CN112354683A - 一种萤石精选尾矿中再回收萤石的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种萤石精选尾矿中再回收萤石的方法，涉及萤石精选尾矿中再回收萤石技术领域，具体为一种萤石精选尾矿中再回收萤石的方法，包括以下步骤：S1、萤石精选尾矿高梯度强磁分选，得到磁性产品和非磁性产品，磁性产品返回再磨或丢尾，非磁性产品进入浓缩系统；S2、非磁产品浓缩；S3、萤石浮选，分为一次粗选、五次精选和一次扫选，中矿顺序返回。本发明解决了萤石精选尾矿中萤石难回收的问题。通过采用高梯度强磁选作业预先抛废，可在入选前就将制约萤石精矿品位提高的弱磁性脉石矿物脱除，为后面浮选萤石创造有利条件，同时，还实现了有用矿物成分CaF2在非磁部分的有效富集。
Description
技术领域
本发明涉及萤石精选尾矿中再回收萤石技术领域，具体为一种萤石精选尾矿中再回收萤石的方法。
背景技术
湖南某钨钼铋多金属伴生萤石矿，其有用金属回收选矿主干流程为：磁选脱铁—钼铋硫全浮—黑白钨混合浮选—萤石浮选。用螯合捕收剂浮选完黑白钨的尾矿作为萤石浮选给矿，给矿CaF2品位20.0％，磨矿细度-200目占72.0％，浓度45.0％，萤石浮选分为萤石粗选作业和萤石精选作业。粗选作业段使用纯碱作调整剂，pH值9.8，水玻璃作脉石抑制剂，CYP-01(一种改性油酸)作萤石捕收剂。精选作业段使用盐酸作调整剂，酸化水玻璃作脉石抑制剂。通过流程考察分析知，萤石精矿品位87.05％、回收率64.31％，粗选作业段萤石尾矿CaF2品位5.0％，精选作业段萤石尾矿CaF2品位28～32％、CaCO36～12％。
2、存在问题
萤石精选尾矿CaF2跑尾高，精选作业段回收率低，使萤石整体回收率不高。
3、原因分析
(1)通过探索试验发现该精选萤石尾矿难回收在于萤石精矿品位提高难度较大，因为该精选尾矿已经经过前面工序、作业段大量药剂的反复作用，使萤石与脉石矿物分离难。
(2)筛析结果表明，该萤石精选尾矿中萤石呈粗细不均，适宜浮选再回收的中间粒级(-74μm～+15μm)含量较少(在前面的精选作业已经被回收)、+74μm和-15μm粒级占比较多。
(3)含弱磁性杂质矿物含铁硅酸盐类矿物多，这部分干扰矿物极易上浮，影响精矿品位，该精选尾矿整体矿石性质很复杂。
发明内容
针对现有技术的不足，本发明提供了一种萤石精选尾矿中再回收萤石的方法，解决了上述背景技术中提出萤石精选尾矿CaF2跑尾高，精选作业段回收率低，使萤石整体回收率不高的问题。
为实现以上目的，本发明通过以下技术方案予以实现：一种萤石精选尾矿中再回收萤石的方法，所述包括以下步骤：
S1、萤石精选尾矿高梯度强磁分选：将该萤石精选尾矿先通过高梯度强磁选机分选，将磁性产品再磨或丢尾，非磁性产品进入浓缩系统；
S2、非磁性产品浓缩：非磁性产品进入斜板浓密箱浓缩，浓缩后再进入萤石再浮选粗选作业；
S3、萤石浮选：萤石浮选，分为一次粗选、五次精选和一次扫选，中矿顺序返回。
可选的，所述步骤S1、萤石精选尾矿高梯度强磁分选中，给矿CaF2品位28～32％、CaCO36～12％、浓度7～10％，-200目占68～72％，高梯度强磁选机工作磁场强度0.5～1.0T、脉冲180～200r/min，得到磁性产品产率28～34％，含CaF2品位12～17％，主要为粗粒级弱磁性矿物的连生体。非磁性产品产率66～72％，含CaF2品位35～39％。
可选的，所述步骤S2、非磁性产品浓缩中，将浓度浓缩至35～40％后进入萤石浮选粗选作业。
