CN1370626A - 超细微粒静电分离选矿方法及其系统 - Google Patents
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Abstract
本发明提供一种超细微粒静电分离选矿方法及其系统。本发明将超细微粒原矿经擦洗,搅拌,沉降分离粗粒矿物,再沉降分离粘土杂质,得硅藻土等粉末精矿,最后从硅藻土中分离出粉末状杂质,通过上述三级分离得到回收率高、成本低、无污染的高纯度精矿。本发明之选矿系统具有自动化程度高、结构简单、占地小、能耗少、处理成本低、操作简便并能连续生产等特点。适合于将低品位非金属矿或者有色金属锡尾矿或者低品位氧化锌矿、氧化铜矿、氧化锰矿或者超低品位铀矿等提纯为高品质精矿。
Description
本发明涉及一种非金属低品位矿如硅藻土、高岭土以及有色金属低品位矿如锡尾矿、氧化锌、氧化铜、氧化锰和超低品位铀矿等的静电分离湿干法选矿方法及专用选矿系统。特别是一种用纯物理湿干法将低品位原矿提纯为高品质精矿的选矿方法及专用选矿系统。
硅藻土、高岭土等非金属以及锡、锌、铜、锰、铀等有色金属的用途十分广泛。例如，硅藻土[DIATEMITE]，是一种生物成因的硅质沉积岩，主要由硅藻(一种单细胞的水生藻类)遗骸和软泥固结而成的沉积矿，具有孔隙度高、比表面积大、吸附性强、质轻、坚固、隔音、隔热、耐磨、耐酸和热传导性能低等特点。广泛用于水处理、公路路面、饮食、建材、化工、橡胶、石化、医药、冶金、油漆、化妆品、涂料、机械、能源等领域。可制成水处理剂、沥青改性剂、助滤剂、填料、吸附剂、隔热材料、催化剂载体、色谱固定剂等，是近代工业不可缺少的材料，至今尚未获得令人满意的替换物质。世界硅藻土资源不丰富，特别是经济品质适合开发的硅藻土资源不多，产品受原矿限制，即无需选矿就可以达到硅藻精矿质量的矿山储量日益减少，需要选矿才能利用的低品质原矿的利用越来越迫切，低品位原矿提纯为精矿的选矿工艺成为世界各国急需迫切解决的攻关课题。本申请人于1996年12月10日申请的名称为“超低品位硅藻土纯物理选矿方法及设备”，申请号为96117368.8的发明专利虽解决了硅藻土中的杂质分离以及精矿的富集问题，但该选矿方法主要由人工操作，且实际生产中仍存在富集率不足的问题，既影响硅藻原矿的利用率，又影响精矿的纯度，因此，有必要对现有的选矿方法及选矿设备进行改进。
本发明的目的在于提供一种静电分离选矿方法，将低品位非金属矿或者有色金属锡尾矿或者低品位氧化锌矿、氧化铜矿、氧化锰矿或者超低品位铀矿等提纯为高品质精矿。
同时本发明的另一个目的在于提供一种所述选矿方法专用的机械化选矿系统。
本发明的选矿方法通过下列工艺步骤完成：①超细微粒原矿或将原矿加工成-200目(即粒径小于0.074mm)的细粉，用螺旋送料机将原矿投入130-200转/分的擦洗机内，加水擦洗制成矿浆浓度为：非金属矿30-45％，有色金属矿40-55％的浓矿浆；②加水稀释上述步骤的浓矿浆至15-25％浓度，送入1440-2800转/分的高速分散机内，同时按原矿重量加入下列成份(重量百分比)进行搅拌：非金属矿：茶 碱：0.05-0.1％偏硅酸钠(模数大于3.2，40°)：0.8-1.8％并调整矿浆PH值为7.5-8.5；有色金属矿：茶 碱：0.04-0.07％偏硅酸钠(模数大于3.2，40°)：0.6-1.4％并调整矿浆PH值为7.5-8.5；③将上述矿浆通过泥浆泵或自然高差压入斜板浓密机中沉降分离出粗粒矿物，分离出的粗粒矿物进入粗粒矿物堆放池，而含硅藻土等粉末矿的矿浆则由出口流出，且出口矿浆浓度为12-18％；④将上述矿浆分别流入多层连续沉降分离机，使矿浆在连续分离机中向前流动的同时，分离出杂质与精矿，杂质随液体溢出后进入污水处理设备，精矿则自由沉降；⑤取出上述步骤中自由沉降的湿精矿(水份为45-60％的产品)，通过负压脱水机脱水，使精矿含水量为35-45％；⑥将上述精矿送入热风烘干机内进行烘干，使精矿含水量低于3％；⑦将上述干燥过的精矿送入分级机分离出杂质、精矿、粉尘，杂质进入杂质堆入池，粉尘进入布袋集尘器，分离出的纯净精矿通过包装入库；⑧从步骤④流出的废水进入水力循环沉清池，加入污水处理剂后，经吸附、絮凝、沉降等处理过程，使处理后的清水进入蓄水池继续循环使用。
