CN108722681B - 一种有效提高硅金属回收率的硅渣浮选方法 - Google Patents
一种有效提高硅金属回收率的硅渣浮选方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN108722681B CN108722681B CN201810538878.9A CN201810538878A CN108722681B CN 108722681 B CN108722681 B CN 108722681B CN 201810538878 A CN201810538878 A CN 201810538878A CN 108722681 B CN108722681 B CN 108722681B
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- silicon
- concentration
- stirring
- silicon slag
- tailings
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Active
Links
Classifications
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/001—Flotation agents
- B03D1/018—Mixtures of inorganic and organic compounds
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/02—Froth-flotation processes
- B03D1/025—Froth-flotation processes adapted for the flotation of fines
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D1/00—Flotation
- B03D1/08—Subsequent treatment of concentrated product
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D2201/00—Specified effects produced by the flotation agents
- B03D2201/02—Collectors
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D2201/00—Specified effects produced by the flotation agents
- B03D2201/04—Frothers
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
- B03D2201/00—Specified effects produced by the flotation agents
- B03D2201/06—Depressants
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Dispersion Chemistry (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Paper (AREA)
- Degasification And Air Bubble Elimination (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Silicon Compounds (AREA)
Abstract
本发明公开了一种有效提高硅金属回收率的硅渣浮选方法,所述的方法包括以下步骤:1)硅渣磨粉:先将硅渣磨至粒度不超过60目的硅渣粉,接着使用浆化液对硅渣粉进行浆化;2)粗选:在调整过浓度的硅渣浆液中加入药剂进行粗选,得到粗选精矿和粗选尾矿;3)扫选:在粗选尾矿中加入浆化液至浓度30wt%~45wt%,然后加入扫选药剂进行扫选,得到扫选精矿和扫选尾矿;4)精选:将粗选精矿和扫选精矿合并,接着在其中加入浆化液至浆液浓度20wt%~35wt%,然后加入精选药剂进行精选,得到硅精矿和精选尾矿,即可。本发明根据熔渣和金属硅理化性质的不同,先将硅渣破碎,再根据矿物的可浮性的差异进行分选,使得金属硅与杂质实现有效分离,实现硅渣资源的高效回收利用。
Description
技术领域
