一种回收石墨尾矿中石墨和云母的选矿工艺的制作方法

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一种回收石墨尾矿中石墨和云母的选矿工艺的制作方法
【技术领域】
[0001] 本发明涉及一种石墨尾矿中石墨和云母的回收工艺。
【背景技术】
[0002] 常用的选别石墨矿中石墨的方法有三种:浮选、重选、化学浸出。石墨是一种天然 可浮性较好的矿物,通常添加非极性捕收剂就能起到很好的回收效果,因此对于大鳞片石 墨都采用浮选法,且成本较低。而当石墨与脉石矿物比重差异较大时可采用重选,石墨属于 轻矿物,易与中、重矿物分开。化学浸出适用于对石墨精矿纯度要求较高的隐晶质石墨矿。
[0003] 云母矿的选别方法有三种:风选、浮选、重选。风选适合破碎后呈大薄片的云母。 片径较小且脉石矿物较为复杂适合用浮选工艺,通过添加捕收剂,拉大矿物表面性质差异 程度,从而达到分选的目的。而重选则是利用云母与脉石矿物密度、粒度间的差异,实现云 母与其他脉石矿物的分离。
[0004] 石墨尾矿中的石墨和云母粒级较细,脉石矿物的种类较复杂,表面性质相近,分离 回收的石墨和云母的难度较大。现有技术回收石墨和云母的工艺流程如图2~图4所示,这 些工艺获得石墨、云母精矿品位和/或回收率较低,石墨、云母分离回收效果不令人满意。

【发明内容】

[0005] 本发明的目的在于提供一种回收石墨尾矿中石墨和云母的选矿工艺,该工艺采用 浮选-重选-磁选-浮选组合工艺流程来实现复杂石墨尾矿中石墨和云母的分离回收,可 大幅提高资源利用率。
[0006] 为实现上述目的,本发明采用以下技术方案:
[0007] -种回收石墨尾矿中石墨和云母的选矿工艺,其包括如下步骤:
[0008] I.对石墨尾矿进行石墨浮选,获得石墨粗精矿和石墨浮选尾矿;
[0009] II.步骤I获得的石墨浮选尾矿进行重选,获得沉砂,云母富集在沉砂中;
[0010] III.步骤II获得的沉砂进行磁选,获得磁性矿物和非磁性矿物;
[0011] IV.步骤III获得的非磁性矿物进行云母浮选,得到云母精矿。
[0012] 如上所述的选矿工艺,优选地,所述步骤I石墨浮选步骤的具体操作如下:
[0013] 磨矿细度为-0. 074mm占80%~95%的石墨尾矿调成质量浓度为30~40%的矿 浆,粗选的条件为:加入500~2000g/t水玻璃作为抑制剂抑制脉石矿物,搅拌;随后加入 80~180g/t捕收剂煤油,20~100g/t起泡剂松醇油,混合搅拌;浮选得到石墨粗精矿和石 墨浮选尾矿;所述水玻璃、煤油、松醇油的加入量均相对于每吨石墨尾矿计。
[0014] 如上所述的选矿工艺,优选地,所述步骤I还包括石墨浮选后的扫选步骤,对石墨 浮选后的矿浆扫选1-2次,每次扫选添加0~50g/t煤油,煤油的加入量相对于每吨石墨尾 矿计;第一次扫选得到的泡沫返回所述石墨浮选步骤,第二次扫选得到的泡沫返回第一次 扫选步骤,扫选后的矿衆为石墨浮选尾矿。
[0015] 如上所述的选矿工艺,优选地,所述步骤I获得的石墨粗精矿进行2~5次精选, 各次精选的矿浆质量浓度为10~20%,每次精选加入抑制剂水玻璃,相对于每吨石墨尾矿 加入水玻璃〇~l〇〇〇g,第一次精选的中矿返回所述石墨浮选步骤,第2-5次精选的中矿返 回到上一次精选作业,精选得到石墨精矿。
[0016] 如上所述的选矿工艺,优选地,所述步骤II的重选设备为水力旋流器,水力旋流 器入选的矿浆质量浓度为10~20%。
[0017] 如上所述的选矿工艺,优选地,所述水力旋流器为GSDF10&25J&50J水力旋流器。
