CN102974446A

CN102974446A - 鲕状赤铁矿的选矿方法

Info

Publication number: CN102974446A
Application number: CN2012105302329A
Authority: CN
Inventors: 杨耀辉; 张裕书; 刘亚川; 陈炳炎; 廖祥文; 张少翔; 龙云波
Original assignee: Institute of Multipurpose Utilization of Mineral Resources Chinese Academy of Geological Sciences
Current assignee: Institute of Multipurpose Utilization of Mineral Resources Chinese Academy of Geological Sciences
Priority date: 2012-12-11
Filing date: 2012-12-11
Publication date: 2013-03-20
Anticipated expiration: 2032-12-11
Also published as: CN102974446B

Abstract

本发明提供了一种鲕状赤铁矿的选矿方法，通过在磨矿步骤中添加矿泥分散剂，使矿泥分散剂在磨矿过程中与矿物颗粒混合得非常充分均匀，能够在调浆过程中迅速发挥抑制颗粒聚团的功效，单位用量的矿泥分散剂的分散能力得到充分发挥，矿物颗粒分散效率明显提高，并且能够克服了现有技术中磨矿后需较长时间搅拌才能保障分散效率的缺陷；本发明工艺简单、试剂用量少，流程短，在处理难选鲕状赤铁矿方面具有良好的选别效果，能够提高铁品位和降低元素磷、硅的含量并获得符合冶炼工艺要求的入炉铁矿，使鲕状铁矿这一呆滞资源开发利用变得可行。

Description

鲕状赤铁矿的选矿方法

技术领域

本发明涉及一种赤铁矿的选矿方法，特别涉及一种鲕状赤铁矿的选矿方法。

背景技术

鲕状赤铁矿石是目前国内外公认的最难选的铁矿石类型之一，由于其嵌布粒度极细，且经常与菱铁矿、鲕绿泥石和含磷矿物共生或相互包裹，因此，该类型铁矿石资源基本没有得到利用。但它的储量丰富，我国铁矿资源储量的1/9为鲕状赤铁矿。鲕状赤铁矿常形成大型矿山，例如法国的洛林铁矿、美国的***铁矿以及我国北方的宣龙式铁矿、南方的宁乡式铁矿。随着我国钢铁工业的高速发展，富铁矿和易选的贫铁矿储量日趋枯竭，对鲕状赤铁矿利用的研究就具有很重要的战略意义。如何将鲕状赤铁矿中的铁矿资源开采出来，已经成为目前资源综合利用的一大难题。

近年来，国内有关研究单位采取重选、磁选工艺，提高了铁精矿品位，但脱磷效果不明显；采取原矿焙烧－磁选－化学降磷工艺可获得含磷0.1％左右的铁精矿产品，但该工艺工程化难度大；采取原矿闪速还原磁化焙烧－磁选－反浮选工艺，可获得较好的技术指标，但磨矿粒度极细（磨矿细度为-0.037毫米的矿石占95.83wt％），不仅致使该工艺成本高，工业化实施难，并且细磨程度过高，矿物将产生不同程度的泥化，泥化物料在水中易由分散状态转为聚团，对浮选工艺产生有害影响。

有现有技术报道在鲕状赤铁矿分选工艺中，于磨矿后加入矿泥分散剂以改善矿浆中细粒物料的分散效果，但这种方法对矿浆pH要求较高，仅当碱性（pH8~11）条件下，才能获得较高分散率（具体为70~80%），并且矿泥分散剂用量较高，一般不低于150g·矿泥分散剂/t·原矿，同时，当矿泥分散剂用量较小时，矿浆中矿石质量分数不能过高，也就是当矿浆中矿石含量提高后，矿浆粘度较大，矿泥分散剂用量也将相应提高。另一方面，向磨矿后的矿浆中加入矿泥分散剂，由于细粒物料的聚团现象，使得需要花费较长搅拌时间，才能够获得理想分散效果，生产周期延长，能耗提高。

可以看到，以往的研究成果或因指标不理想、或因工艺复杂、或因设备缺乏、或因成本高等原因，都未能实现工业化应用，致使储量巨大的鲕状赤铁矿至今没有得到开发利用而成为呆矿。

发明内容

本发明的目的之一在于针对现有技术的不足，提供一种鲕状赤铁矿的选矿方法，该方法流程简单、周期较短、赤铁矿分离选别效果好，用于鲕状赤铁矿的浮选选别时，能有效提高赤铁矿回收率，降低生产成本，使鲕状铁矿这一呆滞资源成为可开发利用的资源。