本发明属于硅渣处理技术领域,具体涉及一种有效提高硅金属回收率的硅渣浮选方法。
背景技术
工业硅是以硅石为原料,碳质原料为还原剂,在电热炉内冶炼而成的产品,其主成分硅元素的含量在98% 左右。在工业硅冶炼生产过程中Fe2O3、SiO2、MgO、Al2O3、CaO 等因为还原温度不同,Fe2O3、SiO2绝大部分被还原,Al2O3、MgO 和 CaO 只能部分还原。未还原的Al2O3、MgO和 CaO 与 SiO2一起形成熔渣。这种熔渣有的积聚在一起形成明显的浅色熔渣块,局限在晶界间,界限分明;另一些熔渣则变成深色的仅在显微镜下才能看到的颗粒,和硅混杂在一起,成为硅中的杂质,硅渣中含有15%以上的单质硅。目前很多企业在生产中不注重对硅渣的处理,因此造成的后果便是长期以来都将硅渣作为弃渣堆存或用于铺路,占据了大量的土地资源,而且硅渣的已经还原的单质硅,并没有进行进一步的有效分离,使得这部分单质硅也随之占地堆存,或者混合在硅渣中成为廉价的铺路材料,造成硅资源的严重浪费,同时影响了硅生产企业的经济效益。硅渣资源综合回收利用已经成为国内外工业硅行业所面临的一大关键共性技术难题。
国内外对硅渣综合回收利用已有大量研究,包括利用废碱水生产工业用锆硅渣,利用盐酸处理后加入动物胶、通过调节PH值来进行硅渣处理等,该类技术的研究成果为后来的研究提供了宝贵的经验和理论依据。现有的硅渣分选回收技术,也实现了硅金属和氧化物的部分分离,但因粒度分级和后期分选级数等存在不足,部分硅与渣不能有效分离,使得分选后尾渣含硅约25%,含单质硅约15%,年损失硅金属量极大;此外,由于之前的分选技术为重选,生产过程中用到大量的水,这不仅需要消耗大量的水资源,而且职工长期处于潮湿环境中工作易患上风湿病和支气管炎等职业病。
浮选是利用固体矿物颗粒和水构成的矿浆,首先要在搅拌槽内用适当的浮选药剂进行调和,必要时还要补加水调配矿浆浓度,使之适合浮选要求的分选方法。浮选方法中使有用矿物进入泡沫、成为精矿称为正浮选,反之为反浮选。硅渣的回收利用中还未有浮选方面的相关报道。
因此,针对现有的问题有必要发明一种有效提高硅金属回收率的硅渣浮选方法。
发明内容
本发明的目的在于提供一种有效提高硅金属回收率的硅渣浮选方法。
本发明的目的是这样实现的,包括以下步骤:
1)硅渣磨粉:先将硅渣磨至粒度不超过60目的硅渣粉,接着使用浆化液对硅渣粉进行浆化,直至硅渣浆液浓度为30wt%~45wt%,然后在常温下进行粗选、扫选、精选;
2)粗选:在调整过浓度的硅渣浆液中加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=4~6,搅拌1~3min,接着加入活化剂,搅拌1~3min,加入捕收剂,搅拌2~5min,再加入起泡剂,搅拌1~5min后开启充气阀门,然后刮泡5~10min,得到粗选精矿和粗选尾矿;
3)扫选:在粗选尾矿中加入浆化液至浓度30wt%~45wt%,然后加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=4~6,搅拌1~3min,接着加入活化剂,搅拌1~3min,加入捕收剂,搅拌2~5min,再加起泡剂,搅拌1~5min后开启充气阀门,然后刮泡5~10min,得到扫选精矿和扫选尾矿;
4)精选:将粗选精矿和扫选精矿合并,接着在其中加入浆化液至浆液浓度20wt%~35wt%,然后加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=4~6,搅拌1~3min,接着加入抑制剂,搅拌2~10min,加入捕收剂,搅拌2~5min,再加起泡剂,搅拌1~5min后开启充气阀门,然后刮泡4~6min,得到硅精矿和精选尾矿,即可。
与现有技术相比,本发明的有益效果:
1、本发明采用浮选的方式从工业硅弃渣中提炼单质硅,提炼方法简单,成本低廉,硅渣中硅金属回收率由当前的65%左右提高到90%以上,有效实现了硅渣资源的最大化回收利用。
2、本发明根据熔渣和金属硅理化性质的不同,先将硅渣破碎到相应粒度,再根据矿物的可浮性的差异进行分选,使得金属硅与杂质实现有效分离,减少硅渣中工业硅的夹带损失,实现硅渣资源的高效回收利用,提高经济效益。进一步的,本发明通过调节浆液浓度,从而保证在粗选、扫选、精选中选择最适宜的矿浆浓度,在粗选和扫选阶段选择较高的浆液浓度,从而提高回收率,在精选阶段选择较低的浆液浓度,提高精矿质量,从而提高浮选效率和质量。
3、本发明通过在酸性条件下选择合适的抑制剂,从而实现了对硅渣中存在的钙、镁、铝等部分可溶于水的元素,以及铁等难溶于水的元素的抑制,有效实现了硅的正浮选,其中水玻璃、明矾、柠檬酸等均能够对含有大量硅石的熔渣进行抑制,另外磺基水杨酸、明矾在酸性条件下对铁的抑制具有良好作用,在整个体系下,柠檬酸对于铝、巯基乙酸钠对于铜也均能起到良好的抑制作用,从而使得硅单质能够较好的分选开来。
