一种细粒易泥化赤铁矿选择性絮凝浮选方法 |
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| 申请号 | CN202311390885.6 | 申请日 | 2023-10-25 | 公开(公告)号 | CN117299366A | 公开(公告)日 | 2023-12-29 |
| 申请人 | 东北大学; | 发明人 | 姚金; 殷学明; 杨斌; 印万忠; 谢禹; 薛斐嘉; | ||||
| 摘要 | 一种细粒易泥化赤 铁 矿选择性絮凝浮选方法，涉及铁矿浮选技术领域。 发明 提供了一种细粒易泥化赤铁矿阶段絮凝浮选方法。通过阶段磨矿，阶段絮凝反浮选的方法将容易在磨矿过程中泥化的 硅 酸盐矿物选择性絮凝反浮选并得到低泥赤铁矿粗精矿，后结合再磨阴离子反浮选工艺得到赤铁矿精矿的方法。本发明具有效率高、损耗低、成本低等优点。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种细粒易泥化赤铁矿选择性絮凝浮选方法，其特征在于，包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种细粒易泥化赤铁矿选择性絮凝浮选方法技术领域[0001] 本发明属于铁矿浮选技术领域，具体涉及一种细粒易泥化赤铁矿选择性絮凝浮选方法。 背景技术[0003] 我国低品位难选铁矿石资源分布广泛且储量丰富，复杂难选铁矿石资源不仅嵌布粒度细且矿物的共生关系复杂，且通常伴生易泥化矿物，如绿泥石、角闪石和高岭土等。易泥化硅酸盐矿物的存在严重影响铁矿物浮选分离的效率，导致复杂难选铁矿石资源开发存在分选工艺复杂且分选效率低的问题。目前，复杂难选细粒嵌布铁矿石需要细磨才能达到有用矿物的单体解离，然而细磨过程易泥化硅酸盐矿物过磨产生的微细粒矿泥极易黏附罩盖于有用矿物颗粒表面或泡沫机械夹带进入浮选精矿，降低铁精矿的产品质量。另外，微细粒硅酸盐矿泥化学组成复杂，比表面积大，溶解性强，矿浆中不同的溶解组分吸附于矿物表面严重影响有用矿物浮选分离。因此，细粒易泥化铁矿石分选提纯过程中，有效实现矿泥的高效脱除是提高铁精矿质量的关键。 [0004] 目前，随着高压辊磨机在铁矿石选矿领域的大范围应用，铁矿石预选设备和技术的不断进步，细粒难选磁铁矿石的预选脱泥技术已经日益成熟，但细粒易泥化赤铁矿的预选脱泥作业在一定程度上仍受到现有设备的限制。因此，在现有的技术条件下开发一种细粒易泥化赤铁矿的新型选矿方法实现细粒易泥化赤铁矿的回收利用，对于降低铁精矿杂质含量，提高选矿效率具有重要意义。 发明内容[0005] 针对背景技术中存在的细粒含泥赤铁矿浮选效果较差的问题，本发明提供了一种细粒易泥化赤铁矿阶段絮凝浮选方法。通过阶段磨矿，阶段絮凝反浮选的方法将容易在磨矿过程中泥化的绿泥石、角闪石和高岭土等硅酸盐矿物选择性絮凝反浮选并得到低泥赤铁矿粗精矿，后结合再磨阴离子反浮选工艺将赤铁矿与石英等脉石矿物分离得到赤铁矿精矿。 [0006] 本发明解决技术问题的技术方案如下： [0007] 步骤1：一段磨矿 [0008] 将细粒易泥化赤铁矿石进行破碎、一段磨矿，得到磨矿细度为‑0.074mm占70‑85％的赤铁矿浆。将磨细后矿浆导入搅拌桶中进行调浆，调节矿浆pH值为10.5‑11.5，然后加入赤铁矿抑制剂淀粉，加入脉石组合絮凝剂聚氧化乙烯+聚乙烯吡咯烷酮，再加入脉石活化剂石灰和捕收剂TD‑7。 [0009] 步骤2：一段絮凝浮选 [0010] 将步骤1得到的矿浆导入浮选机中进行一段选择性絮凝反浮选，得到赤铁矿粗精矿1和粗选尾矿，继续对粗选尾矿进行扫选，得到扫选中矿1和尾矿1。 [0011] 步骤3：二段磨矿 [0012] 将步骤2得到的粗精矿1和中矿1进行二段磨矿，得到磨矿细度为‑0.074mm占80‑90％的赤铁矿浆。重复步骤1中的调浆作业。 [0013] 步骤4：二段絮凝浮选 [0014] 将步骤3得到的矿浆导入浮选机中进行二段絮凝反浮选，得到赤铁矿粗精矿2和粗选尾矿，继续对粗选尾矿进行扫选，得到扫选中矿2和尾矿2。 [0015] 步骤5：再磨阴离子反浮选 [0016] 将步骤4得到的粗精矿2和中矿2进行再磨，得到磨矿细度为‑0.038mm占90‑95％的赤铁矿浆。将矿浆导入搅拌桶中调节矿浆pH值为11.0‑11.5，然后加入赤铁矿抑制剂淀粉，再加入脉石活化剂石灰和捕收剂TD‑7调浆。将调浆后的矿浆导入浮选机中进行阴离子反浮选，得到赤铁矿粗选精矿3和粗选尾矿；继续对粗选精矿3进行精选1和精选2的两段精选，其中精选2产生的中矿返回精选1，在精选1步骤补加捕收剂，得到最终产品赤铁矿精矿；继续对粗选尾矿进行三段扫选，每段扫选作业产生的中矿依次返回上一级浮选作业，得到的尾矿产品与两段絮凝反浮选作业的扫选尾矿合并为最终尾矿。 [0017] 步骤1中抑制剂用量为600‑800g/t；组合絮凝剂用量为400‑1000g/t；组合絮凝剂由聚氧化乙烯和聚乙烯吡咯烷酮组成，质量比8:2；活化剂用量为500‑800g/t；捕收剂TD‑7用量为1000‑1500g/t。 [0018] 步骤3中抑制剂用量为300‑500g/t；组合絮凝剂用量为500‑1000g/t，组合絮凝剂由聚氧化乙烯和聚乙烯吡咯烷酮组成，质量比8:2，活化剂用量为700‑1000g/t，捕收剂TD‑7用量为1000‑1500g/t； [0019] 步骤5中抑制剂用量为300～500g/t，活化剂用量为500‑800g/t，捕收剂TD‑7用量为2500‑3000g/t，返回精选1过程中加入的捕收剂TD‑7用量为1500‑2000g/t。 [0020] 上述方法中，调节pH值采用的试剂为石灰或氢氧化钠。 [0021] 上述方法中，通过阶段磨矿‑阶段絮凝‑再磨阴离子反浮选获得的赤铁矿精矿TFe品位为65.58％‑67.12％，铁回收率为75.8％‑81.24％。 [0022] 本发明提供的一种细粒易泥化赤铁矿阶段絮凝浮选方法，相比细粒含泥难选赤铁矿浮选技术，其有益效果如下： [0023] 1.本发明开发了一种细粒易泥化赤铁矿阶段絮凝浮选方法，通过将阶段磨矿与赤铁矿絮凝反浮选有机结合，通过阶段磨矿‑絮凝浮选‑再磨阴离子反浮选流程，能够优先将矿浆中的易泥化的细粒矿物排出系统，既避免了泥化矿物对铁矿石浮选分离的严重影响，优化了浮选环境，还能及时排出作业中的脉石矿物，减轻矿石过磨现象，提高磨矿效率。 [0024] 2.本发明提供了一种区别于传统预选‑磁选‑再磨阴离子反浮选的细粒易泥化赤铁矿浮选方法，提高了细粒赤铁矿浮选脱泥效率，阶段磨矿‑阶段絮凝的浮选方法能够使赤铁矿品位有较大提升，且细粒赤铁矿损失小，为后续的再磨阴离子反浮选作业提供了优质原料。