一种超贫钒钛磁铁矿选铁尾矿综合回收利用工艺的制作方法

1.本发明属于选矿技术领域，尤其涉及一种超贫钒钛磁铁矿选铁尾矿综合回收利用工艺。


背景技术：

2.在钒钛磁铁矿中含有大量的有价元素，而现阶段只开发利用了其中的铁、钛、钒、钴、钪等少量元素。而对钒钛磁铁矿选铁尾矿中的资源回收，一般也仅限于尾矿中的钛、钒的回收。而在钒钛磁铁矿选铁尾矿中还含有铜、硫、磷等元素，有待高效回收开发。
3.申请号为202010612524.1的专利文件公开了“一种从钒钛磁铁矿中回收磷和稀土的选矿工艺”，该专利技术公开了从钒钛磁铁矿中回收磷和稀土的选矿工艺，但并没有提及铜和硫的回收利用。
4.目前现有技术中还没有关于从钒钛磁铁矿选铁尾矿中回收铜、磷、硫的选矿工艺的公开报导。


技术实现要素：

5.本发明的目的是提供一种超贫钒钛磁铁矿选铁尾矿综合回收利用工艺，实现对钒钛磁铁矿选铁尾矿的综合利用，最终获得粗砂、中砂、细砂、铜精矿、硫精矿、磷精矿六种产品，并对尾矿进行浓缩及回水利用。
6.为了达到上述目的，本发明采用以下技术方案实现：
7.一种超贫钒钛磁铁矿选铁尾矿综合回收利用工艺，采用超贫钒钛磁铁矿选铁尾矿作为原料，经过斜板浓密机处理后的底流及溢流，再经过选矿综合工艺，回收超贫钒钛磁铁矿选铁尾矿中的铜精矿、硫精矿、磷精矿、细砂、中砂、粗砂六种产品，具体包括如下步骤：
8.1)选铁尾矿首先过脱水筛，筛上产品为粗砂；筛下给到倾斜板浓密机，倾斜板浓密机浓缩后的底流进行选铜粗选得到铜粗精矿，铜粗选尾矿进行选磷；
9.2)倾斜板浓密机的溢流给到旋流器浓缩，浓缩后的底流进行选铜，选铜得到铜粗精矿与斜板浓密机底流选铜得到的铜粗精矿混合；
10.3)将步骤2)的粗铜精矿进行磨矿，磨矿后进行铜硫分离，流程为粗选、精选和扫选；
11.4)步骤3)的扫选尾矿进行硫提品再选：斜板浓密机处理后的底流经过粗选、扫选流程，其中扫选1精矿和粗选精矿混合到一起为最终硫精矿；
12.5)斜板浓密机浓缩后底流进行选铜粗选的尾矿给到选磷，经过粗选、扫选、精选后得到磷精矿；磷尾矿给到脱水筛，筛上产品为细砂，筛下和旋流器溢流及选硫扫选尾矿混合后给到高效浓密机，最终得到高浓度尾矿和回水；
13.6)粗砂和细砂按照不同比例混合后形成不同模数的中砂。
14.上述步骤1)中的脱水筛为0.5～0.6mm的脱孔。
15.上述步骤3)中粗铜精矿磨矿细度要求为-400目含量50％以上，磨矿后进行铜硫分
离流程为一次粗选、四次精选、两次扫选。
16.上述步骤4)中的扫选尾矿进行硫提品再选，经过一次粗选、两次扫选流程。
17.上述步骤5)中的选磷是经过一次粗选、两次扫选、三次精选后得到磷精矿；脱水筛为0.3～0.35mm的筛孔，细砂模数为1.6～1.8。
18.工艺流程中的加药点及加药制度为：
19.a)上述步骤1)中倾斜板浓密机浓缩后的底流选铜粗选按照80～100g/t添加黄药，2号油8～10g/t；
20.b)上述步骤3)中的粗铜精矿磨矿工艺，添加t310，用量按照30～50g/t添加；石灰乳添加保证矿浆ph≥10；
21.c)上述步骤3)中的扫选1工艺添加丁铵黑药，用量按照7～10g/t添加；
