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CN112090577A - 一种富铁高硫硫酸渣的重－浮联合选矿方法 - Google Patents

一种富铁高硫硫酸渣的重－浮联合选矿方法 Download PDF

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CN112090577A CN202010939702.1A CN202010939702A CN112090577A CN 112090577 A CN112090577 A CN 112090577A CN 202010939702 A CN202010939702 A CN 202010939702A CN 112090577 A CN112090577 A CN 112090577A
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Abstract

本发明公开了一种富铁高硫硫酸渣的重－浮联合选矿方法，富铁高硫硫酸渣经筛分－分级作业，一段旋流器沉砂给入重选－筛分作业得到一段螺旋粗选精矿，一段螺旋粗选尾矿、二段螺旋尾矿合并给入筛分－磨矿－分级作业，再将一段旋流器溢流和二段旋流器溢流合并浓缩脱泥－反浮选作业，获得TFe>62.0％、S含量≤0.18％的最终精矿，反浮选系统的流程为一次粗选、三次精选。本发明方法具有物料适应性强、选别指标稳定、节能降耗的特点，特别适合于对TFe含量在50.0％～55.5％、S含量0.7～1.2％的富铁高硫硫酸渣进行选矿处理。

Description

一种富铁高硫硫酸渣的重－浮联合选矿方法
技术领域
本发明属于硫酸渣选矿技术领域，具体涉及一种硫酸渣的重－浮联合选矿工艺，特别适用于对TFe含量在50.0％～55.5％、S含量0.7～1.2％的富铁高硫硫酸渣进行选矿处理。
背景技术
硫酸渣是采用硫铁矿或含硫尾砂做原料生产硫酸过程中所排出的一种废渣，一般含铁在30％-50％，还含有一定量的铜、铅、锌、金、银等元素。可作为炼铁原料，回收有色金属和稀贵金属，制作水泥等。因此，是一种很有价值的原料。每生产1t硫酸约排0.7-1.1t含铁硫酸渣，全国每年排出超过1000万t的硫酸渣，若不处理直接排放，不仅占用土地，还会对周围的环境造成严重污染。因此，综合利用硫酸渣不仅保护环境，还可以高提矿产资源利用率。
通过重选、磁选、浮选等单一或联合选矿方法是目前处理硫酸渣最常用的方法，大部分硫酸渣经选矿工艺处理后铁精矿品位均能得到一定程度的提高，但由于其特殊性质决定了大多数铁精矿品位偏低，杂质含量偏高。《湿法冶金》2011年第3期发表的“从硫酸渣中选铁试验研究”一文中，针对铁品位37.75％硫酸渣，研究了采用弱磁选、重选等方法回收硫酸渣中的铁矿物，结果表明采用阶段磨矿—重选—磁选联合流程,可以获得铁品位59.61％的铁精矿,产率46.95％,回收率72.79％。《四川有色金属》2009年第1期发表的“某硫酸渣选矿试验研究”一文中，针对铁品位33.16％硫酸渣，通过粗粒抛尾—磨矿—磁选—浮选脱硫可获得含铁62.52％，铁回收率为51.30％，硫含量为0.22％的铁精矿。专利CN102225374A一文，采用浮选+磁选联合工艺流程，针对铁品位51.20％(含硫品位1.89％)的硫酸烧渣，实验室获得了铁精矿品位59.60％，回收率75.0％，铁精矿含硫小于0.4％的指标。针对铁品位50.35％(含硫品位1.58％)的硫酸烧渣，半工业试验获得了铁精矿品位56.73％，回收率71.24％，铁精矿含硫小于0.35％。以上研究存在着铁精矿品位不高或回收率偏低等问题。因此，研究开发一种硫酸渣高效选别工艺，兼顾回收率的同时尽可能地提高铁精矿品位，降低杂质含量，意义重大。