上述过程中，原矿采集后按不同品级堆放。投料前测试原矿水份，按干料计重，定量投入斗仓。由无级变速电机带动的螺旋送料机，可根据需求调整电机转速，以便按量将原矿投入擦洗机内，加水擦洗制成浓矿浆。
所述步骤②中加入的偏硅酸钠可用六偏磷酸钠代替，其量分别是：非金属矿为0.05-0.1％，有色金属矿为0.04-0.15％。加入的偏硅酸钠还可用氢氧化钠代替，其量分别是：非金属矿为0.1-0.3％，有色金属矿为0.07-0.1％。
上述工艺过程中，当矿浆进入高速分散机内并加入步骤②所述成份后，在叶片高速旋转下，矿浆内摩擦产生静电，由于原矿中的三氧化二铁以及三氧化二铝等粘土杂质微粒带负电荷，而加入的茶碱等带正电荷，因此，使带正电荷的茶碱等吸附着带负电荷的粘土杂质处于不沉降状态，而不带电荷的二氧化硅、碎屑粗粒矿物则保持中性呈自由沉降状态，通过步骤③所述的由多层斜板构成的浓密机去除大于200目(0.074mm)的粗砂和碎屑矿物，从而达到将其它粗粒矿物与硅藻和粉末矿物分离的目的，并使含硅藻和不沉降的物质的矿浆顺利进入步骤④，通过步骤④的缓慢沉降，进一步将硅藻与粘土杂质彻底分离，硅藻土等粉末矿经步骤⑤⑥干燥处理后，经步骤⑦将硅藻土中的其它粉末矿分离出去，最终得硅藻土精矿粉。
本发明所述选矿方法专用的机械化选矿系统由下列设备构成：螺旋送料机1——包括机壳12，设于机壳上的进料口11和出料口14，设于机壳内并与电机转轴相连的螺旋推进杆13，用于将原矿送入擦洗机内；擦洗机2——包括机壳24，设于机壳上并与螺旋送料机出料口相连的进料口21，设于机壳内的擦洗槽22，设于擦洗槽内并与电机相连的转动叶片23，设于机壳上的出料口25，以便对各种松散泥质粒结矿物进行颗粒表面的擦洗净化，从而将泥质物料进行分散、解离，有效清除胶附在矿物或物料表面的溶剂或氧化薄膜；高速分散机3——包括机壳32，设于机壳内并与电机相连的转动叶片33，设于机壳上部并与擦洗机出料口相连的入料口31，设于机壳上的出料口34，通过高速搅拌，使矿浆内磨擦产生静电，从而使带正电荷的添加剂吸附矿物中带负电荷的三氧化二铝、三氧化二铁等杂质微粒而处于不沉降状态，并随水流出，矿物中的石英砂(二氧化硅)等不带任何电位的物质则保持中性而自由沉降，从而使矿物与杂质分离；斜板浓密机4——包括机壳41，设于机壳上并与高速分散机出料口相连的进料口42，设于机壳内的给料槽47、振动斜板组46、溢流槽44、溢流口45、泥浆槽，设于机壳底部的底流口43，通过斜板组增大沉降和溢流用的作业面积，使进入斜板之间的颗粒沿着液体拖曳力和自身的重力落入振动着的板面后，沿斜板面下移，而矿浆则从浓密机上部的溢流口流出；沉降分离机5——包括机架57，设于机架上的一组或多组通过拐角相互连通的沉降槽51，每一沉降槽内均设有循环移动的柔性带52，每一柔性带两端分别由一组转轮53带动其进行循环移动，沉降槽的入口56与斜板浓密机出溢流口相连，以便矿浆在流入沉降槽的过程中，使杂质悬浮并随液体溢出，而硅藻土以及粉末状二氧化硅矿则自由沉降在槽底的柔性带上，并随该柔性带的移动而将矿物带出；负压脱水机6——包括与真空泵相连并由电机、传动齿轮带动的相对滚动的滚筒61，分别设于相对滚动的滚筒上并与传动轮67相连的滤布66，以便在挤压来自沉降分离机的湿精矿的同时，通过负压滤布吸收精矿中的水份；干燥机7——包括其上设有进料口71、出料口75、进风口76、出风口74的干燥器72，设于干燥器底部的加热器73，与出风口相连的除尘器77