一种高磷鲕状赤铁矿的选矿方法

摘要

本发明具体涉及一种高磷鲕状赤铁矿的选矿方法。其技术方案为：第一步是将破碎粒度小于20mm～30mm的高磷鲕状赤铁矿矿石送入磨矿机，高磷鲕状赤铁矿连续二段磨矿至矿石细度为小于0.074mm约占90wt％以上；第二步将磨好的矿浆经脱泥斗脱去小于0.020mm的矿泥，脱去的矿泥直接抛尾；第三步对脱泥后的矿浆进行连续两道湿式强磁分选，第一道和第二道强磁选的尾矿直接排放到尾矿储存池；第四步强磁选过的赤铁矿矿浆采用摇床重选获得粗颗粒赤铁矿精矿；第五步对选完粗颗粒赤铁矿精矿的重选摇床中矿、尾矿合并后采用一粗一扫三精的浮选工艺，获得细颗粒赤铁矿精矿，将粗细两部分赤铁矿精矿合并，加入脱磷剂搅拌处理后，获得最终鲕状赤铁矿精矿。本发明具有工艺流程简单，现场操作容易，成本低和鲕状赤铁矿精矿品位高和回收率高的特点；所得鲕状赤铁矿精矿的TFe的品位为58wt％以上，P小于0.12wt％，回收率为70wt％以上。

说明书

技术领域

本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种高磷鲕状赤铁矿的选矿方法。

背景技术

我国铁矿资源储量的1/9为鲕状赤铁矿，占我国红矿储量的30％。鲕状赤铁矿常形成大型 矿山，例如北方的宣龙式铁矿、南方的宁乡式铁矿。鲕状赤铁矿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。由于鲕状赤铁矿嵌布粒度极细且其层层包裹的结 构，所以很不利于矿石的单体解离，并且矿石经破碎和磨矿后特别容易形成微细颗粒，而且 含泥量大，这就决定了该铁矿石的选冶是非常困难的。

国外的铁矿石资源相对比较丰富，所以对高磷鲕状赤铁矿的选别研究报道较少，国内许 多研究机构和高校都对鲕状赤铁矿等难选铁矿石进行了深入的研究，主要研究成果如下：

利用分散-选择性聚团脱泥-反浮选脱磷工艺流程(纪军，高磷铁矿石脱磷技术研究， 《矿冶》，2003年，第2期)，最终将磷降低至0.25％。

对贵州赫章鲕状赤铁矿采用强磁-反浮选工艺(唐云等，贵州赫章鲕状赤铁矿选矿试验 研究，《金属矿山》，2011年，第1期)，经分选后最终精矿磷可降低至0.22％，但铁精矿的铁 品位为56.14％，回收率为62.48％。

采用强磁选-离心选矿工艺流程对湖南某鲕状赤铁矿进行了选矿工艺技术研究(廖国平 等，Slon强磁选机-离心选矿机分选鲕状赤铁矿的试验研究，《现代矿业》，2011年，第1期)， 在强磁粗选给矿细度-0.074mm含量占97％、磁感应强度为1.0T等最佳工艺条件下，可获得铁品 位为56.20％的最终精矿，但回收率较低。

纵观上述技术和研究成果看，我国目前对于难选鲕状赤铁矿采用了絮凝脱泥-反浮选， 单一浮选等工艺，取得了一定的效果，但效果不明显。据专家预测，21世纪及以后的弱磁性 铁矿资源的基本特征将是品位低，多种组分致密共生，有用矿物微细粒嵌布为主要特征，采 用常规的分选方法往往难以获得满意的选别指标。

发明内容

本发明的目的是克服上述的技术缺陷，目的是提供一种工艺科学合理、操作容易、高磷鲕 状赤铁矿精矿品位高且回收率高的高磷鲕状赤铁矿的选矿方法。

为实现上述目的，本发明采用的技术方案如下述步骤：

第一步磨矿：将高磷鲕状赤铁矿破碎至粒度-20mm～-30mm，然后将其送入磨矿机，高磷 鲕状赤铁矿连续二段磨矿至矿石细度为小于0.074mm约占90wt％以上；

第二步脱泥：将磨矿后的矿浆经脱泥斗脱去小于0.020mm的矿泥；

第三步磁选：脱泥后的矿浆经过二道强磁选工艺去除脉石矿物，第一道磁场强度为 798KA/m～957.6798KA/m，第二道磁场强度为638.4KA/m～798KA/m；

