CN106311488A - 一种白钨加温精选尾矿中萤石回收的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
一种白钨加温精选尾矿中萤石回收的选矿方法,本发明涉及萤石浮选选矿技术领域,特别涉及白钨加温精选尾矿中萤石浮选回收选矿技术领域,成功解决白了钨加温精选尾矿中萤石难以综合回收利用的难题,采用碳酸钙优先浮选—萤石浮选流程,通过优先浮选脱除可浮性较好的碳酸钙等脉石矿物,然后进行萤石浮选,可以得到含CaF2 91.88%、CaCO3 4.32%的萤石精矿,萤石精矿的CaF2回收率为46.07%。
Description
技术领域
本发明涉及萤石浮选选矿技术领域,特别涉及一种白钨加温精选尾矿中萤石回收的选矿方法。
背景技术
对于高碳酸钙类萤石矿,要获得优质萤石精矿,在技术上却是困难的,这是因为方解石和萤石晶格中都含有相同的Ca2+,且两种矿物表面物理和化学性质相类似,作用于这两种矿物表面的捕收剂和抑制剂的行为也相类似,因而难以高效实现方解石与萤石的分离,特别对于白钨加温精选尾矿中萤石更加困难。萤石在白钨加温精选过程中受到高温、大量水玻璃的强烈作用,可浮性变差,又加温精选尾矿中碳酸钙含量在45%以上,属典型的高钙型萤石,且碳酸钙的浮选性明显好于萤石,采用以往的浮选萤石方法效果不佳,目前也鲜有白钨加温精选尾矿中成功回收萤石的案例。
发明内容
本发明主要解决的一个技术问题是提供一种白钨加温精选尾矿中萤石回收的选矿方法,可以解决白钨加温精选尾矿中萤石难以综合回收利用的难题。
为解决上述技术问题,本发明采用的一个技术方案是:
一种白钨加温精选尾矿中萤石回收的选矿方法,采用碳酸钙优先浮选—萤石浮选流程,通过优先浮选脱除可浮性较好的碳酸钙等脉石矿物,然后进行萤石浮选;
碳酸钙优先浮选步骤:加温精选尾矿经过一次粗选,粗选精矿三次精选,尾矿依次返回,获得碳酸钙精矿,粗选尾矿进行一次扫选,扫选精矿返回粗选,尾矿进入萤石浮选流程;
萤石浮选步骤:扫选尾矿先进行浓缩再磨,然后一次粗选,抛掉尾矿,然后进行四次精选,精Ⅰ精Ⅱ两次尾矿抛掉。精Ⅲ精Ⅳ尾矿依次返回,获得合格萤石精矿。
加温精选尾矿,按重量计,加入调整剂碳酸钠340-460g/t,抑制剂羧甲基纤维素钠1100-1300 g/t,捕收剂皂化油酸钠280-360 g/t,进行粗选。
粗选精矿进入精选,前两次精选过程中,加入调整剂碳酸钠80-120 g/t,抑制剂羧甲基纤维素钠520-680 g/t。
粗选精矿进入精选,第三次精选过程加入调整剂碳酸钠30-70 g/t,抑制剂羧甲基纤维素钠240 -360 g/t。
粗选尾矿加入调整剂碳酸钠340-460 g/t,抑制剂羧甲基纤维素钠520-680 g/t,捕收剂皂化油酸钠60-100 g/t,进行扫选。
扫选尾矿浓缩至浓度32%-38%之间后,再磨细致至200目以下,细度在93%-97%之间,加入抑制剂腐殖酸140-260 g/t ,酸化水玻璃1200-1800 g/t ,硫酸铝240-360 g/t,活化剂NaF 320-480 g/t,捕收剂皂化油酸60-120 g/t,进行一次萤石粗选。
精Ⅰ精Ⅱ过程中均加入抑制剂腐殖酸140-260 g/t 、酸化水玻璃800-1200 g/t 、硫酸铝240-360 g/t。
精Ⅲ过程中加入抑制剂腐殖酸140-260 g/t 、酸化水玻璃600-700 g/t 、硫酸铝240-360 g/t。
精Ⅳ过程中加入抑制剂腐殖酸140-260 g/t、硫酸铝240-360 g/t。
本发明的有益效果是:成功的解决了白钨加温精选尾矿萤石难以回收的难题,避免了加温精选尾矿的萤石白白流失,取得良好的经济效益和社会效益。
附图说明
图1是本发明的流程图。
具体实施方式
