CN112570138A - 一种尾矿中热液型重晶石的回收方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种尾矿中热液型重晶石的回收方法,属于非金属矿选技术领域,涉及一种选别其他金属的尾矿中富含热液型重晶石的情况,包括分级—粗料重选—细粒浮选的工艺,具体包括矿浆浓缩分级系统、粗粒级(粒度>0.074mm)重选系统、细粒级(粒度≤0.074mm)浮选系统,尾矿进行分级,粗粒级粒度>0.075mm和细粒级粒度≤0.075mm分别进入不同的选别流程,解决了粗细粒混合进入浮选工艺,粗粒重晶石容易沉槽,重晶石回收率不高的难题,选出的重晶石精矿主要用于防辐射混凝土中的重晶石细骨料及重晶石粉,先分级再选别工艺,获得两种不同粒度的重晶石产品,扩大了应用范围。
Description
技术领域
本发明属于非金属矿选技术领域,涉及一种选别其他金属的尾矿中富含热液型重晶石的情况,特别涉及一种尾矿中热液型重晶石的回收方法。
背景技术
重晶石难溶于水和酸,无毒,无磁性,能吸收X射线和γ射线,主要用于石油、化工、涂料、填料等领域,尤其是油气井旋转钻探中的环流泥浆加重剂。
因应用领域不同,对重晶石产品质量的要求不同,根据《重晶石防辐射混凝土应用技术规范》(GB/T50557-2010)规定,用于防射线砂浆及混凝土的重晶石要求见表1。
表1防辐射混凝土用重晶石指标要求
名称 | BaSO<sub>4</sub>含量/% | 粒度(mm) |
重晶石细骨料 | 85 | 0.07~4.75 |
重晶石粉 | 80 | <0.075 |
根据矿床成因,重晶石矿可分为三种类型,残积型,沉积型、热液型,残积型重晶石品位高,易选,一般与萤石,方解石、石英伴生,通常采用“洗矿-脱泥-筛分-跳汰-摇床”工艺选别;沉积型重晶石呈块状、条纹状或豆粒状构造,一般与粘土矿物、黄铁矿、菱铁矿、镜铁矿伴生,通常采用“磁选-浮选”工艺选别;热液型重晶石一般与黄铜矿、方铅矿、闪锌矿伴生,由于铜、铅、锌等金属元素价值高,因此,这类矿石中的重晶石一般均作为尾矿堆存,未进行回收,造成资源浪费。
发明内容
本发明提供了一种尾矿中回收热液型重晶石的工艺及设备,目的之一充分利用矿物资源,目的之二为回收热液型重晶石提供合理可靠的方法。
为实现上述目的,本发明提供了一种“分级—粗料重选—细粒浮选”的工艺,包括矿浆浓缩分级系统、粗粒级(粒度>0.074mm)重选系统、细粒级(粒度≤0.074mm)浮选系统,具体步骤如下:
分级—粗料重选—细粒浮选,具体为矿浆浓缩分级系统、粗粒级重选系统、细粒级浮选系统,所述矿浆浓缩分级系统包括尾矿矿浆进入斜板浓密箱进行浓缩,浓缩底流通过P1渣浆泵给入水力旋流器,浓缩溢流水循环利用,所述水力旋流器输出一端溢流进入细粒级浮选系统的调浆搅拌桶,所述所述水力旋流器输出另一端沉砂进入粗粒级重选系统的N2矿浆池。
进一步地,所述细粒级(粒度≤0.074mm)浮选系统包括以下步骤:
步骤一、所述水力旋流器的溢流(细粒矿浆)进入调浆搅拌桶,所述调浆搅拌桶中添加碳酸钠1600~2400g/t、水玻璃300~600g/t、油酸钠100~200g/t;
步骤二、所述搅拌桶中的矿浆自流至粗选I浮选机,所述粗选精矿进入精选I浮选机,所述精选I浮选机添加水玻璃100~300g/t,所述粗选尾矿进入扫选I浮选机,所述扫选I浮选机添加水玻璃100~200g/t、油酸钠50~100g/t,所述精选I尾矿和扫选I精矿合并返回粗选流程;
