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微细粒嵌布含碳酸盐赤铁矿石分步分散协同浮选分离方法

摘要

本发明属于矿物加工技术领域,具体涉及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。本发明的微细粒赤铁矿石分步分散浮选工艺较常规赤铁矿浮选工艺不仅精矿产品质量高,显著降低浮选药剂消耗,而且可以有效处理微细粒嵌布含碳酸盐赤铁矿石,对我国低品位赤铁矿资源的开发利用提供了一种方法,对我国微细粒嵌布含碳酸盐赤铁矿石的高效利用具有重要意义。

著录项

  • 公开/公告号CN105268542A

    专利类型发明专利

  • 公开/公告日2016-01-27

    原文格式PDF

  • 申请/专利权人 东北大学;

    申请/专利号CN201510828890.X

  • 申请日2015-11-25

  • 分类号

  • 代理机构沈阳东大知识产权代理有限公司;

  • 代理人陈磊

  • 地址 110819 辽宁省沈阳市和平区文化路3号巷11号

  • 入库时间 2023-12-18 13:52:34

法律信息

  • 法律状态公告日

    法律状态信息

    法律状态

  • 2018-04-10

    授权

    授权

  • 2016-02-24

    实质审查的生效 IPC(主分类):B03B7/00 申请日:20151125

    实质审查的生效

  • 2016-01-27

    公开

    公开

说明书

技术领域

本发明属于矿物加工技术领域,具体涉及一种微细粒嵌布含碳酸盐赤铁矿石分步分散协同浮选分离方法。

背景技术

铁矿石是钢铁生产最为重要的基础原料,我国炼钢工业中有80%左右的原料来自铁矿石冶炼的生铁。我国是碳酸盐铁矿石资源储量较为丰富的国家,全国总储量超过50亿吨,仅辽宁鞍山地区的储量就有10亿吨。我国铁矿资源的主要特点是贫、细、杂,矿石含铁品位低,矿石组成复杂,有用矿物嵌布粒度细,致使其中大部分矿石难以被开采利用。随着铁矿石资源的日益匮乏,对微细粒嵌布含碳酸盐赤铁矿石开发利用的需求迫在眉睫,开发一种高效回收利用微细粒嵌布含碳酸盐赤铁矿石的浮选方法是目前急需解决的问题。

微细粒嵌布含碳酸盐赤铁矿石中,铁矿物嵌布粒度平均为15~30μm,脉石矿物嵌布粒度较粗,约为40~60μm,矿石中赤铁矿占全铁含量约为70%左右,其次是磁铁矿,其中含铁碳酸盐矿物主要为菱铁矿和铁白云石,脉石矿物主要是石英。实践表明,矿石中含铁碳酸盐含量超过4%时,浮选指标会严重恶化,部分矿石难以回收利用。近年来,随着矿石中铁品位越来越低及铁矿物嵌布粒度越来越细,常规的浮选分离工艺处理赤铁矿石时,因超细粉磨过程造成矿石泥化现象严重,在浮选过程中微细粒赤铁矿与脉石矿物相互吸附罩盖,致使精矿铁品位太低,难以获得较高品位的浮选精矿,且浮选药剂消耗量大,中矿产量大,中矿返回时影响浮选流程的稳定性,降低了选矿厂的经济效益。

发明内容

针对现有浮选工艺难以处理微细粒嵌布含碳酸盐赤铁矿石的问题,本发明提供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,目的是通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。

实现本发明目的的技术方案按照以下步骤进行:

(1)弱磁-强磁选:采用球磨机对微细粒嵌布含碳酸盐赤铁矿石进行粉磨,粉磨至得到的矿石物料中细度小于0.074mm的部分占总物料重量的88~95%,然后依次采用弱磁选和强磁选对矿石物料进行预分离,获得含铁品位为38~45%、其中含铁碳酸盐矿物重量含量为3~7%的混合磁选铁精矿,向混合磁选铁精矿加水制成重量浓度20~30%的矿浆;

(2)在添加分散剂的条件下正浮选菱铁矿:将矿浆加入浮选设备中,在搅拌速度1000~1400rpm条件下搅拌2~3min,然后加入分散剂柠檬酸搅拌2~3min,柠檬酸的加入量为100~200g/t矿浆,再加入抑制剂淀粉搅拌2~3min,淀粉加入量为300~500g/t矿浆,最后加入捕收剂RA715并搅拌2~3min,捕收剂RA715加入量为100~200g/t矿浆,然后进行正浮选,可得到回收率大于13%的菱铁矿精矿和正浮选尾矿,其中菱铁矿精矿的含铁品位大于36%;

