专利名称：：一种含碳酸盐铁矿石的分步浮选分离方法
技术领域：
：本发明属于矿物加工领域，特别涉及一种含碳酸盐铁矿石的分步浮选分离方法。技术背景随着我国社会经济的发展，工业化和城镇化步伐的加快，对钢铁产品的需求逐年增加。开发潜在铁矿资源已成为矿业和冶金领域的重要课题。自1996年以来，我国钢铁产量一直居世界首位。钢铁工业生产的飞速发展，导致铁矿石需求和生产的迅猛增长，铁矿石生产呈现供不应求的局面。我国从2003年起，成为世界进口铁矿石最多的国家，2007年铁矿石进口量高达3.83亿吨。2008年进口铁矿石的价格再次上涨65%,使本己在高位运行的铁矿石价格再次大幅攀升。国家虽然出台了一些相关的宏观调控政策，以抑制部分行业的过快发展，减缓钢铁生产的增长，但是随着我国居民消费结构的升级、工业化和城镇化步伐的加快，对钢铁产品的需求还将继续增加，钢铁工业还将继续发展，铁矿石大量依赖进口的局面难以在短期内得到扭转。我国高品位的优质铁矿资源逐渐枯竭，随之而来的国际铁矿石价格的大幅提高，迫使我们必须以战略性的眼光，有预见性地开发潜在的铁矿资源。我国铁矿石的主要特点是"贫"、"细"、"杂"，平均铁品位32%，比世界平均品位低11个百分点。我国97.5。/。的铁矿石需要选矿处理，并且复杂难选的红铁矿所占比例较大(约占铁矿石储量的20.8%)。在这种情况下，红铁矿的合理、经济性开发利用，已经成为人们关注的热点。含碳酸盐铁矿石中一般含有的主要矿物有赤铁矿、磁铁矿、石英、揭铁矿、菱铁矿、铁白云石、角闪石及少量绿泥石等。矿石中的碳酸铁主要是菱铁矿，其次是铁白云石。实践表明，碳酸铁的出现对铁矿石反浮选的影响极大，当铁矿石中碳酸铁的含量超过4%时，浮选指标呈下降趋势，甚至出现精尾不分的现象，导致部分矿石无法得到有效处理，因此目前这种矿石还没有得到很好的利用。而我国含碳酸盐铁矿石储量丰富，随着铁矿资源日趋匮乏，含碳酸盐铁矿石的开发利用势在必行。常规的浮选分离菱铁矿和赤铁矿的方法难以获得品位较高的赤铁矿，药剂消耗量大，且回收率低，精尾产率较大，中矿返回时影响工艺流程的稳定性。
发明内容针对现有碳酸盐铁矿石浮选技术上的缺点，本发明提供一种含碳酸盐铁矿石的分步浮选分离方法。将含碳酸盐铁矿石用球磨法磨细，再采用弱磁选和强磁选预先分离，获得混合磁选铁精矿采用分步浮选技术进行分离，第一步采用正浮选工艺在中性条件下分选菱铁矿精矿，第二步采用反浮选工艺在强碱性条件下分选赤铁矿精矿。本发明的技术方案为1、混合磁选铁精矿的获得将含碳酸盐矿物含量1~6%、含铁品位超过25~32%的赤铁矿石，首先采用球磨分级的方法将矿石磨细到细度小于0.074mm部分占矿石总量85%~96%，然后采用弱磁选和强磁选的方法将矿石进行预先分离，获得含铁品位为38~45%、碳酸盐矿物含量为2~8%的混合磁选铁精矿。2、将混合磁选精矿采用分步浮选技术进行分选2.1、采用正浮选工艺在中性条件下分选菱铁矿精矿-将混合磁选铁精矿加水调浆至浓度为20~40%的矿浆，将矿浆送入浮选设备中，加入抑制剂搅拌4min，加入量为400~800g/t;加入捕收剂搅拌4min，加入量为50~300g/t;然后进行正浮选，分选出菱铁矿精矿，菱铁矿精矿产率为13~16%。2.2、采用反浮选工艺在强碱性条件下分选赤铁矿精矿-将正浮选工艺后获得的尾矿作为反浮选给矿，加pH值为11~12的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为30%;加入抑制剂搅拌4min，加入量为150~500g/t;加入活化剂搅拌4min，加入量为600~1200g/t;加入捕收剂搅拌4min，加入量为800~1500g/t;然后送入闭路连续浮选设备中进行粗选，粗选的精矿加入pH值为11~12的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为25%;然后加入抑制剂、活化剂和捕收剂进行精选，抑制剂、活化剂和捕收剂的加入量分别为50~150g/t，100-3OOg/t,400~800g/t，选出赤铁矿精矿。