CN102500462A - 选择性磨矿—粗粒重选—细粒浮选的金红石粗选技术 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种选择性磨矿-粗粒重选-细粒浮选的金红石选粗技术，属矿物加工工程技术领域。根据金红石矿物组成复杂、原矿中含有大量片状脉石矿物、金红石结晶粒度细且分布不均匀、磨矿过程中选择性磨碎现象明显等特性，采用钢锻作为磨矿介质强化选择性磨矿，采用高频细筛预选抛弃粗粒尾矿，筛下矿物粒度组成变窄，重选回收粒度较粗的金红石，重选尾矿中金红石同样分布在细粒级，再次细筛又抛弃较粗粒尾矿，筛下物采用抑制金红石反浮选脱泥、活化金红石正浮选回收粒度较细的金红石，重选粗精矿和浮选粗精矿合并进行精选提纯可以得到高品质金红石精矿产品；该技术具有工艺简单、选矿成本低、回收率高富集比高等特点。
Description
技术领域
本发明涉及一种选择性磨矿-粗粒重选-细粒浮选的金红石矿粗选技术，属矿物加工工程技术领域。
背景技术
天然金红石由于TiO2含量高、杂质少，是氯化法钛白粉和海绵钛的理想原料。我国天然金红石矿86%属原生矿，主要分布在湖北、江苏、山西、河南、陕西、四川、安徽等省。近年来，在河南方城、陕西商南、江苏新海、山西代县等地发现了大型、特大型金红石矿床。所以，我国天然金红石资源的开发利用，对我国金红石钛白、海绵钛等钛行业的发展，具有重大的现实意义。然而，我国天然金红石矿属难选金红石矿，其特点是：（1）原矿品位较低，含金红石TiO2一般在2%左右；（2）金红石矿中一般伴生有钛铁矿、钛赤铁矿、赤铁矿、磁铁矿等重矿物以及蛭石、云母、角闪石等片状矿物；（3）金红石与其他矿物嵌布关系复杂，粒度一般为0.01～0.2mm不等，属细粒、微细粒不均匀嵌布，粒度区间大；（4）矿石易泥化，选矿过程中常含大量的原生矿泥和次生矿泥；（5）矿石常含有影响金红石精矿质量的硫、磷等杂质元素；（5）金红石矿物中，一般含有以类质相同形式存在的Fe、Si、Ca等杂质成分，选矿难以排除。我国金红石矿得不到合理开发利用的主要原因是：（1）金红石选厂规模太小、成本过高；（2）选矿工艺落后、设备陈旧；（3）金红石矿综合利用利用率低；（4）金红石矿分选技术难度大。
我国金红石矿的特点决定了金红石的选矿要采用重选、浮选、磁选、电选、化学选矿等不同组成的联合选矿工艺，才能得到高品质的金红石精矿产品。所以，要从根本上降低选矿成本、提高选别指标，必须在保证金红石回收率较高的前提下，低成本大量粗选抛尾，然后金红石粗精矿精选提纯。金红石粗精矿精选提纯一般要采用以化学选矿为主的工艺，在降低选矿成本方面的空间不大，所以，金红石选矿工艺的关键在于粗选抛尾。
目前金红石的选矿粗选抛尾主要采用磨矿后直接重选抛尾和浮选粗选抛尾。由于金红石粒度细，而脉石矿物粒度较粗，重选过程中等降现象严重导致金红石损失大，并且金红石粒度细，多采用摇床才能获得较好的分选效果，而摇床的单机处理能力低、耗水量大等存在很大的局限性。浮选粗选抛尾主要采用磨矿后直接浮选，金红石矿风化严重，含大量原生矿泥，磨矿过程中又产生大量的次生矿泥，大量矿泥的存在恶化了浮选效果，并消耗大量药剂。
发明内容
