CN100558467C

CN100558467C - 一种提高褐铁矿品位的选矿方法

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Publication number: CN100558467C
Application number: CNB2007100267578A
Authority: CN
Inventors: 乔利军; 李东明
Original assignee: Individual
Current assignee: Individual
Priority date: 2007-02-06
Filing date: 2007-02-06
Publication date: 2009-11-11
Anticipated expiration: 2027-02-06
Also published as: CN101015817A

Abstract

本发明涉及黑色金属的选矿方法，尤其涉及一种难选褐铁矿的选矿方法，其包括下列步骤：a.使用球磨机、螺旋分级机及高频振动筛结合磨矿；b.重选：粗选、精选、二次精选；c.反浮选获得高品位的褐铁矿精矿。本发明采用重选加反浮选工艺，流程简单，电力消耗较少，成本低，适用于年产10万吨左右褐铁矿精矿的选矿厂；在磨矿步骤中，在传统的球磨机与螺旋分级机组合中加入高频振动筛，其操作简单，但能有效提高水力分级效率，使分级效率提高30%以上；此外增加了二次精选，可将矿浆的含泥量降到5%以下，铁矿品位提高2～3度；并且，在反浮选前先脱泥，从而消除了矿泥的影响，降低了药剂消耗。

Description

一种提高褐铁矿品位的选矿方法

【技术领域】

本发明涉及黑色金属的选矿方法，尤其涉及一种难选褐铁矿的选矿方法。

【背景技术】

褐铁矿是含水氧化铁矿石，是由其他矿石风化后生成的，在粤北地区分布很广泛，但矿床埋藏量大的并不多见。其化学式为nFe₂O₃·mH₂O(n＝1～3、m＝1～4)。褐铁矿实际上是由针铁矿(Fe₂O₃·H₂O)、水针铁矿(2Fe₂O₃·H₂O)和含不同结晶水的氧化铁以及泥质物质的混合物所组成的。褐铁矿中绝大部分含铁矿物是以2Fe₂O₃·H₂O形式存在的。

褐铁矿含泥量大，嵌布粒度细，容易泥化，主要脉石份为容易捕收的二氧化硅，为弱磁性矿物，用一般的磁选机选别基本没有效果，依靠目前的高梯度强磁选机可以进行富集，但由于脉石中往往含有含铁硅酸盐矿物(如石榴子石、霓石等)被一并吸附，造成精矿品位偏低，必须进行尽一步的处理。再由于褐铁矿在磨矿过程中易泥化的特性，造成微粒矿物在强磁场中都不易被吸附，相当一部分金属随尾矿排走，造成选比高，回收率低。

目前，在褐铁矿的选矿方法中最常用的强磁选方法，选矿效果都不太理想，原因主要有以下几个方面：

1、磨矿粒度控制不好

褐铁矿本身为易泥化矿物，在磨矿过程中极易泥化，而泥化后的褐铁矿微粒用各种选矿方法回收产率都不高。另一方面矿石中的部分脉石与褐铁矿微粒结合紧密，不磨碎到相应的粒度级难以实现单体分离。

目前使用球磨机与螺旋分级机相结合的传统磨矿分级工艺，在磁铁矿和部分赤铁矿的生产过程中应用是简单成熟和有效的，但在褐铁矿的磨矿和分级过程中由于分级效率的限制，非常容易产生矿物过粉碎和粉碎不到位两种情况，有必要与其他分级设备相配合组成新的磨矿分级流程来改善。

2、脱泥流程金属损失大

目前采用的许多脱泥工艺在褐铁矿生产中直接运用有许多弊端，如入磨前的洗矿机脱泥作业，在洗去部分矿泥的同时，也使许多褐铁矿微粒损失到细泥中。经实际取样化验，矿泥的铁品位基本都在原矿铁品位的80％以上，有些矿泥矿样铁品位甚至与原矿铁品位相同，金属损失非常之大。

磨矿后的脱泥如水力旋流器脱泥工艺，可以脱除大部分矿泥，但与洗矿机脱泥作业相比有相同的缺点：泥化后的褐铁矿金属微粒因粒度太细，基本上随矿泥由溢流口排出。

3、精矿品位低

高梯度磁选机对弱磁性的褐铁矿有很高的回收能力，但是褐铁矿中往往共生有含铁硅酸盐矿物，强磁机在回收褐铁矿的同时，也将含铁硅酸盐矿物一并吸附回收，造成铁精矿的品位偏低。

【发明内容】

为了克服现有技术不足，提供一种提高褐铁矿品位的选矿方法，能有效控制磨矿粒度，降低脱泥金属损失，提高精矿与尾矿品位，且流程简单，成本低廉，适于小规模矿厂选用。

本发明所述的一种提高褐铁矿品位的选矿方法，包括以下步骤：

(1)、磨矿

将褐铁矿原矿破碎至-3mm，入球磨机磨细至-200目占96％～99％，矿浆浓度为50％～60％，然后经螺旋分级机分级溢流，进入-200目的高频振动筛，过筛后的矿浆浓度调整为20％～25％；未过筛的矿粒返回再磨；

