CN117019396A - 一种含碳酸盐铁矿的选矿方法 - Google Patents

一种含碳酸盐铁矿的选矿方法 Download PDF

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王欢
姚强
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    • B03CMAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
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Abstract

本发明属于矿物加工技术领域,尤其涉及一种含碳酸盐铁矿的选矿方法,其特征在于,包括脱泥、弱磁选、强磁选、反浮选。本发明的有益效果是:有效解决了含碳酸铁矿石在磨矿过程中产生的大量“次生矿泥”和微细粒矿粒导致的铁品位和回收率双低问题。低分子量聚丙烯酸钠作为分散剂,能增大颗粒间的静电排斥力和颗粒表面亲水性等促进矿浆的分散;高分子量聚丙烯酸钠作为絮凝剂,增加了粒子的表观直径,基本消除了矿浆中‑10μm的矿泥,提高了微细粒铁矿粒的磁选回收率,同时降低了微细矿粒对后续浮选的影响,实现含碳酸盐铁矿的高效选别,解决了含量10%以内碳酸盐铁矿的浮选回收问题,对含碳酸盐铁矿石资源的高效开发利用具有重要意义。

Description

一种含碳酸盐铁矿的选矿方法
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域,尤其涉及一种含碳酸盐铁矿的选矿方法。
背景技术
随着对铁矿开采深度的不断增加,铁矿石中碳酸盐(主要是菱铁矿)含量不断增加。菱铁矿在磨矿过程中极易泥化,产生较多的-15μm甚至-10μm粒级的微细粒矿泥。一方面,微细粒矿泥质量轻、比表面积大,极易造成矿物之间相互吸附、转化等,对矿物浮选产生严重的交互影响。有研究表明浮选过程中微细粒菱铁矿在赤铁矿和石英颗粒表面的吸附罩盖是无法浮选分离的根本原因。常常导致铁选厂精矿品位较低,尾矿品位高,铁回收率下降甚至出现精尾不分等一系列严重问题。另一方面,微细粒矿粒的产生,对磁选的指标也有很大的影响。随着矿粒的减小,其比磁化系数降低,磁性减弱,尤其是弱磁性矿物,在磁选过程中铁回收率会大幅度降低,严重影响选别指标和企业效益。
含碳酸盐铁矿在磨矿过程中易泥化,产生大量矿泥和微细粒矿物,严重影响磁选和浮选选别指标,浮选过程中微细粒铁矿物被“夹带”至尾矿中造成铁矿物的流失。申请号为201510828890.X的中国发明专利公开了一种微细粒嵌布含碳酸盐赤铁矿石的分步分散协同浮选分离方法,过将微细粒嵌布含碳酸盐赤铁矿石用球磨机磨至单体解离,再采用弱磁选和强磁选工艺进行预先选别,获得混合磁选铁精矿,再采用浮选工艺进行处理,加入浮选药剂前先加入分散剂以降低微细粒矿物的絮凝聚团现象,从而提高浮选精矿的质量。该发明对含碳酸盐赤铁矿石的高效利用具有重要意义,但未提及选择性抑制和反浮选的应用,无法进一步提高精矿的回收率。
发明内容
本发明的目的是提供一种含碳酸盐铁矿的选矿方法,克服现有技术的不足,通过控制分散-选择性脱泥技术将矿浆中的矿泥脱除,添加选择性絮凝剂,使得矿浆中微细粒铁矿物选择性絮凝,增加有用矿物的表观直径,降低微细颗粒对磁选指标的影响,同时采用反浮选工艺进行“提质降杂”,提高精矿的回收率和品位。
为实现上述目的,本发明通过以下技术方案实现:
一种含碳酸盐铁矿的选矿方法,其特征在于,包括脱泥、弱磁选、强磁选、反浮选,具体操作步骤如下:
(1)脱泥,将待处理矿样与水混合,调整矿浆重量浓度为15%~25%,充分搅拌5~10min,向矿浆中加入低分子量聚丙烯酸钠,浓度为3~8mg/L并搅拌5~30min,将矿浆进行脱泥处理,溢流矿泥的粒度小于15μm,溢流矿泥作为尾矿直接排出;