22.d)上述步骤4)中斜板浓密机处理后的底流进行粗选时加黄药50～60g/t；
23.e)上述步骤1)铜粗选尾矿选磷，加水玻璃用量200～300g/t，捕收剂用量为400～600g/t；
24.f)上述步骤5)的高效浓密机工艺中加絮凝剂10～15g/t；
25.g)上述步骤2)旋流器浓缩后的底流选铜，按照80～100g/t添加黄药，2号油8～10g/t；
26.h)上述步骤4)中扫选1尾矿给扫选2加黄药10-20g/t。
27.与现有技术相比，本发明的有益效果是：
28.1、对钒钛磁铁矿选铁尾矿综合利用，最终获得粗砂、中砂、细砂、铜精矿、硫精矿、磷精矿六种产品，并对尾矿进行浓缩及回水利用。
29.2、选铜尾矿利用斜板浓密机处理有两个作用，一是为了脱除里面的石灰乳，减少后续酸添加量，二是为了浓缩提高选硫浮给浓度。
30.3、斜板浓密机溢流经过旋流器再次浓缩后对细粒级尾矿中的铜也进行回收。
31.4、优先采用0.5-0.6mm脱水筛对尾矿进行处理，首先除去尾矿中的粗颗粒，避免粗颗粒对后续的浮选流程产生影响。
32.5、所有尾矿经过高效浓密机处理，溢流回水重复利用，底流形成高浓度尾矿进行输送，降低尾矿输送能耗，节约新水。
33.6、粗砂和细砂可按照不同比例混合后形成不同模数的中砂。
附图说明
34.图1是本发明工艺流程图。
具体实施方式
35.下面将结合本发明的实施例，对本发明的实施方式中的技术方案进行清楚、完整的描述，显然，所描述的实施方式仅仅是作为例示，并非用于限制本发明。
36.见图1，一种超贫钒钛磁铁矿选铁尾矿综合回收利用工艺，采用超贫钒钛磁铁矿选铁尾矿作为原料，经过斜板浓密机处理后的底流及溢流，再经过选矿综合工艺，回收超贫钒钛磁铁矿选铁尾矿中的铜精矿、硫精矿、磷精矿、细砂、中砂、粗砂六种产品，选铁尾矿浓度为21％～25％；具体包括如下步骤：
37.1)选铁尾矿首先过脱水筛，筛上产品为粗砂；筛下给到倾斜板浓密机，倾斜板浓密机浓缩后的底流进行选铜粗选得到铜粗精矿，铜粗选尾矿进行选磷；倾斜板浓密机底流浓度40％～45％；倾斜板浓密机溢流浓度7％～11％；脱水筛为0.5～0.6mm的脱孔。
38.2)倾斜板浓密机的溢流给到旋流器浓缩，浓缩后的底流进行选铜，选铜得到铜粗精矿与斜板浓密机底流选铜得到的铜粗精矿混合；旋流器溢流浓度3％～6％；旋流器底流22％～28％。
39.3)将步骤2)的粗铜精矿进行磨矿，磨矿后进行铜硫分离，流程为粗选、精选和扫选；
40.粗铜精矿磨矿细度要求为-400目含量50％以上，磨矿后进行铜硫分离流程为一次粗选、四次精选、两次扫选。铜粗精矿品位：0.8％～2％；浮选给矿浓度28％～35％；四次精选铜精矿品位≥12％，两次扫选后铜尾矿品位≤0.15％；选铜尾矿浓度：15％～18％。
41.4)步骤3)的扫选尾矿进行硫提品再选：斜板浓密机处理后的底流经过粗选、扫选流程，其中扫选1精矿和粗选精矿混合到一起为最终硫精矿；
42.扫选尾矿进行硫提品再选，经过一次粗选、两次扫选流程。经过倾斜板浓密机脱石灰；倾斜板浓密机溢流浓度≤0.1％；倾斜板浓密机底流浓度28％～32％；
43.硫精矿品位≥45％，硫尾矿品位≤1.5％。
