CN111644270B - 一种从尾矿中回收萤石的选矿工艺 - Google Patents

一种从尾矿中回收萤石的选矿工艺 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种从尾矿中回收萤石的选矿工艺,包括以下步骤:将原矿进行弱磁‑强磁作业,得到非磁性产品;将非磁产品用第一浓度箱进行浓缩,得到第一浓缩底流,再加入清水稀释第一浓缩底流,并在第二浓缩箱中进一步浓缩,得到第二浓缩底流;对第二浓缩底流进行萤石粗选和扫选,获得粗精矿;对粗精矿进行精选I、精选II、精选III和精选IV,精选IV的精矿为最终精矿。本发明通过磁选进行抛废,实现萤石的预先富集,减少浮选作业处理量;通过两段浓缩作业,实现矿泥和矿浆药剂的脱除,减少设备和药剂投资;采用高效有机抑制剂深度抑制方解石和石英的上浮,其用量远小于常规酸化水玻璃用量,减少了精选作业段数,最终获得CaF2品位大于97%的高品质萤石精矿。

Description

一种从尾矿中回收萤石的选矿工艺
技术领域
本发明的目的在于提供一种从尾矿中回收萤石的选矿工艺,该工艺流程短、操作简单、所获得萤石精矿CaF2品位>97%。
背景技术
尾矿中的有价元素含量低,一般在前期的选矿过程中经过磨矿和药剂作用,泥化程度高、药剂污染严重,后续处理十分困难。多金属萤石伴生矿浮选尾矿中一般含有较多的方解石和萤石,在前期的浮选过程中,萤石作为脉石被强烈抑制,当萤石含量较低时(CaF2含量<20%),许多矿山不考虑对其进行回收,作为尾矿直接抛弃,主要原因是:(1)处理成本高,需要脱泥、脱药、浓缩、活化等步骤;(2)选矿流程长,精选作业往往需要5-10次;(3)精矿品质难以提高,最终精矿CaF2品位很难达到97%。因此,有必要开发一种短流程高效选矿工艺,实现尾矿中萤石资源的综合利用。目前存在的问题如下:尾矿的萤石浮选受上游浮选作业影响严重,一般需要脱药、脱泥、浓缩、活化等步骤,处理量大、成本高;尾矿中萤石品位低,精选作业往往需要7-10次,流程长,操作复杂,回收率低;尾矿中矿物种类复杂,精矿品质难以提高,最终精矿CaF2品位很难达到97%。
有鉴于此特提出本发明。
发明内容
本发明要解决的技术问题在于克服现有技术的不足,提供一种从尾矿中回收萤石的选矿工艺,为解决上述技术问题,本发明采用技术方案的基本构思是:
一种从尾矿中回收萤石的选矿工艺,包括以下步骤:
步骤1,强磁选:将原矿进行弱磁-强磁作业,得到非磁性产品;
步骤2,浓缩:将非磁产品用第一浓度箱进行浓缩,得到第一浓缩底流,再加入清水稀释第一浓缩底流,并在第二浓缩箱中进一步浓缩,得到第二浓缩底流;
步骤3,粗选,对第二浓缩底流进行萤石粗选和扫选,获得粗精矿;
步骤4,精选,对粗精矿进行精选I、精选II、精选III和精选IV,精选IV的精矿为最终精矿。
本发明中,所述原矿为含萤石的浮选尾矿。
本发明中,所述步骤1中弱磁磁场强度为0.15T,强磁磁场强度为1.0T,萤石是非磁性矿物,磁选可以实现预先抛废,减少浮选处理量,提高浮选入选萤石品位。
本发明中,所述步骤2中第一浓缩底流浓度为35%-45%,经清水稀释后的浓度为8-12%,第二浓缩底流浓度为35%-45%,浓缩的目的是脱水、脱药和脱泥,清水稀释的目的是置换药剂污染的矿浆。
本发明中,所述步骤3中,以原矿计,粗选时依次添加碳酸钠600g/t,水玻璃1200g/t,油酸160g/t;扫选时添加油酸80g/t,扫选泡沫顺序返回,扫选尾矿作为尾矿1丢弃。
本发明中,所述步骤4中,以原矿计,精选I时添加硫酸600g/t、HG-1 40g/t,精选II、 III和IV分别添加HG-1 40g/t、20g/t和20g/t;精选I尾矿作为尾矿2丢弃,精选II、III和IV 尾矿顺序返回,精选IV泡沫为最终萤石精矿。
本发明中,步骤4中HG-1为一种萤石浮选高效有机抑制剂,HG-1的成分由分子量为1000-3000的高分子多酚类化合物经磺化后制得,对碳酸盐和石英具有强烈的抑制效果,只有在用量较大时才对萤石强烈抑制;其相对于常规的酸化水玻璃具有用量少、抑制效果好、安全环保的特点,能够显著减少精选段数,提高萤石精矿品质。
有益效果:本发明“一种尾矿中回收萤石的选矿工艺”针对的矿石为含萤石多金属矿浮选尾矿,通过磁选进行抛废,实现萤石的预先富集,减少浮选作业处理量;通过两段浓缩作业,实现矿泥和矿浆药剂的脱除,减少设备和药剂投资;采用高效有机抑制剂HG-1,深度抑制方解石和石英的上浮,其用量远小于常规酸化水玻璃用量,减少了精选作业段数,最终获得CaF2品位大于97%的高品质萤石精矿。