本发明的技术目的是通过如下方案来实现的：

一种鲕状赤铁矿的选矿方法，包括对原矿进行磨矿、加水调浆、脱泥和浮选处理步骤，磨矿细度为粒度小于0.074mm的矿石含量不低于原矿重量的80%，磨矿过程中加入矿泥分散剂与原矿共磨，每吨原矿使用矿泥分散剂50～1000g。

本发明适用于高磷鲕状赤铁矿的选别，特别适用于TFe品位为38%～55%，P含量为0.3wt%～5 wt%、SiO₂含量为10wt%～30wt%的鲕状赤铁矿的选别。

本发明是对现有的鲕状赤铁矿选矿工艺的改进，通过在磨矿步骤中添加矿泥分散剂，使分散剂在磨矿过程中与矿物颗粒混合得非常充分均匀，加水调浆后，即使是在矿浆自然pH条件(所述自然pH一般为7左右)下，分散剂也能够迅速发挥抑制颗粒聚团的作用，单位用量的分散剂的分散能力得到充分发挥，矿物颗粒分散效率明显提高（一般可达90%），克服现有技术中磨矿后需较长时间搅拌和需要较大剂量分散剂才能保障分散效率的缺陷，在其他工艺等同的条件下，本发明每吨原矿使用的矿泥分散剂的用量可低至50g；另外，由于矿浆中物料分散效果的改善，使磨矿细度无需过低，且脱泥效果较好，进一步对后续工艺的指标均产生有益影响；在本发明中，只要磨矿细度为粒度小于0.074mm的矿石含量不低于原矿总重量的80%，矿物选别效果就能够获得保障，例如在其它工艺参数与现有技术相同的情况下，采用本发明方案能够使铁精矿全铁（TFe）品位不低于53%，全铁（TFe）回收率不低于70%。

本发明中，矿泥分散剂可以选用常规的可用于赤铁矿选别用的分散剂。

作为更佳方案，所述矿泥矿泥分散剂是有机酸的二元或三元低分子共聚物、六偏磷酸钠、硅酸钠和磷酸盐（例如三聚磷酸钠）中的至少一种。所述有机酸的二元或三元低分子共聚物可以是聚丙烯酸、聚马来酸和/或聚环氧琥珀酸，这几种矿泥分散剂对鲕状赤铁矿矿物颗粒的分散效果更好，最佳的是三聚磷酸钠与硅酸钠按质量比1:1复配。

作为更佳方案，磨矿细度为粒度小于0.074mm的矿石含量不低于原矿重量的80~90%；尽管本发明方案能够采用细度小于0.074mm的矿石含量不低于原矿重量的80%的磨矿工艺，但磨矿粒度越细，工艺成本越高，从节约成本、降低能耗、保证铁精矿品位、全铁回收率及选别效果角度而言，磨矿使粒度小于0.074mm的矿石含量不低于全部矿石重量的80~90%已足以实现发明目的。

[0012] 作为更佳方案，调浆所得矿浆中，固体物料的质量分数为10~30%。现有工艺中，添加分散剂的矿浆质量分数一般只能为10~20%左右，且分散剂用量一般不低于150g/吨原矿，分散效率在70~80%之间，但本发明方案中，矿浆质量分数（即矿浆中矿石的质量百分数）允许最高30%。

作为更佳方案，脱泥的方式是首先对调浆所得的矿浆进行重选脱泥，得到泥级产品和非泥级产品，然后强磁选所述泥级产品，得到磁性物料和非磁选物料；浮选的方式是将所述磁性物料与非泥级产品共混并调浆，得共混物矿浆，反浮选共混物矿浆，得到浮选泡沫及浮选底流，所述浮选底流为铁精矿。在该优选方案中，强磁选泥级产品可采用如立环脉动高梯度磁选机等强磁选设备来进行，磁场强度范围以500kA/m～2000 kA/m为宜；其中，重选脱泥可采用螺旋溜槽或者是水力旋流器等设备来进行，重选脱泥、反浮选脱硅及反浮选脱磷工序允许参照现有的工艺参数，反浮选脱硅及反浮选脱磷可循环操作2~5次。