本发明的目的是提供一种选择性磨矿—粗粒重选—细粒浮选的金红石粗选技术，此技术结合金红石矿的工艺特性，实现原生金红石矿低成本高指标粗选抛尾。由于金红石矿中含有大量蛭石、云母、角闪石等片状矿物，磨矿过程中，金红石与这些片状矿物之间存在较大的可磨性差异，使金红石富集在细粒级中，蛭石、云母、角闪石等片状矿物富集在粗粒级中，产生以解离性磨矿为主的选择性磨碎。采用钢锻作为磨矿介质，既可以保护细粒金红石不过粉碎，又可以强化金红石与片状矿物之间选择性磨碎，在相对较粗的磨矿条件下，即提高金红石单体解离度，又不将脉石矿物磨得过细。磨矿后采用高频细筛筛分，可以将粗粒的片状矿物筛除（可抛尾10-20%），筛下金红石富集，提高了入选品位。筛分后，粒度期间变窄，有利于重选回收粒度较粗的金红石。采用螺旋溜槽重选可以提高单机处理能力降低选矿成本，螺旋溜槽的粗精矿可以再次采用螺旋溜槽或摇床进一步提高品位，中矿再磨使部分连生体解离返回重选。损失在重选尾矿中的金红石粒度更细，再采用高频细筛，可以筛出重选尾矿中较粗的脉石矿物（20-35%），粒度较细的金红石进入筛下，筛下金红石采用浮选进行回收。金红石的浮选采用先抑制金红石反浮选脱泥再活化金红石正浮选的分步浮选工艺可降低药剂成本、提高选别指标。
本发明按以下步骤完成：
1、将原矿破碎筛分至适宜的磨矿给矿粒度，一般破碎粒度上限为6～15mm。如果原矿中粉矿较多，或风化严重，可考虑增加洗矿作业预先分出细粒矿石，避免过磨并减少入磨矿量。
2、原矿破碎后，给入磨矿机进行开路磨矿，磨矿介质选用钢锻代替钢球强化磨矿的选择性，使金红石与脉石矿物尽可能沿矿物结合面解离性磨碎，提高金红石的单体解粒度，而尽量避免金红石以及脉石矿物的过磨现象产生。一般钢锻的直径为40～60mm。
3、磨矿机排出的矿浆采用高频细筛筛分，筛上物为难磨的砾石及片状脉石矿物，可以作为尾矿抛弃或综合回收其中的蛭石、云母等副产物。金红石富集在筛下产物中，筛分后粒度组成变窄，有利于重选。
4、重选采用以处理能力大的螺旋溜槽为主的重选工艺，进行重选回收粒度相对较粗的金红石，螺旋溜槽重选后精矿再采用螺旋溜槽精选2～3次或用摇床精选1次得到重选金红石粗精矿，重选中矿再磨返回重选流程再选，重选尾矿中损失的是细粒金红石，所以采用高频细筛再次筛分可以筛出粒度较粗的脉石矿物，筛下金红石富集，脱水至矿浆浓度为20～30%时给入浮选作业。
5、第一次高频细筛的筛孔为0.3～1mm，第二次高频细筛的筛孔为0.074～0.1mm；第一次高频细筛可抛尾占原给矿的10～20%，第二次高频细筛可抛尾占原给矿的20～35%。两次筛分可抛尾占原矿的30～55%。
6、第二次高频细筛筛分的筛下加入碳酸钠调pH值为7～8，加入硫酸铝600～800g/t抑制金红石，加入油酸钠30～50g/t作为硅酸盐脉石矿物的捕收剂，并加入2#油20g/t，调浆后进行反浮选2～3次脱泥。反浮选后，加入碳酸钠调pH值为8.5，加入脉石矿物组合抑制剂氟硅酸钠300～500g/t和羧甲基纤维素100～300g/t，加入金红石活化剂硝酸铅（或乙酸铅）200～400g/t，加入金红石组合捕收剂羟肟酸钠300～500g/t和苄基胂酸（或苯乙烯膦酸）200～400g/t，调浆后进行金红石正浮选，正浮选后进行2～3次精选得到浮选金红石粗精矿。
