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CN107913802A - 一种从选锡尾砂中浮选回收萤石的方法 - Google Patents

一种从选锡尾砂中浮选回收萤石的方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开一种从选锡尾砂中浮选回收萤石的方法，该方法是将选锡尾砂经过磨矿后，采用碳酸钠调浆，以水玻璃作为抑制剂，煤油和油酸作为捕收剂，进行粗选；粗选精矿复磨后，以六偏磷酸钠作为抑制剂，经过至少6次精选，即得萤石精矿。该方法工艺简单，操作方便，实现了选锡尾砂中以石英为主要成分的脉石与萤石的浮选分离，解决了萤石入选品位低，杂质含量高，选择性差的问题，该方法不仅适用于以石英为主要脉石的低品位萤石浮选分离，也适用于以石英为主要脉石伴生多金属硫化矿的低品位萤石浮选分离。

Description

一种从选锡尾砂中浮选回收萤石的方法
技术领域
本发明涉及一种低品位萤石的选矿方法，特别涉及一种从选锡尾矿中回收高品位萤石的方法，属于矿产资源再利用技术领域。
背景技术
萤石是战略性矿种，国内各行业对萤石的需求量达520万吨，这远高于目前我国420万吨的萤石生产能力，实际满足率仅为80％，其中化工级萤石精粉满足率不到70％。由于技术和市场的原因，过去的选厂将萤石品位低于15％，甚至低于25％的萤石矿视为尾矿排放，这些尾矿的堆积需大量的尾矿库，不仅占有大量的土地，还造成可用资源的浪费。
以云南、贵州地区，还包括四川南部的萤石矿为例，这些萤石矿大部分属于萤石与锡石、铅锌硫化物伴生型，萤石品位一般在7％～8％，储量在800万吨左右，这些地区的萤石矿多以尾矿的形式存放。为了提高资源有效综合利用，保护矿山环境，对过去的尾矿进行开发对满足我国萤石资源的需求有重要意义。
萤石的选矿方法主要有手选、重选、浮选，而萤石常常与其他一些矿物共生，如碳酸盐、硅酸盐等，这类脉石矿物与萤石之间的密度差别较小，同时随着萤石的贫化及与脉石矿物间镶嵌关系紧密，只有细磨才能达到单体解离，这类萤石与脉石的分离只能采取浮选法。针对不同类型的萤石矿，现有的浮选法分为以下三类：石英型萤石矿浮选、方解石型萤石矿浮选、重晶石型萤石矿浮选。
多年来国内选矿工作者对萤石选矿进行了大量的研究，并取得了较多的研究成果，为萤石选矿积累了宝贵的经验，但目前仍然未见从尾矿中回收萤石品位低于10％的专利或文献，低品复杂难选萤石矿的降硅降钙问题一直没有得到很好的解决。
选锡尾矿脉石矿物成分复杂，主要矿物的种类包括石英、长石、方解石、白云母、萤石，少量锡石及其它金属矿物等，锡石及其它有用金属矿物均已在1％以下，无法再加以利用，萤石品位一般低于10％，目前还没有很好的从选锡尾矿中回收萤石的方法。
发明内容
针对现有技术中对以石英为主要脉石或以石英脉石伴生多金属硫化矿的尾矿(低品位萤石)的选矿方法存在的缺陷，本发明的目的是在于提供一种从伴生锡石、铅锌硫化物的选锡尾矿中通过间断式浮选高效回收高品位萤石精矿的方法。
本发明提供了一种从选锡尾砂中浮选回收萤石的方法，该方法包括以下步骤：
1)选锡尾砂经过磨矿至-200目粒级质量百分比占55％～85％后，采用碳酸钠调浆至矿浆pH至7.5～9.5，以水玻璃作为抑制剂，煤油和油酸作为捕收剂，进行粗选；
2)粗选精矿复磨至-400目粒级质量百分比占75％～95％后，以六偏磷酸钠作为抑制剂，经过至少6次精选，即得萤石精矿。
优选的方案，所述粗选过程中碳酸钠用量为2000～3500g/t，水玻璃用量为800～1400g/t，捕收剂用量为800～1600g/t。
较优选的方案，所述捕收剂中煤油与油酸的质量比为1:1～2:1。
优选的方案，所述精选过程中六偏磷酸钠的用量为10～80g/t。
本发明的一种从选锡尾砂中浮选回收萤石的方法，包括以下具体步骤：
(1)将选锡尾砂磨细至-200目粒级质量百分比含量占55％～85％后，加水调浆，得到质量百分比浓度为50％～75％的矿浆；
(2)向矿浆中以2000～3500g/t量加入碳酸钠，搅拌2～4min，调节矿浆pH为7.5～9.0，再以800～1400g/t量加入水玻璃，搅拌1～3min，再以800～1600g/t量加入油酸和煤油，搅拌4～6min，在矿浆温度为15～30℃的条件下进行泡沫浮选；
(3)浮选泡沫产品在10～20℃环境中放置1～3天后，加水调浆，得到质量百分比浓度为20％～80％的矿浆，并磨矿至-400目粒级质量百分比含量占75％～95％；
(4)调节矿浆的固液比在1g:5～20mL之间，以10～80g/t量加入六偏磷酸钠，进行6次泡沫浮选，即得萤石精矿。
本发明的磨矿在球磨机中实现。
本发明的粗选过程在1.5L浮选机中实现。浮选时间以刮到泡沫层上的气泡不带矿为止衡量。
本发明的精选过程在0.5L浮选机中实现。
相对现有技术，本发明的技术方案带来的有益效果是：
本发明的技术方案首次通过浮选工艺从以石英为主要脉石的尾矿或以石英脉石伴生多金属硫化矿尾矿中高效回收高品位萤石，萤石精矿质量好，杂质含量低，品位达到85％以上，回收率达到40％以上。
本发明的浮选工艺中采用碳酸钠作为调整剂，不仅可以调节矿浆pH值以及对矿泥进行分散，同时可以软化硬水防止硬水中的钙镁等金属离子对萤石浮选产生不利影响。浮选工艺中粗选采用水玻璃作为抑制剂可以抑制石英、长石等硅酸盐脉石矿物，而且在浮选过程中可对矿泥进行分散，消除细泥罩盖。浮选工艺中采用油酸与煤油混合捕收剂，相对常用的油酸捕收剂具有更高的捕收能力和选择性，且克服了单纯的油酸不耐低温、分散性差等问题。