最终获得赤铁矿品位高于65％，高于传统预选‑磁选‑再磨阴离子反浮选法所得的赤铁矿品位。 [0026] 图1为细粒易泥化赤铁矿体系中矿物阶段絮凝浮选分离方法的示意图。 具体实施方式[0027] 实施例1 [0028] 本实施例1中选用的某细粒含泥赤铁矿石，该矿石化学成分分析结果见表1，铁物相分析结果见表2。由表1可知，矿石中TFe品位为34.79％，FeO含量为0.26％，SiO2含量为43.74％，有害元素磷、硫含量较低，分别为0.08％、0.06％。表明该矿石中主要有价元素为铁，主要杂质成分为硅。由表2可知，赤(褐)铁矿中的铁为32.23％，铁占有率为93.47％。该矿物的主要回收矿物为赤铁矿，主要脉石矿物为石英、角闪石等。 [0029] 表1铁矿石样品的化学多元素组成(单位：％) [0030] [0031] 表2铁矿石铁化学物相分析结果 [0032] [0033] 将本实施例选取的矿石，采用图1所示方法进行阶段絮凝浮选分离，包括以下步骤： [0034] 步骤1：一段磨矿 [0035] 将细粒易泥化赤铁矿石进行破碎、一段磨矿，得到磨矿细度为‑0.074mm占70％的赤铁矿浆。将磨细后矿浆导入搅拌桶中进行调浆，调节矿浆pH值为11.0，然后加入赤铁矿抑制剂淀粉，加入脉石组合絮凝剂聚氧化乙烯+聚乙烯吡咯烷酮，再加入脉石活化剂石灰和捕收剂TD‑7。 [0036] 步骤2：一段絮凝浮选 [0037] 将步骤1得到的矿浆导入浮选机中进行一段选择性絮凝反浮选，得到赤铁矿粗精矿1，继续对粗选尾矿进行扫选，得到扫选中矿1和尾矿1。 [0038] 步骤3：二段磨矿 [0039] 将步骤2得到的粗精矿1和中矿1进行二段磨矿，得到磨矿细度为‑0.074mm占80％的赤铁矿浆。重复步骤一中的调浆作业。 [0040] 步骤4：二段絮凝浮选 [0041] 将步骤3得到的矿浆导入浮选机中进行二段选择性絮凝反浮选，得到赤铁矿粗精矿2，继续对粗选尾矿进行扫选，得到扫选中矿2和尾矿2。 [0042] 步骤5：再磨阴离子反浮选 [0043] 将步骤4得到的粗精矿2和中矿2进行再磨，得到磨矿细度为‑0.038mm占90％的赤铁矿浆。将矿浆导入搅拌桶中调节pH值为11.5，加入赤铁矿抑制剂，脉石活化剂和捕收剂调浆；将调浆后的矿浆导入浮选机中进行阴离子反浮选，得到赤铁矿粗选精矿3和粗选尾矿；继续对粗选精矿3进行精选1和精选2的两段精选，其中精选2产生的中矿返回精选1，在精选 1步骤补加捕收剂，得到最终产品赤铁矿精矿，继续对粗选尾矿进行三段扫选，每段扫选作业产生的中矿依次返回上一级浮选作业，得到的尾矿产品与两段絮凝反浮选作业的扫选尾矿合并为最终尾矿。 [0044] 本实施例中，通过阶段磨矿‑阶段絮凝‑再磨阴离子反浮选获得的赤铁矿精矿TFe品位为65.61％，铁回收率为76.32％。 [0045] 所述实施例1中，调节pH值采用的试剂为氢氧化钠；步骤1中抑制剂用量为600g/t，组合絮凝剂用量为450g/t，组合絮凝剂按聚氧化乙烯：聚乙烯吡咯烷酮8:2配比，活化剂用量为600g/t，捕收剂用量为1000g/t；步骤3中抑制剂用量为400g/t，组合絮凝剂用量为700g/t，组合絮凝剂按聚氧化乙烯：聚乙烯吡咯烷酮8:2配比，活化剂用量为750g/t，捕收剂用量为1300g/t；步骤5中抑制剂用量为500g/t，活化剂用量为650g/t，捕收剂用量为2500g/t，精选1过程中补加的捕收剂TD‑7用量为1750g/t。 [0046] 实施例2 [0047] 本实施例2中选用的某细粒含泥赤铁矿石，该矿石化学成分分析结果见表3，铁物相分析结果见表4。由表3可知，矿石中TFe品位为33.35％，FeO含量为0.84％，SiO2含量为44.47％，有害元素磷、硫含量较低，分别为0.06％、0.01％。表明该中矿主要有价元素为铁，主要杂质成分为硅。由表4可知，赤(褐)铁矿中的铁为32.05％，铁占有率为93.47％。该矿物的主要回收矿物为赤铁矿，主要脉石矿物为石英、角闪石等。 [0048] 表3铁矿石样品的化学多元素组成(单位：％) [0049] [0050] 表4铁矿石铁化学物相分析结果 [0051] [0052] 将本实施例选取的矿石，采用图1所示方法进行阶段絮凝浮选分离，包括以下步骤： [0053] 步骤1：一段磨矿 [0054] 将细粒易泥化赤铁矿石进行破碎、一段磨矿，得到磨矿细度为‑0.074mm占75％的赤铁矿浆。将磨细后矿浆导入搅拌桶中进行调浆，调节矿浆pH值为10.5，然后加入赤铁矿抑制剂淀粉，加入脉石组合絮凝剂聚氧化乙烯+聚乙烯吡咯烷酮，再加入脉石活化剂石灰和捕收剂TD‑7。 [0055] 步骤2：一段絮凝浮选 [0056] 将步骤1矿浆导入浮选机中进行一段选择性絮凝反浮选，得到赤铁矿粗精矿1，继续对粗选尾矿进行扫选，得到扫选中矿1和尾矿1。 [0057] 步骤3：二段磨矿 [0058] 将步骤2得到的粗精矿1和中矿1进行二段磨矿，得到磨矿细度为‑0.074mm占85％的赤铁矿浆。重复步骤一中的调浆作业。 [0059] 步骤4：二段絮凝浮选 [0060] 将调步骤3得到的矿浆导入浮选机中进行二段选择性絮凝反浮选，得到赤铁矿粗精矿，继续对粗选尾矿进行扫选，得到扫选中矿2和尾矿2。 [0061] 步骤5：再磨阴离子反浮选 [0062] 将步骤4得到的粗精矿2和中矿2进行再磨，得到磨矿细度为‑0.038mm占90％的赤铁矿浆。将矿浆导入搅拌桶中调节pH值为11.5，加入赤铁矿抑制剂，脉石活化剂和捕收剂调浆；‑将调浆后的矿浆导入浮选机中进行阴离子反浮选，得到赤铁矿粗选精矿3和粗选尾矿；继续对粗选精矿3进行精选1和精选2的两段精选，其中精选2产生的中矿返回精选1，在精选 1步骤补加捕收剂，得到最终产品赤铁矿精矿；继续对粗选尾矿进行三段扫选，每段扫选作业产生的中矿依次返回上一级浮选作业，得到的尾矿产品与两段絮凝反浮选作业的扫选尾矿合并为最终尾矿。 [0063] 本实施例中，通过阶段磨矿‑阶段絮凝‑再磨阴离子反浮选获得的赤铁矿精矿TFe品位为66.45％，铁回收率为78.92％。 [0064] 所述实施例2中，调节pH值采用的试剂为氢氧化钠；步骤1中抑制剂用量为700g/t，组合絮凝剂用量为500g/t，组合絮凝剂按聚氧化乙烯：聚乙烯吡咯烷酮8:2配比，活化剂用量为600g/t，捕收剂用量为1200g/t；步骤3中抑制剂用量为500g/t，组合絮凝剂用量为900g/t，组合絮凝剂按聚氧化乙烯：聚乙烯吡咯烷酮8:2配比，活化剂用量为750g/t，捕收剂用量为1500g/t；步骤5中抑制剂用量为500g/t，活化剂用量为650g/t，捕收剂用量为2700g/t，精选1过程中补加的捕收剂TD‑7用量为1900g/t。 [0065] 实施例3 [0066] 本实施例3中选用的某赤铁矿石，该矿石化学成分分析结果见表5，铁物相分析结果见表6。由表5可知，矿石中TFe品位为31.11％，FeO含量为0.95％，SiO2含量为45.78％，有害元素磷、硫含量较低，分别为0.07％、0.01％。表明该矿石中主要有价元素为铁，主要杂质成分为硅。由表6可知，赤(褐)铁矿中的铁为28.14％，铁占有率为89.93％。该矿物的主要回收矿物为赤铁矿，主要脉石矿物为石英、角闪石等。 [0067] 表5铁矿石样品的化学多元素组成(单位：％) [0068] [0069] 表6铁矿石铁化学物相分析结果 [0070] [0071] 将本实施例选取的矿石，采用图1所示方法进行阶段絮凝浮选分离，包括以下步骤： [0072] 步骤1：一段磨矿 [0073] 将细粒易泥化赤铁矿石进行破碎、一段磨矿，得到磨矿细度为‑0.074mm占85％的赤铁矿浆。将磨细后矿浆导入搅拌桶中进行调浆，调节矿浆pH值为11.0，然后加入赤铁矿抑制剂淀粉，加入脉石组合絮凝剂聚氧化乙烯+聚乙烯吡咯烷酮，再加入脉石活化剂石灰和捕收剂TD‑7。 [0074] 步骤2：一段絮凝浮选 [0075] 将步骤1得到的矿浆导入浮选机中进行一段选择性絮凝反浮选，得到赤铁矿粗精矿1，继续对粗选尾矿进行扫选，得到扫选中矿1和尾矿1。 [0076] 步骤3：二段磨矿 [0077] 将步骤2得到的粗精矿1和中矿1进行二段磨矿，得到磨矿细度为‑0.074mm占90％的赤铁矿浆。重复步骤一中的调浆作业。 [0078] 步骤4：二段絮凝浮选 [0079] 将步骤3得到的导入浮选机中进行二段选择性絮凝反浮选，得到赤铁矿粗精矿2，继续对粗选尾矿进行扫选，得到扫选中矿2和尾矿2。 [0080] 步骤5：再磨阴离子反浮选 [0081] 将步骤4得到的粗精矿2和中矿2进行再磨，得到磨矿细度为‑0.038mm占90％的赤铁矿浆。将矿浆导入搅拌桶中调节pH值为11.5，加入赤铁矿抑制剂，脉石活化剂和捕收剂调浆；将调浆后的矿浆导入浮选机中加入捕收剂进行阴离子反浮选，得到赤铁矿粗选精矿3和粗选尾矿，继续对粗选精矿3进行精选1和精选2的两段精选，其中精选2产生的中矿返回精选1，在精选1步骤补加捕收剂，得到最终产品赤铁矿精矿；继续对粗选尾矿进行三段扫选，每段扫选作业产生的中矿依次返回上一级浮选作业，得到的尾矿产品与两段絮凝反浮选作业的扫选尾矿合并为最终尾矿。 [0082] 本实施例中，通过阶段磨矿‑阶段絮凝‑再磨阴离子反浮选获得的赤铁矿精矿TFe品位为65.61％，铁回收率为76.32％。 [0083] 所述实施例3中，调节pH值采用的试剂为氢氧化钠；步骤1中抑制剂用量为750g/t，组合絮凝剂用量为800g/t，组合絮凝剂按聚氧化乙烯：聚乙烯吡咯烷酮8:2配比，活化剂用量为700g/t，捕收剂用量为1400g/t；步骤3中抑制剂用量为450g/t，组合絮凝剂用量为800g/t，组合絮凝剂按聚氧化乙烯：聚乙烯吡咯烷酮8:2配比，活化剂用量为750g/t，捕收剂用量为1400g/t；步骤5中抑制剂用量为400g/t，活化剂用量为650g/t，捕收剂用量为2800g/t，精选1过程中补加的捕收剂TD‑7用量为2000g/t。 |
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