4、本发明操作简便,浮选时间短,成本低,便于推广,自动化程度低,对环境友好,不仅实现硅单质回收,提高产值,而且大大降低弃渣量,对环境友好,经济效益高。
5、本发明的捕收剂使得金属硅表面增加疏水性,同时使用抑制剂抑制杂质上浮,当浮选槽中通入空气,起泡剂促进泡沫的产生同时促进微小气泡的分散,使得金属硅附着到气泡表面,并被气泡携带升浮至矿浆液面形成泡沫层,被刮出成为精矿;而表面亲水性强的杂质颗粒留在矿浆中,最后随矿浆流排出槽外成为尾矿。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明作进一步的说明,但不以任何方式对本发明加以限制,基于本发明教导所作的任何变换或替换,均属于本发明的保护范围。
本发明所述的有效提高硅金属回收率的硅渣浮选方法,包括以下步骤:
1)硅渣磨粉:先将硅渣磨至粒度不超过60目的硅渣粉,接着使用浆化液对硅渣粉进行浆化,直至硅渣浆液浓度为30wt%~45wt%,然后在常温下进行粗选、扫选、精选;
2)粗选:在调整过浓度的硅渣浆液中加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=4~6,搅拌1~3min,接着加入活化剂,搅拌1~3min,加入捕收剂,搅拌2~5min,再加入起泡剂,搅拌1~5min后开启充气阀门,然后刮泡5~10min,得到粗选精矿和粗选尾矿;
3)扫选:在粗选尾矿中加入浆化液至浓度30wt%~45wt%,然后加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=4~6,搅拌1~3min,接着加入活化剂,搅拌1~3min,加入捕收剂,搅拌2~5min,再加起泡剂,搅拌1~5min后开启充气阀门,然后刮泡5~10min,得到扫选精矿和扫选尾矿;
4)精选:将粗选精矿和扫选精矿合并,接着在其中加入浆化液至浆液浓度20wt%~35wt%,然后加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=4~6,搅拌1~3min,接着加入抑制剂,搅拌2~10min,加入捕收剂,搅拌2~5min,再加起泡剂,搅拌1~5min后开启充气阀门,然后刮泡4~6min,得到硅精矿和精选尾矿,即可。
所述的浆化液为工业用水、粗选废水过滤液、扫选废水过滤液、精选废水过滤液中的一种或多种。
所述的调整剂为碳酸钠水溶液。
所述的抑制剂为水玻璃、巯基乙酸钠、明矾、柠檬酸、磺基水杨酸中的一种或多种。
所述的捕收剂为丁基黄药。
所述的起泡剂为二号油。
所述的粗选中活化剂的加入量为40~160g/t,捕收剂的加入量为100~200g/t,起泡剂的加入量为30~60g/t;所述的扫选中活化剂的加入量为20~100g/t,捕收剂的加入量为40~120g/t,起泡剂的加入量为15~45g/t;所述的精选中抑制剂的加入量5~50 g/t,捕收剂的加入量10~40g/t,起泡剂的加入量5~20g/t。
所述的粗选中活化剂的加入量为50~150g/t,捕收剂的加入量为120~180g/t,起泡剂的加入量为40~50g/t;所述的扫选中活化剂的加入量为40~80g/t,捕收剂的加入量为50~100g/t,起泡剂的加入量为20~30g/t;所述的精选中抑制剂的加入量10~40 g/t,捕收剂的加入量20~30g/t,起泡剂的加入量10~15g/t。
所述的粗选中活化剂的加入量为100g/t,捕收剂的加入量为150g/t,起泡剂的加入量为40g/t;所述的扫选中活化剂的加入量为50g/t,捕收剂的加入量为80g/t,起泡剂的加入量为30g/t;所述的精选中抑制剂的加入量20g/t,捕收剂的加入量30g/t,起泡剂的加入量10g/t。
所述的粗选和扫选的浆液浓度为35wt%~40wt%。
所述的精选的浆液浓度为25wt%~30wt%。
所述的方法还包括步骤(5)精选尾矿循环浮选:将所述的精选尾矿和扫选尾矿均返回步骤(3)中与粗选尾矿合并重新处理。
所述的精选尾矿的含硅量不超过10%。
实施例1
一种有效提高硅金属回收率的硅渣浮选方法,包括以下步骤:
1)硅渣磨粉:先将硅渣磨至粒度不超过60目的硅渣粉,接着使用浆化液对硅渣粉进行浆化,直至硅渣浆液浓度为30wt%,然后在常温下进行粗选、扫选、精选;