(2)、重选

将上述矿浆送入螺旋溜槽进行粗选、精选及二次精选；

a、粗选：对矿浆进行脱泥，精矿口和中矿口排出的矿浆调整浓度为15％～25％，优选20％，进入精选，螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池；

b、精选：对矿浆进行脱泥和精选，从精矿口截取精矿，将中矿口排出的中矿浆再次调整浓度为15％～25％，优选20％，进入二次精选，螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池；

c、二次精选：对矿浆进行再次脱泥和精选，从精矿口截取精矿，将中矿口排出的中矿浆再次调整浓度为15％～25％，优选20％，进入反浮选，螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池；

其中，螺旋溜槽选用北京矿冶研究总院生产的BL1500螺旋溜槽(中国专利，授权公告号：CN2495615)。

螺旋槽从上向下的前三圈的加装了与槽面形状贴合的直条，直条的上端(a)与槽横截面外缘的距离a为60mm、下端(b)与槽横截面外缘的距离b为260mm，直条与螺旋槽半径线之间的夹角δ为45°；直条的长度为480mm，高度为4mm，宽度为4mm。

精选过程中，精矿口的宽度为15～25mm，截取的精矿重量为原矿总量的8％～15％；

二次精选过程中，精矿口的宽度为20～30mm，截取的精矿重量为原矿总量的10％～15％。

(3)、反浮选

向调整浓度后的中矿浆中加入100g～200g/吨的抑制剂，100g～150g/吨的捕收剂，搅拌2-3分钟，在常温、pH＝7的条件下反浮选10～12分钟，即获得高品位的褐铁矿精矿。

其中，抑制剂选用配制成1％质量浓度的工业淀粉水溶液，捕收剂选用1％质量浓度的表面活性剂盐酸胺盐水溶液，其中表面活性剂的成分为十八烷基伯胺和醚胺，质量比为6∶4；反浮选设备选用北京矿冶总院生产的BF系列浮选机，根据设计生产能力的不同，配置不同的槽数。

本发明所述的提高褐铁矿品位的选矿方法，采用重选加反浮选工艺，流程简单，电力消耗较少，大幅度地降低了成本低，适用于年产10万吨左右褐铁矿精矿的选矿厂；在磨矿步骤中在传统的球磨机与螺旋分级机组合中加入高频振动筛，其操作简单，但能有效控制磨矿粒度，提高水力分级效率，使分级效率提高30％以上；本发明增加了二次精选步骤，是重复一次精选的过程，其可将矿浆的含泥量降到5％以下，铁矿品位提高2～3度；在反浮选前先脱泥，从而消除了矿泥的影响，降低了药剂消耗；产生的尾矿品位均在30％～35％之间，完全达到水泥厂的技术标准要求，可全部销售，无需堆存；整个过程均未产生环境污染。

此外，在重选时选用微细粒选矿适应范围可达-400目的北京矿冶研究总院生产的BL1500螺旋溜槽，在脱泥的同时从精矿口直接截取合格精矿，减少进入浮选步骤的中矿量，直接降低了药剂和电力消耗。通过在螺旋溜槽中加装直条，以增强紊流的搅拌作用，加快细泥的沉降速度，提高小密度差矿物的分选效率。

在浮选中选用淀粉抑制剂，一是抑制氧化矿上浮，二是产生絮凝作用，使微细粒矿粉因絮凝作用加速沉降，提高精矿回收率；选用十八烷基伯胺和醚胺混合的表面活性剂，能有效降低反浮选过程中的泡沫量，克服低温流动性差、跑槽严重的弊病。

【附图说明】

图1是北京矿冶研究总院生产的BL1500螺旋溜槽的结构示意图。

图2是螺旋槽的结构图。

图3是加装了直条的螺旋槽的俯视图。

1-分矿器、2-上支架、3-给矿槽、4-槽支柱、5-螺旋槽、6-截矿槽、7-接矿斗、8-直条；

【具体实施方式】

实施例一：

(1)、磨矿：将原矿入球磨机磨细至-200目占98％，矿浆浓度为55％，然后经螺旋分级机分级溢流，进入-200目的高频振动筛，过筛后的矿浆浓度调整为25％，未过筛的矿粒返回再磨；

(2)、重选：将上述矿浆送入螺旋溜槽进行粗选、精选及二次精选；

a、粗选：对矿浆进行脱泥，精矿口和中矿口排出的矿浆调整浓度为20％，进入精选，螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池；

b、精选：对矿浆进行脱泥和精选，将精矿口的宽度调整为15mm并截取精矿，将中矿口排出的中矿浆再次调整浓度为20％，进入二次精选，螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池；

c、二次精选：对矿浆进行再次脱泥和精选，将精矿口的宽度调整为20mm并截取精矿，将中矿口排出的中矿浆再次调整浓度为20％，进入反浮选，螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池；