发明内容
本发明的目的就是针对现有技术中存在的上述问题，而提供一种选矿能耗低、适用性强、选择性好、选别指标稳定的富铁高硫硫酸渣的重－浮联合选矿方法，最终选出的铁精矿品位TFe>62.0％、S含量≤0.18％。
为实现本发明的上述目的，本发明一种富铁高硫硫酸渣的重－浮联合选矿方法，采用以下工艺：
(1)筛分－分级作业：TFe含量在50.0％～55.5％、S含量0.7～1.2％的富铁高硫硫酸渣经圆盘给料机给入搅拌槽，加水搅拌后自流到筛孔尺寸Φ为2.0～3.0mm的圆筒筛除渣，得到筛上粗渣、筛下产品，筛下产品由泵给入一段旋流器分级，一段旋流器给矿浓度为17.0～23.0％，给矿压力为0.8～1.0Kg/cm2，得到一段旋流器溢流、一段旋流器沉砂；控制一段旋流器溢流粒度-0.043mm含量在92.0％～97.0％范围。
所述圆筒筛的筛孔尺寸Φ一般采用2mm，一段旋流器给矿浓度优选19.0～21.0％，一段旋流器溢流粒度-0.043mm含量优选94.0％～96.0％范围。
(2)重选－筛分作业：将步骤(1)获得的一段旋流器沉砂给入一段螺旋溜槽粗选，给矿浓度控制在38.0％～42.0％范围，得到一段螺旋粗选精矿、一段螺旋粗选尾矿；一段螺旋粗选精矿由泵给入二段螺旋溜槽精选，给矿浓度为28.0％～32.0％，得到二段螺旋精矿、二段螺旋中矿、二段螺旋尾矿，二段螺旋中矿返回至二段螺旋溜槽精选作业进行再选，二段螺旋精矿由泵给入筛孔尺寸Φ为0.12～0.13mm的高频振动细筛Ⅰ进行筛分，高频振动细筛Ⅰ的筛下产品作为重选精矿，并排出高频振动细筛Ⅰ筛上产品。
所述高频振动细筛Ⅰ的筛孔尺寸Φ一般为0.125mm。
(3)筛分－磨矿－分级作业：将步骤(2)获得的一段螺旋粗选尾矿、二段螺旋尾矿合并给入筛孔尺寸Φ为0.10～0.12mm的高频振动细筛Ⅱ进行筛分，得到高频振动细筛Ⅱ筛上产品、高频振动细筛Ⅱ筛下产品，高频振动细筛Ⅱ筛上产品与步骤(2)之高频振动细筛Ⅰ筛上产品合并给入球磨机进行磨矿，磨矿产品再返回高频振动细筛Ⅱ进行筛分，从而组成高频振动细筛Ⅱ-磨矿闭路系统；高频振动细筛Ⅱ筛下产品由泵给入二段旋流器进行分级，二段旋流器给矿浓度为10.0～15.0％，给矿压力为1.4～1.6Kg/cm2，得到二段旋流器溢流、二段旋流器沉砂，控制二段旋流器溢流粒度-0.043mm含量在93.0～97.0％范围；二段旋流器沉砂再返回到步骤(2)的一段螺旋溜槽粗选。
所述高频振动细筛Ⅱ的筛孔尺寸Φ一般为0.11mm，二段旋流器给矿浓度优选为11.0～13.0％，二段旋流器溢流粒度-0.043mm含量优选94.0～96.0％范围。
(4)浓缩脱泥－反浮选作业：将步骤(1)之一段旋流器溢流和步骤(3)之二段旋流器溢流合并自流至浓密机进行浓缩脱泥，浓密机底流给人反浮选系统；反浮选系统的流程为一次粗选、三次精选，第一、第二、第三次精选的泡沫产品合并返回浓密机进行进一步浓缩脱泥，第三次精选浮选槽底与步骤(2)的重选精矿合并为TFe>62.0％、S含量≤0.18％的最终精矿，粗选泡沫、浓密机溢流以及步骤(1)之筛上粗渣合并为最终尾矿。
上述的给矿浓度以质量浓度计。
反浮选作业采用的药剂制度为：粗选调整剂NaOH用量380～430g/t，淀粉用量380～430g/t，捕收剂用量120～140g/t；第一、第二、第三次精选捕收剂用量分别为37～45g/t、27～33g/t、18～23g/t；所述的捕收剂采用十二胺与盐酸溶液按照质量比5∶2.7～5:3.3经加热改性处理得到。药剂用量按给入反浮选作业的干矿量进行计算。