2)粗选:在调整过浓度的硅渣浆液中加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=4,搅拌1min,接着加入活化剂,搅拌1min,加入捕收剂,搅拌2min,再加入起泡剂,搅拌1min后开启充气阀门,然后刮泡5min,得到粗选精矿和粗选尾矿;
3)扫选:在粗选尾矿中加入浆化液至浓度30wt%,然后加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=4,搅拌1min,接着加入活化剂,搅拌1min,加入捕收剂,搅拌2min,再加起泡剂,搅拌1min后开启充气阀门,然后刮泡5min,得到扫选精矿和扫选尾矿;
4)精选:将粗选精矿和扫选精矿合并,接着在其中加入浆化液至浆液浓度20wt%,然后加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=4,搅拌1min,接着加入抑制剂,搅拌2min,加入捕收剂,搅拌2min,再加起泡剂,搅拌1min后开启充气阀门,然后刮泡4min,得到硅精矿和精选尾矿,即可;所述的精选尾矿的含硅量不超过10%。
所述的浆化液为工业用水。所述的调整剂为碳酸钠水溶液。所述的抑制剂为水玻璃、巯基乙酸钠、明矾、磺基水杨酸。所述的捕收剂为丁基黄药。所述的起泡剂为二号油。
本实施例1的浮选方法简单,浮选时间短,硅渣中硅金属回收率达到91.8%,有效实现了硅渣资源的最大化回收利用;生产过程中浮选设备工作稳定,且相对于重选极大的减少了水资源浪费,改善员工工作环境。
实施例2
一种有效提高硅金属回收率的硅渣浮选方法,包括以下步骤:
1)硅渣磨粉:先将硅渣磨至粒度不超过60目的硅渣粉,接着使用浆化液对硅渣粉进行浆化,直至硅渣浆液浓度为45wt%,然后在常温下进行粗选、扫选、精选;
2)粗选:在调整过浓度的硅渣浆液中加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=6,搅拌3min,接着加入活化剂,搅拌3min,加入捕收剂,搅拌5min,再加入起泡剂,搅拌5min后开启充气阀门,然后刮泡10min,得到粗选精矿和粗选尾矿;
3)扫选:在粗选尾矿中加入浆化液至浓度45wt%,然后加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=6,搅拌3min,接着加入活化剂,搅拌3min,加入捕收剂,搅拌5min,再加起泡剂,搅拌5min后开启充气阀门,然后刮泡10min,得到扫选精矿和扫选尾矿;
4)精选:将粗选精矿和扫选精矿合并,接着在其中加入浆化液至浆液浓度35wt%,然后加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=6,搅拌3min,接着加入抑制剂,搅拌10min,加入捕收剂,搅拌5min,再加起泡剂,搅拌5min后开启充气阀门,然后刮泡6min,得到硅精矿和精选尾矿,即可;所述的精选尾矿的含硅量不超过10%。
5)精选尾矿循环浮选:将所述的精选尾矿和扫选尾矿均返回步骤(3)中与粗选尾矿合并重新处理。
所述的浆化液为工业用水、粗选废水过滤液。所述的调整剂为碳酸钠水溶液。所述的抑制剂为巯基乙酸钠、柠檬酸。所述的捕收剂为丁基黄药。所述的起泡剂为二号油。
本实施例2的浮选方法简单,浮选时间短,硅渣中硅金属回收率达到90.3%,有效实现了硅渣资源的最大化回收利用;生产过程中浮选设备工作稳定,且相对于重选极大的减少了水资源浪费,改善员工工作环境。
实施例3
一种有效提高硅金属回收率的硅渣浮选方法,包括以下步骤:
1)硅渣磨粉:先将硅渣磨至粒度不超过70目的硅渣粉,接着使用浆化液对硅渣粉进行浆化,直至硅渣浆液浓度为35wt%,然后在常温下进行粗选、扫选、精选;
2)粗选:在调整过浓度的硅渣浆液中加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=5,搅拌2min,接着加入活化剂,搅拌2min,加入捕收剂,搅拌3min,再加入起泡剂,搅拌2min后开启充气阀门,然后刮泡6min,得到粗选精矿和粗选尾矿;
3)扫选:在粗选尾矿中加入浆化液至浓度35wt%,然后加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=5,搅拌2min,接着加入活化剂,搅拌2min,加入捕收剂,搅拌3min,再加起泡剂,搅拌2min后开启充气阀门,然后刮泡6min,得到扫选精矿和扫选尾矿;
4)精选:将粗选精矿和扫选精矿合并,接着在其中加入浆化液至浆液浓度25wt%,然后加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=5,搅拌2min,接着加入抑制剂,搅拌4min,加入捕收剂,搅拌3min,再加起泡剂,搅拌2min后开启充气阀门,然后刮泡5min,得到硅精矿和精选尾矿,即可;所述的精选尾矿的含硅量不超过10%。