粗选的尾矿进入连续扫选设备中，加入pH值为11~12的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为25%，然后加入抑制剂进行一次扫选，抑制剂加入量为10~50g/t，一次扫选的精矿和精选的尾矿返回到粗选浮选机中进行粗选；一次扫选的尾矿加入pH值为11~12的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为25%，然后加入抑制剂进行二次扫选，抑制剂加入量为10~30g/t,二次扫选的精矿返回到一次扫选浮选机中进行一次扫选，二次扫选的尾矿加入pH值为11~12的NaOH水溶液调桨，调浆浓度为25%，进行三次扫选，三次扫选的精矿返回到二次扫选浮选机中进行二次扫选。本发明的含碳酸盐铁矿石的分步浮选分离方法，第一步分选出菱铁矿精矿，改善了浮选环境，第二步分选出赤铁矿精矿。该流程运行平稳，没有出现中矿返回困难的情况，最终可获得铁品位大于66%，回收率大于62%的赤铁矿精矿。本发明对我国低品位铁矿潜在资源提供了一种开发利用方法，对于含碳酸盐铁矿石的经济合理开发具有重要意义。图1含碳酸盐铁矿石分步浮选分离方法的技术流程和药剂制度示意图。具体实施方式本发明实施采用抑制剂为普通玉米淀粉。本发明实施采用活化剂为CaO，即普通石灰。本发明实施采用捕收剂为RA715,RA715为鞍山钢铁集团公司提供，其结构式为<formula>formulaseeoriginaldocumentpage5</formula>本发明实施正浮选试验选用XFD-63型单槽式浮选机，反浮选试验选用XFLB型微型闭路连续浮选机，各浮选机搅拌速度为1260r/min。本发明实施混合磁选铁精矿和反浮选给矿的调浆搅拌速度为800r/min。本发明实施选用东鞍山烧结厂提供的含碳酸盐混合磁选铁精矿，该混合磁选铁精矿的获得方法为将含碳酸盐矿物含量1~6%、含铁品位超过25~32%的赤铁矿石，首先采用球磨分级的方法将矿石磨细到细度小于0.074mm部分占矿石总量85%~96%，然后采用弱磁选(筒式磁选机)和强磁选(Slon立环脉动高梯度磁选机)的方法将矿石进行预先分离，获得含铁品位为38~45%、碳酸盐矿物含量为2~8%的混合磁选铁精矿。混合磁选铁精矿化学分析结果如表1所示。表l东鞍山烧结厂混合磁选铁精矿化学分析结果<table>tableseeoriginaldocumentpage5</column></row><table>其余部分为八1203、CaO、MgO、S禾口P。从该混合磁选精矿特性可知，其中含有约4.04%的菱铁矿(FeC03)和2.10°/。的硅酸铁矿物(FeSi03)，是影响浮选质量和回收率的主要影响因素。实施例1选用东鞍山烧结厂提供的含碳酸盐混合磁选铁精矿，采用图1工艺流程进行浮选。将混合磁选铁精矿加水调浆至浓度为20%的矿浆，将矿浆送入浮选设备中，加入抑制剂搅拌4min，加入量为800g/t;加入捕收剂搅拌4min,加入量为300g/t;然后进行正浮选，分选出菱铁矿精矿，菱铁矿精矿产率为13.31%。将正浮选工艺后获得的尾矿作为反浮选给矿，加pH值为11的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为30%;加入抑制剂搅拌4min，加入量为500g/t;加入活化剂搅拌4min，加入量为1200g/t;加入捕收剂搅拌4min，加入量为1500g/t;然后送入闭路连续浮选设备中进行粗选，粗选的精矿加入pH值为11的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为25%;然后加入铁矿物抑制剂、活化剂和捕收剂进行精选，抑制剂、活化剂和捕收剂的加入量分别为150g/t,300g/t，800g/t,选出赤铁矿精矿。粗选的尾矿加入pH值为11的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为25%，并加入抑制剂后进入一次扫选，抑制剂加入量为50g/t，一次扫选的精矿和精选的尾矿返回到粗选浮选机中进行粗选，一次扫选的尾矿加入pH值为11的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为25%，并加入抑制剂后进入二次扫选，抑制剂加入量为30g/t，二次扫选的精矿返回到一次扫选浮选机中进行一次扫选，二次扫选的尾矿加入pH值为11的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为25%，进行三次扫选，三次扫选的精矿返回到二次扫选浮选机中再进行二次扫选。获得的试验结果如表2所示。