CN113369009B - 一种金红石矿高效资源化利用方法 - Google Patents

一种金红石矿高效资源化利用方法 Download PDF

Info

Publication number
CN113369009B
CN113369009B CN202110649230.0A CN202110649230A CN113369009B CN 113369009 B CN113369009 B CN 113369009B CN 202110649230 A CN202110649230 A CN 202110649230A CN 113369009 B CN113369009 B CN 113369009B
Authority
CN
China
Prior art keywords
ore
rutile
flotation
concentrate
scavenging
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Active
Application number
CN202110649230.0A
Other languages
English (en)
Other versions
CN113369009A (zh
Inventor
黄红军
刘芳芳
何国勇
曹学锋
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Central South University
Original Assignee
Central South University
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Central South University filed Critical Central South University
Priority to CN202110649230.0A priority Critical patent/CN113369009B/zh
Publication of CN113369009A publication Critical patent/CN113369009A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN113369009B publication Critical patent/CN113369009B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Images

Classifications

    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
    • B03B9/00—General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
    • B03B1/00—Conditioning for facilitating separation by altering physical properties of the matter to be treated
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00—Flotation
    • B03D1/001—Flotation agents
    • B03D1/004—Organic compounds
    • B03D1/008—Organic compounds containing oxygen
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00—Flotation
    • B03D1/001—Flotation agents
    • B03D1/004—Organic compounds
    • B03D1/01—Organic compounds containing nitrogen
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D2201/00—Specified effects produced by the flotation agents
    • B03D2201/02—Collectors
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D2203/00—Specified materials treated by the flotation agents; specified applications
    • B03D2203/02—Ores

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种金红石矿高效资源化利用方法。所述方法包括：将金红石原矿进行粗磨，得到粗粒矿浆；将粗粒矿浆进行磁选，得到铁精矿和脱铁矿浆；将脱铁矿浆矿进行脱碳浮选，得到脱碳矿浆；将脱碳矿浆进行选硫浮选，得到硫精矿和脱硫尾矿；将脱硫尾矿使用超细搅拌磨再磨，得到再磨后的细粒矿浆；将再磨后的细粒矿浆进行微泡选钛浮选，得到金红石精矿。本发明不仅能够有效获得金红石精矿，而且能够兼顾矿石中铁产品、硫产品的回收，有效实现了金属金红石矿的资源化利用。