可选的，所述步骤S3、萤石浮选中，采用一次粗选、五次精选和一次扫选中矿顺序返回闭路流程；药剂用量，粗选纯300～600g/t，pH值8.5～9.5，水玻璃3000～6000g/t，油酸500～800g/t；扫一油酸100～300g/t；精一酸化水玻璃250～350g/t；精二酸化水玻璃200～300g/t；精三酸化水玻璃150～250g/t；精四酸化水玻璃100～200g/t；精五酸化水玻璃50～150g/t。其中，酸化水玻璃采用水玻璃与浓硫酸配制，水玻璃与浓硫酸质量比为3:1。
本发明提供了一种萤石精选尾矿中再回收萤石的方法，具备以下有益效果：
通过该新工艺进行萤石精选尾矿再回收萤石试验，取得萤石精矿品位85.34％、回收率71.62％作业指标。
该萤石精选尾矿中再回收萤石的方法，采用高梯度强磁选预先抛废，可在入选前就将制约萤石精矿品位提高的弱磁性矿物脱除，为后面浮选萤石创造有利条件，同时，还实现了有用矿物成分CaF2在非磁部分的有效富集；浮选前浓缩，脱除了水中残留有害药剂，有利于后续浮选萤石；对于CaF2品位30.0％、含CaCO38.5％的该萤石精选尾矿，通过该新工艺进行再回收萤石试验，取得萤石精矿品位85.34％、回收率71.62％作业指标，新增经济效益显著。
附图说明
图1为本发明萤石精选尾矿再回收萤石工艺流程示意图。
具体实施方式
下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。
请参阅图1，本发明提供一种技术方案：一种萤石精选尾矿中再回收萤石的方法，包括以下步骤：
S1、萤石精选尾矿高梯度强磁分选：将该萤石精选尾矿先通过高梯度强磁选机分选，将磁性产品再磨或丢尾，非磁性产品进入浓缩系统；
S2、非磁性产品浓缩：非磁性产品进入斜板浓密箱浓缩，浓缩后再进入萤石再浮选粗选作业；
S3、萤石浮选：萤石浮选，分为一次粗选、五次精选和一次扫选，中矿顺序返回。
本发明中：步骤S1、萤石精选尾矿高梯度强磁分选中，给矿CaF2品位28～32％、CaCO36～12％、浓度7～10％，-200目占68～72％，高梯度强磁选机工作磁场强度0.5～1.0T、脉冲180～200r/min，得到磁性产品产率28～34％，含CaF2品位12～17％，主要为粗粒级弱磁性矿物的连生体。非磁性产品产率66～72％，含CaF2品位35～39％。
本发明中：步骤S2、非磁性产品浓缩中，将浓度浓缩至35～40％后进入萤石浮选粗选作业。
本发明中：步骤S3、萤石浮选中，采用一次粗选、五次精选和一次扫选中矿顺序返回闭路流程；药剂用量，粗选纯碱300～600g/t，pH值8.5～9.5，水玻璃3000～6000g/t，油酸500～800g/t；扫一油酸100～300g/t；精一酸化水玻璃250～350g/t；精二酸化水玻璃200～300g/t；精三酸化水玻璃150～250g/t；精四酸化水玻璃100～200g/t；精五酸化水玻璃50～150g/t。其中，酸化水玻璃采用水玻璃与浓硫酸配制，水玻璃与浓硫酸质量比为3:1。
具体实施案例一：
柿竹园东波多金属选矿厂萤石精选尾矿(CaF2品位30.0％、CaCO38.5％、浓度10.0％，-200目占70.0％)先通过高梯度强磁选机分选，高梯度强磁选机工作磁场强度0.5T、脉冲200次/分钟。磁性产品直接丢尾，磁性产品含CaF2品位12.0％，主要为粗粒级弱磁性矿物的连生体，磁性产品产率34.0％。非磁性产品(产率66.0％，CaF2品位39.27％)进入斜板浓密箱浓缩至浓度30.0％，进入萤石再浮选粗选作业，粗选纯碱用量400g/t，pH值9.5，水玻璃用量4500g/t，油酸用量650g/t；粗选尾矿进入扫一作业，扫一油酸用量100g/t，扫一尾矿直接丢尾，扫一精矿返回粗选作业；粗选精矿进入精一作业，精一酸化水玻璃(水玻璃与硫酸质量比3:1)用量300g/t，精一尾矿返回粗选作业；精一精矿进入精二作业，精二酸化水玻璃用量200g/t，精二尾矿返回精一作业；精二精矿进入精三作业，精三酸化水玻璃用量150g/t，精三尾矿返回精二作业；精三精矿进入精四作业，精四酸化水玻璃用量100g/t，精四尾矿返回精三作业；精四精矿进入精五作业，精五酸化水玻璃用量80g/t，精五尾矿返回精四作业，精五精矿即为再回收萤石精矿。
