CN103301934A - 一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法 - Google Patents
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Abstract
一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法,涉及一种从多金属硫化矿尾矿选出萤石精矿,特别是从多金属硫化矿尾矿回收低品位萤石的方法。其特征在于其过程的步骤依包括:(1)将金属硫化矿尾矿进行脱泥;(2)磁选除铁;(3)浮选脱硫;(4)粗选得到萤石粗精矿;(5)萤石粗精矿经过磨矿、精选,得到萤石精矿。该方法中旋流器脱泥消除了极细粒泥质矿物对浮选作业的影响,有利于药剂与萤石作用提高萤石回收率;磁选除磁性物质消除了磁性物质对萤石精矿品位的影响,有利于提高萤石品位。解决了含低品位萤石多金属硫化矿尾矿回收的难题。
Description
技术领域
一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法,涉及一种从多金属硫化矿尾矿选出萤石精矿,特别是从多金属硫化矿尾矿回收低品位萤石的方法。
背景技术
目前,国内一般回收利用萤石矿的边界品位在20%左右。随着优势萤石矿床的日渐枯竭和冶金级萤石精矿价格的提高,利用低品位萤石矿生产冶金辅料开始受到广泛的重视。《金属矿山》2011年8月第八期刊登的“湖南某铅锌尾矿中萤石的选矿回收试验”一本对湖南某铅锌尾矿(CaF2含量25.06%)进行了低品位萤石回收研究,通过一次粗选、一次扫选、4次精选获得了CaF2品位95.06%、CaF2回收率96.58%的萤石精矿。但它适合含萤石较高且尾矿成分比较简单的多金属矿尾矿。对于含复杂成分且萤石品位在10%以下的多金属矿尾矿回收萤石还未见报道,因此开发出一条回收多金属矿尾矿中低品位萤石的方法,具有重要的意义。
发明内容
本发明目的就是针对上述已有技术存在的不足,提供一种能有效处理含低品位萤石及多种杂质矿物的多金属矿尾矿,获得高品位的萤石精矿的回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法。
本发明的目的是通过下述技术方案实现的。
一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法,其特征在于其过程的步骤依次包括:
(1)将金属硫化矿尾矿进行脱泥;
(2)磁选除铁;
(3)浮选脱硫;
(4)粗选得到萤石粗精矿;
(5)萤石粗精矿经过磨矿、精选,得到萤石精矿。
本发明的一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法,其特征在于所述的步骤(1)是将金属硫化矿尾矿矿浆采用旋流器进行脱泥,分离脱除-10μm的泥质矿物。
本发明的一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法,其特征在于所述的步骤(2)采用滚筒式磁选机或强磁机,处理旋流器脱泥后的矿浆,脱除矿浆中的磁性物质。
本发明的一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法,其特征在于所述的步骤(3)的浮选脱硫过程添加活化剂,黄药类捕收剂,并加入醇类起泡剂,进行一次粗选和扫选,脱出矿浆中的硫化物。
本发明的一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法,其特征在于所述的步骤(3)的浮选脱硫过程添加的活化剂为硫酸铜,添加量为50-200g/t;黄药类捕收剂为丁基黄药或者异戊基黄药,添加量为50-200g/t;加入的醇类起泡剂为松油醇,添加量为10-50g/t。
本发明的一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法,其特征在于所述的步骤(4)的粗选过程的工艺条件:将浮选脱硫后的矿浆调整至28%-32%浓度,搅拌状态下依次加入调整剂碳酸钠和水玻璃搅拌2分钟,加入捕收剂油酸并搅拌2分钟,然后充气浮选5分钟,得到萤石粗精矿进入萤石精选I。
本发明的一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法,其特征在于所述的步骤(4)的粗选过程中碳酸钠添加量为500-3000g/t;水玻璃添加量为50-1000g/t;捕收剂油酸添加量为100-1000g/t。
本发明的一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法,其特征在于所述的步骤(5)萤石粗精矿经过再磨后加入酸化水玻璃、六偏磷酸钠两种抑制剂进行精选。
