一种高铁霞石矿的选矿工艺的制作方法
【专利摘要】本发明提供了一种高铁霞石矿的选矿工艺，特别涉及一种有害杂质铁含量高，且含铁矿物嵌布粒度较细的霞石矿的选矿工艺。本发明的选矿工艺的步骤包括：(1)利用弱磁选将原矿中磁铁矿物选出；(2)利用浮选将步骤(1)中弱磁选尾矿中霓辉石、黑云母和角闪石浮出；(3)进行强磁选，所得非磁性产品为精矿。本发明的有益效果是：能显著降低霞石精矿中有害杂质铁的含量，提高霞石矿的综合利用价值并大幅降低尾矿的排放量。
【专利说明】
一种高铁霞石矿的选矿工艺
技术领域
[0001]本发明属于有害杂质铁含量较高的霞石矿的选矿除铁技术领域，特别是涉及霞石与磁铁矿、霓辉石、黑云母和角闪石物理分离的选矿方法。
【背景技术】
[0002]霞石是一种高铝、高钾钠的不饱和硅酸盐复合非金属矿物，在原料领域是唯一具有高铝高钾钠复合特性矿物，并含有十几种微量稀土族成分。霞石矿广泛应用于玻璃、陶瓷、高分子、新材料等领域，要求钾、钠含量高，色白，铁、钛等染色元素含量低。矿石中主要的暗色矿物为磁铁矿、霓辉石、黑云母和角闪石等。
[0003]我国的霞石矿床的特点是含铁量普遍在4%以上(如吉林桦甸永胜屯、辽宁凤城赛马和顾家堡子、山西临县紫荆山、湖北随州环潭、四川会理等)，必须经过选矿除铁后，方可用于玻璃、填料和陶瓷工业等。影响霞石矿可选性的因素很多，但起决定作用的因素是有矿石矿物与脉石矿物的物理性质差异、矿石工艺粒度和镶嵌关系、矿物的化学成分，尤其是浅色矿物中的含铁情况。
[0004]—直以来，我国霞石矿的开发利用主要集中在杂质Fe2O3含量彡2%，浅色矿物与暗色矿物嵌布关系简单的易选矿石，此类矿石一般经粗磨、分级和单一磁选后就可获得Fe2O3含量<0.2%的霞石精矿。
[0005]近年来，随着霞石精矿价格的持续走高，霞石矿的开发利用进入了繁荣期。随着多年的持续开采，目前余下的低铁易选矿石已所剩不多。而铁含量大于4%的霞石矿，由于含铁量高，暗色矿物粒度较细，常以粒状集合体嵌布于霞石粒间，或以尖角状、刺状伸入浅色矿物中影响选矿除铁效果。传统的粗磨、分级和单一磁选工艺不能有效的去除矿石中有害杂质铁的含量，大大的制约着此类矿石的开发利用。
[0006]现行的粗磨、分级和单一磁选工艺分选低铁(Fe203<2.0%)易选霞石矿获得的选矿技术指标如下:
[0007](I)《非金属矿》1997年N0.6刊登的“SLon立环脉动高梯度磁选机选别霞石矿的试验研究”一文对南江Fe2O3含量1.611%的霞石矿进行了研究，将矿石粗磨至-30目，采用一次弱磁选和两次强磁选的工艺流程获得了 Fe2O3含量0.179%的霞石精矿。
[0008](2)《非金属矿》2002年7月第四期刊登的“安阳霞石正长岩矿提纯试验研究”一文对安阳Fe2O31.89%的霞石矿进行了研究，同样将矿石磨至-30目，采用单一粗选工艺流程获得了Fe2O3彡0.15%的霞石精矿。
[0009]现有技术分选高铁(Fe2O3多4.0%)霞石矿所获的选矿指标如下:
[0010](I)《矿产保护与利用》2000年2月第I期刊登的“湖北随州霞石正长岩除铁工艺试验” 一文中介绍，对原矿FeO含量6.44%的霞石精矿进行选矿研究，将矿石磨至40-200目，通过三级磁选仅获得了 FeO含量0.50%,产率54.90 %的霞石精矿。