步骤三、所述精选I精矿自流至精选Ⅱ浮选机,所述精选Ⅱ浮选机添加50~150g/t水玻璃,所述精选II精矿自流至精选Ⅲ浮选机,所述精选II尾矿返回至精选I浮选机;
步骤四、所述精选III浮选机添加25~75g/t水玻璃,所述精选III精矿自流至N1矿浆池,所述采用P2渣浆泵输送至浓密机,所述精选III尾矿返回至精选Ⅱ浮选机;
步骤五、所述浓密机的溢流水返回搅拌桶循环使用,所述浓密机的底流采用P3渣浆泵输送至压滤机,压滤后得到细粒重晶石产品;
步骤六、所述扫选I浮选机的尾矿自流至扫选Ⅱ浮选机,所述扫选Ⅱ浮选机添加50~100g/t水玻璃,25~75g/t油酸钠,所述扫选II精矿返回扫选I浮选机,所述扫选II尾矿即为最终尾矿进入细粒尾矿池。
进一步地,所述调浆搅拌桶中添加碳酸钠2000g/t、水玻璃450g/t、油酸钠150g/t;所述精选I浮选机添加水玻璃200g/t,所述扫选I浮选机添加水玻璃150g/t、油酸钠75g/t,所述精选III浮选机添加50g/t水玻璃,所述扫选Ⅱ浮选机添加75g/t水玻璃,50g/t油酸钠。
进一步地,所述粗粒级(粒度>0.074mm)重选系统包括以下步骤:
步骤一、所述水力旋流器的沉砂(粗粒矿浆)进入N2矿浆池,采用P4渣浆泵送至重选粗选分矿箱,再自流至螺旋溜槽组进行重选粗选;
步骤二、所述螺旋溜槽组的精矿自流至N3矿浆池,采用P5渣浆泵送至重选精选I分矿箱再自流至重选粗选I螺旋溜槽组进行第一次重选精选;
步骤三、所述重选粗选I螺旋溜槽组的中矿和重选精选I的螺旋溜槽组的尾矿自流至N4矿浆池,通过P6渣浆泵给入重选扫选分矿箱,再自流至重选扫选螺旋溜槽组进行重选扫选;
步骤四、所述重选精选I的螺旋溜槽组的精矿和重选扫选螺旋溜槽组的精矿自流至N5矿浆池,通过P7渣浆泵送至摇床组进行第二次重选精选;
步骤五、所述摇床组的精矿自流至N6矿浆池通过P8渣浆泵送至过滤搅拌桶,再自流至陶瓷过滤机,过滤后得到最终粗粒重晶石,储存在粗粒重晶石产品仓;
步骤六、所述重选粗选尾矿、重选扫选中矿和尾矿、重选精选II尾矿为最终粗粒尾矿进入粗粒尾矿池。
综上所述,由于采用了上述技术方案,本发明的有益效果是:
1.本发明中,本工艺将尾矿采用斜板浓密箱浓缩,能够消除前端尾矿浓度的波动,保证水力旋流器的分级效率。
2.本发明中,尾矿进行分级,粗粒级粒度>0.075mm和细粒级粒度≤0.075mm分别进入不同的选别流程,解决了粗细粒混合进入浮选工艺,粗粒重晶石容易沉槽,重晶石回收率不高的难题。
3.本发明中,先分级再选别工艺,替代了传统了“再磨-浮选”工艺,取消了磨矿工序,工艺流程简单,降低了生产成本。
4.本发明中,通过加入所述玻璃水的设计,以起到抑制剂的效果,进一步提高了对重晶石的回收效率。
5.本发明中,先分级再选别工艺,获得两种不同粒度的重晶石产品,扩大了应用范围。
附图说明:本发明的总体结构示意图。