(3)在添加分散剂的条件下反浮选赤铁矿:对步骤(2)中的正浮选尾矿调浆,获得重量浓度为20~30%的正浮选尾矿矿浆,在搅拌速度1000~1200rpm条件下搅拌2~3min,加入分散剂柠檬酸搅拌2~3min,柠檬酸加入量为50~100g/t尾矿矿浆,然后加入pH调整剂NaOH调节尾矿矿浆pH为11~12,并搅拌2~3min,再加入抑制剂淀粉搅拌2~3min,淀粉加入量为50~200g/t尾矿矿浆,再加入CaO并搅拌2~3min,CaO加入量为150~250g/t尾矿矿浆,最后加入捕收剂KS-Ⅲ搅拌2~3min,捕收剂加入量为500~700g/t尾矿矿浆,然后进行2~3min的反浮选粗选,得到反浮选粗选精矿并分离出含石英的反浮选粗选尾矿;

对反浮选粗选精矿进行1次反浮选精选,精选时间为3min,获得赤铁矿精矿和反浮选精选尾矿,其中赤铁矿精矿的含铁品位大于67%,回收率大于64%,反浮选精选尾矿返回到正浮选尾矿矿浆再次进行反浮选粗选;对反浮选粗选尾矿进行1~2次反浮选扫选,其中第一次扫选时间3~4min,第二次扫选时间1~2min,得到总尾矿。

其中,所述的微细粒嵌布含碳酸盐赤铁矿石含铁品位为26~32%,按重量百分比,含铁碳酸盐矿物为2~6%,石英含量为40~50%,其余为杂质。

所述的对反浮选粗选精矿进行1次反浮选精选具体是将反浮选粗选精矿配制成重量浓度为20%~30%的反浮选粗选精矿矿浆,加入分散剂柠檬酸搅拌2~3min,柠檬酸加入量为25~50g/t反浮选粗选精矿矿浆,再加入抑制剂淀粉搅拌2~3min,淀粉加入量为100g/t反浮选粗选精矿矿浆。

所述的对反浮选粗选尾矿进行1~2次反浮选扫选具体是将反浮选粗选尾矿配制成重量浓度为20%~30%的反浮选粗选尾矿矿浆,每次扫选依次加入分散剂柠檬酸搅拌2~3min,柠檬酸加入量为25~50g/t反浮选粗选尾矿矿浆,加入捕收剂KS-Ⅲ搅拌2~3min,捕收剂加入量为50~100g/t反浮选粗选尾矿矿浆。

所述的对反浮选粗选尾矿进行1~2次反浮选扫选,其中对反浮选粗选尾矿进行1次反浮选扫选时,一次反浮选扫选获得的精矿返回到正浮选尾矿矿浆再次进行反浮选粗选;对反浮选粗选尾矿进行2次反浮选扫选时,其中第一次反浮选扫选获得的精矿返回到正浮选尾矿矿浆再次进行反浮选粗选,第二次反浮选扫选获得的精矿与反浮选粗选尾矿混合,共同进行第一次反浮选扫选。

上述方法中对反浮选粗精矿和粗尾矿分别进行反浮选精选和反浮选扫选的具体次数取决于原料性质及最终产品要求。

与现有技术相比,本发明的特点和有益效果是:

本发明的微细粒赤铁矿石分步分散浮选工艺较常规赤铁矿浮选工艺不仅精矿产品质量高,显著降低浮选药剂消耗,而且可以有效处理微细粒嵌布含碳酸盐赤铁矿石,对我国低品位赤铁矿资源的开发利用提供了一种方法,对我国微细粒嵌布含碳酸盐赤铁矿石的高效利用具有重要意义。采用本发明方法能够获得含铁品位大于36%,回收率大于13%的菱铁矿精矿和含铁品位大于67%,回收率大于64%的赤铁矿精矿。

附图说明

图1是本发明实施例1的微细粒嵌布赤铁矿石的分步分散协同浮选分离工艺流程图。

具体实施方式

本发明实施例采用的分散剂柠檬酸为分析纯试剂。

本发明实施例采用的抑制剂均为普通玉米淀粉。

本发明实施例采用的活化剂CaO均为普通石灰。

本发明实施例中采用的NaOH为工业级产品。

本发明实施例采用的反浮选捕收剂RA715,为鞍山钢铁集团公司提供,其结构式为:

R1——R——R2

│││

ClCOOHM1

本发明实施例采用的正浮选捕收剂KS-Ⅲ为一种阴离子捕收剂,其结构式为:

