CN105327784A - 一种选钨尾矿中伴生富含萤石及低品位锡石的分离方法 - Google Patents
一种选钨尾矿中伴生富含萤石及低品位锡石的分离方法 Download PDFInfo
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Abstract
一种选钨尾矿中伴生富含萤石及低品位锡石的分离方法，将含萤石CaF216～25％、含锡SnO20.1～0.3％的选钨尾矿直接入浮选柱粗选萤石，进行萤石与方解石和含铁辉石的分离，得到萤石粗精矿和反富集的含锡尾矿；将萤石粗精矿采用浮选机五次精选，得到萤石精矿产品和浮选萤石尾矿；将反富集的含锡尾矿采用二段选别，次精矿集中复洗的摇床重选工艺，得到锡粗精矿产品和选锡尾矿。本发明工艺流程简单，同时可减少溢流水中萤石和锡石的损失，利于萤石和锡石综合回收利用率的提高。
Description
技术领域
本发明涉及选矿方法技术领域，特别涉及选钨尾矿中伴生富含萤石及低品位锡石的分离方法。
背景技术
现有技术仅对于较为单一的萤石或锡石进行分离，其选矿工艺均已比较成熟，萤石采用全浮选的方法；锡石采用重选和浮选的方法，工艺简单有效。锡石分离选別时，浮选方法效率高，但浮选药剂成本高，现阶段广为使用的方法还是古老的重选法。对于含有萤石、方解石、辉石、锡石等矿物的选钨尾矿，其中萤石和锡石的回收，现有技术通常采用浮选机—摇床联选的方法，选萤石后的反富集的含锡尾矿再采用重选工艺回收锡石。所述浮选机—摇床联选的方法先采用浓缩脱药，再用浮选机浮选萤石，最后将萤石浮选尾矿全量采用摇床回收锡石。而在浮选过程中，现有技术均采用脱药工艺处理选钨尾矿，即：先浓缩脱药，再调浆后，采用浮选机浮选萤石。这种做法的主要原因是：由于在之前的选钨作业过程中，萤石与其它脉石矿物共同受到碳酸钠与水玻璃药剂的强烈抑制，导致萤石的可浮性下降，恶化萤石的浮选条件，为此必须先脱除选钨药剂对萤石浮选的干扰，才能确保萤石的回收，否则将成倍增加活化剂和捕收剂用量才能达到同样相近的效果，然而该方法对萤石精选提高产品品位不利。因为脱药工艺为浓缩脱药，即将选钨尾矿浓度由15～20％脱水浓缩至50～70％以上，再调浆至浓度20％左右，采用浮选机选别萤石。浓缩脱水的浓度越高，残留药剂脱得越干净，越利于萤石产品回收率的和品位的提高。但浓缩脱药需投资浓缩设备及辅助设施，投资大，运行成本高，同时，脱药过程中由于脱出了大量的溢流水，必然会造成萤石和锡石的损失，不利于萤石和锡石综合回收利用率的提高。
萤石是一种重要的战略资源，当前，萤石资源日益枯竭，而其应用领域不断拓展，因此，加强对萤石有限资源的综合回收和高效利用势在必行。
发明内容
本发明目的是解决现有技术的不足，提供一种选钨尾矿中伴生富含萤石及低品位锡石的分离方法
本发明的目的是通过以下技术方案实现的：
一种选钨尾矿中伴生富含萤石及低品位锡石的分离方法，方法如下：
1)将含萤石CaF216～25％、含锡SnO20.1～0.3％的选钨尾矿直接入浮选柱粗选萤石，进行萤石与方解石和含铁辉石的分离，得到萤石粗精矿和反富集的含锡尾矿；浮选柱粗选的技术参数是：按给矿重量计，加入酸化水玻璃0～2000g/t，搅拌2～4分钟，再加入GY-4萤石捕收剂400～800g/t，搅拌3～6分钟，气压2.5～3.5kg/cm2，气量3～5L/min，液位10～40％，给矿量300～400ml/min；
2)将萤石粗精矿采用浮选机五次精选，按每吨给矿量计，一次精选加入酸化水玻璃4000～8000g/t，搅拌3～6分钟；二次精选加入酸化水玻璃2000～6000g/t，搅拌2～4分钟；三次精选加入酸化水玻璃2000～6000g/t，搅拌2～4分钟；四次精选加入酸化水玻璃1000～4000g/t，搅拌2～4分钟；五次精选加入酸化水玻璃1000～4000g/t，搅拌2～4分钟，得到萤石精矿产品和浮选萤石尾矿；
