基性岩超基性岩综合利用工艺及其制品

申请号 CN201610298673.9 申请日 2016-05-09 公开(公告)号 CN105772213A 公开(公告)日 2016-07-20
申请人 孙建喜; 发明人 孙建喜; 苑占永; 张文华; 陈海彬; 刘宗元; 孙宇; 窦巧娥;
摘要 本 发明 公开了一种基性岩超基性岩综合利用工艺,其包括以下步骤:1)给矿 破碎 ;2)调浆;3)一次分级;4) 磁选 分离;5)选择性絮凝或脱泥;6)浮选分离,制得 铁 精粉矿、 磷灰石 精矿、 黄 铜 精矿和硫精矿及伴生的金、 银 、钴;本发明公开了采用一种基性岩超基性岩综合利用工艺制得的制品。本发明的选矿分离工艺简易、易于实现,且分离选矿效果好、工作效率高,充分利用磷灰石、黄铜矿、黄铁矿比磁化系数低的优势,消除传统工艺中直接回收有用矿物时药剂用量大、设备运行成本高的弊端,以及泥化物 吸附 药剂造成药剂消耗大、精矿 质量 低的缺点,把直接进行选矿加工盈利能 力 低的资源通过预先处理后实现盈利,实现资源充分利用,利于广泛推广。
权利要求

1.一种基性岩超基性岩综合利用工艺,其特征在于,其包括以下步骤:
(1)给矿破碎:预备矿物,将该矿物加入粉碎设备进行挤压破碎工序,制得粉状物;
(2)调浆:将粉状物调成浆状,制得浆物;
(3)一次分级:根据所需的生产磷灰石的细度要求对浆物进行分级工序,将浆物中不符合细度要求的粗矿物移至磨机进行研磨工序,直至符合细度要求,同时对符合细度要求的浆物进行弱场强磁选,制得精矿和产出尾矿
(4)磁选分离:对经弱场强磁选后的尾矿用中场强磁选去除大量磁性矿物,为最终尾矿,磁选分离出的非磁性物作为目的矿物进入下道工序;
(5)选择性絮凝或脱泥:对磁选分离后的非磁性矿物进行选择性絮凝处理;或对磁选分离后的非磁性矿物进行脱泥处理,脱出的泥为尾矿直接排放掉;
(6)浮选分离:选择性絮凝后的物料再加药剂浮选硫化物,得到矿、黄铁矿精矿、金、、钴以及随黄铜矿得到相应富集,这部分得到的尾矿再次添加不同种类的药剂浮选回收磷灰石,得到磷灰石精矿和最终尾矿;或
选择性絮凝后的物料再加药剂浮选回收磷灰石,得到磷灰石精矿和尾矿,这部分得到的尾矿再次添加不同种类的药剂浮选,得到黄铜矿、黄铁矿精矿、金、银、钴以及随黄铜矿得到相应富集和最终尾矿;
(7)重复步骤(1)~(6),循环制得铁精粉矿、磷灰石精矿、黄铜精矿和硫精矿及伴生的金、银、钴。
2.根据权利要求1所述的基性岩超基性岩综合利用工艺,其特征在于,所述粉碎设备为球磨机,该球磨机将矿物破碎成尺寸大小为小于0.2~0.5mm的粉状 物。
3.根据权利要求1所述的基性岩超基性岩综合利用工艺,其特征在于,所述步骤(3)在分级时,使用长方形筛孔的筛子进行分级。
4.根据权利要求1或3所述的基性岩超基性岩综合利用工艺,其特征在于,所述步骤(3)中的弱场强磁选的场强在4500Gs以下。
5.根据权利要求1所述的基性岩超基性岩综合利用工艺,其特征在于,所述步骤(4)中的中场强磁选的场强在0.3~0.9T,且为高梯度磁选。
6.根据权利要求1或5所述的基性岩超基性岩综合利用工艺,其特征在于,所述步骤(4)中尾矿作为最终尾矿,不再返回流程。
7.根据权利要求1所述的基性岩超基性岩综合利用工艺,其特征在于,所述步骤(5)中的选择性絮凝药剂的各组份配比为:
∶白炭黑∶聚丙烯酰胺=2.5~35∶2.5~35∶1。
8.根据权利要求1或7所述的基性岩超基性岩综合利用工艺,其特征在于,所述步骤(6)中选择性絮凝后的物料所加药剂为黄药、黑药、乙硫氮、2号油及起泡剂。
9.根据权利要求1或7所述的基性岩超基性岩综合利用工艺,其特征在于,所述步骤(6)中这部分得到的尾矿再次添加不同种类的药剂为MES、石蜡皂、油酸和磷灰石捕收剂。
10.一种采用权利要求1-9之一所述的基性岩超基性岩综合利用工艺制得的制品,其特征在于,其包括铁精粉矿、磷灰石精矿、黄铜精矿和硫精矿及伴生的金、银、钴。