44.5)斜板浓密机浓缩后底流进行选铜粗选的尾矿进入到选磷流程，经过粗选、扫选、精选后得到磷精矿；磷尾矿给到脱水筛，筛上产品为细砂，筛下和旋流器溢流及选硫扫选尾矿混合后给到高效浓密机，最终得到高浓度尾矿和回水。
45.选磷是经过一次粗选、两次扫选、三次精选的工艺；脱水筛为0.3～0.35mm的筛孔，细砂模数为1.6～1.8。
46.最终可以获得磷精矿品位≥36％，磷尾矿品位≤0.25％；选磷浮选给矿品位0.8％～2％，浮选给矿浓度39％～45％。
47.高效浓密机尾矿浓度≥45％，浓密机溢流浓度≤0.1％。
48.6)粗砂和细砂按照不同比例混合后形成不同模数的中砂。
49.工艺流程中的加药点及加药制度为：
50.a)上述步骤1)中倾斜板浓密机浓缩后的底流选铜粗选按照80～100g/t添加黄药，2号油8～10g/t；
51.b)上述步骤3)中的粗铜精矿磨矿工艺，添加t310，用量按照30～50g/t添加；石灰乳添加保证矿浆ph≥10；
52.c)上述步骤3)中的扫选1工艺添加丁铵黑药，用量按照7～10g/t添加；
53.d)上述步骤4)中斜板浓密机处理后的底流进行粗选时加黄药50～60g/t；
54.e)上述步骤1)铜粗选尾矿选磷，水玻璃用量200～300g/t，捕收剂用量为400～600g/t；
55.f)上述步骤5)的高效浓密机工艺中加絮凝剂10～15g/t；
56.g)上述步骤2)旋流器浓缩后的底流选铜，按照80～100g/t添加黄药，2号油8～10g/t；
57.h)上述步骤4)中扫选1尾矿给扫选2加黄药10-20g/t。
58.选铜流程可根据实际处理矿石条件进行处理，精选次数可适当增减。
59.本发明产品指标如下：
60.铜精矿品位≥12％；硫精矿：硫+铁≥85％；磷精矿：≥36％；粗砂模数：≥3；细砂模数：1.6-1.8；高浓度尾矿浓度：≥45％；回水浓度：≤0.1％。
61.实施例1：
62.倾斜板浓密机底流铜品位：0.028～0.045％，经过一次粗选后铜品位1.24％，旋流器底流铜品位：0.053％，经过一次粗选后铜精矿品位1.89％；两个铜粗精矿，药剂制度为2号油10g/t，黄药100g/t。
63.两个铜粗精矿综合一起品位为1.35％，即选铜球磨排料铜品位1.35％，四次精选铜品位：精选1品位9.51％，精2品位15.23％，精3品位19.26％，精4品位21.47％，扫选尾矿0.11％。药剂制度为t310 50g/t，石灰8.5kg/t。扫选加丁铵黑药10g/t。
64.选铜尾矿经倾斜板浓密机浓缩后浮选浓度为30％，硫品位为20.4％，粗选硫精矿品位48.3％，扫1硫精矿品位44.8％，粗选硫精矿和扫1硫精矿混合后最终精矿品位46.3％，扫选尾矿硫品位1.2％。药剂制度为粗选黄药用量50g/t，扫选黄药用量为20g/t。
65.选铜尾矿进行选磷作业，浮选给矿浓度42％，给矿品位1.1％，粗精矿品位，精1精矿15.8％、精2精矿25.1％、精3精矿31.6％、扫1精矿9.6％，扫2精矿4.7％。捕收剂用量为400g/t，捕收剂为mes与氧化石蜡皂按照质量比3:1的比例进行配置，配制浓度为5％；水玻璃用量为200g/t。