表2分步浮选连续浮选试验结果1<table>tableseeoriginaldocumentpage6</column></row><table>结果可知采用分步浮选技术可使含碳酸盐铁矿石的精矿品位达到67.84%,回收率达69.47%。实施例2采用的含碳酸盐混和磁选铁精矿和工艺流程同实施例1。将混合磁选铁精矿加水调浆至浓度为30%的矿浆，将矿浆送入浮选设备中，加入抑制剂搅拌4min,加入量为400g/t;加入捕收剂搅拌4min,加入量为50g/t;然后进行正浮选，分选出菱铁矿精矿，菱铁矿精矿产率为15.97%。将正浮选工艺后获得的尾矿作为反浮选给矿，加pH值为11.5的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为30%;加入抑制剂搅拌4min，加入量为150g/t;加入活化剂搅拌4min，加入量为600g/t;加入捕收剂搅拌4min，加入量为800g/t;然后送入闭路连续浮选设备中进行粗选，粗选的精矿加入pH值为11.5的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为25%;然后加入铁矿物抑制剂、活化剂和捕收剂进行精选，抑制剂、活化剂和捕收剂的加入量分别为50g/t，100g/t,400g/t，选出赤铁矿精矿。粗选的尾矿加入pH值为11.5的NaOH水溶液调浆，调桨浓度为25%;并加入抑制剂后进入一次扫选，抑制剂加入量为10g/t，一次扫选的精矿和精选的尾矿返回到粗选浮选机中再进行粗选，一次扫选的尾矿加入pH值为11.5的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为25%,并加入抑制剂后进入二次扫选，抑制剂加入量为10g/t，二次扫选的精矿返回到一次扫选浮选机中再进行一次扫选，二次扫选的尾矿加入pH值为11.5的NaOH水溶液调浆，调桨浓度为25%,进入三次扫选，三次扫选的精矿返回到二次扫选浮选机中再进行二次扫选。获得的试验结果如表3所示。表3分步浮选连续浮选试验结果2<table>tableseeoriginaldocumentpage7</column></row><table>结果可知，分步浮选连续浮选试验获得了精矿铁品位为66.37%、回收率为62.93%的赤铁矿精矿。进一步考察菱铁矿在工艺流程中的走向，对各产品进行了菱铁矿含量的物相分析，结果如表4所示。表4分步浮选连续浮选试验结果2的各产品菱铁矿的分布<table>tableseeoriginaldocumentpage7</column></row><table>结果可知，通过第一步浮选，54.34%的菱铁矿进入菱铁矿精矿，第二步浮选时42.54%的菱铁矿被抑制进入尾矿中，赤铁矿精矿中只含有3.12%的菱铁矿。表明第一步浮选过程中大部分菱铁矿除去后，使反浮选给料中的菱铁矿含量只为2.19%，这部分菱铁矿已不足以影响赤铁矿的分选，从而改善了赤铁矿的浮选条件。实施例3采用的含碳酸盐混和磁选铁精矿和工艺流程同实施例1。将混合磁选铁精矿加水调浆至浓度为40%的矿浆，将矿浆送入浮选设备中，加入抑制剂搅拌4min，加入量为600g/t;加入捕收剂搅拌4min,加入量为180g/t;然后进行正浮选，分选出菱铁矿精矿，菱铁矿精矿产率为14.26%。将正浮选工艺后获得的尾矿作为反浮选给矿，加pH值为12的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为30%;加入抑制剂搅拌4min，加入量为300g/t;加入活化剂搅拌4min，加入量为900g/t，加入捕收剂搅拌4min,加入量为1100g/t;然后送入闭路连续浮选设备中进行粗选，粗选的精矿加入pH值为12的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为25%;然后加入铁矿物抑制剂、活化剂和捕收剂进行精选，抑制剂、活化剂和捕收剂的加入量分别为100g/t，200g/t，600g/t，选出赤铁矿精矿。粗选的尾矿加入pH值为12的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为25%,并加入抑制剂后进入一次扫选，抑制剂加入量为30g/t，一次扫选的精矿和精选的尾矿返回到粗选浮选机中进行粗选，一次扫选的尾矿加入pH值为12的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为25%,并加入抑制剂后进入二次扫选，抑制剂加入量为20g/t，二次扫选的精矿返回到一次扫选浮选机中进行一次扫选，二次扫选的尾矿加入pH值为12的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为25%,进行三次扫选，三次扫选的精矿返回到二次扫选浮选机中进行二次扫选。