差，多用于反浮选，流程复杂，金红石损失量大；胂酸类如苄基胂酸；苄基胂酸虽然选矿效果好，但有剧毒。羟肟酸类如水杨羟肟酸，异羟肟酸；水杨羟肟酸浮选金红石大多在弱酸或碱性条件下进行，需要用盐酸或氢氧化钠调整酸碱度。膦酸类如苯乙烯膦酸，双膦酸；它们对钛的捕收性能依次为异羟肟酸>苄基胂酸>苯乙烯膦酸>水杨羟肟酸；而选择性大小依次为苯乙烯膦酸>苄基胂酸>异羟肟酸>水杨羟肟酸。近年来，人们发现苯乙烯膦酸和脂肪醇组合的捕收剂效果较好。脉石抑制剂有水玻璃，六偏磷酸钠，羧甲基纤维素等。pH调整剂有硫酸，盐酸和碳酸钠。常用的脱泥方法有反浮选脱泥，重磁联合脱泥，沉降脱泥等。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是针对上述现有技术而提供一种简单高效的，无需调整矿浆pH，浮选速率快，富集比高，浮选效果好的回收金红石的方法。
为实现上述目的，本发明采用以下技术方案：一种回收金红石的方法，其特征在于：将原矿磨矿后脱泥，以硝酸铅为活化剂，氟硅酸钠和水玻璃为抑制剂，以苯乙烯膦酸和1-辛醇为捕收剂，2号油为起泡剂，进行浮选分离，得到金红石精矿。
按上述方案：所述的浮选分离包括一次粗选，两次扫选，两次精选过程。
按上述方案：粗选过程各种药剂相对原矿的加入量：硝酸铅400-700g/t，氟硅酸钠600-1300g/t，水玻璃100-500g/t，苯乙烯膦酸300-700g/t，1-辛醇50-300g/t。
按上述方案：两次精选过程中的一次精选过程，各种药剂相对于原矿的加入量为：氟硅酸钠100-400g/t，苯乙烯膦酸20-200g/t；二次精选过程，空白精选不加药。
按上述方案：两次扫选过程中的一次扫选加入硝酸铅200-500g/t，苯乙烯膦酸100-300g/t，1-辛醇40-200g/t；二次扫选中，硝酸铅100-300g/t，氟硅酸钠100-300g/t，苯乙烯膦酸100-200g/t。1-辛醇20-150g/t。
按上述方案：脱泥采用沉降脱泥法。
按上述方案：金红石磨矿的细度为-0.074mm含量为30％-50％。
按上述方案：浮选刮泡时间为60-90s。
本发明技术流程中，所用的矿石中除含金红石之外，还含有绿辉石，石榴子石，磷灰石，白云母等矿物，属于难选原生金红石矿。本发明结合硝酸铅对钛的活化能力，氟硅酸钠对脉石的有效抑制作用，水玻璃对细泥的分散作用，采用2号油作为起泡剂，进行浮选操作，最终成功实现了金红石的高效回收，使得一次粗选金红石精矿中TiO2含量达到80％以上，回收率60％以上。最终精矿TiO2含量达到92％，回收率在80％左右。该方法首先摒弃了pH调整剂的使用，简化了药剂的种类，节约了成本；其次流程简单，操作方便，浮选的泡沫层厚，浮选速率快；最后实现了金红石的高效回收，富集比可达20以上。解决了金红石选矿过程中存在的流程复杂，加药繁杂，选别效果差，富集比和回收率低的问题。
相对于现有技术，本发明的技术方案带来以下技术效果：
1、本发明的技术方案大大提高了金红石的浮选指标，使得在粗选时就能将金红石品位提高到80％以上，回收率60％左右，再经过一次加药精选，一次空白精选，两次扫选，最终精矿中TiO2含量达到92％，富集比在20以上，回收率在80％-85％之间,尾矿中TiO2含量被降低到0.5％-0.7％；
2、本发明无需调整矿浆pH，操作简单，浮选泡沫层厚，易于控制，浮选速率快；
3、本发明在使用苯乙烯膦酸和1-辛醇做捕收剂的基础上，又使用了pb2+活化，提高了精矿品位和回收率。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
为了使本发明的技术手段，操作方法，达到理论与实践的统一，更加清楚易懂，下面结合具体流程和实例，进一步阐述本发明。所列举的实例仅仅为了解释本发明，并不限定本发明。
如图1所示，金红石磨矿后，通过沉降脱泥。将脱泥后的矿配成一定浓度的矿浆进行浮选作业，添加活化剂，抑制剂，混合捕收剂，浮选金红石，按照一次粗选，两次精选两次扫选的工艺流程得到金红石精矿。
实施例1
采用江苏某金红石，矿体为榴辉岩，全岩矿化。主要组成矿物为石榴子石、绿辉石和少量的石英、云母等矿物。根据矿石性质，认为该矿为榴辉岩型金红石矿。原矿主要含钛矿物为金红石，少量钛铁矿。显微镜观察显示矿石中金红石主要呈浸染状分布。金红石多为他形粒状或半自形粒状晶形。矿石中金红石多分布在石榴子石、绿辉石等矿物粒间，部分被石榴子石等矿物包裹，这对金红石回收有一定的影响。矿石中金红石粒度较粗，部分金红石与钛铁矿紧密共生。MLA分析果显示-0.074mm占30％的原矿中金红石单体解离度为81.47％。未解离的金红石多与钛铁矿连体，其次为与石榴子石连体。矿石中金红石和钛铁矿两者很难单体解离。由于钛铁矿磁性较强，使钛铁矿与金红石的连生体也具有一定的磁性，使之很难与石榴子石等弱磁性矿物分离，这是该矿金红石难选的主要原因之一。