说明书全文

基性岩超基性岩综合利用工艺及其制品

技术领域

[0001] 本发明属于选矿领域,具体涉及一种基性岩超基性岩综合利用工艺及其制品。

背景技术

[0002] 在我们的生活里,可以算得上是最有用、最价廉、最丰富、最重要的金属了。铁的年产量代表一个国家的现代化平。对于人体,铁是不可缺少的微量元素。铁还是植物制造叶绿素不可缺少的催化剂。
[0003] 约三分之二的磷用于磷肥。磷还用于制造磷酸、烟火、燃烧弹、杀虫剂等。磷在生物圈内的分布很广泛,地壳含量丰富列前10位,在海水中浓度属第2类。广泛存在于动植物组织中,也是人体含量较多的元素之一。约占人体重的1%。它不但构成人体成分,且参与生命活动中非常重要的代谢过程,是机体很重要的一种元素。
[0004] 是与人类关系非常密切的有色金属,被广泛地应用于电气、轻工、机械制造、建筑工业、国防工业等领域,在中国有色金属材料的消费中仅次于。铜在电气、电子工业中应用最广、用量最大,占总消费量一半以上。在化学工业中广泛应用于制造真空器、蒸馏锅、酿造锅等。在国防工业中用以制造子弹、炮弹、枪炮零件等。在建筑工业中,用做各种管道、管道配件、装饰器件等。
[0005] 硫精矿制造硫酸,烧渣作为铁粉使用。
[0006] 随着国民经济的发展,铁、磷、铜、硫的需求日益增加,而我们过去处理该类矿石的传统工艺都是仅回收磁性铁,随技术进步和市场的需求,开始从磷含量较高的选铁尾矿中回收磷,有色金属几乎没有回收。故研究开发一种能从复杂磁铁矿、磷灰石、硫化矿等有用矿物中分离出铁精粉矿、磷灰石精矿、黄铜精矿和硫精矿及伴生的金、、钴的工艺为当世之所需。