R3——R——R4

│││

NH3COOHM2

其中的RR1R2R3R4代表烷烃基和芳基;M1M2代表氯基、羟基等活性基团

本发明实施例中反浮选采用的设备为XFD型单槽式浮选机,正浮选采用的设备为XFLB型微型闭路连续浮选机。

本发明实施例中选用的微细粒嵌布含碳酸盐赤铁矿石为辽宁鞍山地区矿产,其经过弱磁选及强磁选处理后得到混合磁选精矿,矿石中有用矿物为微细粒赤铁矿和菱铁矿,主要脉石矿物为石英和蛇纹石等。

本发明实施例中矿石首先采用球磨机粉磨至细度小于0.074mm的部分占总物料重量的88~95%,然后采用弱磁选(筒式磁选机)和强磁选(Slon立环高梯度磁选机)的工艺方法将矿石进行预先选别分离,获得含铁品位为38~45%、其中含铁碳酸盐矿物含量为3~7%的混合磁选铁精矿。

实施例1

本实施例选取鞍山地区细粒嵌布含碳酸盐赤铁矿石,经弱磁选和强磁选选别后得到混合磁选精矿,采用图1所示工艺进行浮选分离,按照以下步骤进行:

向混合磁选铁精矿加水制成重量浓度20%的矿浆,将矿浆加入浮选设备中,在搅拌速度1000rpm条件下搅拌3min,然后加入分散剂柠檬酸搅拌2min,柠檬酸的加入量为150g/t矿浆,再加入抑制剂淀粉搅拌3min,淀粉加入量为500g/t矿浆,最后加入捕收剂RA715并搅拌3min,捕收剂RA715加入量为200g/t矿浆,然后进行正浮选,可得到回收率为13.62%的菱铁矿精矿和正浮选尾矿,其中菱铁矿精矿的含铁品位为36.64%;

对正浮选尾矿调浆,获得重量浓度为20%的正浮选尾矿矿浆,在搅拌速度1000rpm条件下搅拌3min,加入分散剂柠檬酸搅拌3min,柠檬酸加入量为50g/t尾矿矿浆,然后加入pH调整剂NaOH调节尾矿矿浆pH为11,并搅拌3min,再加入抑制剂淀粉搅拌3min,淀粉加入量为100g/t尾矿矿浆,再加入CaO并搅拌3min,CaO加入量为150g/t尾矿矿浆,最后加入捕收剂KS-Ⅲ搅拌3min,捕收剂加入量为700g/t尾矿矿浆,然后进行3min的反浮选粗选,得到反浮选粗选精矿并分离出含石英的反浮选粗选尾矿;

对反浮选粗选精矿进行1次反浮选精选,将反浮选粗选精矿配制成重量浓度为20%的反浮选粗选精矿矿浆,加入分散剂柠檬酸搅拌3min,柠檬酸加入量为50g/t反浮选粗选精矿矿浆,再加入抑制剂淀粉搅拌3min,淀粉加入量为100g/t反浮选粗选精矿矿浆,精选时间为3min,获得赤铁矿精矿和反浮选精选尾矿,其中赤铁矿精矿的含铁品位为67.96%,铁回收率为69.83%,反浮选精选尾矿返回到正浮选尾矿矿浆再次进行反浮选粗选;

对反浮选粗选尾矿进行2次反浮选扫选,将反浮选粗选尾矿配制成重量浓度为20%~30%的反浮选粗选尾矿矿浆,每次扫选依次加入分散剂柠檬酸搅拌2~3min,柠檬酸加入量为25~50g/t反浮选粗选尾矿矿浆,加入捕收剂KS-Ⅲ搅拌2~3min,捕收剂加入量为50~100g/t反浮选粗选尾矿矿浆,其中第一次扫选时间3~4min,第二次扫选时间1~2min,得到总尾矿。

其中第一次反浮选扫选获得的精矿返回到正浮选尾矿矿浆再次进行反浮选粗选,第二次反浮选扫选获得的精矿与反浮选粗选尾矿混合,共同进行第一次反浮选扫选。

实施例2

本实施例所使用的混合磁选精矿同实施例1。

向混合磁选铁精矿加水制成重量浓度25%的矿浆,在添加分散剂的条件下正浮选菱铁矿:将矿浆加入浮选设备中,在搅拌速度1200rpm条件下搅拌3min,然后加入分散剂柠檬酸搅拌3min,柠檬酸的加入量为150g/t矿浆,再加入抑制剂淀粉搅拌3min,淀粉加入量为400g/t矿浆,最后加入捕收剂RA715并搅拌3min,捕收剂RA715加入量为150g/t矿浆,然后进行正浮选,可得到回收率为14.32%的菱铁矿精矿和正浮选尾矿,其中菱铁矿精矿的含铁品位为37.48%;