[0011](2)《矿产综合利用》1990(1):50-52“吉林某地霓辉霞石正长岩除铁工艺试验”一文中介绍，对于吉林某TFe含量4.07 %的原矿，将矿石磨至-200目含量29.19%, +200目粒级样品采用一次粗选五次精选的磁选流程，-200目粒级样品采用一次粗选一次扫选的反浮选工艺获得了产率55.85%，TFe 0.37%的霞石精矿和产率18.98%，TFe 0.89%的次精矿。
[0012]由此可知，现行的粗磨、分级和单一磁选工艺对于分选Fe2O3含量<2.0%的易选霞石矿石能获得较满意的技术指标。对于原矿Fe2O3含量多4.0%，暗色矿物粒度较细的霞石矿，不仅未能获得Fe2O3S0.2%的高品质霞石精矿，且霞石精矿产率较低。
[0013]虽然，有学者尝试过利用联合工艺对高铁霞石矿进行选矿，然而却面临着尾矿产率过高(通常高达40%以上)和仅获得唯一精矿的问题，经济效益很差，不适于规模应用。
[0014]因此，如何找到能尚效从含铁量尚的霞石矿中获得尚品质的精矿，并且提尚对原矿的综合利用价值以及大幅降低尾矿产率，成为霞石矿开发利用领域亟待解决的重大技术问题。
【发明内容】
[0015]本发明的目的是提供一种高铁霞石矿的选矿方法，特别是涉及霞石与细粒磁铁矿、霓辉石、黑云母和角闪石等矿物物理分离的选矿方法。本方法首先将原矿石磨矿至单体解离，然后采用弱磁选法回收矿石中磁铁，弱磁选尾矿再经浮选和强磁选联合工艺去除霓辉石、黑云母和角闪石等矿物，最终得到霞石精矿和霞石次精矿产品。本发明的显著特征是，能大幅降低霞石精矿中有害杂质铁的含量，从而获得高品质的霞石精矿；同时还获得了霞石次精矿并综合回收矿石中的磁铁矿，大幅降低尾矿的排放量，从而减少尾矿堆存对土地的占用和对环境的污染。
[0016]本发明用于实现上述目的的技术方案如下:
[0017]本发明提供一种高铁霞石矿的选矿除铁方法，其包括如下步骤:
[0018](I)利用弱磁选将原矿中磁铁矿物选出；
[0019](2)利用浮选将步骤(I)中弱磁选尾矿中霓辉石、黑云母和角闪石浮出；
[0020](3)进行强磁选，所得非磁性产品为精矿。
[0021 ]第一步弱磁选，将暗色矿物磁铁矿选出；第二步浮选，将暗色矿物霓辉石、黑云母和角闪石矿物浮出，精矿留在浮选槽内，优选的，所述第二步浮选包括至少两级粗选和两级精选;第三步强磁选，精矿为非磁性产品，优选的，所述第三步强磁选包括两次磁选，更优选的，为保证精矿质量，每次磁选至少包括两级磁选。
[0022]优选地，本发明提供的选矿方法包括以下步骤:
[0023](I)取原矿，破碎后加水调浆并磨矿至粒度-0.074毫米的矿石重量占原矿总重85%?90% ；
[0024](2)向步骤(I)所得矿浆中加水并调浆至矿石占矿浆质量百分数的35?45%，然后进行弱磁选作业，得到铁精矿和弱磁选尾矿;所述弱磁选作业的目的是分选出磁铁矿矿物；
[0025]优选地，第一步弱磁选作业中，所述步骤(2)的磁场强度为0.15?0.20特斯拉。
[0026](3)向步骤(2)所得的弱磁选尾矿加入浮选药剂进行浮选粗选作业，得到浮选粗选泡沫和浮选槽内产品，所述浮选粗选包括至少两级浮选，每级浮选时，依次向矿浆中加入调整剂和捕收剂;本次浮选的主要目的是脱除矿石中的霓辉石、黑云母和角闪石矿物。