7、原矿为含金红石2%左右的金红石矿，通过以上步骤，既选择性磨矿、高频细筛筛分抛尾、筛下重选得到重选金红石粗精矿，重选中矿再磨返回再选，重选尾矿再次筛分抛尾，筛下金红石先抑制金红石反浮选脱泥、再活化金红石正浮选得到浮选金红石粗精矿，重选、浮选得到的混合粗精矿品位达到48～52%，回收率为80～83%，抛尾95%以上，只有占原矿产率不到5%粗精矿进入精选提纯作业，大大降低了选矿成本。
与公知的技术比本发明具有的优点及积极效果：
（1）本发明在磨矿过程中采用钢锻作为磨矿介质强化选择性磨矿，实现解离性磨矿，在较粗的磨矿细度条件下，让金红石尽可能单体解离，而不将脉石矿物磨得太细；脉石矿物与金红石之间的粒度差异大，采用高频细筛筛分，可以有效抛弃粗粒脉石矿物，使金红石在筛下富集，并且粒度范围变窄，有利于提高金红石的重选指标。选择性磨矿、细筛抛尾是实现该技术的重要支撑点。
（2）螺旋溜槽重选有利于回收粒度相对较粗的金红石，粒度较细的金红石损失在重选尾矿中，第二次筛分，筛上物为重选尾矿中粗粒脉石矿物，细粒金红石在筛下富集，第二次筛分抛尾减少了进入浮选的矿量，降低了浮选的选矿成本。螺旋溜槽重选得到粗精矿，重选尾矿筛分使细粒金红石富集，是实现该技术的另一个重要支撑点。
（3）筛下金红石采用抑制金红石反浮选脱泥，进一步抛尾的同时并降低矿泥对金红石浮选的干扰，降低了药剂的消耗，为活化金红石正浮选创造了有利条件，提高了浮选选别指标并降低选矿成本，是实现该技术的另一个重要支撑点。
（4）本技术与公知的技术相比，采用钢锻强化选择性磨矿，筛分抛尾，筛下粒度组成变窄利于重选回收粗粒金红石，重选尾矿中金红石仍然分布在细粒级，再次筛分抛尾，筛下反浮选脱泥再正浮选金红石，该技术充分利用金红石与脉石矿物粒度上的差异，以及金红石粒度分布不均匀的特点实现粗粒重选、细粒浮选，重选与浮选相结合实现优势互补，工艺简单，该技术与公知的粗选技术相比，金红石富集比高、回收率高，抛尾产率高，可大大降低金红石的选矿成本。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
实施例1：
陕西某金红石矿含金红石TiO21.98%，脉石矿物主要为蛭石和水云母类、角闪石等，还含有少量含铁矿物磁铁矿、赤铁矿及粘土矿物。金红石嵌布粒度细，一般0.01～0.1mm不等，属细粒、微细粒不均匀嵌布，多数金红石以单体、集合体形式沿矿石的片理方向呈断续的条纹、条痕排列，有的与蛭石、水云母混生成团块，有的被角闪石、黑云母包裹。由于原矿风化严重，原矿采用双层振动筛（上层筛孔45mm，下层筛孔6mm）加高压水进行洗矿，筛上物合并破碎至15mm，筛下物采用螺旋分级机分级，分级粒度为0.2mm，返砂与破碎产品合并进入磨矿，钢锻直径为40mm，溢流与磨矿产品合并进行高频细筛筛分，筛孔为0.2mm，筛上产率为13.50%，含金红石TiO20.23%，筛上可以回收蛭石。筛下产物给入螺旋溜槽一粗三精重选、中矿再磨返回重选流程再选，得到螺旋溜槽重选粗精矿产率为1.37%，品位为51.34%，回收率为35.53%。重选尾矿给入第二次高频细筛筛分，筛孔为0.074mm，筛上抛尾产率为26.43%,含金红石TiO20.26%。筛下金红石脱水至矿浆浓度26.04%，加入碳酸钠调pH值为8，加入硫酸铝800g/t，加入油酸钠50g/t，加入2#油20g/t，进行3次反浮选，三次反浮选的泡沫产率为34.21%，含金红石TiO20.42%。