结合附图1所述的一种白钨加温精选尾矿中萤石回收的选矿方法,加温精选尾矿,按重量计,加入调整剂碳酸钠400g/t,抑制剂羧甲基纤维素钠1200g/t,捕收剂皂化油酸钠320 g/t,进行粗选;粗选尾矿加入调整剂碳酸钠400 g/t,抑制剂羧甲基纤维素钠600 g/t,捕收剂皂化油酸钠80 g/t,进行扫选;粗选精矿进入精选,加入调整剂碳酸钠100g/t,抑制剂羧甲基纤维素钠600 g/t,一次精选;加入调整剂碳酸钠100g/t,抑制剂羧甲基纤维素钠600g/t,二次精选;加入调整剂碳酸钠50 g/t,抑制剂羧甲基纤维素钠300 g/t,三次精选;精选尾矿依次返回,获得碳酸钙精矿;扫选尾矿浓缩至浓度35%之间,再磨细致至200,矿浆浓度在93%-97%之间,加入抑制剂腐殖酸200 g/t +酸化水玻璃1500 g/t +硫酸铝300g/t,活化剂NaF 400 g/t,捕收剂皂化油酸80 g/t,进行一次萤石粗选,抛尾矿1;加入抑制剂腐殖酸200 g/t +酸化水玻璃1000 g/t +硫酸铝300g/t,进行一次萤石精选,抛尾2;加入抑制剂腐殖酸200 g/t +酸化水玻璃1000 g/t +硫酸铝300g/t,进行二次萤石精选,抛尾3;加入抑制剂腐殖酸200 g/t +酸化水玻璃500 g/t +硫酸铝300g/t,进行三次萤石精选,尾矿返回;加入抑制剂腐殖酸200g/t,硫酸铝300 g/t,进行四次萤石精选,尾矿返回;得到合格萤石精矿,碳酸钙优先浮选—萤石浮选流程方案可以得到含CaF2 91.88%、CaCO3 4.32%的萤石精矿,萤石精矿的CaF2回收率为46.07%。
凡是利用本发明说明书及附图内容所作的等效流程变换,或直接或间接运用在其他相关的技术领域,均同理包括在本发明的专利保护范。
Claims (9)
1.一种白钨加温精选尾矿中萤石回收的选矿方法,其特征在于:采用碳酸钙优先浮选—萤石浮选流程,通过优先浮选脱除可浮性较好的碳酸钙等脉石矿物,然后进行萤石浮选;
碳酸钙优先浮选步骤:加温精选尾矿经过一次粗选,粗选精矿三次精选,尾矿依次返回,获得碳酸钙精矿,粗选尾矿进行一次扫选,扫选精矿返回粗选,尾矿进入萤石浮选流程;
萤石浮选步骤:扫选尾矿先进行浓缩再磨,然后一次粗选,抛掉尾矿,然后进行四次精选,精Ⅰ精Ⅱ两次尾矿抛掉,精Ⅲ精Ⅳ尾矿依次返回,获得合格萤石精矿。
2.根据权利要求1所述的一种白钨加温精选尾矿中萤石回收的选矿方法,其特征在于:加温精选尾矿,按重量计,加入调整剂碳酸钠340-460g/t,抑制剂羧甲基纤维素钠1100-1300 g/t,捕收剂皂化油酸钠280-360 g/t,进行粗选。
3.根据权利要求2所述的一种白钨加温精选尾矿中萤石回收的选矿方法,其特征在于:粗选精矿进入精选,前两次精选过程中,加入调整剂碳酸钠80-120 g/t,抑制剂羧甲基纤维素钠520-680 g/t。
4.根据权利要求3所述的一种白钨加温精选尾矿中萤石回收的选矿方法,其特征在于:粗选精矿进入精选,第三次精选过程加入调整剂碳酸钠30-70 g/t,抑制剂羧甲基纤维素钠240 -360 g/t。
5.根据权利要求1所述的一种白钨加温精选尾矿中萤石回收的选矿方法,其特征在于:粗选尾矿加入调整剂碳酸钠340-460 g/t,抑制剂羧甲基纤维素钠520-680 g/t,捕收剂皂化油酸钠60-100 g/t,进行扫选。
6.根据权利要求5所述的一种白钨加温精选尾矿中萤石回收的选矿方法,其特征在于:扫选尾矿浓缩至浓度32%-38%之间后,再磨细致至200目以下,细度在93%-97%之间,加入抑制剂腐殖酸140-260 g/t ,酸化水玻璃1200-1800 g/t ,硫酸铝240-360 g/t,活化剂NaF320-480 g/t,捕收剂皂化油酸60-120 g/t,进行一次萤石粗选。
7.根据权利要求5所述的一种白钨加温精选尾矿中萤石回收的选矿方法,其特征在于:精Ⅰ精Ⅱ过程中均加入抑制剂腐殖酸140-260 g/t 、酸化水玻璃800-1200 g/t 、硫酸铝240-360 g/t。
8.根据权利要求5所述的一种白钨加温精选尾矿中萤石回收的选矿方法,其特征在于:精Ⅲ过程中加入抑制剂腐殖酸140-260 g/t 、酸化水玻璃600-700 g/t 、硫酸铝240-360g/t。
9.根据权利要求5所述的一种白钨加温精选尾矿中萤石回收的选矿方法,其特征在于:精Ⅳ过程中加入抑制剂腐殖酸140-260 g/t、硫酸铝240-360 g/t。
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