(2)弱磁选,将步骤(1)中沉砂产品进行弱磁选别,弱磁选的磁场强度80mT~250mT,矿浆浓度控制在20%~35%;
(3)强磁选,调整弱磁尾矿矿浆浓度为35%~45%,向弱磁尾矿矿浆中加入高分子量聚丙烯酸钠,浓度为3~5mg/L并搅拌5~30min后,给入强磁选作业,强磁选的磁场强度800mT~1200mT,矿浆浓度控制在15%~25%,强磁尾矿直接抛掉,强磁精矿与脱磁后的弱磁精矿合并得到混磁精矿;
(4)反浮选,将步骤(3)所得的混磁精矿矿浆调整浓度为30%~45%,搅拌混匀,按反浮选工艺完成浮选作业,所得浮选精矿品位65%以上,作业回收率70%以上。
进一步的,所述步骤(1)中待处理矿样是指碳酸铁含量不高于10%的铁矿石,通过磨矿使物料的颗粒粒度中-74μm含量大于90%。
进一步的,所述步骤(1)中的低分子聚丙烯酸钠的分子量为1000~5000。
进一步的,所述步骤(1)中脱泥作业采用脱泥斗、水力旋流器或沉降瓶,为一段脱泥作业或多段脱泥作业。
进一步的,所述步骤(3)中的高分子聚丙烯酸钠的分子量为200万~300万,搅拌转速500-3000rpm。
进一步的,所述弱磁作业选用永磁筒式磁选机、永磁旋转磁场磁选机、电磁筒式磁选机或磁选柱中的任一种。
进一步的,所述强磁作业选用Slon立环脉动高梯度磁选机、电磁感应辊式强磁选机、琼斯型强磁场磁选机中的任一种。
进一步的,所述浮选作业选用浮选机为自吸气机械搅拌式浮选机、充气式机械搅拌式浮选机或浮选柱中的任一种。
本发明通过添加低分子量聚丙烯酸钠,增加了颗粒之间的静电斥力和亲水力,促进了矿浆的分散,减轻了颗粒之间的团聚和黏附罩盖,为下一步脱泥创造了条件。将充分分散的矿浆进行脱泥处理,抛掉对分选有害的矿泥,有利于下一步的分选。
通过弱磁选分选出强磁性矿物,可以避免因磁团聚矿物之间的“夹杂”,降低后续选择性絮凝的效果。对弱磁尾矿进行选择性絮凝,使矿浆中微细粒铁矿选择性絮凝,增加其表观直径,并消除矿浆中-10μm矿泥,提高了微细粒铁矿粒的磁选回收率,同时降低了微细矿粒对后续浮选的影响。采用分子量不同的聚丙烯酸钠,两者都对铁矿物具有选择性抑制作用,因此采用反浮选工艺可以有效提高精矿的回收率和品位。
与现有技术相比,本发明的有益效果是:
1)本发明有效解决了含碳酸铁矿石在磨矿过程中产生的大量“次生矿泥”和微细粒矿粒导致的铁品位和回收率双低问题。低分子量聚丙烯酸钠作为分散剂,能增大颗粒间的静电排斥力和颗粒表面亲水性等促进矿浆的分散;高分子量聚丙烯酸钠作为絮凝剂,增加了粒子的表观直径,基本消除了矿浆中-10μm的矿泥,提高了微细粒铁矿粒的磁选回收率,同时降低了微细矿粒对后续浮选的影响,实现含碳酸盐铁矿的高效选别。
2)本发明与现有的浮选方法相比,解决了含量10%以内碳酸盐铁矿的浮选回收问题,并通过分散-脱泥-絮凝技术,提高了铁矿物的回收率和品位,对含碳酸盐铁矿石资源的高效开发利用具有重要意义。
附图说明
图1是本发明实施例分选工艺流程图。
具体实施方式
下面将结合具体实施例对本发明的技术方案进行清楚、完整地描述,显然,所描述的实施例是本发明一部分实施例,而不是全部的实施例。
为了更清楚地说明本发明具体实施方式或现有技术中的技术方案,下面将对具体实施方式或现有技术描述中所需要使用的具体实施例作简单地介绍,显而易见地,下面描述中的具体实施例是本发明的一些实施方式,对于本领域普通技术人员来讲,在不付出创造性劳动的前提下,还可以根据这些具体实施例获得其他的具体实施例。
通常在此处具体实施例中描述和显示出的本发明实施例的组件可以以无数种不同的配置来布置和设计。因此,以下对在具体实施例中提供的本发明的实施例的详细描述并非旨在限制要求保护的本发明的范围,而是仅仅表示本发明的选定实施例。
见图1,是本发明一种含碳酸盐铁矿的选矿方法实施例结构示意图,实施例中选用的含碳酸盐铁矿石取自辽宁鞍山地区。分散剂为分子量1000~5000的低分子聚丙烯酸钠,絮凝剂为分子量200万~300万的分子聚丙烯酸钠。脱泥作业选用脱泥斗、水力旋流器或沉降瓶。弱磁作业选用永磁筒式磁选机,强磁作业选用Slon立环高梯度磁选机。浮选药剂选用淀粉为抑制剂、NaOH为pH调整剂、CaCl2为活化剂、油酸钠为捕收剂且均为分析纯,浮选作业选用500mL的XFD型单槽浮选机进行一粗一精三扫反浮选。