进一步地，所述的捕收剂采用十二胺与盐酸溶液按照质量配比进行混合加80～100℃热水加热处理改性制成。
更进一步优选的反浮选作业采用的药剂制度为：粗选调整剂NaOH用量400g/t，淀粉用量400g/t，捕收剂用量130g/t；第一、第二、第三次精选捕收剂用量分别为40g/t、30g/t、20g/t；所述的捕收剂采用十二胺与盐酸溶液按照质量比5∶3进行混合加95～100℃热水加热处理改性制成。
与现有技术相比，本发明一种富铁高硫硫酸渣的重－浮联合选矿方法具有如下优点：
(1)采用分级、粗细分选、部分磨矿、重选-反浮选流程可对不同类型的硫酸渣进行选别，工艺节能降耗且选别指标稳定。
(2)采用分级、重选、磨矿循环系统，既适合原料的工艺嵌布粒度粗细不均匀的特点，又能降低磨矿和入浮矿量。
(3)采用浓缩脱泥、反浮选作业减少了浮选药剂用量，同时加强了对细粒级铁的回收。
(4)捕收剂采用十二胺与盐酸溶液按照质量比5∶3进行混合加95～100℃热水加热处理改性制成，选择性好、捕收力强。
附图说明
图1为本发明一种富铁高硫硫酸渣的重－浮联合选矿方法的原则工艺流程图。
具体实施方式
为描述本发明，下面结合附图和实施例对本发明富铁高硫硫酸渣的重－浮联合选矿方法的原则工艺流程图做进一步详细说明。
国内某硫酸渣，全铁品位为54.25％，含硫1.04％，-0.076mm占60.83％(-0.043mm占38.31％)，主要矿物组成为假象赤铁矿、赤褐铁矿、磁铁矿，分别占52.17％、28.19％、17.26％，其次含有少量硅酸铁、碳酸铁、黄铁矿、磁黄铁矿。
原渣样首先经圆盘给料机给入搅拌槽，加水搅拌后自流到筛孔尺寸为2mm的圆筒筛除渣，得到筛上、筛下产品，筛下产品由泵给入一段旋流器分级，旋流器给矿浓度在20％左右，给矿压力0.8-1.0Kg/cm2，得到一段旋流器旋溢、沉砂。控制旋流器溢流粒度-0.043mm在95％左右。然后将一段旋流器沉砂给入一段螺旋溜槽粗选，给矿浓度在40±2％，得到一段螺旋粗选精矿、尾矿，一段螺旋粗选精矿由泵给入二段螺旋溜槽精选，给矿浓度在30±2％，得到二段螺旋精矿、中矿、尾矿，二段螺旋中矿返回至二段螺旋溜槽再选，二段螺旋精矿由泵给入筛孔尺寸为0.125mm的高频振动筛1筛分，筛下作为重选精矿。再将一、二段螺旋溜槽尾矿合并给入筛孔尺寸为0.11mm的高频振动筛2筛分，得到筛上、筛下产品，筛上与高频振动筛1筛上合并给入球磨机磨矿，磨矿产品再给入高频振动筛2筛分，与之组成闭路筛分-磨矿系统，高频振动筛2筛下产品由泵给入二段旋流器分级，给矿浓度在12％左右，给矿压力1.4-1.6Kg/cm2，得到二段旋流器溢流、沉砂，控制旋流器溢流粒度-0.043mm在95％左右。二段旋流器沉砂返回至一段螺旋溜槽粗选。最后将一、二段旋流器溢流合并自流至浓密机浓缩脱泥，浓密机底流给人反浮选系统。反浮选流程为一次粗选、三次精选，粗选调整剂NaOH用量400g/t，淀粉用量400g/t，捕收剂(十二胺与盐酸溶液按照质量比5∶3)用量130g/t；一、二、三次精选捕收剂用量分别为40g/t、30g/t、20g/t。一、二、三次精选泡沫产品合并返回浓密机浓缩脱泥，三次精选浮选槽底与重选精矿合并为最终精矿，粗选泡沫、浓密机溢流以及圆筒筛筛上产品合并为最终尾矿。获得了最终精矿产率55.08％，铁品位62.11％，硫含量0.16％，铁回收率63.06％的工业试验指标。
上述工业试验处理量为2t/h，全流程稳定运转11天，连续取样试验指标稳定，已取得工业应用。