[0018] 如上所述的选矿工艺,优选地,所述步骤III磁选操作的磁场强度为1500~ 18000e〇
[0019] 如上所述的选矿工艺,优选地,所述步骤IV浮选步骤的具体操作如下:
[0020] 向步骤III获得的非磁性矿物调成质量浓度为30~40%的矿浆,加入0~2000g/ t水玻璃作为抑制剂,搅拌;随后加入100~500g/t捕收剂十二胺,10~40g/t起泡剂松醇 油,混合搅拌;得到云母粗精矿和云母浮选尾矿;所述水玻璃、十二胺、松醇油的加入量均 相对于每吨非磁性矿物计。
[0021] 如上所述的选矿工艺,优选地,所述步骤IV获得的云母粗精矿进行4-5次精选;各 次精选的矿浆质量浓度为10~20%,调节pH为2. 5~3,捕收剂为0~500g/t十二胺,起 泡剂为0~40g/t松醇油,抑制剂为0~2000g/t水玻璃,所述水玻璃、十二胺、松醇油的加 入量均相对于每吨非磁性矿物计;第一次精选的中矿返回所述云母浮选步骤,第2-5次精 选的中矿返回到上一次精选作业,精选得到云母精矿。
[0022] 如上所述的选矿工艺,优选地,所述石墨尾矿中含石墨3%以上,云母5%以上,所 述云母为白云母。
[0023] 本发明的设计原理如下:
[0024] 首先要求石墨尾矿的细度或经过再磨后的细度为-0. 074mm占80%~95%,该细 度的尾矿中石墨的单体解离度达80%以上,且石墨主要集中在粗粒级中。石墨尾矿进入浮 选机优先浮选回收石墨,获得石墨粗精矿,浮选后进行0~2次扫选后得到石墨浮选尾矿。 石墨粗精矿再经2~5次精选,得到石墨含量为60%以上,石墨回收率为70%以上的石墨 精矿。
[0025] 浮选石墨后产生的石墨浮选尾矿用于云母的回收,由于云母呈片状,粒径相对其 它脉石矿物大,因此,石墨浮选尾矿用水力旋流器重选时云母预富集产品存在于沉砂中,而 大部分脉石矿物成为溢流产品。云母在沉砂中富集的同时,磁性矿物也在沉砂中得以富集, 且会对云母后期的回收产生影响,因此,先将沉砂中的磁性矿物通过磁选去除。沉砂经磁选 后获得的非磁性产品进行云母提纯的浮选,再经4~5次精选后得到云母含量为80%以上 和云母回收率为80%以上的云母精矿。
[0026] 本发明的有益效果在于:本发明提供的工艺,提高了从石墨尾矿中回收石墨、云母 的精矿品位和回收率,得到石墨含量为60 %以上、石墨回收率为70 %以上的石墨精矿,和 云母含量为80 %以上、云母回收率为80 %以上的云母精矿,提高了资源利用率。
【附图说明】
[0027] 图1为本发明提供的回收石墨尾矿中石墨和云母的浮选-重选-磁选-浮选联合 工艺流程示意图。
[0028] 图2为现有技术中浮选工艺回收石墨和云母的流程示意图。
[0029] 图3为现有技术中重选回收石墨和云母的流程示意图。
[0030] 图4为现有技术中浮选+重选的联合工艺流程回收石墨和云母的流程示意图。
【具体实施方式】
[0031] 以下结合具体实施例对本发明作进一步说明,但以下的实施例仅限于解释本发 明,本发明的保护范围应包括权利要求的全部内容,不仅仅限于本实施例。
[0032] 实施例1
[0033] 黑龙江萝北县石墨矿区尾矿库中的石墨含量为4. 98%,云母含量为5. 45%,长石 化云母占19. 22%,石英占21. 35%,长石占19. 65%,石榴石占7. 0%,钙长石占5. 73%,辉 石占3. 83%,透闪石占3. 88%,其它非金属脉石矿物占8. 91%。石墨尾矿经筛分分析表 明-0. 074mm占89. 90%,粒度较细,且脉石矿物复杂。