发明内容

[0007] 针对上述的不足,本发明目的之一在于,通过一种分离工艺简易,成本低,易于实现,且选矿效果好、效率高的基性岩超基性岩综合利用工艺。
[0008] 本发明目的之二在于,提供一种实现上述基性岩超基性岩综合利用工艺制得的制品。
[0009] 为实现上述目的,本发明所提供的技术方案是:
[0010] 一种基性岩超基性岩综合利用工艺,其特征在于,其包括以下步骤:
[0011] (1)给矿破碎:预备矿物,将该矿物加入粉碎设备进行挤压破碎工序,制得粉状物;
[0012] (2)调浆:将粉状物调成浆状,制得浆物;
[0013] (3)一次分级:根据所需的生产磷灰石的细度要求对浆物进行分级工序,将浆物中不符合细度要求的粗矿物移至磨机进行研磨工序,直至符合细度要求,同时对符合细度要求的浆物进行弱场强磁选,制得铁精矿和产出尾矿;
[0014] (4)磁选分离:对经弱场强磁选后的尾矿用中场强磁选去除大量磁性矿物,为最终尾矿,磁选分离出的非磁性物作为目的矿物进入下道工序;
[0015] (5)选择性絮凝或脱泥:对磁选分离后的非磁性矿物进行选择性絮凝处理;或对磁选分离后的非磁性矿物进行脱泥处理,脱出的泥为尾矿直接排放掉;
[0016] (6)浮选分离:选择性絮凝后的物料再加药剂浮选硫化物,得到黄铜矿、黄铁矿精矿、金、银、钴以及随黄铜矿得到相应富集,这部分得到的尾矿再次添加不同种类的药剂浮选回收磷灰石,得到磷灰石精矿和最终尾矿;或
[0017] 选择性絮凝后的物料再加药剂浮选回收磷灰石,得到磷灰石精矿和尾矿,这部分得到的尾矿再次添加不同种类的药剂浮选,得到黄铜矿、黄铁矿精矿、金、银、钴以及随黄铜矿得到相应富集和最终尾矿;
[0018] (7)重复步骤(1)~(6),循环制得铁精粉矿、磷灰石精矿、黄铜精矿和硫精矿及伴生的金、银、钴。
[0019] 作为本发明的一种改进,所述粉碎设备为球磨机,该球磨机将矿物破碎成尺寸大小为小于0.2~0.5mm的粉状物。
[0020] 作为本发明的一种改进,所述步骤(3)在分级时,使用长方形筛孔的筛子进行分级。
[0021] 作为本发明的一种改进,所述步骤(3)中的弱场强磁选的场强在4500Gs以下。
[0022] 作为本发明的一种改进,所述步骤(4)中的中场强磁选的场强在0.3~0.9T,且为高梯度磁选。
[0023] 作为本发明的一种改进,所述步骤(4)中尾矿作为最终尾矿,不再返回流程。
[0024] 作为本发明的一种改进,所述步骤(5)中的选择性絮凝药剂的各组份配比为:
[0025] 聚铝∶白炭黑∶聚丙烯酰胺=2.5~35∶2.5~35∶1
[0026] 作为本发明的一种改进,所述步骤(6)中选择性絮凝后的物料所加药剂为黄药、黑药、乙硫氮、2号油等硫化物捕收剂及起泡剂。
[0027] 作为本发明的一种改进,所述步骤(6)中这部分得到的尾矿再次添加不同种类的药剂为MES、石蜡皂、油酸等磷灰石捕收剂。
[0028] 一种上述的基性岩超基性岩综合利用工艺制得的制品,其包括铁精粉矿、磷灰石精矿、黄铜精矿和硫精矿及伴生的金、银、钴。
[0029] 本发明的有益效果为:本发明的选矿分离工艺简易、易于实现,且分离选矿效果好、工作效率高,充分利用磷灰石、黄铜矿、黄铁矿比磁化系数低的优势,消除传统工艺中直接回收有用矿物时药剂用量大、设备运行成本高的弊端,以及泥化物吸附药剂造成药剂消耗大、精矿质量低的缺点。把有用矿物含量较低,无法回收利用或回收成本高的资源通过简单、低成本方法使其预富集,达到资源综合利用时经济合理,大大降低后续选矿成本,最大限度回收有用资源;低矿山矿物组成比较复杂,有大量容易泥化的矿物,生产过程中泥化,在后续选别有用矿物时造成药剂消耗高、精矿质量低,通过选择性絮凝,去除泥化的影响,同时可以脱出大量的水,保证后续选矿浓度的稳定,该工艺通过最大限度发挥各种设备的优势,可以大大降低生产成本,把直接进行选矿加工无法盈利的资源通过预先处理后实现盈利,实现资源充分利用,利于广泛推广应用。
[0030] 下面结合附图实施例,对本发明作进一步说明。