对正浮选尾矿调浆,获得重量浓度为25%的正浮选尾矿矿浆,在搅拌速度1200rpm条件下搅拌2min,加入分散剂柠檬酸搅拌2min,柠檬酸加入量为100g/t尾矿矿浆,然后加入pH调整剂NaOH调节尾矿矿浆pH为12,并搅拌2min,再加入抑制剂淀粉搅拌3min,淀粉加入量为200g/t尾矿矿浆,再加入CaO并搅拌2min,CaO加入量为250g/t尾矿矿浆,最后加入捕收剂KS-Ⅲ搅拌2min,捕收剂加入量为500g/t尾矿矿浆,然后进行2min的反浮选粗选,得到反浮选粗选精矿并分离出含石英的反浮选粗选尾矿;

对反浮选粗选精矿进行1次反浮选精选,将反浮选粗选精矿配制成重量浓度为25%的反浮选粗选精矿矿浆,加入分散剂柠檬酸搅拌2min,柠檬酸加入量为50g/t反浮选粗选精矿矿浆,再加入抑制剂淀粉搅拌3min,淀粉加入量为100g/t反浮选粗选精矿矿浆,精选时间为2min,获得赤铁矿精矿和反浮选精选尾矿,其中赤铁矿精矿的含铁品位为67.13%,铁回收率为64.32%,反浮选精选尾矿返回到正浮选尾矿矿浆再次进行反浮选粗选;

对反浮选粗选尾矿进行1次反浮选扫选,将反浮选粗选尾矿配制成重量浓度为25%的反浮选粗选尾矿矿浆,扫选依次加入分散剂柠檬酸搅拌2min,柠檬酸加入量为35g/t反浮选粗选尾矿矿浆,加入捕收剂KS-Ⅲ搅拌2min,捕收剂加入量为80g/t反浮选粗选尾矿矿浆,1次扫选时间3min,得到总尾矿,反浮选扫选获得的精矿返回到正浮选尾矿矿浆再次进行反浮选粗选。

实施例3

本实施例所使用的混合磁选精矿同实施例1。

向混合磁选铁精矿加水制成重量浓度30%的矿浆,将矿浆加入浮选设备中,在搅拌速度1400rpm条件下搅拌2min,然后加入分散剂柠檬酸搅拌2min,柠檬酸的加入量为200g/t矿浆,再加入抑制剂淀粉搅拌2min,淀粉加入量为300g/t矿浆,最后加入捕收剂RA715并搅拌2min,捕收剂RA715加入量为100g/t矿浆,然后进行正浮选,可得到回收率为13.29%的菱铁矿精矿和正浮选尾矿,其中菱铁矿精矿的含铁品位为36.63%;

对正浮选尾矿调浆,获得重量浓度为30%的正浮选尾矿矿浆,在搅拌速度1200rpm条件下搅拌2min,加入分散剂柠檬酸搅拌2min,柠檬酸加入量为50g/t尾矿矿浆,然后加入pH调整剂NaOH调节尾矿矿浆pH为12,并搅拌2min,再加入抑制剂淀粉搅拌2min,淀粉加入量为50g/t尾矿矿浆,再加入CaO并搅拌2min,CaO加入量为250g/t尾矿矿浆,最后加入捕收剂KS-Ⅲ搅拌2min,捕收剂加入量为600g/t尾矿矿浆,然后进行2min的反浮选粗选,得到反浮选粗选精矿并分离出含石英的反浮选粗选尾矿;

对反浮选粗选精矿进行1次反浮选精选,将反浮选粗选精矿配制成重量浓度为30%的反浮选粗选精矿矿浆,加入分散剂柠檬酸搅拌2min,柠檬酸加入量为25g/t反浮选粗选精矿矿浆,再加入抑制剂淀粉搅拌2min,淀粉加入量为100g/t反浮选粗选精矿矿浆,精选时间为2min,获得赤铁矿精矿和反浮选精选尾矿,其中赤铁矿精矿的含铁品位为67.72%,铁回收率为68.59%,反浮选精选尾矿返回到正浮选尾矿矿浆再次进行反浮选粗选;

对反浮选粗选尾矿进行1次反浮选扫选,将反浮选粗选尾矿配制成重量浓度为30%的反浮选粗选尾矿矿浆,扫选依次加入分散剂柠檬酸搅拌2min,柠檬酸加入量为50g/t反浮选粗选尾矿矿浆,加入捕收剂KS-Ⅲ搅拌2min,捕收剂加入量为50g/t反浮选粗选尾矿矿浆,1次扫选时间3min,得到总尾矿,反浮选扫选获得的精矿返回到正浮选尾矿矿浆再次进行反浮选粗选。

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