[0027]优选地，第一级浮选粗选时，调整剂为质量百分数5?10%的碳酸钠溶液，用量为500?1000克/吨原矿;捕收剂为质量百分数I?3%的油酸钾复配聚氧乙烯醚混合捕收剂溶液，优选的，所述捕收剂中油酸钾与聚氧乙烯醚的重量比为5?10:1，用量为1500?2000克/吨原矿。第二级浮选粗选时，调整剂为质量百分数5?10%的碳酸钠溶液，用量为200?400克/吨原矿；捕收剂为质量百分数I?3%的油酸钾复配聚氧乙烯醚混合捕收剂溶液，优选的，所述捕收剂中油酸钾与聚氧乙烯醚的重量比为5?10:1，用量为500?1000克/吨原矿。
[0028](4)对步骤(3)所述浮选粗选泡沫进行浮选精选作业，所述浮选精选作业包括至少两级精选，浮选精选作业得到的浮选泡沫为尾矿I，槽内产品分别为中矿I和中矿Π;
[0029]优选地，所述步骤(4)的精选为不加药剂的空白精选。
[0030](5)对步骤(3)所得的浮选槽内产品进行强磁选作业，所述强磁选作业包括至少两级强磁选，如进行两级强磁选，则第二级强磁选得到的非磁性产品为霞石精矿，磁性产品返回至第一级强磁选再选，得到的磁性产品为中矿ΙΠ;如进行三级强磁选，就把第三级的返回到第二级，第二级返回到第一级，以此类推。
[0031]优选地，所述步骤(5)的强磁选作业是在磁场强度0.8?1.2特斯拉的条件下进行。
[0032](6)对步骤(4)所得的中矿1、中矿Π与步骤(5)所得的中矿ΙΠ合并进行强磁选作业，所述强磁选作业包括至少两级强磁选，进行两级强磁选，则第二级强磁选得到的非磁性产品为霞石次精矿，磁性产品返回至第一级强磁选再选，得到的磁性产品为尾矿Π;如进行三级强磁选，就把第三级的返回到第二级，第二级返回到第一级，以此类推。
[0033]优选地，所述步骤(6)的强磁选作业是在磁场强度1.2?1.5特斯拉的条件下进行。
[0034](7)对步骤(4)所得的尾矿I与步骤(6)所得的尾矿Π合并得到总尾矿。
[0035]对于高铁霞石矿的选矿除铁而言，本申请提出的“弱磁选一浮选一强磁选”工艺获得选矿技术指标优于现有的粗磨、分级、单一磁选工艺和磁选-浮选联合工艺。对于原矿Fe2O3含量多4.00%的高铁霞石矿的选矿除铁，在入选矿石铁含量相同的情况下，采用申请工艺所获指标与现有工艺相比，霞石精矿中有害杂质Fe2O3含量降低了0.12 %，产率高出8.87%。霞石次精矿中有害杂质Fe2O3含量降低了 0.11 %，产率高出0.36 %。另外，采用申请工艺还获得了 TFe含量61.13%,产率2.31%的铁精矿。采用申请工艺与现有粗磨、分级、单一磁选工艺相比，申请工艺可减少11.54 %的尾矿排放量，有效缓解尾矿堆存对土地的占用和对环境的污染。本申请提出的方法同样适用于Fe2O3含量多7.00%的霞石矿的选矿除铁，该类霞石矿经本工艺选矿除铁后可获得Fe2O3含量<0.09%的霞石精矿，有助于此类矿石的合理开发利用。
【具体实施方式】
[0036]下面通过实施例详细说明本发明，应当理解，下述实施例仅用于说明本发明，而不以任何方式限制本发明的范围。
[0037]实施例1
[0038]—种高铁霞石矿的选矿工艺，其步骤如下:
[0039](I)将原矿破碎、磨矿至粒度为-0.074毫米的矿石重量占原矿重量85%，并加水调浆至矿浆质量百分数35%。检测结果表明，原矿主要含Fe2034.18wt% ,K2O 3.18wt% ,Na2O10.40wt% ,Al20321.90wt% ,Si0255.32wt% 0