Description

一种金红石矿高效资源化利用方法
技术领域
本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种金红石矿高效资源化利用方法。
背景技术
金属钛具有耐高温、耐低温、耐腐蚀、高强度、小比重等优异性能，被广泛用于军工航空、航天、航海、机械、化工、海水淡化等方面，钛工业发展水平是一个国家综合实力的重要标志。金红石本身是高档电焊条必须的原料之一，也是生产金红石型钛白粉的重要原料。随着国内以及国际钛白粉需求进一步增加，钛白粉价格在未来很长时间内将保持良好的增长势头，作为钛白粉的最佳原料，金红石的价格在未来很长时间内也会保持良好的发展势头。
金红石矿通常嵌布微细，包裹复杂，分选困难且成本较高，不具备市场竞争力。针对此情况，重点主要从两个方面入手：一是根据金红石矿中含有多种有价金属的特点，选别时进行综合回收以分摊作业成本；二是降低浮选处理的矿石量以降低浮选作业成本。
发明内容
针对现有技术存在的上述问题，本发明提出一种金红石矿高效综合利用的工艺方法，采用该方法可以获得高品质的金红石精矿，同时得到赤铁矿精矿和硫铁矿精矿，从而实现金红石矿的高效资源化利用。
为实现上述发明目的，一种金红石矿高效资源化利用方法，所述方法具体包括如下步骤：
将金红石原矿进行粗磨获得粗粒矿浆，将所述粗粒矿浆进行磁选获得铁精矿和脱铁尾矿；
将所述脱铁尾矿采用碳酸钠和煤油进行脱碳浮选，获得脱碳尾矿；
将所述脱碳尾矿采用草酸、丁基黄药和丁醚油为选硫浮选试剂进行选硫浮选，获得硫精矿和脱硫尾矿；
将所述脱硫尾矿使用超细搅拌磨研磨后采用油酸钠和苯甲羟肟酸组合选钛浮选剂进行微泡选钛浮选，获得金红石精矿。
进一步的，所述磁选过程具体包括：
采用一次粗选、三次精选和一次扫选流程；
所述粗选的磁场强度10000～12000Gs；扫选的磁场强度10000～12000Gs；一段精选磁场强度7000～8000Gs；二段精选磁场强度5000～6000Gs，三段精选磁场强度2000～3000Gs。
进一步的，所述脱碳浮选过程采取一次粗选和一次扫选流程；所述碳酸钠的用量为150-400g/t金红石原矿；所述煤油的用量为100-300g/t金红石原矿。
进一步的，所述选硫浮选过程采用一次粗选、一次扫选和两次精选流程；所述草酸的用量为50-300g/t金红石原矿，所述丁基黄药的用量为50-300g/t金红石原矿，所述丁醚油的用量为100-300g/t金红石原矿。
进一步的，所述微泡选钛浮选过程采用采用一次粗选、一次扫选和四次精选流程；
所述微泡选钛浮选过程的试剂包括：氟硅酸钠、氯化钾、柠檬酸、水玻璃、硝酸铅。
进一步的，所述氟硅酸钠用量为50-600g/t金红石原矿、氯化钾用量为30-500g/t金红石原矿，柠檬酸用量为30-500g/t金红石原矿，水玻璃用量为50-600g/t金红石原矿，硝酸铅用量为100-1000g/t金红石原矿，油酸钠用量为50-400g/t金红石原矿，苯甲羟肟酸用量为50-400g/t金红石原矿。
进一步的，所述微泡选钛浮选过程中矿浆浓度为20-30％，充气量为0.05-0.10m3/h，矿浆循环量为2000-3000ml/min。
进一步的，所述粗磨后矿料中粒径不高于0.074mm的百分含量为75-80％。
进一步的，所述超细搅拌细磨后矿料中粒径不高于0.025mm的百分含量为80-90％。
有益效果：
(1)本发明采用粗磨、磁选、脱碳浮选、选硫浮选、超细搅拌磨细磨和微泡选钛浮选等流程相结合，能够获得高品位的铁精矿、硫铁矿和金红石精矿，将原金红石矿中的不同矿物进行有效分离并富集，实现了金红石矿石的高效资源化利用。
(2)本发明采用油酸钠和苯甲羟肟酸作为选钛浮选剂，在该过程中油酸钠主要以C17H33COO-和(C17H33COO)2 2-形式存在，金红石表面Ti4+离子的水解组分[Ti(OH)2]2+和[Ti(OH)3]+，成为新的活化位点，油酸钠与金红石的水解产物在金红石表面相互作用生成疏水的Ti(C17H33COO)4，进而促使金红石上浮。苯甲羟肟酸通过与金红石表面的钛质点螯合形成五元环状螯合物，疏水烃基朝外从而使金红石上浮，作用过程中以化学吸附为主，同时也存在氢键作用。同时结合微泡浮选法进行浮选，随着气泡尺寸的减小，气泡表面积通流增大，捕获的细颗粒增多，从而提高了钛浮选的效果，同时也提高了金红石的回收率。