实施例1
本实施案例选用的含碳酸铁矿石经破碎磨矿后粒度为-74μm含量90%,全铁品位34.5%,主要矿物为磁铁矿、赤铁矿、菱铁矿和石英,其中菱铁矿含量5%,具体操作步骤如下:
(1)脱泥,取上述待处理矿样与水混合,调整矿浆重量浓度为15%,搅拌速度1900rpm,充分搅拌5min,向矿浆中加入低分子量聚丙烯酸钠,浓度为4mg/L并搅拌5min;将矿浆给入水力旋流器进行一段脱泥处理,溢流矿泥作为尾矿直接排出,沉砂产品给入下一道作业;
(2)弱磁选,将步骤(1)所得沉砂产品进行弱磁选别,弱磁选的磁场强度100mT,矿浆浓度控制在30%;
(3)强磁选,调整弱磁尾矿矿浆浓度为35%,向弱磁尾矿矿浆中加入高分子量聚丙烯酸钠,浓度为4mg/L并搅拌5min后给入强磁选作业,强磁选的磁场强度1000mT,矿浆浓度控制在20%,强磁尾矿直接抛掉,强磁精矿与脱磁后的弱磁精矿合并为入浮给矿;
(4)反浮选,将步骤(3)所得入浮给矿调整矿浆浓度为32%,搅拌混匀后,在XFD型单槽浮选机内采用一粗一精三扫反浮选闭路作业。
最后所得浮选精矿品位66.32%,回收率82.23%的浮选指标。
实施例2
本实施案例选用的含碳酸铁矿石经破碎磨矿后粒度为-44μm含量80%,全铁品位33.6%,主要矿物为磁铁矿、赤铁矿、菱铁矿和石英,其中菱铁矿含量6.5%,具体操作步骤如下:
(1)脱泥,取上述待处理矿样与水混合,调整矿浆重量浓度为15%,搅拌速度1900rpm,充分搅拌6min,向矿浆中加入低分子量聚丙烯酸钠,浓度为5mg/L并搅拌5min;所得矿浆给入沉降瓶进行一段脱泥处理,溢流矿泥作为尾矿直接排出,沉砂产品给入下一道作业;
(2)弱磁选,将步骤(1)所得沉砂产品进行弱磁选别,弱磁选的磁场强度120mT,矿浆浓度控制在30%;
(3)强磁选,调整弱磁尾矿矿浆浓度为40%,向弱磁尾矿矿浆中加入高分子量聚丙烯酸钠,浓度为4mg/L并搅拌5min后给入强磁选作业,强磁选的磁场强度900mT,矿浆浓度控制在18%,强磁尾矿直接抛掉,强磁精矿与脱磁后的弱磁精矿合并为入浮给矿;
(4)反浮选,将步骤(3)所得入浮给矿调整矿浆浓度为32%,搅拌混匀后,在XFD型单槽浮选机内采用一粗一精三扫反浮选闭路作业。
最后所得浮选精矿品位65.52%,回收率80.15%的浮选指标。
实施例3
本实施案例选用的含碳酸铁矿石经破碎磨矿后粒度为-44μm含量90%,全铁品位32.5%,主要矿物为磁铁矿、赤铁矿、菱铁矿和石英,其中菱铁矿含量5.5%,具体操作步骤如下:
(1)脱泥,取上述待处理矿样与水混合,调整矿浆重量浓度为15%,搅拌速度1900rpm,充分搅拌5min,向矿浆中加入低分子量聚丙烯酸钠,浓度为4mg/L并搅拌5min;所得矿浆给入脱泥斗进行一段脱泥处理,溢流矿泥作为尾矿直接排出,沉砂产品给入下一道作业;
(2)弱磁选,将步骤(1)所得沉砂产品进行弱磁选别,弱磁选的磁场强度110mT,矿浆浓度控制在30%;
(3)强磁选,调整弱磁尾矿矿浆浓度为35%,向弱磁尾矿矿浆中加入高分子量聚丙烯酸钠,浓度为4mg/L并搅拌5min后给入强磁选作业,强磁选的磁场强度1000mT,矿浆浓度控制在18%,强磁尾矿直接抛掉,强磁精矿与脱磁后的弱磁精矿合并为入浮给矿;
(4)反浮选,将步骤(3)所得入浮给矿调整矿浆浓度为32%,搅拌混匀后,在XFD型单槽浮选机内采用一粗一精三扫反浮选闭路作业。
最后所得浮选精矿品位65.32%,回收率81.10%的浮选指标。
尽管已经示出和描述了本发明的实施例,对于本领域的普通技术人员而言,可以理解在不脱离本发明的原理和精神的情况下可以对这些实施例进行多种变化、修改、替换和变型,本发明的范围由所附权利要求及其等同物限定。