附图标记:1-斜板浓密箱、2-P1渣浆泵、3-水力旋流器、4-调浆搅拌桶、5-粗选I浮选机、6-精选I浮选机、7-精选Ⅱ浮选机、8-精选Ⅲ浮选机、9-N1矿浆池、10-P2渣浆泵、11-浓密机、12-P3渣浆泵、13-压滤机、14-细粒重晶石仓、15-扫选I浮选机、16-扫选Ⅱ浮选机、17-细粒尾矿池、18-N2矿浆池、19-P4渣浆泵、20-重选粗选分矿箱、21-螺旋溜槽组、22-N3矿浆池、23-P5渣浆泵、24-重选精选I分矿箱、25-重选精选I螺旋溜槽组、26-N4矿浆池、27-P6渣浆泵、28-重选扫选分矿箱、29-重选扫选螺旋溜槽组、30-N5矿浆池、31-P7渣浆泵、32-摇床组、33-N6矿浆池、34-P8渣浆泵、35-过滤搅拌桶、36-陶瓷过滤机、37-粗粒重晶石产品仓、38-粗粒尾矿池。
具体实施方式
为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白,以下结合附图及实施例,对本发明进行进一步详细说明。应当理解,此处所描述的具体实施例仅用以解释本发明,并不用于限定本发明。
实施例1
如图1所示,一种尾矿中热液型重晶石的回收方法,包括以下步骤:分级—粗料重选—细粒浮选,具体为矿浆浓缩分级系统、粗粒级重选系统、细粒级浮选系统,所述矿浆浓缩分级系统包括尾矿矿浆进入斜板浓密箱1进行浓缩,浓缩底流通过P1渣浆泵2给入水力旋流器3,浓缩溢流水循环利用,所述水力旋流器3输出一端溢流进入细粒级浮选系统的调浆搅拌桶4,所述所述水力旋流器3输出另一端沉砂进入粗粒级重选系统的N2矿浆池18。
所述细粒级(粒度≤0.074mm)浮选系统包括以下步骤:
步骤一、所述水力旋流器的溢流3(细粒矿浆)进入调浆搅拌桶4,所述调浆搅拌桶4中添加碳酸钠1600g/t、水玻璃300g/t、油酸钠100g/t;
步骤二、所述调浆搅拌桶4中的矿浆自流至粗选I浮选机5,所述粗选精矿进入精选I浮选机6,所述精选I浮选机6添加水玻璃100g/t,所述粗选尾矿进入扫选I浮选机15,所述扫选I浮选机15添加水玻璃100g/t、油酸钠50g/t,所述精选I尾矿和扫选I精矿合并返回粗选流程;
步骤三、所述精选I精矿自流至精选Ⅱ浮选机7,所述精选Ⅱ浮选机7添加50g/t水玻璃,所述精选II精矿自流至精选Ⅲ浮选机8,所述精选II尾矿返回至精选I浮选机6;
步骤四、所述精选III浮选机8添加25g/t水玻璃,所述精选III精矿自流至N1矿浆池9,所述采用P2渣浆泵10输送至浓密机11,所述精选III尾矿返回至精选Ⅱ浮选机7;
步骤五、所述浓密机11的溢流水返回调浆搅拌桶4循环使用,所述浓密机11的底流采用P3渣浆泵12输送至压滤机13,压滤后得到细粒重晶石产品,进入细粒重晶石仓14;
步骤六、所述扫选I浮选机15的尾矿自流至扫选Ⅱ浮选机16,所述扫选Ⅱ浮选机16添加50g/t水玻璃,25g/t油酸钠,所述扫选II精矿返回扫选I浮选机15,所述扫选II尾矿即为最终尾矿进入细粒尾矿池17。
所述粗粒级(粒度>0.074mm)重选系统包括以下步骤:
步骤一、所述水力旋流器3的沉砂(粗粒矿浆)进入N2矿浆池18,采用P4渣浆泵19送至重选粗选分矿箱20,再自流至螺旋溜槽组21进行重选粗选;
步骤二、所述螺旋溜槽组21的精矿自流至N3矿浆池22,采用P5渣浆泵23送至重选精选I分矿箱24再自流至重选粗选I螺旋溜槽组25进行第一次重选精选。
步骤三、所述重选粗选I螺旋溜槽组25的中矿和重选精选I的螺旋溜槽组25的尾矿自流至N4矿浆池26,通过P6渣浆泵27给入重选扫选分矿箱28,再自流至重选扫选螺旋溜槽组29进行重选扫选;
步骤四、所述重选精选I的螺旋溜槽组25的精矿和重选扫选螺旋溜槽组的精矿29自流至N5矿浆池30,通过P7渣浆泵31送至摇床组32进行第二次重选精选;