附图说明
图1是本发明实施例提供的金红石矿高效资源化利用的流程示意图；
图2为本法明实施例提供的另一金红石矿高效资源化利用的流程示意图。
具体实施方式
为使本发明要解决的技术问题、技术方案和优点更加清楚，下面将结合具体实施例进行详细描述，但本发明的保护范围并不限于以下具体实施例。
除非另有定义，下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的，并不是旨在限制本发明的保护范围。
除非另有特别说明，本发明中用到的各种原材料、试剂、仪器和设备等均可通过市场购买得到或者可通过现有方法制备得到。
下面结合附图1、图2及实施例详述本发明。
实施例1
本发明所用金红石矿中，其平均铁品位为13.20％，硫品位为0.68％，钛品位为2.96％。
第一步
进行一段磨矿作业，磨矿粗料中粒径不高于0.074mm的占比80％。将磨矿粗料进行磁选，磁选工艺中粗选磁场强度为12000Gs，扫选磁场强度为12000Gs，一次精选的磁场强度为7000Gs，二次精选的磁场强度为5000Gs，三次精选的磁场强度为2000Gs。磁选过程中产生的任一中矿均顺序返回；由磁选工艺得到铁精矿和脱铁尾矿。
第二步
将脱铁尾矿进行选碳浮选，粗选过程Na2CO3用量为400g/t、煤油用量为300g/t；扫选过程Na2CO3用量为200g/t、煤油用量为150g/t。粗选精矿和扫选精矿均直接抛尾；通过脱碳工艺得到脱碳尾矿。
第三步
将脱碳尾矿与草酸、丁基黄药、丁醚油混合进行选硫浮选，选硫浮选药剂用量如下：
活化剂草酸：粗选300g/t+扫选150g/t+精选150g/t+100g/t
捕收剂丁基黄药：粗选200g/t+扫选200g/t+精选100g/t+50g/t
起泡剂丁醚油：粗选200g/t+扫选200g/t+精选100g/t
操作技术条件如下：选硫浮选过程中，矿浆pH为5，浮选时间3分钟，二次精选过程中不加入起泡剂丁醚油浮选过程中产生的任一中矿均顺序返回，由此得到硫精矿和脱硫尾矿。
第四步
将脱硫尾矿使用超细搅拌磨进行再磨，得到再磨微细料中粒径不高于0.025mm的占比80％。
将再磨微细粒与氟硅酸钠、氯化钾、柠檬酸、水玻璃、硝酸铅、油酸钠、苯甲羟肟酸混合进行微泡选钛浮选。在微泡选钛浮选的粗选、精选、扫选任一工艺中，矿浆浓度为30％，充气量为0.10m3/h，矿浆循环量为2000ml/min。
微泡选钛浮选药剂用量
抑制剂：
氟硅酸钠：粗选600g/t扫选600g/t精选300g/t+300g/t+150g/t+100g/t
氯化钾：粗选500g/扫选500g/t精选200g/t+200g/t+100g/t+50g/t
柠檬酸：粗选500g/t扫选500g/t精选200g/t+200g/t+100g/t+50g/t
水玻璃：粗选600g/t扫选600g/t精选300g/t+300g/t+150g/t+100g/t
活化剂：硝酸铅粗选1000g/t扫选1000g/t精400g/t+400g/t+250g/t+150g/t
捕收剂：油酸钠：粗选400g/t扫选400g/t精选200g/t+200g/t+100g/t+50g/t
苯甲羟肟酸：粗选400g/t扫选400g/t精选200g/t+200g/t+100g/t+50g/t
操作技术条件如下：扫选得到的精矿与金红石粗选精矿合并进行金红石精选，精选过程中矿顺序返回。控制矿浆pH值在5左右，每次选别3分钟。本实施例得到的铁精矿品位46.12％，硫精矿品位45.83％，金红石精矿品位38.56％。
实施例2
采用的矿样与实施例1相同。
第一步
进行一段磨矿作业，磨矿粗料中粒径不高于0.074mm的占比78％。
将磨矿粗料进行磁选，磁选工艺中粗选磁场强度为11000Gs，扫选磁场强度为11000Gs，一次精选的磁场强度为7500Gs，二次精选的磁场强度为5500Gs，三次精选的磁场强度为2500Gs。磁选过程中产生的任一中矿均顺序返回。由磁选工艺得到铁精矿和脱铁尾矿。
第二步