反浮选后，加入碳酸钠调pH值为8.5，加入氟硅酸钠400g/t和羧甲基纤维素200g/t，加入硝酸铅300g/t，加入羟肟酸钠350g/t和苄基胂酸300g/t，进行正浮选金红石粗选，粗选尾矿扫选一次，泡沫产品返回粗选；粗选泡沫进行两次精选，精选的泡沫为金红石粗精矿，中矿顺序返回形成闭路。即通过以上三次反浮选，一粗一扫、两次精选的闭路正浮选，可以得到产率为2.03%，品位为47.23%，回收率为48.43%的金红石浮选粗精矿，正浮选抛尾22.46%，含金红石TiO20.33%。选择性磨矿—粗粒重选—细粒浮选的金红石粗选技术，得到品位为48.88%，回收率为83.96%的金红石混合粗精矿，共抛尾96.60%，只有占原矿3.40%的粗精矿进入精选，大大降低了选矿成本。
实施例2：
河南某金红石矿含金红石TiO22.09%，金红石嵌布粒度细，一般0.01～0.2mm不等，属细粒、微细粒不均匀嵌布，为难选金红石矿。将原矿经破碎筛分至12mm给入磨矿，磨矿介质钢锻直径为40mm，磨矿产品给到高频细筛筛分，筛孔为0.15mm，筛上抛尾产率为12.87%，含金红石TiO20.31%。筛下物给入螺旋溜槽一粗三精、中矿再磨返回再选，得到螺旋溜槽重选粗精矿产率为1.45%，品位为49.80%，回收率为34.52%。重选尾矿给入第二次高频细筛筛分，筛孔为0.1mm，筛上抛尾产率为23.14%,含金红石TiO20.28%。筛下脱水至矿浆浓度28.30%，加入碳酸钠调pH值为8，加入硫酸铝700g/t，加入油酸钠30g/t，加入2#油20g/t，进行3次反浮选，三次反浮选的泡沫产率为28.76%，含金红石TiO20.47%。反浮选后，加入碳酸钠调pH值为8.5，加入氟硅酸钠300g/t和羧甲基纤维素300g/t，加入乙酸铅200g/t，加入羟肟酸钠500g/t和苄基胂酸400g/t，进行正浮选金红石粗选，粗选尾矿扫选一次，泡沫产品返回粗选；粗选泡沫进行两次精选，精选的泡沫为金红石粗精矿，中矿顺序返回形成闭路。即通过以上三次反浮选，一粗一扫、两次精选的闭路正浮选，可以得到产率为2.11%，品位为48.90%，回收率为49.32%的金红石浮选粗精矿，正浮选抛尾31.67%，含金红石TiO20.31%。选择性磨矿—粗粒重选—细粒浮选的金红石粗选技术，得到品位为49.27%，回收率为83.84%的金红石混合粗精矿，共抛尾96.44%，只有占原矿3.56%的粗精矿进入精选，大大降低了选矿成本。
实施例3：
河南某金红石矿含金红石TiO22.10%，金红石嵌布粒度细，一般0.01～0.2mm不等，属细粒、微细粒不均匀嵌布，为难选金红石矿。将原矿经破碎筛分至12mm给入磨矿，磨矿介质钢锻直径为60mm，磨矿产品给到高频细筛筛分，筛孔为0.3mm，筛上抛尾产率为13.87%，含金红石TiO20.25%。筛下物给入螺旋溜槽一粗三精、中矿再磨返回再选，得到螺旋溜槽重选粗精矿产率为1.40%，品位为50.80%，回收率为35.12%。重选尾矿给入第二次高频细筛筛分，筛孔为0.09mm，筛上抛尾产率为24.14%,含金红石TiO20.27%。筛下脱水至矿浆浓度27.30%，加入碳酸钠调pH值为7，加入硫酸铝600g/t，加入油酸钠40g/t，加入2#油20g/t，进行3次反浮选，三次反浮选的泡沫产率为30.76%，含金红石TiO20.45%。