本发明的一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法,其特征在于所述的步骤(5)加入的酸化水玻璃为硫酸、水玻璃配置而成。具体配方法为:将硫酸和水玻璃配置成5%~10%水溶液,然后将两种溶液按体积比1:1的比例混合。酸化水玻璃添加量为50-500g/t;六偏磷酸钠添加量为10-100g/t。
本发明的一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法,其特征在于所述的步骤(5)的萤石粗精矿的精选过程为5-7次精选。
本发明的一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法,采用旋流器分离脱泥、磁选除铁、浮选脱硫、萤石粗精矿再磨多次精选,得到萤石精矿;萤石精选作业中,每次萤石精选步骤分别加入酸化水玻璃、六偏磷酸钠两种调整剂。该方法可以从含低品位萤石的多金属尾矿中回收萤石,可以获得含CaF2>96%,回收率达到68.31%的萤石精矿。
附图说明
图1为本发明的方法工艺流程图。
具体实施方式
一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法,其过程的步骤包括:
(1)将多金属硫化矿尾矿加水调成20%~25%的质量浓度,采用旋流器进行脱泥,分离脱除-10μm的泥质矿物,得到低含泥的矿浆;
(2)采用滚筒式磁选机或强磁机,处理旋流器脱泥后的低含泥矿浆,脱除矿浆中的磁性物质;
(3)将脱出磁性物质的矿浆浓缩至30%左右的浓度,置于浮选机内,添加活化剂硫酸铜, 50-200g/t并搅拌2~4分钟;添加黄药类捕收剂丁基黄药或者异戊基黄药50-200g/t、醇类起泡剂松油醇10-50g/t并搅拌2~4分钟;浮选脱出硫化矿得到萤石浮选给矿。
(4)萤石浮选给矿添加碳酸钠添500-3000g/t、水玻璃50-1000g/t并搅拌2~4分钟;加入捕收剂油酸100-1000g/t并搅拌2~4分钟;浮选5分钟得到萤石粗精矿。
(5)萤石粗精选I:将所得到的萤石粗精矿调整至30%左右的质量浓度,在搅拌状态下加入酸化水玻璃50~200g/t,搅拌2~4分钟后进行充气精选5~6分钟,得到萤石精选I泡沫物;
(6)萤石精矿磨矿:将萤石精选I得到的泡沫物浓缩至60%左右的质量浓度,置于球磨机内磨矿,磨矿细度为85%-0.045mm~95%-0.045mm,得到精矿矿浆。
(7)萤石精选II:所得的精矿矿浆中加入酸化水玻璃200~500g/t并搅拌2~4分钟,加入捕收剂油酸10~20g/t并搅拌2~4分钟之后进行充气精选5~6分钟,得到萤石精选II泡沫物和浮选中矿;
(8)萤石精选III~VII:精选III的浮选精矿进入下一次精选浮选中矿返回到上一次精选作业,依次完成精选III到精选VII,所不同的是,在精选III、精选V和精选VII中分别加入30~50g/t的六偏磷酸钠,精选IV和精选VI加入200g/t的酸化水玻璃。
实施例1
实施例采用金属硫化矿尾矿的性质:尾矿中金属矿物有磁铁矿、磁黄铁矿、黄铁矿、毒砂、闪锌矿、黄铜矿、锡石等,其中萤石(CaF2)含量为6.85%,磁铁矿的矿物相对含量约为5%,磁黄铁矿的矿物相对含量约为5%,黄铁矿的矿物相对含量约为1%,含有锡石等其他金属矿物的含量合计约为1%。
表1 矿石的主要化学成分分析结果
成 分 | Cu | Zn | Sn | S | Fe | Pb | As | SiO2 |
含量, % | 0.022 | 0.22 | 0.42 | 2.97 | 18.15 | 0.017 | 0.089 | 33.64 |
成 分 | Al2O3 | CaO | MgO | K2O | Na2O | P | CaF2 | |
含量, % | 8.03 | 10.27 | 6.93 | 1.79 | 0.062 | 0.043 | 6.85 |
工艺操作流程如附图1所示,具体操作步骤如下:
将金属硫化矿尾矿矿浆,调整质量浓度为20%~25%;采用旋流器将尾矿中-10μm的泥质矿物脱出;将低含泥的矿浆导入滚筒磁选机中将矿浆中磁性物质脱除;将脱出磁性物质的矿浆浓缩至30%左右的质量浓度后导入浮选机内依次添加硫酸铜200g/t,丁基黄药200g/t和松油醇30g/t,进行一次粗选和一次扫选,脱出矿浆中的硫化物得到萤石粗选给矿。在萤石粗选给矿中加入碳酸钠、水玻璃对矿浆进行调浆,碳酸钠加入量为2000g/t、水玻璃加入量150g/t;然后加入捕收剂油酸,加入量为200g/t,浮选产生泡沫产品为萤石粗精矿;萤石粗精矿加入酸化水玻璃400g/t精选得到萤石精选I泡沫;萤石精选I泡沫浓缩至60%左右的质量浓度加入球磨机磨矿至92%-0.045mm;磨矿后矿浆调整至30%左右的浓度分别加入酸化水玻璃和六偏磷酸钠精选六次得到萤石精矿,浮选中矿返回到上一次精选作业。