[0034] 工艺流程如图1所示。步骤I中抑制剂、捕收剂、起泡剂的加入量以每吨石墨尾矿 计,步骤IV中抑制剂、捕收剂、起泡剂的加入量以每吨非磁性矿物计。
[0035] 步骤I :上述石墨尾矿不磨直接进入浮选机优先回收石墨,矿浆质量浓度为33%, 加入抑制剂水玻璃抑制脉石矿物,用量为l〇〇〇g/t,搅拌5分钟。随后加入捕收剂煤油,用量 为120g/t,起泡剂为松醇油,用量为60g/t,混合搅拌3分钟,得到石墨粗精矿,将粗精矿进 行三次精选,第一次精选作业添加水玻璃500g/t,后直接进行两次空白精选。第一次精选的 中矿返回石墨浮选步骤,第二、三次精选的中矿返回到上一次精选作业。精选得到石墨含量 为60. 56%,石墨回收率73. 93%的石墨精矿。
[0036] 步骤II :浮选石墨后产生的石墨浮选尾矿进行重选回收云母,重选设备为 GSDF10&25J&50J水力旋流器,矿浆质量浓度为12%,云母预富集产品存在于沉砂中,大部 分脉石矿物成为溢流产品。
[0037] 步骤III :步骤II获得的沉砂进行磁选,磁选所用的磁场强度为18000e,获得磁性 矿物和非磁性矿物。
[0038] 步骤IV :沉砂经磁选后获得的非磁性产品进行提纯云母的浮选,矿浆质量浓度为 32%,云母浮选作业直接添加捕收剂十二胺,用量为300g/t,搅拌3分钟后添加起泡剂松醇 油20g/t,搅拌2分钟,进行云母粗选富集。经粗选脱出大部分脉石矿物,在第一次精选作业 用硫酸调节矿衆的pH值,矿衆pH = 2. 5~3,然后通过添加抑制剂水玻璃进一步抑制脉石 矿物,用量为l〇〇〇g/t,搅拌5分钟,添加捕收剂十二胺100g/t和起泡剂松醇油10g/t,搅拌 时间为3分钟后刮泡;第一次精选的中矿返回云母浮选步骤;第二次精选添加水玻璃250g/ t,添加捕收剂80g/t和起泡剂松醇油5g/t ;第三次精选添加水玻璃0g/t,添加捕收剂50g/ t和起泡剂松醇油5g/t ;第四次精选为空白精选;第二~四次精选的中矿返回到上一次精 选作业;精选得到云母含量为85. 11 %和云母回收率为84. 84%的云母精矿。
[0039] 实施例2
[0040] 石墨尾矿取自湖北省某石墨尾矿库,其中无定型碳含量3. 85%,云母含量为 13. 16%,石英含量为43. 15%,含有长石20. 81%,含有蒙脱石11. 88%,含有绿帘石 2. 05%,磁铁物含1. 07%,其他矿物含量为4. 03%。矿物粒度较粗,-0. 074mm占60. 84%, 且矿物组成复杂,本工艺适合该石墨尾矿。
[0041] 工艺流程如图1所示。步骤I中抑制剂、捕收剂、起泡剂的加入量以每吨石墨尾矿 计,步骤IV中抑制剂、捕收剂、起泡剂的加入量以每吨非磁性矿物计。
[0042] 步骤I :由于取自尾矿库的石墨尾矿粒度较粗,因此将石墨尾矿先进行磨矿,磨矿 细度为-〇. 〇74mm占90. 00 %,后将磨好的尾矿进行浮选。矿浆质量浓度为33%,抑制剂水 玻璃用量为1200g/t,搅拌3分钟。随后加入捕收剂煤油,用量为100g/t,起泡剂松醇油,用 量为40g/t,混合搅拌2分钟,得到石墨粗精矿。将粗精矿进行再磨处理,再磨后的磨矿细度 为-0. 074mm占95 %,然后精选3次,第一次精选作业添加水玻璃750g/t,后直接进行两次 空白精选。第一次精选的中矿返回石墨浮选步骤,第二、三次精选的中矿返回到上一次精选 作业。精选得到石墨含量为61. 25%,石墨回收率为72. 56%的石墨精矿。
[0043] 步骤II :将浮选石墨后产生的石墨
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