第四步摇床重选：强磁选过的高磷鲕状赤铁矿矿浆采用摇床重选获得粗颗粒赤铁矿精 矿；

第五步浮选：对选完粗颗粒赤铁矿精矿的重选摇床中矿、尾矿合并后采用一粗一扫三精 的浮选工艺，即粗选后的尾矿进行一次扫选，扫选后的尾矿作为最终尾矿排至尾矿库，扫选 后的精矿与粗选精矿合并进行精选，第一次精选尾矿返回第一次粗选作业，第二次精选尾矿 返回第一次精选作业，第三次精选尾矿返回第二次精选作业，经过三次精选后的精矿成为细 颗粒赤铁矿精矿。

第六步脱磷：将粗细两部分高磷鲕状赤铁矿精矿合并，加入脱磷药剂搅拌处理，获得最 终鲕状赤铁矿精矿。

所述的进入选矿作业的高磷鲕状赤铁矿的主要化学成分是：Fe₂O₃为35～42wt％，SiO₂为15～20wt％，Al₂O₃为4～10wt％，Na₂O为0.05～0.1wt％，K₂O为0.5～1wt％，CaO为3～ 4wt％，MgO为0.5～1wt％，P为1～2wt％。

由于采用上述技术方案，本发明具有工艺流程科学合理，现场操作容易；浮选采用一粗 一扫三精的工艺流程，在保证回收率的同时将全铁品位提高至58wt％以上；同时脱磷工艺十 分简单，十八烷酸、高级脂肪酸盐等均是比较容易获得的工业产品具价格低廉。采用摇床重 选获得粗颗粒高磷鲕状赤铁矿精矿，一是符合能收早收的方针，二是减少了后续作业负荷； 一粗一扫三精的浮选工艺实现了细颗粒高磷鲕状赤铁矿的较好回收，通过将粗细两部分精矿 进行搅拌脱磷处理获得最终高磷鲕状赤铁矿精矿。所得高磷鲕状赤铁矿精矿的TFe品位为 58wt％以上，P小于0.12wt％，回收率为70wt％以上。

因此本发明工艺科学合理，容易操作和高磷鲕状赤铁矿铁精矿品位高及回收率高。

具体实施方式：

下面结合具体实施方式对本发明作进一步描述，并非对其保护范围的限制：

实施例1

一种高磷鲕状赤铁矿的选矿方法。其特征在于所述的进入选矿作业的高磷鲕状赤铁矿的 主要化学成分是：Fe₂O₃为30～37wt％，SiO₂为12～18wt％，Al₂O₃为5～9wt％，Na₂O为 0.08～0.15wt％，K₂O为0.6～1wt％，CaO为2～3wt％，MgO为0.6～1wt％，P为1～2wt％。

本实施例的选矿方法包括下述步骤：

第一步磨矿：将鲕状赤铁矿破碎至粒度-20mm～-30mm，然后将矿石送入磨矿机，高磷鲕 状赤铁矿连续二段磨矿至矿石细度为小于0.074mm约占80wt％以上；

第二步脱泥：将磨矿后的矿浆经脱泥斗脱去小于0.020mm的矿泥；

第三步磁选：脱泥后的矿浆经过二道强磁选工艺去除脉石矿物，第一道磁场强度为 798KA/m～957.6798KA/m，第二道磁场强度为638.4KA/m～798KA/m；

第四步摇床重选：强磁选过的高磷鲕状赤铁矿矿浆采用摇床重选获得粗颗粒赤铁矿精 矿；

第五步浮选：对选完粗颗粒赤铁矿精矿的重选摇床中矿、尾矿合并后采用一粗一扫三精 的浮选工艺，即粗选后的尾矿进行一次扫选，扫选后的尾矿作为最终尾矿排至尾矿库，扫选 后的精矿与粗选精矿合并进行精选，第一次精选尾矿返回第一次粗选作业，第二次精选尾矿 返回第一次精选作业，第三次精选尾矿返回第二次精选作业，经过三次精选后的精矿成为细 颗粒赤铁矿精矿。