将脱铁尾矿进行选碳浮选，粗选过程Na2CO3用量为375g/t、煤油用量为275g/t；扫选过程Na2CO3用量为175g/t、煤油用量为125g/t。粗选精矿和扫选精矿均直接抛尾。通过脱碳工艺得到脱碳尾矿。
第三步
将脱碳尾矿与草酸、丁基黄药、丁醚油混合进行选硫浮选，选硫浮选药剂用量如下：
活化剂草酸：粗选250g/t+扫选250g/t+精选125g/t+75g/t
捕收剂丁基黄药：粗选250g/t+扫选250g/t+精选125g/t+75g/t
起泡剂丁醚油：粗选250g/t+扫选250g/t+精选125g/t
操作技术条件如下：选硫浮选过程中，矿浆pH为5，浮选时间3分钟，二次精选过程中不加入起泡剂丁醚油浮选过程中产生的任一中矿均顺序返回，由此得到硫精矿和脱硫尾矿。
第四步
将脱硫尾矿使用超细搅拌磨进行再磨，得到再磨微细料中粒径不高于0.025mm的占比90％。
将再磨微细粒与氟硅酸钠、氯化钾、柠檬酸、水玻璃、硝酸铅、油酸钠、苯甲羟肟酸混合进行微泡选钛浮选。在微泡选钛浮选的粗选、精选、扫选任一工艺中，矿浆浓度为20％，充气量为0.08m3/h，矿浆循环量为2500ml/min。
微泡选钛浮选药剂用量
抑制剂：
氟硅酸钠：粗选550g/t扫选550g/t精选250g/t+250g/t+125g/t+75g/t
氯化钾：粗选450g/扫选450g/t精选175g/t+175g/t+75g/t+40g/t
柠檬酸：粗选450g/t扫选450g/t精选175g/t+175g/t+75g/t+40g/t
水玻璃：粗选550g/t扫选550g/t精选250g/t+250g/t+125g/t+75g/t
活化剂：硝酸铅粗选950g/t扫选950g/t精选450g/t+450g/t+225g/t+125g/t
捕收剂：
油酸钠：粗选450g/t扫选450g/t精选225g/t+225g/t+125g/t+75g/t
苯甲羟肟酸：粗选450g/t扫选450g/t精选225g/t+225g/t+125g/t+75g/t
操作技术条件如下：扫选得到的精矿与金红石粗选精矿合并进行金红石精选，精选过程中矿顺序返回。控制矿浆pH值在5左右，每次选别3分钟。本实施例得到的铁精矿品位45.27％，硫精矿品位43.22％，金红石精矿品位43.27％。
实施例3
第一步
进行一段磨矿作业，磨矿粗料中粒径不高于0.074mm的占比75％。
将磨矿粗料进行磁选，磁选工艺中粗选磁场强度为10000Gs，扫选磁场强度为10000Gs，一次精选的磁场强度为8000Gs，二次精选的磁场强度为6000Gs，三次精选的磁场强度为3000Gs。磁选过程中产生的任一中矿均顺序返回。由磁选工艺得到铁精矿和脱铁尾矿。
第二步
将脱铁尾矿进行选碳浮选，粗选过程Na2CO3用量为350g/t、煤油用量为250g/t；扫选过程Na2CO3用量为150g/t、煤油用量为100g/t。粗选精矿和扫选精矿均直接抛尾。通过脱碳工艺得到脱碳尾矿。
第三步
将脱碳尾矿与草酸、丁基黄药、丁醚油混合进行选硫浮选，选硫浮选药剂用量如下：
活化剂草酸：粗选200g/t+扫选200g/t+精选100g/t+50g/t
捕收剂丁基黄药：粗选300g/t+扫选300g/t+精选150g/t+100g/t
起泡剂丁醚油：粗选300g/t+扫选300g/t+精选150g/t
操作技术条件如下：选硫浮选过程中，矿浆pH为5，浮选时间3分钟，二次精选过程中不加入起泡剂丁醚油浮选过程中产生的任一中矿均顺序返回，由此得到硫精矿和脱硫尾矿。
第四步
将脱硫尾矿使用超细搅拌磨进行再磨，得到再磨微细料中粒径不高于0.025mm的占比85％。
将再磨微细粒与氟硅酸钠、氯化钾、柠檬酸、水玻璃、硝酸铅、油酸钠、苯甲羟肟酸混合进行微泡选钛浮选。在微泡选钛浮选的粗选、精选、扫选任一工艺中，矿浆浓度为25％，充气量为0.06m3/h，矿浆循环量为3000ml/min。
微泡选钛浮选药剂用量
抑制剂：
氟硅酸钠：粗选500g/t扫选500g/t精选200g/t+200g/t+100g/t+50g/t
氯化钾：粗选400g/扫选400g/t精选150g/t+150g/t+50g/t+30g/t