由于矿浆中物料分散效果较好，采用重选脱泥处理后能够除去不低于原矿总重量15％左右的矿泥（需要说明的是，由于原矿种类不同、成分不同，在磨矿程度相当情况下，原矿泥化程度是不同的，由此导致在矿浆质量分数及分散剂用量相当情况下，本发明对不同产地的鲕状赤铁矿的的脱泥率难以维持在基本一致的水平，但与现有技术相比，本发明的脱泥率至少高出30%），大幅度减少反浮选脱磷脱硅的矿石处理量和药剂的消耗及能耗，提高了设备效率，并能有效减轻对环境的污染，可显著降低选矿的成本。鲕状赤铁矿经脱泥作业处理后的矿泥经过强磁选回收，使细粒级的铁矿物能得到较好的回收，这样既能得到较高品位的铁精矿产品进入后续的反浮选工序，提高了入浮物料的品位，同时又得到了较为干净的入浮物料；这既剔除了一部分脉石矿物，减少了反浮选工序的压力，同时也保证了整个选别流程的回收率。

作为更佳方案，所述反浮选包括依次进行的反浮选脱磷和反浮选脱硅；所述反浮选脱磷是向共混物矿浆中加入含铁矿物抑制剂和脱磷捕收剂后浮选，所述含铁矿物抑制剂为淀粉（如木薯淀粉、玉米淀粉和栗子淀粉等）、磺化木素、糊精和腐植酸钠中的至少一种，所述脱磷捕收剂为氧化石蜡皂、塔尔油、脂肪酸（例如油酸）、皂类及其衍生物中的至少一种，更有效的捕收剂是塔尔油、脂肪酸、皂类及其衍生物中的至少一种；皂类捕收剂如氧化石蜡皂、硬脂酸皂均适用于本发明的技术方案。磺化木素、糊精和腐植酸钠等抑制剂能够有效抑制赤铁矿可浮性，但基本不会影响含磷矿物、含硅矿物的浮选，而塔尔油、脂肪酸等对含磷矿物的捕收效果优异，抑制剂与脱磷捕收剂复配使用，能够很好实现赤铁矿与含磷矿物的分选，保证脱磷效果。反浮选脱磷工序中，含铁矿物抑制剂用量为100~500g /吨原矿，脱磷捕收剂用量为50~300克/吨原矿。可以看到，与现有技术相比，本发明在反浮选脱磷工艺中，抑制剂用量及脱磷捕收剂的用量显著低于现有技术，而二者用量的降低并不会影响矿物的选别效果。

术语解释：本发明所述脱磷捕收剂是指在反浮选过程中，用于捕集含磷矿物的试剂。

作为更佳方案，所述反浮选脱硅是向反浮选脱磷所得矿浆中依次加入含铁矿物抑制剂和脱硅捕收剂，然后浮选即得铁精矿；所述脱硅捕收剂包括脂肪胺、季铵盐中的至少一种，在反浮选脱硅工序中，含铁矿物抑制剂的用量为50~200克/吨原矿，脱硅捕收剂的用量为30~300克/吨原矿。与现有技术相比，本发明在反浮选脱硅工艺中，抑制剂用量及脱硅捕收剂的用量也显著低于现有技术。

术语解释：本发明所述脱硅捕收剂是指在反浮选过程中，用于捕集含硅矿物（如石英、长石等）的试剂。

作为更佳方案，所述脱硅捕收剂为脂肪胺、十二烷基三甲基卤化物、十二烷基二甲基苄基卤化物和双季铵盐类化合物中的至少一种。其中十六胺与十二烷基二甲基苄基氯化物按质量比1:1为较佳的复配组方，十二胺与N-十六烷基双季铵盐按质量比2:1的复配方案也较理想。

本发明的有益效果：

综上所述，本发明提供了一种鲕状赤铁矿的选矿方法；该方法通过在磨矿步骤中添加矿泥分散剂，使矿泥分散剂在磨矿过程中与矿物颗粒混合得非常充分均匀，即使是在矿浆自然pH条件下，分散剂也能够迅速发挥抑制颗粒聚团的功效，单位用量的矿泥分散剂的分散能力得到充分利用，矿物颗粒分散效率明显提高，并且能够克服了现有技术中磨矿后需较长时间搅拌才能保障分散效率的缺陷；在其他工艺等同的条件下，本发明技术方案中，每吨矿石使用的矿泥分散剂的用量可低至50g；本发明的技术方案工艺简单、试剂用量少，流程短，更重要的是，在处理难选鲕状赤铁矿方面具有良好的选别效果，能够提高铁品位和降低元素磷、硅的含量并获得符合冶炼工艺要求的入炉铁矿，解决了现有技术或因指标不理想、或因工艺复杂、或因设备缺乏、或因成本高等原因，使鲕状铁矿这一呆滞资源成为可开发利用的资源。