5)精选尾矿循环浮选:将所述的精选尾矿和扫选尾矿均返回步骤(3)中与粗选尾矿合并重新处理。
所述的浆化液为工业用水、粗选废水过滤液、扫选废水过滤液、精选废水过滤液。所述的调整剂为碳酸钠水溶液。所述的抑制剂为水玻璃、明矾、柠檬酸、磺基水杨酸。所述的捕收剂为丁基黄药。所述的起泡剂为二号油。
本实施例3的浮选方法简单,浮选时间短,硅渣中硅金属回收率达到91.4%,有效实现了硅渣资源的最大化回收利用;生产过程中浮选设备工作稳定,且相对于重选极大的减少了水资源浪费,改善员工工作环境。
实施例4
一种有效提高硅金属回收率的硅渣浮选方法,包括以下步骤:
1)硅渣磨粉:先将硅渣磨至粒度不超过80目的硅渣粉,接着使用浆化液对硅渣粉进行浆化,直至硅渣浆液浓度为40wt%,然后在常温下进行粗选、扫选、精选;
2)粗选:在调整过浓度的硅渣浆液中加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=6,搅拌3min,接着加入活化剂,搅拌1min,加入捕收剂,搅拌4min,再加入起泡剂,搅拌3min后开启充气阀门,然后刮泡7min,得到粗选精矿和粗选尾矿;
3)扫选:在粗选尾矿中加入浆化液至浓度40wt%,然后加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=6,搅拌3min,接着加入活化剂,搅拌1min,加入捕收剂,搅拌4min,再加起泡剂,搅拌3min后开启充气阀门,然后刮泡7min,得到扫选精矿和扫选尾矿;
4)精选:将粗选精矿和扫选精矿合并,接着在其中加入浆化液至浆液浓度30wt%,然后加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=6,搅拌3min,接着加入抑制剂,搅拌6min,加入捕收剂,搅拌4min,再加起泡剂,搅拌3min后开启充气阀门,然后刮泡6min,得到硅精矿和精选尾矿,即可;所述的精选尾矿的含硅量不超过10%。
所述的浆化液为工业用水。所述的调整剂为碳酸钠水溶液。所述的抑制剂为水玻璃、巯基乙酸钠、柠檬酸、磺基水杨酸。所述的捕收剂为丁基黄药。所述的起泡剂为二号油。
本实施例4的浮选方法简单,浮选时间短,硅渣中硅金属回收率达到91.9%,有效实现了硅渣资源的最大化回收利用;生产过程中浮选设备工作稳定,且相对于重选极大的减少了水资源浪费,改善员工工作环境。
实施例5
一种有效提高硅金属回收率的硅渣浮选方法,包括以下步骤:
1)硅渣磨粉:先将硅渣磨至粒度不超过100目的硅渣粉,接着使用浆化液对硅渣粉进行浆化,直至硅渣浆液浓度为42wt%,然后在常温下进行粗选、扫选、精选;
2)粗选:在调整过浓度的硅渣浆液中加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=5,搅拌2min,接着加入活化剂,搅拌3min,加入捕收剂,搅拌5min,再加入起泡剂,搅拌4min后开启充气阀门,然后刮泡8min,得到粗选精矿和粗选尾矿;
3)扫选:在粗选尾矿中加入浆化液至浓度39wt%,然后加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=5,搅拌2min,接着加入活化剂,搅拌1min,加入捕收剂,搅拌3min,再加起泡剂,搅拌5min后开启充气阀门,然后刮泡8min,得到扫选精矿和扫选尾矿;
4)精选:将粗选精矿和扫选精矿合并,接着在其中加入浆化液至浆液浓度26wt%,然后加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=5,搅拌3min,接着加入抑制剂,搅拌8min,加入捕收剂,搅拌4min,再加起泡剂,搅拌3min后开启充气阀门,然后刮泡5min,得到硅精矿和精选尾矿,即可;所述的精选尾矿的含硅量不超过10%。
5)精选尾矿循环浮选:将所述的精选尾矿和扫选尾矿均返回步骤(3)中与粗选尾矿合并重新处理。
所述的粗选中活化剂的加入量为40g/t,捕收剂的加入量为100g/t,起泡剂的加入量为30g/t;所述的扫选中活化剂的加入量为20g/t,捕收剂的加入量为40g/t,起泡剂的加入量为15g/t;所述的精选中抑制剂的加入量5 g/t,捕收剂的加入量10g/t,起泡剂的加入量5g/t。
所述的浆化液为工业用水。所述的调整剂为碳酸钠水溶液。所述的抑制剂为柠檬酸。所述的捕收剂为丁基黄药。所述的起泡剂为二号油。