，以便采用热气流带走精矿中的水份；分级机8——包括与干燥机出料口相连的振动给料器81，与给料器相连的其上设有进料口84，其顶部和底部分别设有出料口82、85的高速离心分离器83，与高速离心分离器顶部出料口相连的低速旋风分离器87，设于其顶部和底部的出料口86、88，与旋风分离器顶部的出料口相连的布袋除尘器，通过高速离心分离器使矿物中的粉末石英砂等甩向分离器壁后沿壁下落，进入杂质堆放池，而精矿粉经旋风分离器被甩向壁面后，沿壁下落即为精矿成品，而旋风分离器顶部排出的粉尘经过布袋除尘器处理后再制成其它产品，尾气排空；废水处理机9——由池体91，设于池体内的外套92、中套93和内套94构成，内套下部通过喉管95与喷嘴96相连，中套和外套下部均与池底97连通，通过高速水流形成的负压以及硅藻精土污水处理剂，使污水在池中的循环过程中，完成吸附、絮凝、沉降，最终去除废水中的有机物和无机物，获得洁净清水后再循环使用。
本发明与现有技术相比具有下列优点：1、由于本发明采用植物提取茶碱和分散剂所具备的特性—带正电荷，使之吸附矿浆中带负电荷的杂质后处于不沉降状态，而矿浆中不带任何电荷的粗粒杂质如石英砂、碎屑矿等则自由沉降，这种利用静电分离的低成本富集法可将杂质从矿物中彻底分离除去，因此可将非金属低品位硅藻土、高岭土；有色金属锡尾矿、低品位氧化锌、氧化铜、氧化锰；超低品位铀矿等提纯为高品质精矿，且具有投资小、成本低、效益高、富集回收率高、适应性强、选矿废水处理后可循使用、无污染、分离效果好等特点。
2、本发明提供的专用全机械化选矿系统具有自动化程度高、结构简单、占地小、能耗少、处理成本低、操作简便并能连续生产等特点。
图1为本发明之工艺流程图；图2为本发明之选矿系统图；图3为分离机侧视图；图4为分离机俯视图；图5为负压脱水机俯视图。
实施例一取云南省洱源县起凤超低品位硅藻土原矿，其化学成份为：SiO259.6％，Al2O321.4％，Fe2O311.3％，物质成份为：石英和碎屑矿物45.5％，蒙托石、伊利石、水云母、娟云母等28％，烧失量7％，硅藻含量小于19％。
①将粒径小于0.074mm，含水38％的湿原矿，按94kg/分(干原矿量58kg/分)的量，用180转/分的螺旋送料机投入擦洗机内，按95kg/分的量加水擦洗制成浓度为38％的浓矿浆；
②在上述浓矿浆中按171kg/分的量再加水稀释至浓度为18％，送入1440转/分的高速分散机内，同时加入：茶碱43.5g/分+偏硅酸钠(模数3.6，40°)580g/分，矿浆PH值8，进行高速搅拌；③上述矿浆以322kg/分的流量压入斜板浓密机中，除去含粗砂和碎屑的矿物，该矿物湿重47.85kg/分(干重19.14kg)，而矿浆则从上口溢出，其浓度为12％；④上述矿浆以290Kg/分的流量流入多层连续分离机，矿浆在连续分离机中向前流动的同时，自由沉降，分离出杂质；杂质以245kg/分的流量以及6％浓度溢出，硅藻土沉降物(精矿)29kg/分，含水60％，干重11.6kg/分；⑤上述沉降物(精矿)取出后通过负压脱水机脱水，使含水量达35％，送入热风烘干机烘干水份至2％，以12kg/分的量出精矿；⑥上述产品送入分级机分离出纯净的精矿10.5kg/分，分离出杂质1.5kg/分；58kg/分的原矿经提纯处理后，可获10.29kg/分的干精矿，其化学成份为：SiO288.5％，Al2O33.2％，Fe2O30.87％。其物质成份为：石英和碎屑矿物小于0.1％，蒙托石、伊利石、水云母、娟云母等小于1％，烧失量小于2％，硅藻含量大于95％，精矿对原矿的回收率为17.74％，对原矿中硅藻的回收率为92％，对石英和碎屑矿物的去除率为99％，对粘土的去除率为97％。