按上述流程可获得CaF2>96%,回收率达到68.31%的萤石精矿。
实施例2
实施例采用金属硫化矿尾矿的性质:尾矿中金属矿物有磁铁矿、磁黄铁矿、黄铁矿、方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、锡石等,其中萤石(CaF2)含量为7.59%,磁铁矿的矿物相对含量约为3.2%,磁黄铁矿的矿物相对含量约为6.9%,黄铁矿的矿物相对含量约为1.6%,方铅矿和闪锌矿含量合计为1%左右。
表2 矿石的主要化学成分分析结果
成 分 | Cu | Zn | Pb | S | Fe | Mo | As | SiO2 |
含量, % | 0.019 | 0.21 | 0.12 | 2.75 | 13.22 | 0.0013 | 0.021 | 45.14 |
成 分 | Al2O3 | CaO | MgO | K2O | Na2O | P | CaF2 | |
含量, % | 6.45 | 9.22 | 8.51 | 1.72 | 0.15 | 0.009 | 7.59 |
实施例2与实施例1不同在于,萤石粗选水玻璃为300g/t;精选I和进行II酸化水玻璃用量为500g/t。
按上述流程可获得CaF2>96%,回收率达到65.22%的萤石精矿。此方法适用于含SiO2较高多金属矿尾矿。
Claims (9)
1.一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法,其特征在于其过程的步骤依包括:
(1)将金属硫化矿尾矿进行脱泥;
(2)磁选除铁;
(3)浮选脱硫;
(4)粗选得到萤石粗精矿;
(5)萤石粗精矿经过磨矿、精选,得到萤石精矿。
2.根据权利要求1所述的一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法其特征在于所述的步骤(1)是将金属硫化矿尾矿矿浆采用旋流器,进行脱泥,分离脱除-10μm的泥质矿物。
3.根据权利要求1所述的一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法,其特征在于所述的步骤(2)采用滚筒式磁选机或强磁机,处理旋流器脱泥后的矿浆,脱除矿浆中的磁性物质。
4.根据权利要求1所述的一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法,其特征在于所述的步骤(3)的浮选脱硫过程添加活化剂,黄药类捕收剂,并加入醇类起泡剂,进行一次粗选和扫选,脱出矿浆中的硫化物。
5.根据权利要求1所述的一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法,其特征在于所述的步骤(3)的浮选脱硫过程添加的活化剂为硫酸铜,添加量为50~200g/t;黄药类捕收剂为丁基黄药或异戊基黄药,添加量为50~200 g/t;加入的醇类起泡剂为松油醇,添加量为10~50g/t。
6.根据权利要求1所述的一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法,其特征在于所述的步骤(3)的粗选过程的工艺条件:将浮选脱硫后的矿浆调整至28%-32%左右浓度,搅拌状态下依次加入调整剂碳酸钠和水玻璃搅拌2分钟,加入捕收剂油酸并搅拌2分钟,然后充气浮选5分钟,得到萤石粗精矿进入萤石精选。
7.根据权利要求1所述的一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法,其特征在于所述的步骤(5)萤石粗精矿经过再磨后加入酸化水玻璃、六偏磷酸钠两种抑制剂进行精选进行。
8.根据权利要求1所述的一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法,其特征在于所述的步骤(5)加入的酸化水玻璃为硫酸、水玻璃配置而成,具体配方法为:将硫酸和水玻璃配置成5%~10%水溶液,然后将两种溶液按体积比1:1的比例混合,酸化水玻璃添加量为50-500g/t;六偏磷酸钠添加量为10-100g/t。
9.根据权利要求1所述的一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法,其特征在于所述的步骤(5)的萤石粗精矿的精选过程为5-7次精选。
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