下面结合附图对本发明的具体实施方式作进一步详细的描述。
附图说明
附图作为本申请的一部分,用来提供对本发明的进一步的理解,本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明,但不构成对本发明的不当限定。显然,下面描述中的附图仅仅是一些实施例,对于本领域普通技术人员来说,在不付出创造性劳动的前提下,还可以根据这些附图获得其他附图。在附图中:
图1为本发明的工艺流程图。
需要说明的是,这些附图和文字描述并不旨在以任何方式限制本发明的构思范围,而是通过参考特定实施例为本领域技术人员说明本发明的概念。
具体实施方式
为使本发明实施例的目的、技术方案和优点更加清楚,下面将结合本发明实施例,对实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述,以下实施例用于说明本发明,但不用来限制本发明的范围。
实施例1
本实施例处理的原矿为内蒙古某多金属矿浮选尾矿,在回收完铁、铜、锌、钨、锡等有价元素后,尾矿中含有部分萤石,主要矿物种类和含量为:方解石22%、钙铁榴石21%、萤石16%、石英10%、符山石8%、角闪石8%、辉石5%、黑云母5%、绿泥石2%。
对矿石进行系统的工艺条件优化试验,在最佳条件基础上进行闭路试验,流程图如图1 所示,包括以下步骤:
步骤1:磁选,将该多金属矿浮选尾矿进行0.15T弱磁选,弱磁尾矿进行1.0T强磁选,磁性产品直接抛废,得到非磁性产品;
步骤2:浓缩,将所述非磁性产品用浓缩箱浓缩至浓度40%,注入清水稀释至10%后再次浓缩至40%,得到浓缩底流,即浮选给矿;
步骤3:粗选,将上述浮选给矿进行萤石粗选和扫选,获得粗精矿;以原矿计,粗选时依次添加碳酸钠600g/t,水玻璃1200g/t,油酸160g/t;扫选时添加油酸80g/t,扫选泡沫顺序返回,扫选尾矿作为尾矿1丢弃。
步骤4:精选,对粗精矿进行精选I、精选II、精选III和精选IV,精选IV的精矿为最终精矿;以原矿计,精选I时添加硫酸600g/t、HG-1 40g/t,精选II、III和IV分别添加HG-140g/t、 20g/t和20g/t。精选I尾矿作为尾矿2丢弃,精选II、III和IV尾矿顺序返回,精选IV泡沫为最终萤石精矿。
试验流程图见图1,试验结果见表1。
表1试验结果
Figure BDA0002538711850000031
闭路试验结果表明,磁选可以抛废60.25%,大幅减少浮选入选萤石量,能将萤石浮选给矿品位从15.82%提高到30.18%,最终萤石精矿CaF2品位达到97.15%,其中CaCO3含量为 0.75%,SiO2含量为0.33%。
试验还探讨了不同浮选工艺下的尾矿萤石回收状况,结果见表2。
表2不同浮选工艺下的尾矿萤石回收状况
Figure BDA0002538711850000032
Figure BDA0002538711850000041
表2中试验4采用本发明涉及的工艺,试验效果最佳。试验1、2、3和4层层递进,逐步阐释本发明重要步骤对尾矿萤石回收的重要性。其中,试验1由于无磁选,浮选处理量大,大量磁性杂质上浮,精选次数多,精矿品位和回收率低下;试验2无清水置换,矿浆中电解质种类繁多,导致萤石的分选回收困难;试验3采用酸化水玻璃作为抑制剂,精选流程长,萤石跑尾严重,回收率严重偏低;试验4采用磁选、二级浓缩和HG-1,药剂用量少、流程短、精矿品质高,对萤石的回收效果好。
本发明有效解决了尾矿回收萤石困难、选矿流程冗长、精矿品位难以提高等技术难题,目前已在选厂得到推广应用,产出CaF2品位97%萤石精矿1.5万吨/年,产值4200万元/年,经济效益3600万元/年,实现了尾矿中萤石资源的综合利用,取得了良好的经济效益和社会效益。
以上所述仅是本发明的较佳实施例而已,并非对本发明作任何形式上的限制,虽然本发明已以较佳实施例揭露如上,然而并非用以限定本发明,任何熟悉本专利的技术人员在不脱离本发明技术方案范围内,当可利用上述提示的技术内容作出些许更动或修饰为等同变化的等效实施例,但凡是未脱离本发明技术方案的内容,依据本发明的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与修饰,均仍属于本发明方案的范围内。