[0040](2)对步骤(I)的矿浆进行弱磁选，磁场强度为0.15特斯拉，得到的磁选产品为铁精矿，非磁性产品为弱磁选尾矿。
[0041](3)将步骤(2)的弱磁选尾矿中加入质量百分数5%的碳酸钠溶液和质量百分数
I%的油酸钾复配聚氧乙烯醚混合捕收剂溶液(油酸钾复配聚氧乙烯醚的重量比为5:1 )，进行第一级浮选粗选。碳酸钠用量500克/吨原矿，油酸钾与聚氧乙烯醚的混合物用量1500克/吨原矿，泡沫产品为粗选尾矿I，槽内产品为粗精矿I。
[0042](4)将步骤(3)的粗精矿I中加入质量百分数5%的碳酸钠溶液和质量百分数I %的油酸钾复配聚氧乙烯醚混合捕收剂溶液(油酸钾复配聚氧乙烯醚的重量比为5:1)，进行第二级浮选粗选。碳酸钠用量200克/吨原矿，油酸钾与聚氧乙烯醚的混合物用量500克/吨原矿，泡沫产品为粗选尾矿Π，槽内产品为浮选精矿。
[0043](5)将步骤(3)的浮选尾矿I和步骤(4)的粗选尾矿Π合并进行不添加任何药剂的两级空白精选，浮选泡沫产品为尾矿I，槽内产品分别为中矿I和中矿Π。
[0044](6)将步骤(4)的浮选精矿进行两级强磁选，第二级强磁选得到的非磁性产品为霞石精矿，磁性产品返回至第一级强磁选再选，得到的磁性产品为中矿m;两级磁场作业的磁场强度均为0.8特斯拉。
[0045](7)将步骤(5)中矿1、中矿Π与步骤(6)的中矿ΙΠ合并进行两级强磁选，第二级强磁选得到的非磁性产品为霞石次精矿，磁性产品返回至第一级强磁选再选，得到的磁性产品为中矿尾矿Π ;两级磁场作业的磁场强度均为1.2特斯拉。
[0046](8)将尾矿I与尾矿Π合并得到总尾矿。
[0047]检测结果表明:霞石精矿含Fe2O3Wt 0.08%，产率59.03% ;霞石次精矿含Fe2O3Wt0.44%,产率14.72 % ；铁精矿含TFe61.13%,产率2.31%；总尾矿产率23.94 %。
[0048]实施例2
[0049](I)将原矿破碎、磨矿至粒度为-0.074毫米的矿石重量占原矿重量88%，并加水调浆至矿浆质量百分数40%。检测结果表明，原矿主要含Fe2035.43wt%，K20 4.13wt%，Na2Ol0.15wt% ,Al20321.65wt% ,Si0254.16wt% 0
[0050](2)对步骤(I)的矿浆进行弱磁选，磁场强度为0.18特斯拉，得到的磁选产品为铁精矿，非磁性产品为弱磁选尾矿。
[0051](3)将步骤(2)的弱磁选尾矿中加入质量百分数8%的碳酸钠溶液和质量百分数2%的油酸钾复配聚氧乙烯醚混合捕收剂溶液(油酸钾复配聚氧乙烯醚的重量比为7:1)，进行第一级浮选粗选。碳酸钠用量750克/吨原矿，油酸钾与聚氧乙烯醚的混合物用量1800克/吨原矿，泡沫产品为粗选尾矿I，槽内产品为粗精矿I。
[0052 ] (4)将步骤(3)的粗精矿I中加入质量百分数8 %的碳酸钠溶液和质量百分数2 %的油酸钾复配聚氧乙烯醚混合捕收剂溶液(油酸钾复配聚氧乙烯醚的重量比为7:1)，进行第二级浮选粗选。碳酸钠用量300克/吨原矿，油酸钾与聚氧乙烯醚的混合物用量800克/吨原矿，泡沫产品为粗选尾矿Π，槽内产品为浮选精矿。
[0053](5)将步骤(3)的浮选尾矿I和步骤(4)的粗选尾矿Π合并进行不添加任何药剂的两级空白精选，浮选泡沫产品为尾矿I，槽内产品分别为中矿I和中矿Π。
[0054](6)将步骤(4)的浮选精矿进行两级强磁选，第二级强磁选得到的非磁性产品为霞石精矿，磁性产品返回至第一级强磁选再选，得到的磁性产品为中矿m;两级磁场作业的磁场强度均为1.ο特斯拉。