本实施例5的浮选方法简单,浮选时间短,硅渣中硅金属回收率达到90.7%,有效实现了硅渣资源的最大化回收利用;生产过程中浮选设备工作稳定,且相对于重选极大的减少了水资源浪费,改善员工工作环境。
实施例6
一种有效提高硅金属回收率的硅渣浮选方法,包括以下步骤:
1)硅渣磨粉:先将硅渣磨至粒度不超过120目的硅渣粉,接着使用浆化液对硅渣粉进行浆化,直至硅渣浆液浓度为38wt%,然后在常温下进行粗选、扫选、精选;
2)粗选:在调整过浓度的硅渣浆液中加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=4,搅拌2min,接着加入活化剂,搅拌3min,加入捕收剂,搅拌2min,再加入起泡剂,搅拌5min后开启充气阀门,然后刮泡9min,得到粗选精矿和粗选尾矿;
3)扫选:在粗选尾矿中加入浆化液至浓度41wt%,然后加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=4,搅拌3min,接着加入活化剂,搅拌3min,加入捕收剂,搅拌2min,再加起泡剂,搅拌1min后开启充气阀门,然后刮泡9min,得到扫选精矿和扫选尾矿;
4)精选:将粗选精矿和扫选精矿合并,接着在其中加入浆化液至浆液浓度22wt%,然后加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=6,搅拌1min,接着加入抑制剂,搅拌9min,加入捕收剂,搅拌4min,再加起泡剂,搅拌4min后开启充气阀门,然后刮泡5min,得到硅精矿和精选尾矿,即可;所述的精选尾矿的含硅量不超过10%。
所述的粗选中活化剂的加入量为160g/t,捕收剂的加入量为200g/t,起泡剂的加入量为60g/t;所述的扫选中活化剂的加入量为100g/t,捕收剂的加入量为120g/t,起泡剂的加入量为45g/t;所述的精选中抑制剂的加入量50 g/t,捕收剂的加入量40g/t,起泡剂的加入量20g/t。
所述的浆化液为工业用水。所述的调整剂为碳酸钠水溶液。所述的抑制剂为水玻璃、巯基乙酸钠、明矾、柠檬酸、磺基水杨酸。所述的捕收剂为丁基黄药。所述的起泡剂为二号油。
本实施例6的浮选方法简单,浮选时间短,硅渣中硅金属回收率达到92.2%,有效实现了硅渣资源的最大化回收利用;生产过程中浮选设备工作稳定,且相对于重选极大的减少了水资源浪费,改善员工工作环境。
Claims (9)
1.一种有效提高硅金属回收率的硅渣浮选方法,其特征在于包括以下步骤:
1)硅渣磨粉:先将硅渣磨至粒度不超过60目的硅渣粉,接着使用浆化液对硅渣粉进行浆化,直至硅渣浆液浓度为30wt%~45wt%,然后在常温下进行粗选、扫选、精选;所述浆化液为工业用水、粗选废水过滤液、扫选废水过滤液、精选废水过滤液中的一种或多种;
2)粗选:在调整过浓度的硅渣浆液中加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=4~6,搅拌1~3min,接着加入活化剂,搅拌1~3min,加入捕收剂,搅拌2~5min,再加入起泡剂,搅拌1~5min后开启充气阀门,然后刮泡5~10min,得到粗选精矿和粗选尾矿;
3)扫选:在粗选尾矿中加入浆化液至浓度30wt%~45wt%,然后加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=4~6,搅拌1~3min,接着加入活化剂,搅拌1~3min,加入捕收剂,搅拌2~5min,再加起泡剂,搅拌1~5min后开启充气阀门,然后刮泡5~10min,得到扫选精矿和扫选尾矿;
4)精选:将粗选精矿和扫选精矿合并,接着在其中加入浆化液至浆液浓度20wt%~35wt%,然后加入调整剂,使得硅渣浆液的pH=4~6,搅拌1~3min,接着加入抑制剂,搅拌2~10min,加入捕收剂,搅拌2~5min,再加起泡剂,搅拌1~5min后开启充气阀门,然后刮泡4~6min,得到硅精矿和精选尾矿,即可。
2.根据权利要求1所述的硅渣浮选方法,其特征在于所述调整剂为碳酸钠水溶液。
3.根据权利要求1所述的硅渣浮选方法,其特征在于所述抑制剂为水玻璃、巯基乙酸钠、明矾、柠檬酸、磺基水杨酸中的一种或多种。
4.根据权利要求1所述的硅渣浮选方法,其特征在于所述捕收剂为丁基黄药;所述的起泡剂为二号油。
5.根据权利要求1所述的硅渣浮选方法,其特征在于所述粗选中活化剂的加入量为40~160g/t,捕收剂的加入量为100~200g/t,起泡剂的加入量为30~60g/t;所述的扫选中活化剂的加入量为20~100g/t,捕收剂的加入量为40~120g/t,起泡剂的加入量为15~45g/t;所述的精选中抑制剂的加入量5~50 g/t,捕收剂的加入量10~40g/t,起泡剂的加入量5~20g/t。