3)将反富集的含锡尾矿采用二段选别，次精矿集中复洗的摇床重选工艺，得到锡粗精矿产品和选锡尾矿。
本发明具有以下有益效果：
1)本发明首先是含有大量碳酸钠与水玻璃药剂强烈抑制的选钨尾矿，不需采用浓缩脱药工艺处理，原浓度直接进入浮选柱粗选萤石，减少了浓缩设备及辅助设施的投资，简化了工艺流程，降低了运行成本；同时可减少溢流水中萤石和锡石的损失，利于萤石和锡石综合回收利用率的提高。
2)萤石精选尾矿锡石含量小，并且粒度微细，不需重选选锡设备；因此，单一的浮选柱就可达到萤石富集与锡石的反富集的双重功能，实现萤石与锡石的分支选别、丢尾工艺，既可使萤石粗富集，又可使锡石得到反富集，大幅度地减少锡石入选量，兼顾了萤石与锡石的回收，还可降低设备、建设投资费用、简化工艺、降低生产成本，是现有技术所不可能达到或替代的。
3)采用浮选柱粗选萤石，萤石粗精矿再浮选机浮选分离萤石和方解石、含铁辉石等矿物；萤石粗选尾矿再重选选锡的联合选矿的方法。与现有技术相比,本发明中萤石和锡石的分支选别，有利于分支丢尾，可大幅度减少后序锡重选作业的入选矿量和选别设备配置，有效地节省选锡工艺投资和生产经营成本,实现了选钨尾矿中有价矿物萤石和伴生低品位锡石的综合回收利用。
4)有效地减少了萤石和方解石、含铁辉石等矿物分离精选的次数，降低了浮选药剂用量及生产成本费用。
5)浮选柱粗选萤石，利用浮选柱高泡沫层选别的优势，减少了锡石在浮选泡沫产品中的夹带损失，实现锡石反富集，提高了进行重选作业的入选锡金属率，由于浮选柱粗选萤石实现了锡石的反富集，改善了锡石入选条件，有利于提高锡石的回收率。
本发明方法特别适用于富含碳酸钠与水玻璃药剂强烈抑制的选钨尾矿中伴生富含萤石及低品位锡石的分离。
具体实施方式
一种选钨尾矿中伴生富含萤石及低品位锡石的分离方法，采用浮选柱粗选萤石，萤石粗精矿再多次浮选机分离富集，产出萤石产品，柱选尾矿再重选选锡的“浮-重联合和柱-机联合”选矿方法。所述浮-重联合即伴生萤石产品选别采用浮选方法，伴生锡石产品选别采用重选方法；所述柱-机联合即萤石粗选采用浮选柱，萤石精选采用浮选机。
具体方法如下：
1)选云南某多金属矿山选钨尾矿中含萤石CaF216～25％、含锡SnO20.1～0.3％的选钨尾矿，不通过浓缩脱药，直接入浮选柱粗选萤石，进行萤石与方解石和含铁辉石的分离，得到萤石粗精矿和反富集的含锡尾矿；浮选柱粗选的技术参数是：按给矿重量计，加入酸化水玻璃0～2000g/t，搅拌2～4分钟，再加入GY-4萤石捕收剂400～800g/t，搅拌3～6分钟，气压2.5～3.5kg/cm2，气量3～5L/min，液位10～40％，给矿量300～400ml/min；
2)将萤石粗精矿采用浮选机五次精选，按每吨给矿量计，一次精选加入酸化水玻璃4000～8000g/t，搅拌3～6分钟；二次精选加入酸化水玻璃2000～6000g/t，搅拌2～4分钟；三次精选加入酸化水玻璃2000～6000g/t，搅拌2～4分钟；四次精选加入酸化水玻璃1000～4000g/t，搅拌2～4分钟；五次精选加入酸化水玻璃1000～4000g/t，搅拌2～4分钟，得到萤石精矿产品和浮选萤石尾矿(含方解石、含铁辉石等矿物)；
3)将反富集的含锡尾矿采用二段选别，次精矿集中复洗的摇床重选工艺，得到锡粗精矿产品和选锡尾矿。
最终获得萤石精矿产率＞16％，萤石品位＞90％，回收率＞80％的萤石产品；锡粗精产率＞0.4％，锡品位＞13％,锡回收率＞45％的锡石产品。