具体实施方式

下面结合具体实施方式对本发明作进一步的详细描述。

实施例1

1、原矿来源：湖北某酸性高磷鲕状赤铁矿石，TFe含量为40.18wt%，P含量为1.17wt%，SiO₂含量为24.25wt%；

2、称取500g原矿磨至-0.074mm（即粒度小于0.074mm）的矿料占原矿总重量的88wt%，磨矿过程中加入按60g分散剂/吨原矿的比例加入矿泥分散剂六偏磷酸钠与原矿共磨；此时矿物颗粒分散效率为90%；

3、取磨矿所得物料，加水调浆，矿浆质量分数为30%，调浆后搅拌5min；然后于螺旋溜槽内进行重选脱泥，得到泥级产品和非泥级产品；泥级产品干重占原矿总重量的20%；

4、采用SLON-500立环脉动高梯度磁选机于磁场强度1200 kA/m条件下，强磁选步骤3所得泥级产品，得到磁性物料和非磁性物料；

5、将磁性物料与非泥级产品共混，调浆至矿浆质量分数为30%；

6、进行反浮选脱磷，具体操作是:按300克抑制剂/吨原矿的比例向矿浆中加入淀粉、按300克/吨原矿的比例向矿浆中加入塔尔油，在矿浆自然pH条件下充气搅拌5min，刮泡3min；

7、反浮选脱硅：具体操作是向脱磷后的矿浆中依次加入淀粉和脱硅捕收剂醚胺，淀粉用量为200克/吨原矿，醚胺用量为100克/吨原矿，然后在矿浆自然pH条件下充气搅拌3min，刮泡5min，得到浮选泡沫及浮选底流；

8、按常规工艺对浮选底流进行脱水等处理，得到铁精矿，其产率为50.94%，TFe品位55.43wt%，P含量 0.20wt%，TFe回收率为70.27%。

实施例2

矿石来源：湖南宁乡某鲕状赤铁矿石，原矿TFe含量为42.74wt%，P含量为1.50wt%，SiO₂含量为20.38wt%；

9、本实施例的操作步骤与实施例1相同，区别在于：矿石磨至粒度-0.074mm的矿物重量占原矿重量的82%，磨矿时添加的分散剂用量为100g /吨原矿，磨矿后调浆，此时矿物颗粒分散效率为92%，所得矿浆质量分数为25%，脱泥后所得泥级产品干重占原矿总重量的22%；含铁矿物抑制剂为糊精，脱磷脱磷捕收剂为氧化石蜡皂，脱硅捕收剂为十二烷基三甲基溴化铵；反浮选脱磷工序中，抑制剂用量为200克/吨原矿，脱磷捕收剂用量为200克/吨原矿，反浮选脱硅工序中，抑制剂用量为150克/吨原矿，脱硅捕收剂用量为150克/吨原矿，最后得到的铁精矿产率为57.20%，TFe品位56.58wt%，P 含量0.18wt%，TFe回收率75.72%。

实施例3

矿石来源：北方某鲕状赤铁矿石，原矿TFe含量为46.35wt%，P含量为1.10wt%，SiO₂含量为19.25wt%。

本实施例的操作步骤与实施例1相同，区别在于：矿石磨至粒度-0.074mm的矿物重量占全部原矿重量的87%，磨矿时添加的分散剂用量为150g /吨原矿，磨矿后调浆；此时矿物颗粒分散效率为95%，所得矿浆质量分数为15%，脱泥后所得泥级产品干重占原矿总重量的19%；含铁矿物抑制剂为磺化木素，脱磷捕收剂为油酸钠，脱硅捕收剂为十六胺与十二烷基二甲基苄基氯化铵按1:1重量比组成的复配物；反浮选脱磷工序中，抑制剂用量为500克/吨原矿，脱磷捕收剂用量为150克/吨原矿，反浮选脱硅工序中，抑制剂用量为100克/吨原矿，脱硅捕收剂用量为100克/吨原矿。