6.根据权利要求1所述的硅渣浮选方法,其特征在于所述粗选和扫选的浆液浓度为35wt%~40wt%。
7.根据权利要求1所述的硅渣浮选方法,其特征在于所述精选的浆液浓度为25wt%~30wt%。
8.根据权利要求1所述的硅渣浮选方法,其特征在于所述方法还包括步骤(5)精选尾矿循环浮选:将所述的精选尾矿和扫选尾矿均返回步骤(3)中与粗选尾矿合并重新处理。
9.根据权利要求1所述的硅渣浮选方法,其特征在于所述精选尾矿的含硅量不超过10%。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201810538878.9A CN108722681B (zh) | 2018-05-30 | 2018-05-30 | 一种有效提高硅金属回收率的硅渣浮选方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201810538878.9A CN108722681B (zh) | 2018-05-30 | 2018-05-30 | 一种有效提高硅金属回收率的硅渣浮选方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN108722681A CN108722681A (zh) | 2018-11-02 |
CN108722681B true CN108722681B (zh) | 2020-02-07 |
Family
ID=63936830
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN201810538878.9A Active CN108722681B (zh) | 2018-05-30 | 2018-05-30 | 一种有效提高硅金属回收率的硅渣浮选方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN108722681B (zh) |
Families Citing this family (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN111232988B (zh) * | 2020-04-10 | 2022-07-29 | 昆明理工大学 | 一种工业硅渣中渣硅高效分离的方法 |
CN111822154B (zh) * | 2020-07-30 | 2023-10-13 | 济南大学 | 一种从硅渣中浮选硅的方法 |
Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN1326821A (zh) * | 2001-07-12 | 2001-12-19 | 柳云珍 | 硅渣处理工艺 |
TW200934731A (en) * | 2007-12-05 | 2009-08-16 | Kronos Int Inc | Method for increasing the yield when chlorinating titaniferous raw materials |
CN203648663U (zh) * | 2013-12-31 | 2014-06-18 | 云南文山斗南锰业股份有限公司 | 处理锰硅尾渣的装置 |
RU2599123C1 (ru) * | 2015-08-28 | 2016-10-10 | Совместное предприятие в форме закрытого акционерного общества "Изготовление, внедрение, сервис" | Способ обогащения окисленных железистых кварцитов |
CN206325702U (zh) * | 2016-12-09 | 2017-07-14 | 永平县泰达废渣开发利用有限公司 | 一种采用浮选法进行硅渣分离系统 |
CN107055542A (zh) * | 2016-11-18 | 2017-08-18 | 云南永昌硅业股份有限公司 | 处理含硅硅渣的方法 |
-
2018
- 2018-05-30 CN CN201810538878.9A patent/CN108722681B/zh active Active
Patent Citations (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN1326821A (zh) * | 2001-07-12 | 2001-12-19 | 柳云珍 | 硅渣处理工艺 |