将矿样进行磨矿至-0.074mm含量为40％，金红石基本单体解离。沉降脱泥法脱泥后进行浮选。粗选：硝酸铅400g/t，氟硅酸钠600g/t，水玻璃100g/t，苯乙烯膦酸300g/t，正辛醇50g/t，调浆后进行粗选。浮选刮泡时间为80秒。扫选1：硝酸铅200g/t，苯乙烯膦酸100g/t，正辛醇40g/t。扫选2：硝酸铅100g/t，氟硅酸钠100g/t，苯乙烯膦酸100g/t，正辛醇20g/t；精选1：氟硅酸钠100g/t，苯乙烯膦酸20g/t。精选2：空白精选不加药。最终得到金红石精矿中TiO2含量为92％，富集比在22左右，回收率为80％。全流程没有用硫酸调整矿浆酸度，且捕收剂相比较苄基胂酸毒性较低。比单纯不加pb2+活化精矿品位提高8个百分点，回收率提高10个百分点。
实施例2
采用湖北某金红石矿，其中金红石矿石呈绿黑色，致密坚硬，为片状构造，有灰色的条纹(带)，钛矿物有金红石、钛铁矿及榍石，脉石矿物有白(绢)云母、斜黝帘石一绿帘石、方解石、绿泥石以及黄铁矿，其中有用矿物为金红石和石榴子石。
矿样进行磨矿至-0.074mm含量为60％。沉降脱泥法脱泥后进行浮选。粗选：硝酸铅700g/t，氟硅酸钠1300g/t，水玻璃500g/t，苯乙烯膦酸700g/t，正辛醇300g/t，调浆后进行粗选。粗选刮泡时间为90秒。扫选1：硝酸铅500g/t，苯乙烯膦酸300g/t，正辛醇200g/t。扫选2：硝酸铅300g/t，氟硅酸钠300g/t，苯乙烯膦酸200g/t，正辛醇150g/t；精选1：氟硅酸钠400g/t，苯乙烯膦酸200g/t。精选2：空白精选不加药。最终得到金红石精矿中TiO2含量为91.8％，回收率84％。全流程没有用硫酸调整矿浆酸度，且捕收剂相比较苄基胂酸毒性较低，浮选操作易于控制。该流程在原有流程的基础上，精矿中TiO2含量提高了5％，回收率提高10％。
实施例3
采用陕西某复杂低品位金红石矿，该矿有用矿物主要为金红石，其它主要金属矿物有磁黄铁矿、黄铁矿，另有少量的菱铁矿、独居石；脉石矿物有石英、绿泥石、铁白云石、长石、白云母，其次有少量磷灰石、榍石、黑云母、角闪石、重晶石等。
矿石中金红石的嵌布粒度较细，属于微细粒均匀嵌布的矿石，粒度大致在0.01-0.3mm之间，金红石主要以它形粒状、半自形粒状产出，少量为片状，或网状，金红石与脉石矿物嵌布紧密，85％以上嵌布于绿泥石等脉石矿物中。矿样进行磨矿至-0.074mm含量为60％。沉降脱泥法脱泥后进行浮选。粗选：硝酸铅500g/t，氟硅酸钠1000g/t，水玻璃300g/t，苯乙烯膦酸500g/t，正辛醇200g/t，调浆后进行粗选。粗选的刮泡时间为80秒。扫选1：硝酸铅400g/t，苯乙烯膦酸200g/t,正辛醇100g/t。扫选2：硝酸铅200g/t，氟硅酸钠200g/t，苯乙烯膦酸1500g/t，正辛醇100g/t；精选1：氟硅酸钠200g/t，苯乙烯膦酸100g/t。精选2：空白精选不加药。最终得到金红石精矿中TiO2含量为91.29％，回收率82％。全流程没有用硫酸调整矿浆酸度，浮选操作易于控制。该流程在原有流程的基础上，精矿中TiO2含量提高了8％，回收率提高8％左右。
Claims (8)
1.一种回收金红石的方法，其特征在于：将原矿磨矿后脱泥，以硝酸铅为活化剂，氟硅酸钠和水玻璃为抑制剂，以苯乙烯膦酸和1-辛醇为捕收剂，2号油为起泡剂，进行浮选分离，得到金红石精矿。
2.根据权利要求1所述的回收金红石的方法，其特征在于：所述的浮选分离包括一次粗选，两次扫选，两次精选过程。
3.根据权利要求2所述的回收金红石的方法，其特征在于：粗选过程各种药剂相对原矿的加入量：硝酸铅400-700g/t，氟硅酸钠600-1300g/t，水玻璃100-500g/t，苯乙烯膦酸300-700g/t，1-辛醇50-300g/t。
4.根据权利要求2所述的回收金红石的方法，其特征在于：两次精选过程中的一次精选过程，各种药剂相对于原矿的加入量为：氟硅酸钠100-400g/t，苯乙烯膦酸20-200g/t；二次精选过程，空白精选不加药。
5.根据权利要求2所述的回收金红石的方法，其特征在于：两次扫选过程中的一次扫选加入硝酸铅200-500g/t，苯乙烯膦酸100-300g/t，1-辛醇40-200g/t；二次扫选中，硝酸铅100-300g/t，氟硅酸钠100-300g/t，苯乙烯膦酸100-200g/t，1-辛醇20-150g/t。
6.根据权利要求1所述的回收金红石的方法，其特征在于：脱泥采用沉降脱泥法。
7.根据权利要求1所述的回收金红石的方法，其特征在于：金红石磨矿的细度为-0.074mm含量为30％-50％。
8.根据权利要求1所述的回收金红石的方法，其特征在于：浮选刮泡时间为60-90s。
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