获得的试验结果如表5所示。表5分步浮选连续浮选试验结果3产品名称产率(％)品位(％)铁含量回收率(％)原矿100.0042.844284.0884100.00菱铁矿精矿15.1736.63555.646312.97赤铁矿精矿41.6867.722822.785865.89反浮选尾矿43.7620.8893.79621.33反浮选精选尾矿14.5051.23742.86117.34一次扫选精矿23.4748.711143.423226.69二次扫选精矿5.9739.91238.19535.56'三次扫选精矿6.1634.58212.9194.97结果可知，分步浮选连续浮选试验获得了精矿铁品位为67.72%、回收率为65.89%的赤铁矿精矿。实施例4采用的含碳酸盐混和磁选铁精矿和工艺流程同实施例1。将混合磁选铁精矿加水调浆至浓度为30°/。的矿浆，将矿浆送入浮选设备中，加入抑制剂搅拌4min，加入量为500g/t;加入捕收剂搅拌4min,加入量为220g/t;然后进行正浮选，分选出菱铁矿精矿，菱铁矿精矿产率为16.18%。将正浮选工艺后获得的尾矿作为反浮选给矿，加pH值为12的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为30%;加入抑制剂搅拌4min，加入量为200g/t;加入活化剂搅拌4min，加入量为900g/t;加入捕收剂搅拌4min，加入量为1300g/t;然后送入闭路连续浮选设备中进行粗选'，粗选的精矿加入pH值为12的NaOH水溶液调桨，调浆浓度为25°/。；然后加入铁矿物抑制剂、活化剂和捕收剂进行精选，抑制剂、活化剂和捕收剂的加入量分别为120g/t，150g/t，500g/t，选出赤铁矿精矿。粗选的尾矿加入pH值为12的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为25%，并加入抑制剂后进入一次扫选，抑制剂加入量为20g/t,—次扫选的精矿和精选的尾矿返回到粗选浮选机中进行粗选，一次扫选的尾矿加入pH值为12的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为25%,并加入抑制剂后进入二次扫选，抑制剂加入量为25g/t，二次扫选的精矿返回到一次扫选浮选机中进行一次扫选，二次扫选的尾矿加入pH值为12的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为25%，进行三次扫选，三次扫选的精矿返回到二次扫选浮选机中进行二次扫选。获得的试验结果如表6所示。表6分步浮选连续浮选试验结果4产品名称产率(％)品位(％)铁含量回收率(％)原矿100.0042.844284.0884100.00菱铁矿精矿16.1837.11600.6292.14.02赤铁矿精矿42.47'67.532868.197266.59反浮选尾矿40.5521.49871.383620.34反浮选精选尾矿13.9850.62707.73116.52一次扫选精矿22.5548.331089.872125.44二次扫选精矿3.2639.04127.23742.97三次扫选精矿5.8141.47240.7665.62结果可知，分步浮选连续浮选试验获得了精矿铁品位为67.53%、回收率为66.59%的赤铁矿精矿。实施例5采用的含碳酸盐混和磁选铁精矿和工艺流程同实施例1。将混合磁选铁精矿加水调浆至浓度为40%的矿浆，将矿浆送入浮选设备中，加入抑制剂搅拌4min，加入量为700g/t;加入捕收剂搅拌4min，加入量为130g/t;然后进行正浮选，分选出菱铁矿精矿，菱铁矿精矿产率为16.07%。将正浮选工艺后获得的尾矿作为反浮选给矿，加pH值为12的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为30°/。