本发明的浮选工艺中采用复磨流程。主要是基于尾砂矿石物相的特殊性，萤石与石英嵌镶关系复杂，且嵌布粒度细微，经过细磨能使萤石和石英单体解离；并且复磨能使得与石英，硫化物等与捕收剂结合较弱的杂质脱吸附，从而在浮选中进一步提高萤石品位。
本发明采用了间断作业的浮选工艺，萤石与混合捕收剂的吸附作用强于杂质与混合捕收剂的吸附作用，间断作业有利于石英，铅锌硫化物等杂质和捕收剂脱吸附，并且复磨的机械作用强化了杂质与捕收剂的分离，从而有利于提高萤石品位。
附图说明
【图1】是本发明工艺流程图。
具体实施方式
以下实施例旨在进一步详细说明本发明内容，本发明权利要求保护范围但不受限于实施例。
以下实施例及对比中采用的尾矿砂中的最主要矿物为石英(占60％以上)、长石(占20％左右)及方解石、白云母，少量矽卡岩矿物，金属矿物及萤石(占10％左右)。
实施例1
给矿磨至-200目占70％，加水配成矿浆浓度30％的原浆，倒入1.5L浮选机中加入碳酸钠3000g/t，矿浆pH为8.5，搅拌3min；加入分散剂水玻璃1000g/t，搅拌2min；加入煤油与油酸混合物(2：1)1200g/t，搅拌5分钟，充气浮选7min获得粗精矿；粗精矿复磨至-400目占80％，加入0.5L浮选机中，加水调节矿浆浓度为18％；第一次精选，加入1500g/t碳酸钠，搅拌3min，加入30g/t六偏磷酸钠搅拌2min，充气浮选5min；第二次精选到第六次分别加入20g/t六偏磷酸钠，搅拌2min，充气浮选3min得到萤石精矿产品
本实例获得的萤石精矿产率为4.0％，品位为85.0％，回收率为42.5％.
实施例2
给矿磨至-200目占80％，加水配成矿浆浓度30％的原浆，倒入1.5L浮选机中加入碳酸钠3500g/t，矿浆pH为9，搅拌3min；加入分散剂水玻璃1000g/t，搅拌2min；加入煤油与油酸混合物(1:1)1500g/t，搅拌5分钟，充气浮选7min获得粗精矿；粗精矿在常温下(15～25℃)放置1天；粗精矿复磨至-400目占90％，加入0.5L浮选机中，加水调节矿浆浓度为20％；第一次精选，加入2000g/t碳酸钠，搅拌3min，加入10g/t六偏磷酸钠搅拌2min，充气浮选5min；第二次精选到第六次分别加入10g/t六偏磷酸钠，搅拌2min，充气浮选3min得到萤石精矿产品
本实例获得的萤石精矿产率为4.2％，品位为93.84％，回收率为46.37％。
实施例3
给矿磨至-200目占85％，加水配成矿浆浓度30％的原浆，倒入1.5L浮选机中加入碳酸钠2500g/t，矿浆pH为8.0，搅拌3min；加入分散剂水玻璃1200g/t，搅拌2min；加入煤油与油酸混合物(1：1)1200g/t，搅拌5分钟，充气浮选7min获得粗精矿；粗精矿在常温下(15～25℃)放置3天；粗精矿复磨至-400目占95％，加入0.5L浮选机中，加水调节矿浆浓度为20％；第一次精选，加入2000g/t碳酸钠，搅拌3min，加入20g/t六偏磷酸钠搅拌2min，充气浮选5min；第二次精选到第六次分别加入20g/t六偏磷酸钠，搅拌2min，充气浮选3min得到萤石精矿产品
本实例获得的萤石精矿产率为3.9％，品位为96.10％，回收率为43.87％。
实施例4
给矿磨至-200目占80％，加水配成矿浆浓度30％的原浆，倒入1.5L浮选机中加入碳酸钠3000g/t，矿浆pH为8.5，搅拌3min；加入分散剂水玻璃1500g/t，搅拌2min；加入煤油与油酸混合物(1:1)1500g/t，搅拌5分钟，充气浮选7min获得粗精矿；粗精矿复磨至-400目占90％，加入0.5L浮选机中，加水调节矿浆浓度为20％；第一次精选，加入2000g/t碳酸钠，搅拌3min，加入20g/t六偏磷酸钠搅拌2min，充气浮选5min；第二次精选到第六次分别加入20g/t六偏磷酸钠，搅拌2min，充气浮选3min；将精选四、精选五和精选六的中矿混合，混合中矿返回与复磨后的粗精矿一起进入精选一形成闭路；最终得到萤石精矿产品
本实例获得的萤石精矿产率为4.8％，品位为86.30％，回收率为53.65％。
对比实施例1
给矿磨至-200目占70％，加水配成矿浆浓度30％的原浆，倒入1.5L浮选机中加入碳酸钠3000g/t，矿浆pH为8.5，搅拌3min；加入分散剂水玻璃1000g/t，搅拌2min；加入煤油与油酸混合物(2：1)1000g/t，搅拌5分钟，充气浮选7min获得粗精矿；粗精矿中萤石的品位为38.98％，回收率为91.88％。
在粗选中仅加入油酸作为捕收剂1000g/t时，粗精矿品位为21.82％，回收率为72.69％。
在粗选中仅加入煤油作为捕收剂1000g/t时，粗精矿品位为32.12％，回收率为69.34％。
该对比实施例说明，煤油与油酸作为组合捕收剂时，两者产生明显的协同增效作用，相对单一的煤油和油酸作为捕收剂时，萤石品位和回收率等浮选效果有明显的提升。
对比实施例2
给矿磨至-200目占85％，加水配成矿浆浓度30％的原浆，倒入1.5L浮选机中加入碳酸钠2500g/t，矿浆pH为8.0，搅拌3min；加入分散剂水玻璃1200g/t，搅拌2min；加入煤油与油酸混合物(1：1)1200g/t，搅拌5分钟，充气浮选7min获得粗精矿；粗精矿在常温下(15～25℃)放置3天；加入0.5L浮选机中，加水调节矿浆浓度为20％；第一次精选，加入2000g/t碳酸钠，搅拌3min，加入20g/t六偏磷酸钠搅拌2min，充气浮选5min；第二次精选到第六次分别加入20g/t六偏磷酸钠，搅拌2min，充气浮选3min得到萤石精矿产品。本对比实例获得的萤石精矿品位为76.50％，回收率为36.38％。
该对比实施例中说明未经复磨的粗精矿浮选后萤石精矿品位及回收率明显降低。

