一种石墨矿石低品位中矿分选方法 |
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| 申请号 | CN202010601110.9 | 申请日 | 2020-06-28 | 公开(公告)号 | CN111841830B | 公开(公告)日 | 2022-04-12 |
| 申请人 | 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所; | 发明人 | 刘磊; 郭理想; 王守敬; 张然; | ||||
| 摘要 | 本 发明 提出了一种 石墨 矿石 低品位中矿分选方法，包括以下步骤：(1)原矿经过高压 辊磨机 闭路 粉碎 ，达到要求粒度的粉碎产品进入“一段粗选、一段精选、一段扫选”；(2)一段精选获得了精选精矿和精选 尾矿 ，一段扫选获得了扫选精矿和扫选尾矿，精选尾矿和扫选精矿合并为低品位中矿，低品位中矿搅拌磨矿后再次浮选，获得再选尾矿和再选精矿，再选尾矿和扫选尾矿合并为最终尾矿；(3)精选精矿和再选精矿合并后进入分质分选作业，获得粗粒低质产品精矿和细粒高质产品精矿。本发明降低最终尾矿中的固定 碳 含量，提高最终精矿的回收率，对低品位中矿进行了再磨再选，使得大量脉石矿物尽早排出，分质分选作业流程也大大缩短。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种石墨矿石低品位中矿分选方法，其特征在于，包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种石墨矿石低品位中矿分选方法技术领域[0001] 本发明涉及选矿技术领域，特别是指一种石墨矿石低品位中矿分选方法。 背景技术[0002] 石墨是一种性质稳定、具有层状结构的非金属材料，广泛应用于冶金、机械、电子、航天等领域。我国已知的具有工业价值的石墨矿床按其成因可分为：区域变质型石墨矿床、接触变质型石墨矿床及演讲热液型石墨矿床三种类型。其中区域变质型矿床占我国已知石墨矿床的80％以上，是我国天然石墨资源主要的主要来源。该类型石墨矿床固定碳含量较低，矿石中与石墨共生的矿物多大30多种，主要有长石、石英、云母、方解石、白云石等，需要经过富集提纯后方可进一步加工利用，目前主要通过浮选的方法进行预提纯。石墨矿物和云母矿物均为层状矿物，在地质成矿过程中，两种矿物往往以互层状结构穿插在一起(如图1和2所示)，在后续的提纯过程中，需要将两种矿物剥离解离后才能纯度较高的石墨精矿。 [0003] 石墨鳞片越大，其物理、化学和机械性能越好，利用价值越高，广泛应用于冶金、化工、机械、电子、医疗、核工业及国防等领域。大鳞片石墨(100目以上)原料的价格是细鳞片石墨(100目以下)的2～4倍，保护石墨大鳞片是石墨选矿相对于其它矿物选别的一个特殊要求。针对该现状，公开号为ZL201711042004.6的发明专利公开了《一种晶质石墨鳞片保护分选方法》，原矿通过高压辊磨机闭路粉碎后经过“一段粗选、一段精选、一段扫选”浮选得到粗精矿，粗精矿通过分质分级后进行区别再磨再选，能够起到大鳞片保护的作用，这种原则工艺可以用于分选多种类型的石墨矿石。高压辊磨机粉碎原理为料层粉碎，针对石墨与云母互层状穿插这种独特嵌布结构的粉碎解离效果很差，导致分质分选前段的低品位中矿产率大，该部分低品位中矿并未得到进一步的有效处理，进而累计到尾矿中排出，造成尾矿固定碳含量大幅度提高，石墨精矿整体回收率大大降低。 发明内容[0004] 本发明提出一种石墨矿石低品位中矿分选方法，降低最终尾矿中的固定碳含量，提高最终精矿的回收率，对低品位中矿进行了再磨浮选，有效的实现了石墨矿物与云母矿物的解离，使得大量脉石矿物尽早排出，优化了整体的浮选环境，分质分选作业流程也大大缩短。 [0005] 本发明的技术方案是这样实现的：一种石墨矿石低品位中矿分选方法，包括以下步骤： [0006] (1)原矿经过高压辊磨机闭路粉碎，达到要求粒度的粉碎产品进入“一段粗选、一段精选、一段扫选”，未达到要求的返回高压辊磨机； [0007] (2)步骤(1)中，一段精选获得了精选精矿和精选尾矿，一段扫选获得了扫选精矿和扫选尾矿，精选尾矿和扫选精矿合并为低品位中矿，低品位中矿进行搅拌磨矿后进行再次浮选，获得再选尾矿和再选精矿，再选尾矿和扫选尾矿合并为最终尾矿； [0008] (3)步骤(2)中的精选精矿和再选精矿合并后进入分质分选作业，获得粗粒低质产品精矿和细粒高质产品精矿。 [0009] 进一步地，步骤(2)中，低品位中矿的固定碳含量为5％‑20％，低品位中矿进行搅拌磨矿，磨矿粒度‑0.15mm的含量在60％‑85％。 [0010] 进一步地，步骤(2)中，再选尾矿的固定碳含量为0.5％‑1％，再选精矿的固定碳含量30％‑40％。 [0011] 进一步地，步骤(1)中，高压辊磨机闭路筛分，控制筛孔尺寸为1‑3mm。 [0012] 进一步地，步骤(2)中，搅拌磨矿采用砂磨机、塔磨机或剥片机。 [0013] 进一步地，原矿为石墨矿物与云母矿物成互层状的石墨矿石。 [0014] 本发明的有益效果： [0015] 采用本发明的分选方法，降低了最终尾矿中的固定碳含量，最终精矿的回收率达到了90％以上，相对于常规分选方法提高了10％以上。由于精矿总回收率提高，+0.15mm精矿回收率也相应提高4个百分点以上。采用本发明的分选方法，由于对低品位中矿进行了再磨再选，采用磨剥为主的磨矿方法，尽可能的将石墨矿物与云母矿物解离，又能保护石墨鳞片结构中石墨矿物，有效的实现了石墨矿物与云母矿物的解离，使得大量脉石矿物尽早排出，优化了整体的浮选环境，分质分选作业流程也大大缩短。附图说明 [0016] 为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。 [0017] 图1为薄片中石墨与云母呈互层状结构共生的显微照片(单偏光)； [0018] 图2为薄片中石墨与云母呈互层状结构共生的显微照片(正交偏光)； [0019] 图3为本发明一种石墨矿石低品位中矿分选方法的流程图； [0020] 图4为黑龙江鹤岗市某鳞片石墨矿的白云母和石英的显微照片(单偏光)； [0021] 图5为黑龙江鹤岗市某鳞片石墨矿的白云母和石英的显微照片(正交偏光)； [0022] 图6为黑龙江鹤岗市某鳞片石墨矿的石墨与白云母呈互层状共生的显微照片(正交偏光)； [0023] 图7为实施例一的分选流程图； [0024] 图8为常规层压粉碎‑分质分选流程图。 具体实施方式[0025] 下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有付出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。 [0026] 如图3所示，一种石墨矿石低品位中矿分选方法，包括以下步骤： [0027] (1)石墨矿物与云母矿物成互层状的石墨矿石为原矿，原矿经过高压辊磨机闭路粉碎，达到要求粒度的粉碎产品进入“一段粗选、一段精选、一段扫选”，未达到要求的返回高压辊磨机； [0028] (2)步骤(1)中，一段精选获得了精选精矿和精选尾矿，一段扫选获得了扫选精矿和扫选尾矿，精选尾矿和扫选精矿合并为低品位中矿，低品位中矿进行搅拌磨矿后进行再次分选，获得再选尾矿和再选精矿，再选尾矿和扫选尾矿合并为最终尾矿； [0029] (3)步骤(2)中的精选精矿和再选精矿合并后进入分质分选作业，获得粗粒低质产品精矿和细粒高质产品精矿。分质分选作业是精选精矿和再选精矿合并后先进行分质作业，分质作业采用中国专利CN201910194481.7公开的一种螺旋分质机进行，以及与中国专利CN201910195147.3公开的一种晶质石墨浮选粗精矿精细分质方法中的步骤(2)中的分质作业方法相同，获得粗粒低质产品精矿和细粒高质产品精矿，如图7所示，粗粒低质产品精矿经过多段再磨再浮选作业获得精矿1，细粒高质产品精矿经过多段再磨再浮选作业获得精矿2。 [0030] 步骤(2)中，低品位中矿的固定碳含量为5％‑20％，低品位中矿进行搅拌磨矿，磨矿粒度‑0.15mm的含量在60％‑85％，磨矿粒度由原矿中石墨矿物与云母矿物互层状复杂程度通过试验确定。 [0031] 步骤(2)中，再选尾矿的固定碳含量为0.5％‑1％，再选精矿的固定碳含量30％‑40％。 [0032] 步骤(1)中，高压辊磨机闭路筛分，控制筛孔尺寸为1‑3mm。 [0033] 步骤(2)中，搅拌磨矿采用砂磨机、塔磨机或剥片机。采用磨剥为主的磨矿方法，尽可能的将石墨矿物与云母矿物解离，又能保护石墨鳞片结构中石墨矿物。 [0034] 采用黑龙江鹤岗市某鳞片石墨矿为原矿，原矿的化学多元素分析结果见表1、矿物组成见表2。该石墨矿原矿固定碳含量为13.39％，K2O(云母矿物的特征元素)含量较高，为2.94％。有价矿物为石墨矿物，矿物含量为18.24％，主要的脉石矿物是石英和云母类矿物，石英矿物含量占51.39％，云母类矿物(含白云母、黑云母和金云母)含量占19.18％。 [0035] 表1黑龙江某鳞片石墨矿化学多元素分析结果 [0036]元素 固定碳 SiO2 Al2O3 CaO MgO K2O 含量/％ 13.39 65.05 9.86 0.60 1.22 2.94 元素 Na2O Fe2O3 S P 其它 ‑ 含量/％ 0.25 6.22 0.38 0.07 0.02 ‑ [0037] 表2原矿中主要矿物的含量(％) [0038]石墨 石英 白云母 黑云母 金云母 褐铁矿 钾长石 18.24 51.39 16.3 1.85 1.03 8.46 8.32 高岭石 黄钾铁矾 透闪石 斜长石 金红石 角闪石 石榴子石 4.83 2.17 0.51 0.72 0.58 0.36 0.21 蛇纹石 矽线石 黄铁矿 方解石 0.25 0.34 0.18 0.43 [0039] 如图4‑6所示，各主要矿物的嵌布特征如下： [0040] 石墨：反射光下呈土黄色、浅褐色，鳞片状结构，绝大多数片层之间夹杂有白云母，与白云母呈互层状结构共生，整体呈现出大尺寸的鳞片石墨的连生体。石墨鳞片晶形发育较好，局部可见褶皱弯曲和扭折变形。整体具有弱定向性。与石英、白云母等的接触边界较平直。 [0041] 石英：他形粒状结构，单偏光下呈无色，裂隙发育，颗粒内部包裹有白云母及其他极细小的杂质。包裹体数量较多，尺寸极小，因此石英颗粒表面整体看上去较脏。 [0042] 白云母：自形片状结构，单偏光下呈无色，多色性明显，可见浅黄、浅紫色。解理发育，闪突起明显，正中突起。正交偏光下可见鲜艳的二级至三级干涉色，近平行消光，与石墨鳞片呈互层状嵌布共生。 [0043] 由于所述原矿中石英、云母矿物含量较高，本发明的分选方法整个过程中选用水玻璃作为硅酸盐矿物的抑制剂和分散剂，总用量为1500g/t，选用煤油作为石墨矿物的捕收剂，总用量为280g/t，选用2号油作为起泡剂、总用量为130g/t。 [0044] 实施例一 [0045] 采用本发明所述的一种石墨矿石低品位中矿分选方法对所述的原矿进行分选，试验流程见图7，步骤(2)中，低品位中矿搅拌磨矿选用塔磨机，磨矿粒度‑0.15mm占83％。步骤(3)分质后的粗粒低质产品(简称：粗粒低品)经过三段再磨三次浮选后得到精矿1，分质后的细粒高质产品(简称：细粒高品)经过四段再磨四次浮选后得到精矿2，分选结果见表3，采用本发明的分选方法，最终尾矿中固定碳含量降至为0.87％，精矿1和精矿2为最终精矿，最终精矿的回收率为94.32％。 [0046] 精选尾矿和扫选精矿合并后的低品位中矿的产率为17.56％，固定碳含量为17.81％。低品位中矿再选结果详细见表4，再选精矿固定碳含量为38.33％，再选尾矿固定碳含量为0.73％，低于最终尾矿，表明再选效果较好。 [0047] 表3本发明分选方法的结果 [0048]产品名称 产率/％ 固定碳含量/％ 回收率/％ 精矿1 4.53 94.18 31.97 精矿2 8.79 94.66 62.35 最终尾矿 86.68 0.87 5.68 原矿 100 13.34 100.00 [0049] 表4低品位中矿再选结果 [0050] 产品名称 作业产率/％ 固定碳含量/％ 作业回收率/％再选精矿 45.42 38.33 97.76 再选尾矿 54.58 0.73 2.24 低品位中矿 100 17.81 100.00 [0051] 对比例一 [0052] 采用常规层压粉碎‑分质分选技术对该矿进行分选，试验流程见图8。分质后的粗粒低品部分经过五段再磨五次再选后得到精矿1，分质后的细粒高品部分经过六段再磨六次再选后得到精矿2，分选结果见表5。最终尾矿中固定碳含量为2.54％，最终精矿(精矿1+精矿2)的回收为83.17％，其中+0.15mm精矿回收率占28.10％。 [0053] 精选尾矿和扫选精矿合并后的低品位中矿产率为38.23％，固定碳含量为19.85％，该低品位中矿的大量循环积累导致最终尾矿固定碳含量高，精选分选流程复杂。 [0054] 表5常规层压粉碎‑分质分选结果表 [0055] 产品名称 产率/％ 固定碳含量/％ 回收率/％精矿1 3.79 94.05 26.76 精矿2 7.93 94.77 56.41 最终尾矿 88.28 2.54 16.83 原矿 100 13.32 100.00 [0056] 由实施例一与对比例一可知，采用本发明的分选方法，最终尾矿中的固定碳含量降至为0.87％，精矿1和精矿2的固定碳含量变化不大，但最终精矿(精矿1+精矿2)的回收率为94.32％，相对于对比例一的常规分选方法提高了11.15％。由于精矿总回收率提高，+0.15mm精矿回收率相应提高了4.23个百分点，达到了32.33％。采用本发明的分选方法，由于对低品位中矿进行了再磨再选，有效的实现了石墨矿物与云母矿物的解离，使得大量脉石矿物尽早排出，优化了整体的浮选环境，分质分选作业流程也大大缩短。 |
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