步骤五、所述摇床组32的精矿自流至N6矿浆池33通过P8渣浆泵34送至过滤搅拌桶35,再自流至陶瓷过滤机36,过滤后得到最终粗粒重晶石,储存在粗粒重晶石产品仓37;
步骤六、所述重选粗选尾矿、重选扫选中矿和尾矿、重选精选II尾矿为最终粗粒尾矿进入粗粒尾矿池38。
最终所得重晶石细骨料含BaSO490.85%,重晶石粉BaSO4回收率87.63%。
实施例2
与实施例1同样的论述不在这里过多的说明,其中所述调浆搅拌桶中添加碳酸钠2000g/t、水玻璃450g/t、油酸钠150g/t;所述精选I浮选机添加水玻璃200g/t,所述扫选I浮选机添加水玻璃150g/t、油酸钠75g/t,所述精选III浮选机添加50g/t水玻璃,所述扫选Ⅱ浮选机添加75g/t水玻璃,50g/t油酸钠。
最终所得重晶石细骨料含BaSO496.13%,重晶石粉BaSO4回收率89.45%。
实施例3
与实施例1同样的论述不在这里过多的说明,其中所述调浆搅拌桶中添加碳酸钠2400g/t、水玻璃600g/t、油酸钠200g/t;所述精选I浮选机添加水玻璃300g/t,所述扫选I浮选机添加水玻璃200g/t、油酸钠100g/t,所述精选III浮选机添加75g/t水玻璃,所述扫选Ⅱ浮选机添加100g/t水玻璃,75g/t油酸钠。
最终所得重晶石细骨料含BaSO4 91.25%,重晶石粉BaSO4回收率85.37%。
如上即为本发明的实施例,上述实施例以及实施例中的具体参数仅是为了清楚表述发明的验证过程,并非用以限制本发明的专利保护范围,本发明的专利保护范围仍然以其权利要求书为准,凡是运用本发明的说明书及附图内容所作的等同结构变化,同理均应包含在本发明的护范围内。
Claims (4)
1.一种尾矿中热液型重晶石的回收方法,其特征在于:包括以下步骤:分级—粗料重选—细粒浮选,具体为矿浆浓缩分级系统、粗粒级重选系统、细粒级浮选系统,所述矿浆浓缩分级系统包括尾矿矿浆进入斜板浓密箱(1)进行浓缩,浓缩底流通过P1渣浆泵(2)给入水力旋流器(3),浓缩溢流水循环利用,所述水力旋流器(3)输出一端溢流进入细粒级浮选系统的调浆搅拌桶(4),所述水力旋流器(3)输出另一端沉砂进入粗粒级重选系统的N2矿浆池(18)。
2.根据权利要求1所述的一种尾矿中热液型重晶石的回收方法,其特征在于:所述细粒级浮选系统为粒度≤0.074mm,具体包括以下步骤:
步骤一、所述水力旋流器(3)的溢流进入调浆搅拌桶(4),所述调浆搅拌桶(4)中添加碳酸钠1600~2400g/t、水玻璃300~600g/t、油酸钠100~200g/t;
步骤二、所述调浆搅拌桶(4)中的矿浆自流至粗选I浮选机(5),粗选精矿进入精选I浮选机(6),所述精选I浮选机(6)添加水玻璃100~300g/t,粗选尾矿进入扫选I浮选机(15),所述扫选I浮选机(15)添加水玻璃100~200g/t、油酸钠50~100g/t,精选I尾矿和扫选I精矿合并返回粗选流程;
步骤三、所述精选I精矿自流至精选Ⅱ浮选机(7),所述精选Ⅱ浮选机(7)添加50~150g/t水玻璃,所述精选II精矿自流至精选Ⅲ浮选机(8),所述精选II尾矿返回至精选I浮选机(6);
步骤四、所述精选III浮选机(8)添加25~75g/t水玻璃,所述精选III精矿自流至N1矿浆池(9),采用P2渣浆泵(10)输送至浓密机(11),所述精选III尾矿返回至精选Ⅱ浮选机(7);