；加入抑制剂搅拌4min，加入量为400g/t;加入活化剂搅拌4min，加入量为1100g/t;加入捕收剂搅拌4min,加入量为1000g/t;然后送入闭路连续浮选设备中进行粗选，粗选的精矿加入pH值为12的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为25%;然后加入铁矿物抑制剂、活化剂和捕收剂进行精选，抑制剂、活化剂和捕收剂的加入量分别为80g/t，250g/t，700g/t，选出赤铁矿精矿。粗选的尾矿加入pH值为12的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为25%，并加入抑制剂后进入一次扫选，抑制剂加入量为40g/t，一次扫选的精矿和精选的尾矿返回到粗选浮选机中进行粗选，一次扫选的尾矿加入pH值为12的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为25%，并加入抑制剂后进入二次扫选，抑制剂加入量为15g/t,二次扫选的精矿返回到一次扫选浮选机中进行一次扫选，二次扫选的尾矿加入pH值为12的NaOH水溶液调浆，调浆浓度为25%，进行三次扫选，三次扫选的精矿返回到二次扫选浮选机中进行二次'扫选。获得的试验结果如表7所示。表7分步浮选连续浮选试验结果5<table>tableseeoriginaldocumentpage10</column></row><table>结果可知，分步浮选连续浮选试验获得了精矿铁品位为67.07%、回收率为68.71°/。的赤铁矿精矿。权利要求1.一种含碳酸盐铁矿石的分步浮选分离方法，其特征在于将含碳酸盐铁矿石用球磨法磨细，再采用弱磁选和强磁选预先分离，获得混合磁选铁精矿采用分步浮选技术进行分离，第一步采用正浮选工艺在中性条件下分选菱铁矿精矿，第二步采用反浮选工艺在强碱性条件下分选赤铁矿精矿；主要步骤为(1)所述正浮选工艺在中性条件下分选菱铁矿精矿的方法将获得的混合磁选铁精矿加水调浆，调浆浓度为20～40％，然后将矿浆放入浮选设备中，依次加入抑制剂和捕收剂搅拌，在中性pH值条件下进行正浮选，正浮选获得的精矿为菱铁矿精矿；(2)所述反浮选工艺在强碱性条件下分选赤铁矿精矿的方法将分选菱铁矿获得的尾矿作为反浮选给矿，用NaOH水溶液调浆，然后送入闭路连续浮选设备中，依次加入抑制剂、活化剂和捕收剂搅拌，进行反浮选粗选，其中粗选后的精矿用NaOH水溶液调浆，然后加入抑制剂、活化剂和捕收剂后进行精选，精选后的精矿为赤铁矿精矿；粗选后的尾矿用NaOH水溶液调浆，然后加入抑制剂，进行一次扫选和二次扫选，二次扫选直接进行三次扫选；其中一次扫选的精矿混合精选尾矿返回粗选；二次扫选和三次扫选的精矿返回一次扫选和二次扫选尾矿。2、根据权利要求1所述的一种含碳酸盐铁矿石的分步浮选分离的方法，其特征在于所述反浮选粗选的NaOH水溶液调浆、抑制剂、活化剂和捕收剂NaOH水溶液的pH值为11~12,调浆浓度为30%;抑制剂为淀粉，用量为150~500g/t;活化剂为CaO，用量为600-1200g/t;捕收剂为RA715，用量为800~1500g/t。3、根据权利要求1所述的一种含碳酸盐铁矿石的分步浮选分离的方法，其特征在于所述精选的NaOH水溶液调浆、抑制剂、活化剂和捕收剂NaOH水溶液pH值为11~12，调浆浓度为25%;抑制剂为淀粉，用量为5CM50g/t;活化剂为CaO，用量为100~300g/t;捕收剂为RA715，加入量为400~800g/t。4、根据权利要求1所述的一种含碳酸盐铁矿石的分步浮选分离的方法，其特征在于所述一次扫选和二次扫选的NaOH水溶液调浆和抑制剂NaOH水溶液pH值为11~12，调浆浓度为25°/。；抑制剂为淀粉，用量为1050g/t。全文摘要一种含碳酸盐铁矿石的分步浮选分离方法，其特征在于将含碳酸盐铁矿石用球磨法磨细，再采用弱磁选和强磁选预先分离，获得的混合磁选铁精矿采用分步浮选技术进行分离，第一步采用正浮选工艺在中性条件下分选菱铁矿精矿，第二步采用反浮选工艺在强碱性条件下分选赤铁矿精矿。本发明的含碳酸盐铁矿石的分步浮选分离方法，流程运行平稳，第一步分选出菱铁矿，改善了浮选环境，第二步分选出赤铁矿，最终可获得铁品位大于66％，回收率大于62％的赤铁矿精矿。本发明对我国低品位铁矿潜在资源提供了一种开发利用方法，对于含碳酸盐铁矿石的经济合理开发具有重要意义。文档编号B03B7/00GK101274302SQ200810011418公开日2008年10月1日申请日期2008年5月16日优先权日2008年5月16日发明者印万忠,明张,张淑敏,李艳军,韩跃新申请人:东北大学