即：该萤石精选尾矿中再回收萤石的方法应用于柿竹园3000t/d东波多金属选矿厂萤石精选尾矿的回收，萤石精选尾矿中再回收萤石系统获得萤石精矿品位86.01％、回收率71.20％作业指标。每年可为选厂新增萤石产值两千多万元，经济效益显著。同时，该技术可推广至同类矿石萤石精选尾矿的集中回收处理。
以上，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内，根据本发明的技术方案及其发明构思加以等同替换或改变，都应涵盖在本发明的保护范围之内。
Claims (4)
1.一种萤石精选尾矿中再回收萤石的方法，其特征在于，所述包括以下步骤：
S1、萤石精选尾矿高梯度强磁分选：将该萤石精选尾矿先通过高梯度强磁选机分选，将磁性产品再磨或丢尾，非磁性产品进入浓缩系统；
S2、非磁性产品浓缩：非磁性产品进入斜板浓密箱浓缩，浓缩后再进入萤石再浮选粗选作业；
S3、萤石浮选：萤石浮选，分为一次粗选、五次精选和一次扫选，中矿顺序返回。
2.根据权利要求1所述的一种萤石精选尾矿中再回收萤石的方法，其特征在于：所述步骤S1、萤石精选尾矿高梯度强磁分选中，给矿CaF2品位28～32％、CaCO36～12％、浓度7～10％，-200目占68～72％，高梯度强磁选机工作磁场强度0.5～1.0T、脉冲180～200r/min，得到磁性产品产率28～34％，含CaF2品位12～17％，主要为粗粒级弱磁性矿物的连生体。非磁性产品产率66～72％，含CaF2品位35～39％。
3.根据权利要求1所述的一种萤石精选尾矿中再回收萤石的方法，其特征在于：所述步骤S2、非磁性产品浓缩中，将浓度浓缩至35～40％后进入萤石浮选粗选作业。
4.根据权利要求1所述的一种萤石精选尾矿中再回收萤石的方法，其特征在于：所述步骤S3、萤石浮选中，采用一次粗选、五次精选和一次扫选中矿顺序返回闭路流程；药剂用量，粗选纯碱300～600g/t，pH值8.5～9.5，水玻璃3000～6000g/t，油酸500～800g/t；扫一油酸100～300g/t；精一酸化水玻璃250～350g/t；精二酸化水玻璃200～300g/t；精三酸化水玻璃150～250g/t；精四酸化水玻璃100～200g/t；精五酸化水玻璃50～150g/t。其中，酸化水玻璃采用水玻璃与浓硫酸配制，水玻璃与浓硫酸质量比为3:1。
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| CN111644270A (zh) * | 2020-06-15 | 2020-09-11 | 广东省资源综合利用研究所 | 一种从尾矿中回收萤石的选矿工艺 |
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2020
- 2020-10-15 CN CN202011106632.8A patent/CN112354683A/zh active Pending
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