Claims (1)

1.一种从尾矿中回收萤石的选矿工艺,其特征在于,包括以下步骤:
步骤1,强磁选:将原矿进行弱磁-强磁作业,得到非磁性产品,所述原矿为回收完铁、铜、锌、钨、锡后含萤石的浮选尾矿,弱磁磁场强度为0.15 T,强磁磁场强度为1.0 T;
步骤2,浓缩:将非磁性产品用第一浓度箱进行浓缩,得到第一浓缩底流,再加入清水稀释第一浓缩底流,并在第二浓缩箱中进一步浓缩,得到第二浓缩底流;第一浓缩底流浓度为35%-45%,经清水稀释后的浓度为8%-12%,第二浓缩底流浓度为35%-45%;
步骤3,粗选:对第二浓缩底流进行萤石粗选和扫选,获得粗精矿;其中,以原矿计,粗选时依次添加碳酸钠600 g/t,水玻璃1200 g/t,油酸160 g/t;扫选时添加油酸80g/t,扫选泡沫顺序返回,扫选尾矿作为尾矿1丢弃;
步骤4,精选:对粗精矿进行精选Ⅰ、精选Ⅱ、精选Ⅲ和精选Ⅳ,精选Ⅳ的精矿为CaF2品位大于97%的萤石精矿;其中,以原矿计,精选Ⅰ时添加硫酸600 g/t、HG-1 40 g/t,精选Ⅱ时添加HG-1 40 g/t,精选Ⅲ时添加HG-1 20 g/t,精选Ⅳ时添加HG-1 20 g/t;精选I尾矿作为尾矿2丢弃,精选II、精选III和精选IV尾矿顺序返回;HG-1为萤石浮选高效有机抑制剂,HG-1的成分由分子量为1000-3000的高分子多酚类化合物经磺化后制得。
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