[0055](7)将步骤(5)中矿1、中矿Π与步骤(6)的中矿ΙΠ合并进行两级强磁选，第二级强磁选得到的非磁性产品为霞石次精矿，磁性产品返回至第一级强磁选再选，得到的磁性产品为中矿尾矿π ;两级磁场作业的磁场强度均为1.4特斯拉。
[0056](8)将尾矿I与尾矿Π合并得到总尾矿。
[0057]检测结果表明:霞石精矿含Fe2O3Wt 0.08%，产率57.13% ;霞石次精矿含Fe2O3Wt
0.48%,产率12.32%；铁精矿含TFe60.86%,产率2.85%；总尾矿产率27.70 %。
[0058]实施例3
[0059]—种高铁霞石矿的选矿工艺，其步骤如下:
[0060](I)将原矿破碎、磨矿至粒度为-0.074毫米的矿石重量占原矿重量90%，并加水调浆至矿浆质量百分数45%。检测结果表明，原矿主要含Fe2037.53wt%，K20 5.13wt%,Na209.40wt% ,Al20322.90wt% ,Si0253.32wt% ο
[0061](2)对步骤(I)的矿浆进行弱磁选，磁场强度为0.20特斯拉，得到的磁选产品为铁精矿，非磁性产品为弱磁选尾矿。
[0062](3)将步骤(2)的弱磁选尾矿中加入质量百分数10%的碳酸钠溶液和质量百分数3%的油酸钾复配聚氧乙烯醚混合捕收剂溶液(油酸钾复配聚氧乙烯醚的重量比为10:1)，进行第一级浮选粗选。碳酸钠用量1000克/吨原矿，油酸钾与聚氧乙烯醚的混合物用量2000克/吨原矿，泡沫产品为粗选尾矿I，槽内产品为粗精矿I。
[0063](4)将步骤(3)的粗精矿I中加入质量百分数10%的碳酸钠溶液和质量百分数3%的油酸钾复配聚氧乙烯醚混合捕收剂溶液(油酸钾复配聚氧乙烯醚的重量比为10:1)，进行第二级浮选粗选。碳酸钠用量400克/吨原矿，油酸钾与聚氧乙烯醚的混合物用量1000克/吨原矿，泡沫产品为粗选尾矿Π，槽内产品为浮选精矿。
[0064](5)将步骤(3)的浮选尾矿I和步骤(4)的粗选尾矿Π合并进行不添加任何药剂的两级空白精选，浮选泡沫产品为尾矿I，槽内产品分别为中矿I和中矿Π。
[0065](6)将步骤(4)的浮选精矿进行两级强磁选，第二级强磁选得到的非磁性产品为霞石精矿，磁性产品返回至第一级强磁选再选，得到的磁性产品为中矿m;两级磁场作业的磁场强度均为I.2特斯拉。
[0066](7)将步骤(5)中矿1、中矿Π与步骤(6)的中矿ΙΠ合并进行两级强磁选，第二级强磁选得到的非磁性产品为霞石次精矿，磁性产品返回至第一级强磁选再选，得到的磁性产品为中矿尾矿Π ;两级磁场作业的磁场强度均为1.5特斯拉。
[0067](8)将尾矿I与尾矿Π合并得到总尾矿。
[0068]检测结果表明:霞石精矿含Fe2O3Wt 0.09%，产率56.34% ;霞石次精矿含Fe2O3Wt
0.61%,产率10.50 % ；铁精矿含TFe62.11%,产率3.15%；总尾矿产率30.01 %。
[0069]从上述检测结果可以知道，本发明方案对于含铁量高(Fe2O3含量大于7%)的霞石矿的选矿而言，不仅能获得品质优秀的霞石精矿(Fe2O3含量仅为0.09%)，而且还能获得TFe含量为62.11%的铁精矿和Fe2O3含量为0.61%的霞石次精矿，更为重要的是总尾矿的产量仅为30.01%，大幅降低了尾矿产率。因此，本发明相对于现有技术而言，具有十分明显的技术效果优势和经济效益优势，解决了在霞石矿开发利用领域的重大技术难题。