粗选采用氢氧化钠为pH调整剂，玉米淀粉为抑制剂，氯化钙为活化剂，氧化石蜡皂与 妥尔油为捕收剂，粗选、精选及扫选时矿浆调至pH值为10～11，由氧化石蜡皂和妥尔油按 重量2∶1～2∶3复配成浮选捕收剂，加入量粗选时600～700克/吨，石灰粗选时1000～1200 克/吨，玉米淀粉粗选时600～800克/吨，扫选不加药剂，三次精选作业时除pH值调节为10～ 11外，其余药剂用量分别逐次减半。

第六步脱磷：将粗细两部分高磷鲕状赤铁矿精矿合并，加入脱磷药剂搅拌处理，获得最 终鲕状赤铁矿精矿。

脱磷方法的脱磷剂是由十八烷酸和高级脂肪酸盐复配而成，十八烷酸：高级脂肪酸盐按 重量7∶1～9∶1复配成脱磷剂，在用量为1500～2500克/吨，搅拌速度为600～800r/min的条 件下约20～30分钟后，除磷率可以达到87～92wt％。

本实施例获得全铁品位58wt％以上，磷含量为0.11wt％以下、铁回收率为72wt％以上的 铁精矿。

实施例2

一种高磷鲕状赤铁矿的选矿方法。其特征在于所述的进入选矿作业的高磷鲕状赤铁矿的 主要化学成分是：Fe₂O₃为38～45wt％，SiO₂为16～21wt％，Al₂O₃为4～7wt％，Na₂O为 0.06～0.15wt％，K₂O为0.4～1.2wt％，CaO为1～3wt％，MgO为0.5～1.5wt％，P为1.5～ 2.5wt％。

本实施例的选矿方法包括下述步骤：

第一步磨矿：将鲕状赤铁矿破碎至粒度-20mm～-30mm，然后将矿石送入磨矿机，高磷鲕 状赤铁矿连续二段磨矿至矿石细度为小于0.074mm约占95wt％以上；

第二步脱泥：将磨矿后的矿浆经脱泥斗脱去小于0.025mm的矿泥；

第三步磁选：脱泥后的矿浆经过二道强磁选工艺去除脉石矿物，第一道磁场强度为 798KA/m～957.6798KA/m，第二道磁场强度为638.4KA/m～798KA/m；

第四步摇床重选：强磁选过的高磷鲕状赤铁矿矿浆采用摇床重选获得粗颗粒赤铁矿精 矿；

第五步浮选：对选完粗颗粒赤铁矿精矿的重选摇床中矿、尾矿合并后采用一粗一扫三精 的浮选工艺，即粗选后的尾矿进行一次扫选，扫选后的尾矿作为最终尾矿排至尾矿库，扫选 后的精矿与粗选精矿合并进行精选，第一次精选尾矿返回第一次粗选作业，第二次精选尾矿 返回第一次精选作业，第三次精选尾矿返回第二次精选作业，经过三次精选后的精矿成为细 颗粒赤铁矿精矿。

粗选采用氢氧化钠为pH调整剂，玉米淀粉为抑制剂，氯化钙为活化剂，氧化石蜡皂与 妥尔油为捕收剂，粗选、精选及扫选时矿浆调至pH值为10～11，由氧化石蜡皂和妥尔油按 重量2∶1～2∶3复配成浮选捕收剂，加入量粗选时500～800克/吨，石灰粗选时600～800克/ 吨，玉米淀粉粗选时800～1000克/吨，扫选不加药剂，三次精选作业时除pH值调节为10～ 11外，其余药剂用量分别逐次减半。

第六步脱磷：将粗细两部分高磷鲕状赤铁矿精矿合并，加入脱磷药剂搅拌处理，获得最 终鲕状赤铁矿精矿。

脱磷方法的脱磷剂是由十八烷酸和高级脂肪酸盐复配而成，十八烷酸：高级脂肪酸盐按 重量7∶1～9∶1复配成脱磷剂，在用量为2500～4500克/吨，搅拌速度为500～700r/min的条 件下约25～40分钟后，除磷率可以达到89～93wt％。

本实施例获得全铁品位59wt％以上，磷含量为0.10wt％以下，铁回收率为75wt％以上 的铁精矿。