Claims (5)

1.一种从选锡尾砂中浮选回收萤石的方法，其特征在于：包括以下步骤：
1)选锡尾砂经过磨矿至-200目粒级质量百分比含量占55％～85％后，采用碳酸钠调浆至矿浆pH为7.5～9.5，以水玻璃作为抑制剂，煤油和油酸作为捕收剂，进行粗选；
2)粗选精矿复磨至-400目粒级质量百分比含量占75％～95％后，以六偏磷酸钠作为抑制剂，经过至少6次精选，即得萤石精矿。
2.根据权利要求1所述的一种从选锡尾砂中浮选回收萤石的方法，其特征在于：所述粗选过程中碳酸钠用量为2000～3500g/t，水玻璃用量为800～1400g/t，捕收剂用量为800～1600g/t。
3.根据权利要求2所述的一种从选锡尾砂中浮选回收萤石的方法，其特征在于：所述捕收剂中煤油与油酸的质量比为1:1～2:1。
4.根据权利要求1所述的一种从选锡尾砂中浮选回收萤石的方法，其特征在于：所述精选过程中六偏磷酸钠的用量为10～80g/t。
5.根据权利要求1～4任一项所述的一种从选锡尾砂中浮选回收萤石的方法，其特征在于：包括以下步骤：
(1)将选锡尾砂磨细至-200目粒级质量百分比含量占55％～85％后，加水调浆，得到质量百分比浓度为50％～75％的矿浆；
(2)向矿浆中以2000～3500g/t量加入碳酸钠，搅拌2～4min，调节矿浆pH为7.5～9.0，再以800～1400g/t量加入水玻璃，搅拌1～3min，再以800～1600g/t量加入油酸和煤油，搅拌4～6min，在矿浆温度为15～30℃的条件下进行泡沫浮选；
(3)浮选泡沫产品在10～20℃环境中放置1～3天后，加水调浆，得到质量百分比浓度为20％～80％的矿浆，并磨矿至-400目粒级质量百分比含量占75％～95％；
(4)调节矿浆的固液比在1g:5～20mL之间，以10～80g/t量加入六偏磷酸钠，进行6次泡沫浮选，即得萤石精矿。
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