实施例1：按给矿重量计，加入GY-4萤石捕收剂400g/t，搅拌5分钟，在气压3kg/cm2、气量5L/min、液位10％、给矿量400ml/min的浮选柱操作参数下，浮选选除萤石和方解石等，得到萤石粗精矿和反富集的含锡尾矿。之后将萤石粗精矿采用浮选机五次精选，按每吨给矿量计，一次精选加入酸化水玻璃8000g/t，搅拌3分钟；二次精选加入酸化水玻璃6000g/t，搅拌3分钟；三次精选加入酸化水玻璃6000g/t，搅拌3分钟；四次精选加入酸化水玻璃4000g/t，搅拌3分钟；五次精选加入酸化水玻璃4000g/t，搅拌3分钟，得到萤石精矿产品和浮选萤石尾矿。反富集的含锡尾矿(浮选柱粗选尾矿)采用二段选别，次精矿集中复洗重选工艺，得到锡粗精矿和选锡尾矿。
本实施例获得的萤石精矿产率16.68％，萤石品位90.56％，回收率84.10％；反富集的含锡尾矿经二段一复洗作业获得锡粗精矿产率0.44％，锡品位14.46％,锡回收率47.86％。
实施例2
按给矿重量计，加入酸化水玻璃1000g/t，搅拌4分钟，GY-4萤石捕收剂600g/t，搅拌6分钟，在气压3.5kg/cm2、气量4L/min、液位30％、给矿量300ml/min的浮选柱操作参数下，浮选选除萤石和方解石等，得到萤石粗精矿和反富集的含锡尾矿。之后将萤石粗精矿采用浮选机五次精选，按每吨给矿量计，一次精选加入酸化水玻璃4000g/t，搅拌5分钟；二次精选加入酸化水玻璃4000g/t，搅拌4分钟；三次精选加入酸化水玻璃3000g/t，搅拌2分钟；四次精选加入酸化水玻璃1000g/t，搅拌2分钟；五次精选加入酸化水玻璃2000g/t，搅拌4分钟，得到萤石精矿产品和浮选萤石尾矿。反富集的含锡尾矿(浮选柱粗选尾矿)采用二段选别，次精矿集中复洗重选工艺，得到锡粗精矿和选锡尾矿。
实施例3
按给矿重量计，加入酸化水玻璃2000g/t，搅拌2～3分钟，GY-4萤石捕收剂800g/t，搅拌3分钟，在气压2.5kg/cm2、气量3L/min、液位40％、给矿量350ml/min的浮选柱操作参数下，浮选选除萤石和方解石等，得到萤石粗精矿和反富集的含锡尾矿。之后将萤石粗精矿采用浮选机五次精选，按每吨给矿量计，一次精选加入酸化水玻璃6000g/t，搅拌6分钟；二次精选加入酸化水玻璃2000g/t，搅拌2分钟；三次精选加入酸化水玻璃2000g/t，搅拌4分钟；四次精选加入酸化水玻璃3000g/t，搅拌4分钟；五次精选加入酸化水玻璃1000g/t，搅拌2分钟，得到萤石精矿产品和浮选萤石尾矿。反富集的含锡尾矿(浮选柱粗选尾矿)采用二段选别，次精矿集中复洗重选工艺，得到锡粗精矿和选锡尾矿。
本发明所述的浮选、重选、二段选别均为现有技术工艺，所述浮选柱、浮选机均为现有技术设备。
Claims (1)
1.一种选钨尾矿中伴生富含萤石及低品位锡石的分离方法，其特征是，方法如下：
1)将含萤石CaF216～25％、含锡SnO20.1～0.3％的选钨尾矿直接入浮选柱粗选萤石，进行萤石与方解石和含铁辉石的分离，得到萤石粗精矿和反富集的含锡尾矿；浮选柱粗选的技术参数是：按给矿重量计，加入酸化水玻璃0～2000g/t，搅拌2～4分钟，再加入GY-4萤石捕收剂400～800g/t，搅拌3～6分钟，气压2.5～3.5kg/cm2，气量3～5L/min，液位10～40％，给矿量300～400ml/min；
2)将萤石粗精矿采用浮选机五次精选，按每吨给矿量计，一次精选加入酸化水玻璃4000～8000g/t，搅拌3～6分钟；二次精选加入酸化水玻璃2000～6000g/t，搅拌2～4分钟；三次精选加入酸化水玻璃2000～6000g/t，搅拌2～4分钟；四次精选加入酸化水玻璃1000～4000g/t，搅拌2～4分钟；五次精选加入酸化水玻璃1000～4000g/t，搅拌2～4分钟，得到萤石精矿产品和浮选萤石尾矿；
3)将反富集的含锡尾矿采用二段选别，次精矿集中复洗的摇床重选工艺，得到锡粗精矿产品和选锡尾矿。
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