【主权项】
1.一种高铁霞石矿的选矿工艺，其特征在于，所述选矿工艺包括如下步骤: (1)利用弱磁选将原矿中磁铁矿物选出； (2)利用浮选将步骤(I)中弱磁选尾矿中霓辉石、黑云母和角闪石浮出； (3)进行强磁选，所得非磁性产品为精矿。2.根据权利要求1所述的选矿工艺，其特征在于，所述选矿工艺包括如下步骤: (1)取原矿，破碎后加水调浆并磨矿至粒度-0.074毫米的矿石重量占原矿总重的85%?90% ； (2)向步骤(I)所得矿浆中加水并调浆至矿石占矿浆质量百分数的35?45%，然后进行弱磁选作业，得到铁精矿和弱磁选尾矿； (3)向步骤(2)所得的弱磁选尾矿加入浮选药剂进行浮选粗选作业，得到浮选粗选泡沫和浮选槽内产品，所述浮选粗选作业包括至少两级粗选； (4)对步骤(3)所述浮选粗选泡沫进行浮选精选作业，所述浮选精选作业包括至少两级精选，浮选精选作业得到的浮选泡沫为尾矿I，槽内产品分别为中矿I和中矿Π; (5)对步骤(3)所得的浮选槽内产品进行至少两级强磁选，并将强磁选作业所得的磁性产品返回至上一级强磁选作业中进行再选，得到霞石精矿和中矿m; (6)将步骤(4)所得的中矿1、中矿Π与步骤(5)所得的中矿m合并进行至少两级强磁选作业，并将强磁选作业所得的磁性产品返回至上一级强磁选作业中进行再选，得到霞石次精矿和尾矿Π ; (7)将步骤(4)所得的尾矿I与步骤(6)所得的尾矿Π合并为总尾矿。3.根据权利要求1或2所述的选矿工艺，其特征在于:所述步骤(2)的弱磁选作业是在磁场强度0.15?0.20特斯拉的条件下进行。4.根据权利要求2所述的选矿工艺，其特征在于:所述步骤(3)所述的浮选药剂包括:适用于霓辉石、钛辉石、黑云母、絹云母、角闪石中任一种的捕收剂、矿浆PH调整剂;优选地，所述矿浆PH调整剂为碳酸钠溶液，所述适用于霓辉石、钛辉石、黑云母、絹云母、角闪石中任一种的捕收剂为油酸钾复配聚氧乙烯醚混合捕收剂溶液。5.根据权利要求4所述的选矿工艺，其特征在于，第一级浮选粗选时，调整剂为质量百分数5?10 %的碳酸钠溶液，用量为500?1000克/吨原矿;捕收剂为质量百分数I?3 %的油酸钾复配聚氧乙烯醚混合捕收剂溶液，优选的，所述捕收剂中油酸钾与聚氧乙烯醚的重量比为5?10:1，用量为1500?2000克/吨原矿;第二级浮选粗选时，调整剂为质量百分数5?10%的碳酸钠溶液，用量为200?400克/吨原矿;捕收剂为质量百分数I?3%的油酸钾复配聚氧乙烯醚混合捕收剂溶液，优选的，所述捕收剂中油酸钾与聚氧乙烯醚的重量比为5?10:1，用量为500?1000克/吨原矿。6.根据权利要求2所述的选矿工艺，其特征在于:所述步骤(4)的精选为不加药剂的空白精选。7.根据权利要求2所述的选矿工艺，其特征在于:所述步骤(5)的强磁选作业是在磁场强度0.8?1.2特斯拉的条件下进行。8.根据权利要求2所述的选矿工艺，其特征在于:所述步骤(6)的强磁选作业是在磁场强度1.2?1.5特斯拉的条件下进行。
【文档编号】B03D1/02GK105964401SQ201610280881
【公开日】2016年9月28日
【申请日】2016年4月28日
【发明人】曾小波, 杨耀辉, 张渊, 廖祥文
【申请人】中国地质科学院矿产综合利用研究所