实施例二取广东省湛江市高岭土矿60Kg/分(干原矿)，进行提纯，其步骤②中加入：茶碱85g/分+六偏磷酸钠80g/分，其余与实施例一的①③④相同，在步骤④中的沉降物是杂质，精矿则从分离机溢流而出，然后再经与实施例一⑤⑥相同的步骤获得高纯度的精矿，白度88以上，粒度99％小于325目(0.043mm)。
实施例三取云南省个旧市黄泥洞老厂尾坝塘尾矿，步骤与实施例一①②③④⑤⑥相同外，在步骤④后加电磁选工艺，把锡含量仅为0.3％的尾矿富集到含锡量达17％以上的锡矿。
实施例四取云南省兰坪县低品位氧化锌矿，步骤与实施例一①②③④⑤⑥相同，把仅含15％低品位氧化锌矿富集到40％以上。
实施例五取云南省鹤庆县低品位氧化锰矿，步骤与实施例一①②③④⑤⑥相同，把仅含14％低品位氧化锰矿富集到44％以上。
实施例六取云南省安宁市低品位氧化锰矿，步骤与实施例一①②③④⑤⑥相同，把仅含16％低品位氧化锰矿富集达40％以上。
下面结合附图对本发明之选矿系统设备进行详述。
图2中，1为型号为250的螺旋送料机，2为型号为ZCX型的擦洗机，3为型号为XQT的高速分散机，4为型号为KMLY(Z)的斜板浓密机，5为多层分离机，6为负压脱水机，7为型号为FM-A的热风干燥机，8为型号为FQZ750的分级机，9为型号为S771的水力循环沉清池。
图3、图4中，51为沉降槽，设置有多层，以便减少占地面积，52为设于沉降槽51内的帆布，通过设于槽两端的转轮53带动帆布52循环移动，从而将沉降后的精矿带出机外，54为压杆，用于压住帆布52，55为沉降槽挡板，以便形成带拐角的沉降槽51，当矿浆在槽中缓慢流动时，硅藻精土得以沉降，并随帆布52的移动而被带出槽外。
图5中，61为相对滚动的滚筒，其一端与真空泵62相连，另一端分别通过从动轮63与主动轮64相连，主动轮64与电机转轴65相连，滚筒61上分别设有滤布66，滤布的另一端设于滑轮67上，滚筒61在对滚挤压精矿的同时，通过其上的滤布66吸取精矿中的水份。
Claims (5)
1，一种超细微粒静电分离选矿方法，其特征在于它通过下列工艺步骤完成：①超细微粒原矿或将原矿加工成-200目(即粒径小于0.074mm)的细粉，用螺旋送料机将原矿投入130-200转/分的擦洗机内，加水擦洗制成矿浆浓度为：非金属矿30-45％，有色金属矿40-55％的浓矿浆；②加水稀释上述步骤的浓矿浆至15-25％浓度，送入1440-2800转/分的高速分散机内，同时按原矿重量加入下列成份进行搅拌：非金属矿：茶 碱：0.05-0.1％偏硅酸钠：0.8-1.8％并调整矿浆PH值为7.5-8.5；有色金属矿：茶 碱：0.04-0.07％偏硅酸钠：0.6-1.4％并调整矿浆PH值为7.5-8.5；③将上述矿浆通过泥浆泵或自然高差压入斜板浓密机中沉降分离出粗粒矿物，分离出的粗粒矿物进入粗粒矿物堆放池，而含硅藻土等粉末矿的矿浆则由出口流出，且出口矿浆浓度为12-18％；④将上述矿浆分别流入多层连续沉降分离机，使矿浆在连续分离机中向前流动的同时，分离出杂质与精矿，杂质随液体溢出后进入污水处理设备，精矿则自由沉降；⑤取出上述步骤中自由沉降的湿精矿，即水份为45-60％的产品，通过负压脱水机脱水，使精矿含水量为35-45％；⑥将上述精矿送入热风烘干机内进行烘干，使精矿含水量低于3％；⑦将上述干燥过的精矿送入分级机分离出杂质、精矿、粉尘，杂质进入杂质堆放池，粉尘进入布袋集尘器，分离出的纯净精矿通过包装入库；⑧从步骤④流出的废水进入水力循环沉清池，加入污水处理剂后，经吸附、絮凝、沉降等处理过程，使处理后的清水进入蓄水池继续循环使用。
2，根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于步骤②中可按原矿重量加入下列成份进行搅拌：非金属矿：茶 碱：0.05-0.1％六偏磷酸钠：0.05-0.1％并调整矿浆PH值为6-8；有色金属矿：茶 碱：0.04-0.07％六偏磷酸钠：0.04-0.15％并调整矿浆PH值为6-8。