柠檬酸：粗选400g/t扫选400g/t精选150g/t+150g/t+50g/t+30g/t
水玻璃：粗选500g/t扫选500g/t精选200g/t+200g/t+100g/t+50g/t
活化剂：硝酸铅粗选900g/t扫选900g/t精500g/t+500g/t+200g/t+100g/t
捕收剂：
油酸钠：粗选500g/t扫选500g/t精选250g/t+250g/t+150g/t+100g/t
苯甲羟肟酸：粗选500g/t扫选500g/t精选250g/t+250g/t+150g/t+100g/t
操作技术条件如下:扫选得到的精矿与金红石粗选精矿合并进行金红石精选，精选过程中矿顺序返回。控制矿浆pH值在5左右，每次选别3分钟。本实施例得到的铁精矿品位42.81％，硫精矿品位40.19％，金红石精矿品位41.85％。
对比例1
为进一步验证微泡浮选工艺处理微细嵌布金红石矿石的优异效果，设置对比实验。对比试验的第一步、第二步、第三步与实施例3的操作完全相同，对比试验的选钛浮选部分为常规浮选，此部分与实施例3有所差别。
第一步
进行一段磨矿作业，磨矿粗料中粒径不高于0.074mm的占比75％。
将磨矿粗料进行磁选，磁选工艺中粗选磁场强度为10000Gs，扫选磁场强度为10000Gs，一次精选的磁场强度为8000Gs，二次精选的磁场强度为6000Gs，三次精选的磁场强度为3000Gs。磁选过程中产生的任一中矿均顺序返回。由磁选工艺得到铁精矿和脱铁尾矿。
第二步
将脱铁尾矿进行选碳浮选，粗选过程Na2CO3用量为350g/t、煤油用量为250g/t；扫选过程Na2CO3用量为150g/t、煤油用量为100g/t。粗选精矿和扫选精矿均直接抛尾。通过脱碳工艺得到脱碳尾矿。
第三步
将脱碳尾矿与草酸、丁基黄药、丁醚油混合进行选硫浮选，选硫浮选药剂用量如下：
活化剂草酸：粗选200g/t+扫选200g/t+精选100g/t+50g/t
捕收剂丁基黄药：粗选300g/t+扫选300g/t+精选150g/t+100g/t
起泡剂丁醚油：粗选300g/t+扫选300g/t+精选150g/t
操作技术条件如下：选硫浮选过程中，矿浆pH为5，浮选时间3分钟，二次精选过程中不加入起泡剂丁醚油浮选过程中产生的任一中矿均顺序返回，由此得到硫精矿和脱硫尾矿。
第四步
将脱硫尾矿使用超细搅拌磨进行再磨，得到再磨微细料中粒径不高于0.025mm的占比85％。
将再磨微细粒与氟硅酸钠、氯化钾、柠檬酸、水玻璃、硝酸铅、油酸钠、苯甲羟肟酸混合进行常规选钛浮选。常规浮选的矿浆浓度为25％。
常规选钛浮选药剂用量
抑制剂：
氟硅酸钠：粗选500g/t扫选500g/t精选200g/t+200g/t+100g/t+50g/t
氯化钾：粗选400g/扫选400g/t精选150g/t+150g/t+50g/t+30g/t
柠檬酸：粗选400g/t扫选400g/t精选150g/t+150g/t+50g/t+30g/t
水玻璃：粗选500g/t扫选500g/t精选200g/t+200g/t+100g/t+50g/t
活化剂：硝酸铅粗选900g/t扫选900g/t精500g/t+500g/t+200g/t+100g/t
捕收剂：
油酸钠：粗选500g/t扫选500g/t精选250g/t+250g/t+150g/t+100g/t
苯甲羟肟酸：粗选500g/t扫选500g/t精选250g/t+250g/t+150g/t+100g/t
操作技术条件如下:扫选得到的精矿与金红石粗选精矿合并进行金红石精选，精选过程中矿顺序返回。控制矿浆pH值在5左右，每次选别3分钟。本实施例得到的金红石精矿品位37.41％。
由实施例3和对比例1可知，采用本发明微泡浮选进行钛浮选相较于常规钛浮选方法，获得的金红石精矿品位高，主要原因为：微泡浮选过程中产生了大量的气泡，且气泡尺寸较小，气泡表面积通流增大，捕收剂捕获的细颗粒增多，从而提高了钛浮选的效果，实现了钛的高效浮选。
以上所述实施例，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明的技术范围内，根据本发明的技术方案及其构思加以等同替换或改变，都应涵盖在本发明的保护范围内。