附图说明

[0031] 图1是本发明的选矿工艺流程图

具体实施方式

[0032] 实施例:参见图1,本实施例提供的一种基性岩超基性岩综合利用工艺,其特征在于,其包括以下步骤:
[0033] (1)给矿破碎:预备矿物,将该矿物加入粉碎设备进行挤压破碎工序,制得粉状物;较佳的,所述粉碎设备为球磨机,该球磨机将矿物破碎成尺寸大小为小于0.2~0.5mm的粉状物。
[0034] (2)调浆:将粉状物调成浆状,制得浆物;
[0035] (3)一次分级:根据所需的生产磷灰石的细度要求对浆物进行分级工序,将浆物中不符合细度要求的粗矿物移至磨机进行研磨工序,直至符合细度要求,同时对符合细度要求的浆物进行弱场强磁选,制得铁精矿和产出尾矿;较佳的,所述步骤(3)在分级时,使用长方形筛孔的筛子进行分级。所述步骤(3)中的弱场强磁选的场强优选在4500Gs以下。
[0036] (4)磁选分离:对经弱场强磁选后的尾矿用中场强磁选去除大量磁性矿物,为最终尾矿,磁选分离出的非磁性物作为目的矿物进入下道工序;较佳的,所述步骤(4)中的中场强磁选的场强在0.3~0.9T,且为高梯度磁选。较佳的,所述步骤(4)中尾矿作为最终尾矿,不再返回流程。
[0037] (5)选择性絮凝或脱泥:对磁选分离后的非磁性矿物进行选择性絮凝处理;或对磁选分离后的非磁性矿物进行脱泥处理,脱出的泥为尾矿直接排放掉;所述步骤(5)中的选择性絮凝药剂的各组份配比为:聚铝∶白炭黑∶聚丙烯酰胺=2.5~35∶2.5~35∶1。
[0038] (6)浮选分离:选择性絮凝后的物料再加药剂浮选硫化物,得到黄铜矿、黄铁矿精矿、金、银、钴以及随黄铜矿得到相应富集,这部分得到的尾矿再次添加不同种类的药剂浮选回收磷灰石,得到磷灰石精矿和最终尾矿;或
[0039] 选择性絮凝后的物料再加药剂浮选回收磷灰石,得到磷灰石精矿和尾矿,这部分得到的尾矿再次添加不同种类的药剂浮选,得到黄铜矿、黄铁矿精矿、金、银、钴以及随黄铜矿得到相应富集和最终尾矿;较佳的,所述步骤(6)中选择性絮凝后的物料所加药剂为黄药、黑药、乙硫氮、2号油等硫化物捕收剂及起泡剂。所述步骤(6)中这部分得到的尾矿再次添加不同种类的药剂为MES、氧化石蜡皂、油酸等磷灰石捕收剂。
[0040] (7)重复步骤(1)~(6),循环制得铁精粉矿、磷灰石精矿、黄铜精矿和硫精矿及伴生的金、银、钴。
[0041] 一种上述的基性岩超基性岩综合利用工艺制得的制品,其包括铁精粉矿、磷灰石精矿、黄铜精矿和硫精矿及伴生的金、银、钴。
[0042] 矿石中磁铁矿含量一般在4~10%,磷灰石1.5~3%,黄铜矿0.039~0.06%,黄铁矿0.2~0.5%,其他如金、银等有益元素微量,目前采用本发明技术可以综合回收利用铁精粉矿、磷灰石精矿、黄铜精矿和硫精矿及伴生的金、银、钴,各地条件不同,相应各种矿物含量变化较大。
[0043] 本实施例中的试验所用矿石采用的是河北宝通矿业有限公司所产超贫钒钛磁铁矿石。
[0044] 表1本试验用矿石的原矿多元素分析
[0045]元素名称 TFe FeO S P SiO2 Al2O3 CaO MgO MnO
含量(%) 15.69 4.81 0.15 0.97 36.93 8.5 17.04 7.88 0.26
元素名称 Cu Zn Cr Ni K2O Na2O V TiO2 烧增
含量(%) 0.029 0.03 0.003 0.015 0.72 0.44 0.038 1.31 2.64
[0046] 先以宝通目前采集的矿石为原料,将该矿物加入粉碎设备进行挤压破碎工序,制得粉状物,粉碎设备为球磨机,该球磨机将矿物破碎成尺寸大小为小于0.2~0.5mm的粉状物。
[0047] 将粉状物调成浆状,制得浆物,
[0048] 根据所需的生产磷灰石的细度要求对浆物进行分级工序,将浆物中不符合细度要求的粗矿物移至磨机进行研磨工序,直至符合细度要求,同时对符合细度要求的浆物进行弱场强磁选,制得铁精矿和产出尾矿,在分级时,使用长方形筛孔的筛子进行分级,弱场强磁选的场强在4500Gs以下。