Claims (5)

1.一种富铁高硫硫酸渣的重－浮联合选矿方法，其特征在于采用以下工艺：
(1)筛分－分级作业：TFe含量在50.0％～55.5％、S含量0.7～1.2％的富铁高硫硫酸渣经圆盘给料机给入搅拌槽，加水搅拌后自流到筛孔尺寸Φ为2.0～3.0mm的圆筒筛除渣，得到筛上粗渣、筛下产品，筛下产品由泵给入一段旋流器分级，一段旋流器给矿浓度为17.0～23.0％，给矿压力为0.8～1.0Kg/cm2，得到一段旋流器溢流、一段旋流器沉砂；控制一段旋流器溢流粒度-0.043mm含量在92.0％～97.0％范围；
(2)重选－筛分作业：将步骤(1)获得的一段旋流器沉砂给入一段螺旋溜槽粗选，给矿浓度控制在38.0％～42.0％范围，得到一段螺旋粗选精矿、一段螺旋粗选尾矿；一段螺旋粗选精矿由泵给入二段螺旋溜槽精选，给矿浓度为28.0％～32.0％，得到二段螺旋精矿、二段螺旋中矿、二段螺旋尾矿，二段螺旋中矿返回至二段螺旋溜槽精选作业进行再选，二段螺旋精矿由泵给入筛孔尺寸Φ为0.12～0.13mm的高频振动细筛Ⅰ进行筛分，高频振动细筛Ⅰ的筛下产品作为重选精矿，并排出高频振动细筛Ⅰ筛上产品；
(3)筛分－磨矿－分级作业：将步骤(2)获得的一段螺旋粗选尾矿、二段螺旋尾矿合并给入筛孔尺寸Φ为0.10～0.12mm的高频振动细筛Ⅱ进行筛分，得到高频振动细筛Ⅱ筛上产品、高频振动细筛Ⅱ筛下产品，高频振动细筛Ⅱ筛上产品与步骤(2)之高频振动细筛Ⅰ筛上产品合并给入球磨机进行磨矿，磨矿产品再返回高频振动细筛Ⅱ进行筛分，从而组成高频振动细筛Ⅱ-磨矿闭路系统；高频振动细筛Ⅱ筛下产品由泵给入二段旋流器进行分级，二段旋流器给矿浓度为10.0～15.0％，给矿压力为1.4～1.6Kg/cm2，得到二段旋流器溢流、二段旋流器沉砂，控制二段旋流器溢流粒度-0.043mm在93.0～97.0％范围；二段旋流器沉砂再返回到步骤(2)的一段螺旋溜槽粗选；
(4)浓缩脱泥－反浮选作业：将步骤(1)之一段旋流器溢流和步骤(3)之二段旋流器溢流合并自流至浓密机进行浓缩脱泥，浓密机底流给人反浮选系统；反浮选系统的流程为一次粗选、三次精选，第一、第二、第三次精选的泡沫产品合并返回浓密机进行进一步浓缩脱泥，第三次精选浮选槽底与步骤(2)的重选精矿合并为TFe>62.0％、S含量≤0.18％的最终精矿，粗选泡沫、浓密机溢流以及步骤(1)之筛上粗渣合并为最终尾矿。
2.如权利要求1所述的一种富铁高硫硫酸渣的重－浮联合选矿方法，其特征在于：反浮选作业采用的药剂制度为：粗选调整剂NaOH用量380～430g/t，淀粉用量380～430g/t，捕收剂用量120～140g/t；第一、第二、第三次精选捕收剂用量分别为37～45g/t、27～33g/t、18～23g/t；所述的捕收剂采用十二胺与盐酸溶液按照质量比5∶2.7～5:3.3经加热改性处理得到。
3.如权利要求2所述的一种富铁高硫硫酸渣的重－浮联合选矿方法，其特征在于：步骤(1)中一段旋流器给矿浓度为19.0～21.0％，一段旋流器溢流粒度-0.043mm含量控制在94.0％～96.0％范围；步骤(3)中，二段旋流器给矿浓度为11.0～13.0％，二段旋流器溢流粒度-0.043mm含量控制在94.0～96.0％范围。
4.如权利要求2或3所述的一种富铁高硫硫酸渣的重－浮联合选矿方法，其特征在于：所述的捕收剂采用十二胺与盐酸溶液按照质量配比进行混合加80～100℃热水加热处理改性制成。
5.如权利要求4所述的一种富铁高硫硫酸渣的重－浮联合选矿方法，其特征在于：
反浮选作业采用的药剂制度为：粗选调整剂NaOH用量400g/t，淀粉用量400g/t，捕收剂用量130g/t；第一、第二、第三次精选捕收剂用量分别为40g/t、30g/t、20g/t；所述的捕收剂采用十二胺与盐酸溶液按照质量比5∶3进行混合加95～100℃热水加热处理改性制成。
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