Claims (8)

1.一种金红石矿高效资源化利用方法，其特征在于，所述方法具体包括如下步骤：
将金红石原矿进行粗磨获得粗粒矿浆，将所述粗粒矿浆进行磁选获得铁精矿和脱铁尾矿；
将所述脱铁尾矿采用碳酸钠和煤油进行脱碳浮选，获得脱碳尾矿；
将所述脱碳尾矿采用草酸、丁基黄药和丁醚油为选硫浮选试剂进行选硫浮选，获得硫精矿和脱硫尾矿；
将所述脱硫尾矿使用超细搅拌磨研磨后采用油酸钠和苯甲羟肟酸组合选钛浮选剂进行微泡选钛浮选，获得金红石精矿；
所述微泡选钛浮选过程采用一次粗选、一次扫选和四次精选流程；所述微泡选钛浮选过程的试剂还包括：氟硅酸钠、氯化钾、柠檬酸、水玻璃、硝酸铅。
2.根据权利要求1所述的金红石矿高效资源化利用方法，其特征在于，所述磁选过程具体包括：
采用一次粗选、三次精选和一次扫选流程；
所述粗选的磁场强度10000～12000Gs；扫选的磁场强度10000～12000Gs；一段精选磁场强度7000～8000Gs；二段精选磁场强度5000～6000Gs，三段精选磁场强度2000～3000Gs。
3.根据权利要求1所述的金红石矿高效资源化利用方法，其特征在于，所述脱碳浮选过程采取一次粗选和一次扫选流程；所述碳酸钠的用量为150-400g/t金红石原矿；所述煤油的用量为100-300g/t金红石原矿。
4.根据权利要求1所述的金红石矿高效资源化利用方法，其特征在于，所述选硫浮选过程采用一次粗选、一次扫选和两次精选流程；所述草酸的用量为50-300g/t金红石原矿，所述丁基黄药的用量为50-300g/t金红石原矿，所述丁醚油的用量为100-300g/t金红石原矿。
5.根据权利要求1所述的金红石矿高效资源化利用方法，其特征在于，所述氟硅酸钠用量为50-600g/t金红石原矿、氯化钾用量为30-500g/t金红石原矿，柠檬酸用量为30-500g/t金红石原矿，水玻璃用量为50-600g/t金红石原矿，硝酸铅用量为100-1000g/t金红石原矿，油酸钠用量为50-400g/t金红石原矿，苯甲羟肟酸用量为50-400g/t金红石原矿。
6.根据权利要求1所述的金红石矿高效资源化利用方法，其特征在于，所述微泡选钛浮选过程中矿浆浓度为20-30%，充气量为0.05-0.10m3/h，矿浆循环量为2000-3000ml/min。
7.根据权利要求1所述的金红石矿高效资源化利用方法，其特征在于，所述粗磨后矿料中粒径不高于0.074mm的百分含量为75-80%。
8.根据权利要求1所述的金红石矿高效资源化利用方法，其特征在于，所述超细搅拌磨细磨后矿料中粒径不高于0.025mm的百分含量为80-90%。
CN202110649230.0A 2021-06-10 2021-06-10 一种金红石矿高效资源化利用方法 Active CN113369009B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202110649230.0A CN113369009B (zh) 2021-06-10 2021-06-10 一种金红石矿高效资源化利用方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202110649230.0A CN113369009B (zh) 2021-06-10 2021-06-10 一种金红石矿高效资源化利用方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN113369009A CN113369009A (zh) 2021-09-10
CN113369009B true CN113369009B (zh) 2022-03-29