3，根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于步骤②中可按原矿重量加入下列成份进行搅拌：非金属矿： 茶 碱：0.05-0.1％氢氧化钠：0.1-0.3％并调整矿浆PH值为7.5-9；有色金属矿：茶 碱：0.03-0.06％氢氧化钠：0.07-0.1％并调整矿浆PH值为7.5-9。
4，一种权利要求1所述选矿方法专用的机械化选矿系统，其特征在于它由下列设备构成：螺旋送料机——包括机壳，设于机壳上的进料口和出料口，设于机壳内并与电机转轴相连的螺旋推进杆，用于将原矿送入擦洗机内；擦洗机——包括机壳，设于机壳上并与螺旋送料机出料口相连的进料口，设于机壳内的擦洗槽，设于擦洗槽内并与电机相连的转动叶片，设于机壳上的出料口，以便对各种松散泥质粒结矿物进行颗粒表面的擦洗净化，从而将泥质物料进行分散、解离，有效清除胶附在矿物或物料表面的溶剂或氧化薄膜；高速分散机——包括机壳，设于机壳内并与电机相连的转动叶片，设于机壳上部并与擦洗机出料口相连的入料口，设于机壳上的出料口，通过高速搅拌，使矿浆内磨擦产生静电，从而使带正电荷的添加剂吸附矿物中带负电荷的三氧化二铝、三氧化二铁等杂质微粒而处于不沉降状态，并随水流出，矿物中的石英砂(二氧化硅)等不带任何电位的杂质则保持中性而自由沉降，从而使矿物与杂质分离；斜板浓密机——包括机壳，设于机壳上并与高速分散机出料口相连的进料口，设于机壳内的给料槽、振动斜板组、溢流槽、溢流口、泥浆槽，设于机壳底部的底流口，通过斜板组增大沉降和溢流用的作业面积，使进入斜板之间的颗粒沿着液体拖曳力和自身的重力落入振动着的板面后，沿斜板面下移，而矿浆则从浓密机上部的溢流口流出；沉降分离机——包括一组或多组通过拐角相互连通的沉降槽，每一沉降槽内均设有循环移动的柔性带，每一柔性带两端分别由一组转轮带动其进行循环移动，沉降槽的入口与斜板浓密机出溢流口相连，以便矿浆在流入沉降槽的过程中，使杂质悬浮并随液体溢出，而硅藻土以及粉末状二氧化硅矿则自由沉降在槽底的柔性带上，并随该柔性带的移动而将矿物带出；负压脱水机——包括与真空泵相连并由电机、传动齿轮带动的相对滚动的滚筒，分别设于相对滚动的滚筒上并与传动轮相连的滤布，以便在挤压来自沉降分离机的湿精矿的同时，通过负压滤布吸收精矿中的水份；干燥机——包括其上设有进料口、出料口、进风口、出风口的干燥器，设于干燥器底部的加热器，与出风口相连的除尘器，以便采用热气流带走精矿中的水份；分级机——包括与干燥机出料口相连的振动给料器，与给料器相连的其上设有进料口，其顶部和底部分别设有出料口的高速离心分离器，与高速离心分离器顶部出料口相连的低速旋风分离器，设于其顶部和底部的出料口，与旋风分离器顶部的出料口相连的布袋除尘器，通过高速离心分离器使矿物中的粉末石英砂等甩向分离器壁后沿壁下落，进入杂质堆放池，而精矿粉经旋风分离器被甩向壁面后，沿壁下落即为精矿成品，而旋风分离器顶部排出的粉尘进行布袋除尘器后再成为成品，尾气排空；废水处理机——由池体，设于池体内的外套、中套和内套构成，内套下部通过喉管与喷嘴相连，中套和外套下部均与池底连通，通过高速水流形成的负压以及硅藻精土污水处理剂，使污水在池中的循环过程中，完成吸附、絮凝、沉降，最终去除废水中的有机物和无机物，获得洁净清水后再循环使用。
5，根据权利要求4所述的选矿系统，其特征在于所述沉降分离机的每一组沉降槽内设有使沉降槽形成拐角的挡板，且在沉降槽内设有压板。
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| GR01 | Patent grant | ||
| CX01 | Expiry of patent term | ||
| CX01 | Expiry of patent term |
Granted publication date: 20041222 |