最后得到的铁精矿产率为64.14%，TFe品位57.82wt%，P含量 0.16wt%，TFe回收率80.02%。

实施例4

矿石来源：重庆某鲕状赤铁矿石，原矿含Fe45.56wt%，P含量为1.15wt%，SiO₂含量为18.18wt%。

本实施例的操作步骤与实施例1相同，区别在于：矿石磨至粒度小于0.074mm的物料重量占全部矿石重量的85%，磨矿所用分散剂用量为1000g /吨原矿，磨矿后调浆，此时矿物颗粒分散效率为98%，脱泥后所得泥级产品干重占原矿总重量的22%；所得矿浆质量分数为30%，含铁矿物抑制剂为淀粉，脱磷捕收剂为大豆油皂化物，脱硅捕收剂为N-十六烷基双季铵盐；反浮选脱磷工序中，抑制剂用量为100克/吨原矿，脱磷捕收剂用量为100克/吨原矿，反浮选脱硅工序中，抑制剂用量为100克/吨原矿，脱硅捕收剂用量为50克/吨原矿。

所得铁精矿的产率为62.53%，TFe品位58.05wt%，P含量 0.17wt%，TFe回收率80.13%。

通过以上实施例数据可以看到，本发明技术方案能在捕收剂（包括脱磷捕收剂及脱硅捕收剂）、含铁矿物抑制剂用量较低情况下，获得较好的矿物分选效果，所得的铁精矿的各项指标都较为优异。本发明方案具有非常好的工业化实施前景。

最后需要说明的是，以上实施例仅用于说明本发明的技术方案而非限制，尽管参照较佳实施例对本发明的技术方案进行了详细说明，本领域技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明的宗旨和范围，其均应涵盖在本发明的保护范围当中。

Claims

1.一种鲕状赤铁矿的选矿方法，包括对原矿进行磨矿、加水调浆、脱泥和浮选处理步骤，其特征在于：磨矿细度为粒度小于0.074mm的矿石含量不低于原矿重量的80%，磨矿过程中加入矿泥分散剂与原矿共磨，每吨原矿使用矿泥分散剂50～1000g。

2.根据权利要求1所述的鲕状赤铁矿的选矿方法，其特征在于：所述矿泥分散剂为有机酸的二元或三元低分子共聚物、六偏磷酸钠、硅酸钠和磷酸盐中的至少一种。

3.根据权利要求2所述的鲕状赤铁矿的选矿方法，其特征在于：磨矿细度为粒度小于0.074mm的矿石含量不低于原矿重量的80~90%。

4.根据权利要求1所述的鲕状赤铁矿的选矿方法，其特征在于：调浆所得矿浆中，固体物料的质量分数为10~30%。

5.根据权利要求1至4任一权利要求所述的鲕状赤铁矿的选矿方法，其特征在于：脱泥的方式是首先对调浆所得的矿浆进行重选脱泥，得到泥级产品和非泥级产品，然后强磁选所述泥级产品，得到磁性物料和非磁选物料；浮选的方式是将所述磁性物料与非泥级产品共混并调浆，得共混物矿浆，反浮选共混物矿浆，得到浮选泡沫及浮选底流，所述浮选底流为铁精矿。

6.根据权利要求5所述的鲕状赤铁矿的选矿方法，其特征在于：所述反浮选包括依次进行的反浮选脱磷和反浮选脱硅；

所述反浮选脱磷是向共混物矿浆中加入含铁矿物抑制剂和脱磷捕收剂后浮选，所述含铁矿物抑制剂为淀粉、磺化木素、糊精和腐植酸钠中的至少一种，所述脱磷捕收剂为氧化石蜡皂、塔尔油、脂肪酸、皂类及其衍生物中的至少一种；含铁矿物抑制剂用量为100~500g/吨原矿，脱磷捕收剂用量为50~300克/吨原矿。

7.根据权利要求6所述的鲕状赤铁矿的选矿方法，其特征在于：所述反浮选脱硅是向反浮选脱磷所得矿浆中加入含铁矿物抑制剂和脱硅捕收剂，然后浮选即得铁精矿，所述脱硅捕收剂包括脂肪胺、季铵盐中的至少一种；反浮选脱硅工序中，含铁矿物抑制剂用量为50~200g /吨原矿，脱硅捕收剂的用量为30~300g /吨原矿。

8.根据权利要求7所述的鲕状赤铁矿的选矿方法，其特征在于：所述脱硅捕收剂为脂肪胺、十二烷基三甲基卤化物、十二烷基二甲基苄基卤化物和双季铵盐类化合物中的至少一种。