CN113351356A - 一种高钙难选萤石矿泥的回收工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种高钙难选萤石矿泥的回收工艺，包括以下步骤：将3‑4％浓度的超细粒矿泥收集到装流桶中，充分搅拌；用渣浆泵送至φ50mm的旋流器进行分级处理，保留底流‑0.0385+0.01mm粒级尾泥自流进入浮选原矿搅拌桶；在浮选原矿搅拌桶中依次添加碳酸钠1360g/t、栲胶200g/t、乳化油酸625g/t；在扫选时补加100g/t的乳化油酸；粗选精矿进入六次精选并在各精选分段添加酸化水玻璃400g/t、酸化水玻璃200g/t、酸化水玻璃100g/t、酸化水玻璃100g/t、酸化水玻璃100g/t、酸化水玻璃100g/t，如此可获得氟化钙97％以上的氟化钙精矿。本发明使得浮选效率大大提高，降低了选矿成本，提高了经济效益。
Description
技术领域
本发明涉及回收超细颗粒泥的选矿技术领域，具体是涉及一种高钙难选萤石矿泥的回收工艺。
背景技术
萤石是一种重要的冶金原料和化工原料，目前萤石选矿采用的方法基本分为两种：浮选法和重选法。块状萤石一般采用重选法分离出块状精矿，但是在破碎过程中矿石会产生较多超细粒矿泥。原生和次生的超细粒矿泥，会增加介质粘度，所以采用重选法的入料矿物，需要采用脱泥工艺，通常用水冲洗去除干扰重选分选效果的超细颗粒。
超细粒矿泥平均含氟化钙15-30％、含碳酸钙20-40％，通常矿泥浆的浓度3-4，要想回收该部分氟化钙非常困难。一般的萤石选厂往往将该部分矿泥浓缩，压滤然后处理掉。由于该矿泥粒级都在-400目粒级以下，压滤后滤饼水分很高。普遍的水泥厂或者新型建材厂难以处理，所以矿泥的处理也是萤石选厂难点之一。
也有萤石选厂尝试用浮选法回收超细粒矿泥中的萤石，但是超细粒矿泥高钙的矿泥浮选存在几个难点：1、矿泥粒度超细，粒度都在-400目以下，全粒级浮选所需药剂量非常大，而且在高浓度捕收剂环境下，碳酸钙和氟化钙分离效果很差。2、超细粒矿泥采用的浮选浓度很低，在20％左右，而且浮选时间很长，总体浮选效率很低。3、超细粒矿泥浮选氟化钙精矿品位很低，很难达到96％以上，一般只能以次精粉出售。4、超细粒尾矿浮选后的尾矿很难处理，一方面因为粒度细，一方面因为大量药剂环境中改变了矿泥的表面张力。5、超细粒矿泥浆一般浓度只有3-4％左右，因浓度太低无法直接入选，需要浓缩后或者浓缩压滤后补水打散调浆才能进入浮选，工艺比较复杂，设备品种需要较多。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是提供一种高钙难选萤石矿泥的回收工艺，使得浮选效率大大提高，降低了选矿成本，提高了经济效益。
为解决上述技术问题，本发明提供以下技术方案：一种高钙难选萤石矿泥的回收工艺，包括以下步骤：
(1)将3-4％浓度的超细粒矿泥收集到装流桶中，充分搅拌；
(2)用渣浆泵送至φ50mm的旋流器进行分级处理，保留底流-0.0385+0.01mm粒级尾泥自流进入浮选原矿搅拌桶；
(3)在浮选原矿搅拌桶中依次添加碳酸钠1360g/t、栲胶200g/t、乳化油酸625g/t；
(4)在扫选时补加100g/t的乳化油酸；
(5)粗选精矿进入六次精选并在各精选分段添加酸化水玻璃400g/t、酸化水玻璃200g/t、酸化水玻璃100g/t、酸化水玻璃100g/t、酸化水玻璃100g/t、酸化水玻璃100g/t，如此可获得氟化钙97％以上的氟化钙精矿。
在上述技术方案基础上，所述旋流器压力控制在0.25MPA，采用6mm沉沙嘴。
本发明与现有技术相比具有的有益效果是：本发明将超细粒矿泥浆首先进行分级脱泥处理，然后再进行浮选；此工艺可获得氟化钙品位97％以上的氟化钙精矿和品位8％以下的氟化钙尾矿。使得浮选效率大大提高，降低了选矿成本，提高了经济效益。
附图说明
图1为本发明工艺流程图；
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仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。
在本发明的描述中，需要说明的是，术语“中心”、“上”、“下”、“左”、“右”、“前”、“后”、“竖直”、“水平”、“内”、“外”等指示的方位或位置关系为基于附图所示的方位或位置关系，仅是为了便于描述本发明和简化描述，而不是指示或暗示所指的装置或元件必须具有特定的方位、以特定的方位构造和操作，因此不能理解为对本发明的限制。此外，术语“第一”、“第二”、“第三”仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示相对重要性。