Claims (8)

1.一种含碳酸盐铁矿的选矿方法,其特征在于,包括脱泥、弱磁选、强磁选、反浮选,具体操作步骤如下:
(1)脱泥,将待处理矿样与水混合,调整矿浆重量浓度为15%~25%,充分搅拌5~10min,向矿浆中加入低分子量聚丙烯酸钠,浓度为3~8mg/L并搅拌5~30min,将矿浆进行脱泥处理,溢流矿泥的粒度小于15μm,溢流矿泥作为尾矿直接排出;
(2)弱磁选,将步骤(1)中沉砂产品进行弱磁选别,弱磁选的磁场强度80mT~250mT,矿浆浓度控制在20%~35%;
(3)强磁选,调整弱磁尾矿矿浆浓度为35%~45%,向弱磁尾矿矿浆中加入高分子量聚丙烯酸钠,浓度为3~5mg/L并搅拌5~30min后,给入强磁选作业,强磁选的磁场强度800mT~1200mT,矿浆浓度控制在15%~25%,强磁尾矿直接抛掉,强磁精矿与脱磁后的弱磁精矿合并得到混磁精矿;
(4)反浮选,将步骤(3)所得的混磁精矿矿浆调整浓度为30%~45%,搅拌混匀,按反浮选工艺完成浮选作业,所得浮选精矿品位65%以上,作业回收率70%以上。
2.根据权利要求1所述的一种含碳酸盐铁矿的选矿方法,其特征在于,所述步骤(1)中待处理矿样是指碳酸铁含量不高于10%的铁矿石,通过磨矿使物料的颗粒粒度中-74μm含量大于90%。
3.根据权利要求1所述的一种含碳酸盐铁矿的选矿方法,其特征在于,所述步骤(1)中的低分子聚丙烯酸钠的分子量为1000~5000。
4.根据权利要求1所述的一种含碳酸盐铁矿的选矿方法,其特征在于,所述步骤(1)中脱泥作业采用脱泥斗、水力旋流器或沉降瓶,为一段脱泥作业或多段脱泥作业。
5.根据权利要求1所述的一种含碳酸盐铁矿的选矿方法,其特征在于,所述步骤(3)中的高分子聚丙烯酸钠的分子量为200万~300万,搅拌转速500-3000rpm。
6.根据权利要求1所述的一种含碳酸盐铁矿的选矿方法,其特征在于,所述弱磁作业选用永磁筒式磁选机、永磁旋转磁场磁选机、电磁筒式磁选机或磁选柱中的任一种。
7.根据权利要求1所述的一种含碳酸盐铁矿的选矿方法,其特征在于,所述强磁作业选用Slon立环脉动高梯度磁选机、电磁感应辊式强磁选机、琼斯型强磁场磁选机中的任一种。
8.根据权利要求1所述的一种含碳酸盐铁矿的选矿方法,其特征在于,所述浮选作业选用浮选机为自吸气机械搅拌式浮选机、充气式机械搅拌式浮选机或浮选柱中的任一种。
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