TW200934731A (en) * | 2007-12-05 | 2009-08-16 | Kronos Int Inc | Method for increasing the yield when chlorinating titaniferous raw materials |
CN203648663U (zh) * | 2013-12-31 | 2014-06-18 | 云南文山斗南锰业股份有限公司 | 处理锰硅尾渣的装置 |
RU2599123C1 (ru) * | 2015-08-28 | 2016-10-10 | Совместное предприятие в форме закрытого акционерного общества "Изготовление, внедрение, сервис" | Способ обогащения окисленных железистых кварцитов |
CN107055542A (zh) * | 2016-11-18 | 2017-08-18 | 云南永昌硅业股份有限公司 | 处理含硅硅渣的方法 |
CN206325702U (zh) * | 2016-12-09 | 2017-07-14 | 永平县泰达废渣开发利用有限公司 | 一种采用浮选法进行硅渣分离系统 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN108722681A (zh) | 2018-11-02 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN100398216C (zh) | 一种铝土矿浮选脱硫脱硅的方法 | |
CN106944243B (zh) | 一种泥质铀矿石的预处理方法 | |
CN102974446B (zh) | 鲕状赤铁矿的选矿方法 | |
CN106391319B (zh) | 一种提高矽卡岩铜钼矿石铜钼分离钼精矿品位的方法 | |
CN101121151A (zh) | 一种铝土矿表面预处理-反浮选脱硅的方法 | |
CN101214470A (zh) | 一种用氰化贫液浮选回收氰化尾渣中铜铅锌的方法 | |
CN111468304A (zh) | 一种铜硫矿中黄铁矿及易浮脉石的复合抑制剂及其浮选分离方法 | |
CN110882828A (zh) | 一种从碳酸型烧绿石中回收铌矿物的选矿方法 | |
CN108722681B (zh) | 一种有效提高硅金属回收率的硅渣浮选方法 | |
CN101298066B (zh) | 一种从菱镁矿石中去除石英的浮选工艺 | |
CN114904659B (zh) | 一种滑石与辉钼矿浮选分离组合抑制剂的梯级强化抑制方法 | |
CN110523543B (zh) | 一种从硫化铜氧压浸出渣中回收铜硫有价元素的工艺 | |
CN108672102A (zh) | 一种磷矿的浮选方法 | |
CN105750089A (zh) | 一种镁质胶磷矿分选方法 | |
CN113856911B (zh) | 高硫铜金银矿选矿方法 | |
CN105880032A (zh) | 一种中低品位胶磷矿重浮联合分选方法 | |
CN111871618B (zh) | 一种去除高硫铝土矿中钛矿物的方法 | |
CN102441492A (zh) | 从铜尾矿中获得高品位硫精矿的方法 | |
CN103071597B (zh) | 高纯度硫化铜的制备方法 | |
CN109046757B (zh) | 一种高钙细粒云母型钒矿的重选反浮选脱钙的选矿方法 | |
CN208526959U (zh) | 一种含氧化锌高硫高铜锌精矿分选系统 | |
CN116441058A (zh) | 在硫化铜镍矿浮选中降低精矿氧化镁含量的方法 | |
CN110773326A (zh) | 一种井下水回用于白钨矿浮选的方法 | |
CN109999990A (zh) | 一种酸级萤石精粉的生产工艺 | |
CN111515026B (zh) | 一种从含硫矿泥尾矿中回收微细粒硫铁矿的方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
PB01 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
GR01 | Patent grant | ||
GR01 | Patent grant |