参照图1可知，一种高钙难选萤石矿泥的回收工艺，包括以下步骤：
(1)将3-4％浓度的超细粒矿泥收集到转流桶中充分搅拌；
(2)采用渣浆泵送至φ50mm的旋流器进行分级处理，以800目粒级为分级考核细度，旋流器压力控制在0.25MPA，采用6mm沉沙嘴；
(3)溢流部分为-0.01mm粒级超细粒尾泥，浓度约1.5％，经浓缩池浓缩后，压滤抛掉；
(4)分级后产生的底流-0.0385mm+0.01mm粒级尾泥(约21-22％浓度)自流进入浮选原矿搅拌桶；
(5)在浮选原矿搅拌桶中首先添加碳酸钠1360g/t，控制PH至7.5％左右。然后依次栲胶200g/t，乳化油酸625g/t，搅拌10分钟后进入粗选；
(6)在扫选时补加100g/t的乳化油酸，扫选作业时间在12分钟，扫选泡沫进入粗选。扫选后矿浆即为尾矿，尾矿自流进入转流桶，泵送至浓缩池，浓缩至浓度为25％左右，底流采用压滤机压滤；
(7)粗选泡沫进入精1浮选机，扫选浮选时间为20分钟左右，精1泡沫进入精2浮选机，精1浮选时间为16分钟，精1尾矿返回粗选，精2泡沫进入精3浮选机，精2-精6每次作业浮选时间为12分钟，精2尾矿返回精1，以此顺序浮选。并在粗选、精1、精2、精3、精4、精5泡沫槽分别添加酸化水玻璃400g/t、酸化水玻璃200g/t、酸化水玻璃100g/t、酸化水玻璃100g/t、酸化水玻璃100g/t、酸化水玻璃100g/t，控制精选浮选浓度在18％左右；
(8)精6泡沫自流至转流桶，然后泵送至浓缩池，浓缩至30％浓度以上采用压滤机压滤得到精矿产品。因尾泥粒度太细，本申请相比用陶瓷过滤机能够达到理想的过滤效果。
本发明的效益在于，(1)用φ50mm的旋流器将细泥中的-800目粒级脱去，旋流器分级后沉砂部分浓度和品位显著提高，直接可用于浮选，不必再浓缩。(2)细泥普通浮选工艺采用的捕收剂用量大，浮选时间也相对更长，采用本发明后细泥浮选采用捕收剂减少40％以上，浮选时间也大大降低。(3)用栲胶和酸化水玻璃联合抑制碳酸钙，使得高碳酸钙的细泥质量得到保证。(4)用乳化油酸作为捕收剂，有利于提高细粒级萤石矿的回收率，且泡沫层较少，浮选操作简便。(5)原先超细粒矿泥浮选后尾泥难以处理，采用本发明后减少了尾泥中的药剂含量，使得尾矿处理更加容易。(6)本发明提供的选矿工艺降低了选矿成本，减少了场地，精简了选矿设备。
将以往方法和本发明对比可见下表1的结果：
| 项目 | 以往 | 本发明 |
| 入选浓度(％) | 3-4 | 20-25 |
| 浮选时间(min) | 20 | 4 |
| 精矿氟化钙品位(％) | 86 | 97+ |
| 氟化钙回收率(％) | 65 | 55 |
| 碳酸钠和氟化钙分离效果 | 差 | 好 |
| 尾矿处理难度 | 大 | 变好 |
| 价值 | 小 | 变高 |
| 工艺难度 | 较难 | 变简单 |
表1
从旋流器的分级指标上看，本发明采用φ50mm旋流器，将3.26％浓度的原矿浆，提高到了21-22％。而且脱去了大部分的-800目粒级，提高了底流的氟化钙品位，使底流的氟化钙品位更有益于浮选。见下表2：
从采用本发明和未采用本发明的工艺指标对比上看，采用本发明后精矿指标(见下表3)有了明显改善，精矿品位从原先的86.72％上升到了97.62％，选矿回收率虽然稍有下降，但是经济效益大大优于未采用本发明(见下表4)的。
表2
表3
表4
Claims (2)
1.一种高钙难选萤石矿泥的回收工艺，其特征在于，包括以下步骤：
(1)将3-4％浓度的超细粒矿泥收集到装流桶中，充分搅拌；
(2)用渣浆泵送至φ50mm的旋流器进行分级处理，保留底流-0.0385+0.01mm粒级尾泥自流进入浮选原矿搅拌桶；
(3)在浮选原矿搅拌桶中依次添加碳酸钠1360g/t、栲胶200g/t、乳化油酸625g/t；
(4)在扫选时补加100g/t的乳化油酸；
(5)粗选精矿进入六次精选并在各精选分段添加酸化水玻璃400g/t、酸化水玻璃200g/t、酸化水玻璃100g/t、酸化水玻璃100g/t、酸化水玻璃100g/t、酸化水玻璃100g/t，如此可获得氟化钙97％以上的氟化钙精矿。
2.根据权利要求1所述的一种高钙难选萤石矿泥的回收工艺，其特征在于：所述旋流器压力控制在0.25MPA，采用6mm沉沙嘴。
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| RJ01 | Rejection of invention patent application after publication | ||
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Application publication date: 20210907 |