[0049] 弱场强磁选尾矿用中场强磁选去除大量磁性矿物,为最终尾矿,磁选分离出的非磁性物作为目的矿物进入下道工序,中场强磁选的场强在0.3~0.9T,且为高梯度磁选。
[0050] 磁选分离后的非磁性矿物进行选择性絮凝处理。
[0051] 选择性絮凝后的物料再加药剂浮选硫化物,得到黄铜矿和黄铁矿精矿,金、银、钴随黄铜矿得到相应富集,这部分得到的尾矿再次添加不同种类的药剂浮选回收磷灰石,得到磷灰石精矿和最终尾矿,浮选硫化物与磷灰石的浮选顺序可以根据实际情况调整先后顺序。
[0052] 重复步骤(1)~(6),循环制得铁精粉矿、黄铜精矿和黄铁矿精矿及伴生的金、银、钴、磷灰石精矿;
[0053] 本次试验所得到铁精粉矿、磷灰石精矿、黄铜精矿和硫精矿的化学成分/wt%参见下列各表。
[0054] 表2铁精粉矿多元素分析
[0055]元素名称 TFe FeO S P SiO2 Al2O3 CaO MgO MnO
含量(%) 65.76 21.11 0.014 0.048 4.46 1.13 2.16 1.08 0.22
元素名称 Cu Zn Cr Ni K2O Na2O V TiO2 烧增
含量(%) 0.008 0.028 0.005 0.015 0.061 0.035 0.14 0.96 2.41
[0056] 表3磷灰石精矿多元素分析
[0057]元素名称 TFe SiO2 S P Al2O3 CaO
含量(%) 0.63 1.58 0.005 34.82 0.18 55.7
元素名称 MgO Cu Zn TiO2 K2O Na2O
含量(%) 0.43 0.0015 0.004 0.23 0.10 0.11
[0058] 表4黄铜精矿多元素分析
[0059]元素名称 Cu Fe S SiO2 MgO CaO Co Au Ag
含量(%) 18.91 27.61 28.25 18.24 1.23 2.37 0.21 2.3 98
[0060] 备注:表4中的金银为g/t
[0061] 表5硫精矿多元素分析
[0062]元素名称 Cu Fe S SiO2 MgO CaO
含量(%) 0.21 37.61 39.25 18.24 1.03 1.54
[0063] 通过表1至表5中的性能指标可以看出,精矿中铁、磷、铜、硫、金、银、钴质量达到预期目标,效果非常理想,磷回收率65%,铜回收率61%,硫回收率67%,因此该流程实现了资源充分利用,节能效果明显。
[0064] 上述实施例仅为本发明较好的实施方式,本发明不能一一列举出全部的实施方式,凡采用上述实施例之一的技术方案,或根据上述实施例所做的等同变化,均在本发明保护范围内。
[0065] 本发明的选矿分离工艺简易、易于实现,且分离选矿效果好、工作效率高,充分利用磷灰石、黄铜矿、黄铁矿比磁化系数低的优势,消除传统工艺中直接回收有用矿物时药剂用量大、设备运行成本高的弊端,以及泥化物吸附药剂造成药剂消耗大、精矿质量低的缺点。把有用矿物含量较低,无法回收利用或回收成本高的资源通过简单、低成本方法使其预富集,达到资源综合利用时经济合理,大大降低后续选矿成本,最大限度回收有用资源;低钒钛矿山矿物组成比较复杂,有大量容易泥化的矿物,生产过程中泥化,在后续选别有用矿物时造成药剂消耗高、精矿质量低,通过脱泥,去除泥化的影响,同时可以脱出大量的水,保证后续选矿浓度的稳定,该工艺通过最大限度发挥各种设备的优势,可以大大降低生产成本,把直接进行选矿加工无法盈利的资源通过预先处理后实现盈利,实现资源充分利用,利于广泛推广应用。
[0066] 根据上述说明书的揭示和教导,本发明所属领域的技术人员还可以对上述实施方式进行变更和修改。因此,本发明并不局限于上面揭示和描述的具体实施方式,对本发明的一些修改和变更也应当落入本发明的权利要求的保护范围内。此外,尽管本说明书中使用了一些特定的术语,但这些术语只是为了方便说明,并不对本发明构成任何限制,如本发明上述实施例所述,采用与其相同或相似步骤而得到的其它选矿工艺及制品,均在本发明保护范围内。
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