步骤五、所述浓密机(11)的溢流水返回调浆搅拌桶(4)循环使用,所述浓密机(11)的底流采用P3渣浆泵(12)输送至压滤机(13),压滤后得到细粒重晶石产品,进入到细粒重晶石仓(14);
步骤六、所述扫选I浮选机(15)的尾矿自流至扫选Ⅱ浮选机(16),所述扫选Ⅱ浮选机(16)添加50~100g/t水玻璃,25~75g/t油酸钠,所述扫选II精矿返回扫选I浮选机(15),所述扫选II尾矿即为最终尾矿进入细粒尾矿池(17)。
3.根据权利要求2所述的一种尾矿中热液型重晶石的回收方法,其特征在于:所述调浆搅拌桶(4)中添加碳酸钠2000g/t、水玻璃450g/t、油酸钠150g/t;所述精选I浮选机(6)添加水玻璃200g/t,所述扫选I浮选机(15)添加水玻璃150g/t、油酸钠75g/t,所述精选III浮选机(8)添加50g/t水玻璃,所述扫选Ⅱ浮选机(16)添加75g/t水玻璃,50g/t油酸钠。
4.根据权利要求1所述的一种尾矿中热液型重晶石的回收方法,其特征在于:所述粗粒级重选系统为粒度>0.074mm,具体包括以下步骤:
步骤一、所述水力旋流器(3)的沉砂进入N2矿浆池(18),采用P4渣浆泵(19)送至重选粗选分矿箱(20),再自流至螺旋溜槽组(21)进行重选粗选;
步骤二、所述螺旋溜槽组(21)的精矿自流至N3矿浆池(22),采用P5渣浆泵(23)送至重选精选I分矿箱(24)再自流至重选粗选I螺旋溜槽组(25)进行第一次重选精选;
步骤三、所述重选粗选I螺旋溜槽组(25)的中矿和重选精选I的螺旋溜槽组(25)的尾矿自流至N4矿浆池(26),通过P6渣浆泵(27)给入重选扫选分矿箱(28),再自流至重选扫选螺旋溜槽组(29)进行重选扫选;
步骤四、所述重选精选I的螺旋溜槽组(25)的精矿和重选扫选螺旋溜槽组(29)的精矿自流至N5矿浆池(30),通过P7渣浆泵(31)送至摇床组进行第二次重选精选;
步骤五、所述摇床组(32)的精矿自流至N6矿浆池(33)通过P8渣浆泵(34)送至过滤搅拌桶(35),再自流至陶瓷过滤机(36),过滤后得到最终粗粒重晶石,储存在粗粒重晶石产品仓(37);
步骤六、所述重选粗选尾矿、重选扫选中矿和尾矿、重选精选II尾矿为最终粗粒尾矿进入粗粒尾矿池(38)。
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CN202011469549.7A CN112570138A (zh) | 2020-12-14 | 2020-12-14 | 一种尾矿中热液型重晶石的回收方法 |
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CN113333151A (zh) * | 2021-06-02 | 2021-09-03 | 矿冶科技集团有限公司 | 一种金矿的选矿方法 |
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- 2020-12-14 CN CN202011469549.7A patent/CN112570138A/zh active Pending
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