(3)、反浮选：向调整浓度后的中矿浆中加入160g/吨的质量浓度1％的工业淀粉水溶液作为抑制剂，125g/吨的质量浓度1％的表面活性剂(十八烷基伯胺∶醚胺＝6∶4)的盐酸胺盐水溶液作为捕收剂，搅拌2分钟，在常温、pH＝7的条件下反浮选10分钟，获得高品位的褐铁矿精矿。

原矿品位	精矿品位	尾矿品位	回收率
原矿品位	精矿品位	尾矿品位	回收率	48％	60％	32％	68％

实施例二：

(1)、磨矿：将原矿入球磨机磨细至-200目占96％，矿浆浓度为60％，然后经螺旋分级机分级溢流，进入-200目的高频振动筛，过筛后的矿浆浓度调整为20％，未过筛的矿粒返回再磨；

b、精选：对矿浆进行脱泥和精选，将精矿口的宽度调整为25mm并截取精矿，将中矿口排出的中矿浆再次调整浓度为20％，进入二次精选，螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池；

c、二次精选：对矿浆进行再次脱泥和精选，将精矿口的宽度调整为30mm并截取精矿，将中矿口排出的中矿浆再次调整浓度为20％，进入反浮选，螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池；

(3)、反浮选：向调整浓度后的中矿浆中加入200g/吨的质量浓度1％的工业淀粉水溶液作为抑制剂，100g/吨的质量浓度1％的表面活性剂(十八烷基伯胺∶醚胺＝6∶4)的盐酸胺盐水溶液作为捕收剂，搅拌3分钟，在常温、pH＝7的条件下反浮选12分钟，获得高品位的褐铁矿精矿。

原矿品位	精矿品位	尾矿品位	回收率
原矿品位	精矿品位	尾矿品位	回收率	46％	58％	35％	66％

实施例三：

(1)、磨矿：将原矿入球磨机磨细至-200目占99％，矿浆浓度为50％，然后经螺旋分级机分级溢流，进入-200目的高频振动筛，过筛后的矿浆浓度调整为20％，未过筛的矿粒返回再磨；

b、精选：对矿浆进行脱泥和精选，将精矿口的宽度调整为20mm并截取精矿，将中矿口排出的中矿浆再次调整浓度为20％，进入二次精选，螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池；

c、二次精选：对矿浆进行再次脱泥和精选，将精矿口的宽度调整为25mm并截取精矿，将中矿口排出的中矿浆再次调整浓度为20％，进入反浮选，螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池；

(3)、反浮选：将二次精选精矿矿浆的浓度调整为20％，加入100g/吨的质量浓度1％的工业淀粉水溶液作为抑制剂，150g/吨的质量浓度1％的表面活性剂(十八烷基伯胺∶醚胺＝6∶4)的盐酸胺盐水溶液作为捕收剂，搅拌2分钟，在常温、pH＝7的条件下反浮选10分钟，获得高品位的褐铁矿精矿。

原矿品位	精矿品位	尾矿品位	回收率
原矿品位	精矿品位	尾矿品位	回收率	45％	56％	30％	65％

Claims

1、一种提高褐铁矿品位的选矿方法，包含以下步骤：

(1)、磨矿：将原矿入球磨机磨细至-200目占96％～99％，矿浆浓度为50％～60％，然后经螺旋分级机分级溢流，进入-200目的高频振动筛，过筛后的矿浆浓度调整为20％～25％，未过筛的矿粒返回再磨；

a、粗选：对矿浆进行脱泥，精矿口和中矿口排出的矿浆调整浓度为15％～25％，进入精选，螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池；

b、精选：对矿浆进行脱泥和精选，从精矿口截取精矿，将中矿口排出的中矿浆再次调整浓度为15％～25％，进入二次精选，螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池；

c、二次精选：对矿浆进行再次脱泥和精选，从精矿口截取精矿，将中矿口排出的中矿浆再次调整浓度为15％～25％，进入反浮选，螺旋溜槽外缘的矿泥与部分尾矿排入尾矿池；

(3)、反浮选：向调整浓度后的中矿浆中加入100g～200g/吨的抑制剂，100g～150g/吨的捕收剂，搅拌2-3分钟，在常温、pH＝7的条件下反浮选10～12分钟，即获得高品位的褐铁矿精矿。

2、如权利要求1所述的选矿方法，其特征在于磨矿前先将原矿破碎至-3mm。

3、如权利要求1所述的选矿方法，其特征在于粗选、精选及二次精选后均分别调整矿浆浓度为20％。

4、如权利要求1所述的选矿方法，其特征在于精选过程中，精矿口的宽度为15～25mm。

5、如权利要求1所述的选矿方法，其特征在于二次精选过程中，精矿口的宽度为20～30mm。

6、如权利要求1所述的选矿方法，其特征在于反浮选步骤中的抑制剂为质量浓度1％的工业淀粉水溶液。

7、如权利要求1所述的选矿方法，其特征在于反浮选步骤中的捕收剂为质量浓度1％的表面活性剂的盐酸胺盐水溶液，其中表面活性剂的成分为十八烷基伯胺和醚胺，质量比为6∶4。