一种复杂高硅高钙伴生萤石精选尾矿再回收萤石的方法专利检索-浮选药剂所起的特定作用专利检索查询-专利查询网

一种复杂高硅高钙伴生萤石精选尾矿再回收萤石的方法
申请号	CN202111515361.6	申请日	2021-12-13	公开(公告)号	CN114210463B	公开(公告)日	2024-03-01
申请人	湖南柿竹园有色金属有限责任公司;			发明人	邹勤; 何斌全; 许道刚; 田志国;
摘要	本发明公开的属于回收萤石技术领域，具体为一种复杂高硅高钙伴生萤石精选尾矿再回收萤石的方法，包括以下步骤：A、矿样的采集：来自于选厂萤石精选尾矿，浓度为8％‑12％，细度为‑0.074mm含量75％‑80％，硅酸盐和碳酸钙含量较高，且含有大量选矿药剂，萤石回收难度大；本发明的有益效果是：使用旋流器预先分离难选的硅酸盐脉石矿物，实现了矿样预先抛废的作用；采用纯碱 + 水玻璃+ 抑制剂 SZ及酸化水玻璃+调整剂AC在细粒高硅高钙萤石分选中的协同作用的技术，抑制剂SZ于粗选抑制碳酸钙为后续作业抑制碳酸钙减轻了压力，创造了很好的萤石回收工艺条件，取得了良好的分选指标，提高了伴生萤石的精矿品位和回收率。
权利要求	1.一种复杂高硅高钙伴生萤石精选尾矿再回收萤石的方法，其特征在于，包括以下步骤： S1，矿样的采集：来自于选厂萤石精选尾矿，浓度为8％‑12％，细度为‑0.074mm含量 75％‑80％，硅酸盐和碳酸钙含量较高，且含有大量选矿药剂，萤石回收难度大； S2，对步骤S1得到的矿样进行旋流器分级得到溢流产品与沉砂产品； S3，对步骤S2得到的溢流产品置入浓缩池中进行浓缩； S4，浓缩池底流依次加调整剂碳酸钠100‑300g/t、抑制剂水玻璃0‑500g/t、抑制剂SZ20‑100g/t、捕收剂CYP150‑300g/t调浆进行萤石粗选，得到萤石粗选精矿和萤石粗选尾矿； S5，将步骤S4得到的萤石粗选精矿进行4次精选，得到最终萤石精矿，精1到精4分别加入0‑600g/t 酸化水玻璃与0‑600g/t调整剂AC，精1中矿返回粗选，精2中矿返回精1，精3中矿返回精2，精4中矿返回精3。 2.根据权利要求1所述的一种复杂高硅高钙伴生萤石精选尾矿再回收萤石的方法，其特征在于，进行所述S2步骤时，旋流器分级压力在0.1‑0.2MPa，溢流浓度5％‑8％，细度‑ 0.074mm含量85％‑95％。 3.根据权利要求1所述的一种复杂高硅高钙伴生萤石精选尾矿再回收萤石的方法，其特征在于，所述S3步骤中浓缩池底流浓度设置为15％‑25％。
说明书全文	一种复杂高硅高钙伴生萤石精选尾矿再回收萤石的方法技术领域 [0001] 本发明涉及再回收萤石技术领域，具体为一种复杂高硅高钙伴生萤石精选尾矿再回收萤石的方法。背景技术 [0002] 萤石又名氟石，是一种战略性的非金属矿产资源，不仅在传统工业中有着广泛的应用，在高新技术产业中也有着越来越重要的应用。我国萤石资源储量丰富，但单一萤石矿储量较少，共伴生萤石储量较大。随着易选萤石矿的不断减少，开发利用复杂难选萤石矿日益重要。萤石矿浮选的捕收剂主要有油酸类、改性油酸类，氧化石蜡皂类等；抑制剂主要有水玻璃，酸化水玻璃，盐化水玻璃、单宁酸等。 [0003] 在回收伴生萤石的同时还要回收别的有价元素，要综合考虑工艺中的浮选浓度，磨矿细度等，加之前段浮选残留的药剂对伴生萤石回收的不利影响，使得伴生萤石的回收很难达到最佳的萤石回收工艺条件，导致伴生萤石的精矿品位和回收率不高。发明内容 [0004] 鉴于现有一种复杂高硅高钙伴生萤石精选尾矿再回收萤石的方法中存在的问题，提出了本发明。 [0005] 因此，本发明的目的是提供一种复杂高硅高钙伴生萤石精选尾矿再回收萤石的方法，通过使用旋流器用于难选的萤石精选尾矿，实现了矿样预先抛废的作用，实现了硅酸盐与萤石的预先分离，采用抑制剂SZ于粗选抑制碳酸钙为后续作业对碳酸钙的抑制减轻了压力，从而达到有利的萤石回收工艺条件，提高伴生萤石的精矿品位和回收率，解决了伴生萤石的回收很难达到最佳的萤石回收工艺条件，导致伴生萤石的精矿品位和回收率不高的问题。 [0006] 为解决上述技术问题，根据本发明的一个方面，本发明提供了如下技术方案： [0007] 一种复杂高硅高钙伴生萤石精选尾矿再回收萤石的方法，包括以下步骤： [0008] S1，矿样的采集：来自于选厂萤石精选尾矿，浓度为8％‑12％，细度为‑0.074mm含量75％‑80％，硅酸盐和碳酸钙含量较高，且含有大量选矿药剂，萤石回收难度大； [0009] S2，对步骤S1得到的矿样进行旋流器分级得到溢流产品与沉砂产品； [0010] S3，对步骤S2得到的溢流产品置入浓缩池中进行浓缩； [0011] S4，浓缩池底流依次加调整剂碳酸钠100‑300g/t、抑制剂水玻璃0‑500g/t、抑制剂SZ20‑100g/t、捕收剂CYP150‑300g/t调浆进行萤石粗选，得到萤石粗选精矿和萤石粗选尾矿； [0012] S5，将步骤S4得到的萤石粗选精矿进行4次精选，得到最终萤石精矿，精1到精4分别加入0‑600g/t酸化水玻璃与0‑600g/t调整剂AC，精1中矿返回粗选，精2中矿返回精1，精3中矿返回精2，精4中矿返回精3。 [0013] 作为本发明所述的一种复杂高硅高钙伴生萤石精选尾矿再回收萤石的方法的一种优选方案，其中：进行所述S2步骤时，旋流器分级压力在0.1‑0.2MPa，溢流浓度5％‑8％，细度‑0.074mm含量85％‑95％。 [0014] 作为本发明所述的一种复杂高硅高钙伴生萤石精选尾矿再回收萤石的方法的一种优选方案，其中：所述S3步骤中浓缩池底流浓度设置为15％‑25％。 [0015] 与现有技术相比： [0016] 1、使用旋流器预先分离难选的硅酸盐脉石矿物，实现了矿样预先抛废的作用，创造了很好的萤石回收工艺条件，取得了良好的分选指标； [0017] 2、采用纯碱+水玻璃+抑制剂SZ及酸化水玻璃+调整剂AC在细粒高硅高钙萤石分选中的协同作用的技术，抑制剂SZ于粗选抑制碳酸钙为后续作业抑制碳酸钙减轻了压力，提高了伴生萤石的精矿品位和回收率。附图说明 [0018] 图1为本发明提供的流程图。具体实施方式 [0019] 为使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚，下面将结合附图对本发明的实施方式做进一步的详细描述。 [0020] 本发明提供一种复杂高硅高钙伴生萤石精选尾矿再回收萤石的方法，请参阅图1，包括以下步骤： [0021] S1，矿样的采集：来自于选厂萤石精选尾矿，浓度为8％‑12％，细度为‑0.074mm含量75％‑80％，硅酸盐和碳酸钙含量较高，且含有大量选矿药剂，萤石回收难度大； [0022] S2，对步骤S1得到的矿样进行旋流器分级得到溢流产品与沉砂产品； [0023] S3，对步骤S2得到的溢流产品置入浓缩池中进行浓缩； [0024] S4，浓缩池底流依次加调整剂碳酸钠100‑300g/t、抑制剂水玻璃0‑500g/t、抑制剂SZ20‑100g/t、捕收剂CYP150‑300g/t调浆进行萤石粗选，得到萤石粗选精矿和萤石粗选尾矿； [0025] S5，将步骤S4得到的萤石粗选精矿进行4次精选，得到最终萤石精矿，精1到精4分别加入0‑600g/t酸化水玻璃与0‑600g/t调整剂AC，精1中矿返回粗选，精2中矿返回精1，精3中矿返回精2，精4中矿返回精3。 [0026] 进一步的，进行所述S2步骤时，旋流器分级压力在0.1‑0.2MPa，溢流浓度5％‑8％，细度‑0.074mm含量85％‑95％。 [0027] 进一步的，所述S3步骤中浓缩池底流浓度设置为15％‑25％。 [0028] 选矿实验：采集萤石精选尾砂再选萤石，萤石品位20.81％，矿石性质复杂，嵌布粒度不均，脉石矿物主要有钙铝榴石/钙铁榴石、方解石、橄榄石、普通辉石、长石等，将尾砂在0.1MPa压力下进行旋流器分级，把得到的溢流产品进行浓缩调浆进行浮选，依次加入碳酸钠200g/t，水玻璃200g/t，抑制剂SZ 80g/t捕收剂CYP 200g/t进行粗选，得到粗选尾矿和粗选精矿；得到粗选精矿进行精选，精1加酸化水玻璃250g/t，调整剂AC 400g/t，精2加酸化水玻璃200g/t，调整剂AC 300g/t，精3加酸化水玻璃150g/t，调整剂AC 200g/t，精4加酸化水玻璃80g/t，调整剂AC 100g/t，精1中矿返回粗选，精2中矿返回精1，精3中矿返回精2，精4中矿返回精3。 [0029] 选矿试验结果如下表所示，浮选试验指标(wt％) [0030]产品名称产率品位回收率旋流器沉砂 30.63 17.56 25.85 萤石精矿 14.88 70.57 50.47 浮选尾矿 54.49 9.04 23.68 尾砂 100 20.81 100 [0031] 由以上实验数据表明，本发明取得了很好的分选指标，并且伴生萤石的回收率高。 [0032] 虽然在上文中已经参考实施方式对本发明进行了描述，然而在不脱离本发明的范围的情况下，可以对其进行各种改进并且可以用等效物替换其中的部件。尤其是，只要不存在结构冲突，本发明所披露的实施方式中的各项特征均可通过任意方式相互结合起来使用，在本说明书中未对这些组合的情况进行穷举性的描述仅仅是出于省略篇幅和节约资源的考虑。因此，本发明并不局限于文中公开的特定实施方式，而是包括落入权利要求的范围内的所有技术方案。

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