反浮选后，加入碳酸钠调pH值为8.5，加入氟硅酸钠500g/t和羧甲基纤维素100g/t，加入硝酸铅400g/t，加入羟肟酸钠300g/t和苄基胂酸200g/t，进行正浮选金红石粗选，粗选尾矿扫选一次，泡沫产品返回粗选；粗选泡沫进行两次精选，精选的泡沫为金红石粗精矿，中矿顺序返回形成闭路。即通过以上三次反浮选，一粗一扫、两次精选的闭路正浮选，可以得到产率为2.08%，品位为48.10%，回收率为48.92%的金红石浮选粗精矿，正浮选抛尾29.67%，含金红石TiO20.32%。选择性磨矿—粗粒重选—细粒浮选的金红石粗选技术，得到品位为49.07%，回收率为83.89%的金红石混合粗精矿，共抛尾96.54%，只有占原矿3.50%的粗精矿进入精选，大大降低了选矿成本。
Claims (6)
1.选择性磨矿-粗粒重选-细粒浮选的金红石粗选技术，其特征在于按以下步骤完成：
（1）将原矿破碎筛分至适宜的磨矿给矿粒度，破碎粒度上限为6～15mm；
（2）原矿破碎后，给入磨矿机进行开路磨矿；
（3）磨矿机排出的矿浆进行高频细筛筛分，抛去粗粒脉石矿物；
（4）筛下采用螺旋溜槽进行重选，回收粒度相对较粗的金红石，重选后精矿再采用螺旋溜槽精选2～3次或用摇床精选1次，得到重选金红石粗精矿，重选过程中产生的中矿再磨返回重选流程再选，重选后尾矿再次进行第二次高频细筛筛分，再次抛弃粒度较粗的脉石矿物，筛下金红石富集，脱水至矿浆浓度为20～30%时进入浮选作业；
（5）第二次高频细筛筛分的筛下采用碳酸钠调节pH值，添加硫酸铝抑制金红石，用油酸钠反浮选脱泥，反浮选脱泥后，添加脉石矿物抑制剂氟硅酸钠和羧甲基纤维素，组合抑制脉石矿物，采用硝酸铅或乙酸铅作金红石活化剂，采用以羟肟酸钠为主要捕收剂，以苄基胂酸或苯乙烯膦酸为辅助捕收剂，正浮选金红石，正浮选后进行2～3次精选得到浮选金红石粗精矿。
2.根据权利要求1所述的选择性磨矿-粗粒重选-细粒浮选的金红石粗选技术，其特征在于原矿为含金红石1%～10%的矿石。
3.根据权利要求1所述的选择性磨矿-粗粒重选-细粒浮选的金红石粗选技术，其特征在于原矿磨矿介质选用钢锻，钢锻的直径为40～60mm。
4.根据权利要求1所述的选择性磨矿-粗粒重选-细粒浮选的金红石粗选技术，其特征在于如果原矿中粉矿较多，或风化严重时，增加洗矿作业，预先分出细粒矿石。
5.根据权利要求1所述的选择性磨矿-粗粒重选-细粒浮选的金红石粗选技术，其特征在于第一次高频细筛的筛孔为0.3～1mm，第二次高频细筛的筛孔为0.074～0.1mm。
6.根据权利要求1所述的选择性磨矿-粗粒重选-细粒浮选的金红石粗选技术，其特征在于第二次高频细筛筛分的筛下加入碳酸钠调pH值为7～8，加入硫酸铝600～800g/t抑制金红石，加入油酸钠30～50g/t作为硅酸盐脉石矿物的捕收剂，并加入2#油20g/t，调浆后进行反浮选2～3次脱泥；反浮选后，用碳酸钠调pH值为8.5，加入脉石矿物组合抑制剂氟硅酸钠300～500g/t和羧甲基纤维素100～300g/t，加入金红石活化剂硝酸铅或乙酸铅200～400g/t，加入金红石组合捕收剂羟肟酸钠300～500g/t和苄基胂酸或苯乙烯膦酸200～400g/t，调浆后进行金红石正浮选，正浮选后进行2～3次精选得到浮选金红石粗精矿。
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