Family

ID=77573696

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202110649230.0A Active CN113369009B (zh) 2021-06-10 2021-06-10 一种金红石矿高效资源化利用方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN113369009B (zh)

Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5559853A (en) * 1978-10-27 1980-05-06 Konpanhia Bare Do Rio Dose Mineral dressing method of titanium ore
CN101879479A (zh) * 2010-06-08 2010-11-10 西北有色地质研究院 一种榴辉岩型金红石矿的选矿方法
CN102284352A (zh) * 2011-08-08 2011-12-21 中南大学 一种用于复杂难处理钾钠长石矿高效选矿除杂工艺及组合药剂
CN103586124A (zh) * 2013-11-26 2014-02-19 中南大学 一种磁选抛尾重选脱泥细粒浮选的金红石选矿方法
CN106925435A (zh) * 2017-04-07 2017-07-07 武汉理工大学 一种回收金红石的方法
CN107127046A (zh) * 2017-04-11 2017-09-05 商洛学院 一种金红石中矿综合利用工艺
CN111437989A (zh) * 2020-03-12 2020-07-24 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 一种回收榴辉岩绿辉石产品中金红石的方法

Patent Citations (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5559853A (en) * 1978-10-27 1980-05-06 Konpanhia Bare Do Rio Dose Mineral dressing method of titanium ore
CN101879479A (zh) * 2010-06-08 2010-11-10 西北有色地质研究院 一种榴辉岩型金红石矿的选矿方法
CN102284352A (zh) * 2011-08-08 2011-12-21 中南大学 一种用于复杂难处理钾钠长石矿高效选矿除杂工艺及组合药剂
CN103586124A (zh) * 2013-11-26 2014-02-19 中南大学 一种磁选抛尾重选脱泥细粒浮选的金红石选矿方法
CN106925435A (zh) * 2017-04-07 2017-07-07 武汉理工大学 一种回收金红石的方法
CN107127046A (zh) * 2017-04-11 2017-09-05 商洛学院 一种金红石中矿综合利用工艺
CN111437989A (zh) * 2020-03-12 2020-07-24 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 一种回收榴辉岩绿辉石产品中金红石的方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN113369009A (zh) 2021-09-10

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN105149085B (zh) 一种复杂低品位氧化铜矿的浮选酸浸工艺
CN103143447B (zh) 含有共伴生金属的高氧化率复杂铜矿的选矿方法
CN106391319B (zh) 一种提高矽卡岩铜钼矿石铜钼分离钼精矿品位的方法
CN103301931B (zh) 一种细浸染体铜铅锌硫复杂多金属矿的选矿方法
Segura-Salazar et al. Stibnite froth flotation: A critical review
WO2010050462A1 (ja) 高砒素品位含銅物からの砒素鉱物の分離方法
CN106423574A (zh) 一种脂肪族双羟肟酸类化合物在矿物浮选上的应用方法
CN106391318B (zh) 一种高泥氧化铜铅多金属矿分选方法
CN109078762A (zh) 一种氧化矿矿物浮选捕收剂
CN103301934A (zh) 一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法
CN111790517A (zh) 一种氧化铜和硫化铜混合矿的分选方法
CN105381868A (zh) 一种矽卡岩型高磷钼矿的物理选矿降磷方法
CN103212480A (zh) 一种铜精矿浸出渣的处理方法
CN113617537A (zh) 一种硫化铜矿物与硫铁矿及易浮脉石浮选分离的方法
CN110201798B (zh) 一种dc活化剂及选别被高碱和高钙抑制的硫、铁矿物的无酸工艺
CN107081220A (zh) 一种改善白钨浮选精矿中氧化钼富集效果的方法
CN105498948A (zh) 从含硫化矿的钨粗精矿中回收有价金属的方法
CN113333176B (zh) 含水溶性铜的硫化铜矿铜硫分离用组合抑制剂及方法
CN108970812B (zh) 海滨砂矿的选矿方法
CN113856911A (zh) 高硫铜金银矿选矿方法
CN106269290A (zh) 从高品位硫精矿中除铜铅锌的浮选方法
JP2017095763A (ja) 選鉱方法
CN113369009B (zh) 一种金红石矿高效资源化利用方法
CN113233426A (zh) 一种锌氧压浸出高硫渣回收硫磺的方法
JP6430330B2 (ja) 選鉱方法

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant