一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法技术

技术编号:22681234 阅读:127 留言:0更新日期:2019-11-29 23:21
本发明专利技术提出了一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法,该方法包括以下步骤:(1)石英砂尾矿作为原矿,原矿过筛除杂,浓密机浓密;(2)将浓密机底流矿浆给入两段螺旋溜槽抛尾,溜槽重矿物进入磁选;(3)磁选阶段:弱磁选、中磁选联合回收钛铁矿,强磁选除去电气石,非磁性物再摇床富集锆英石和金红石,摇床重矿物浮选分离锆钛。本发明专利技术的方法对低含量、细粒锆钛矿物分选效果好,且工艺流程简单,浮选所用药剂原料稳定、来源广泛,中性或弱碱性环境中浮选,并获得高品质锆英石精矿和金红石精矿,实现了中性或弱碱性矿浆中浮选分离锆英石和金红石。

A method of recovering zircon and titanium from quartz sand tailings

The invention provides a method for recovering zircon and titanium minerals from quartz sand tailings, the method comprises the following steps: (1) quartz sand tailings are used as raw ore, the raw ore is screened to remove impurities, and the thickener is thickened; (2) the underflow pulp of the thickener is fed into two spiral chutes to cast the tail, and the heavy ore in the chutes enters into magnetic separation; (3) magnetic separation stage: weak magnetic separation and medium magnetic separation are used to recover ilmenite, and strong magnetic separation is used to remove electricity Zircon and rutile are enriched in a shaker, and zircon and titanium are separated by floatation of heavy minerals in a shaker. The method has good separation effect for low content and fine-grained zircon and titanium minerals, simple process flow, stable and wide source of reagent raw materials used for flotation, floatation in neutral or weak alkaline environment, obtaining high-quality zircon concentrate and rutile concentrate, realizing the floatation separation of zircon and rutile in neutral or weak alkaline pulp.

【技术实现步骤摘要】
一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法
本专利技术涉及选矿加工
,特别是指一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法。
技术介绍
锆是一种稀有金属,具有惊人的抗腐蚀性能、极高的熔点、超高的硬度和强度等特性,锆在航空航天、原子能工业、精密铸造业等战略性新兴产业中扮演着重要的角色,锆资源的安全对我国战略性新兴产业的发展具有重要意义。钛是一种重要的战略资源,是制造火箭、卫星必需的贵重金属,在空航天、原子能工业、精密铸造业等战略性新兴产业中占据重要地位。目前具有工业意义的、分布最广、储量最大的锆矿物有锆英石,钛矿物为钛铁矿、金红石等。海滨砂矿床中一般都含有锆英石、金红石、钛铁矿等,其是目前具有工业价值的锆矿物锆英石(ZrSiO4)和钛铁矿的主要产区,是世界冶炼金属锆的主要来源。中国的锆石砂矿主要集中在以海南文昌为代表的东南沿海地区,其中海南的锆石砂矿储量占全国砂矿总储量的67%,占全国锆资源储量的19%,是国内目前唯一能被开采利用的海滨砂矿。海滨砂矿具有易开发、成本低的特点,国内只有海南文昌生产锆英砂精矿,万宁和湛江主要生产普通锆英砂。海滨砂中主要金属矿物有锆英石、钛铁矿、金红石、以及少量白钛矿、锐钛矿、磁铁矿等,非金属矿主要有石英、长石、电气石等。根据矿石特性,常采用重选预先抛除大部分石英、长石等轻矿物,采用磁选分别选出钛铁矿、电气石、磁铁矿等磁性物,获得锆钛粗精矿,再采用电选、浮选、干式磁选和电选联合等工艺精选获得优级锆精矿、钛精矿。但因设备选别精度或者矿石粒度偏细的原因,电选分离锆英石和金红石效果较差,得不到合格精矿,而且一般需要反复3-4次甚至5-6次高压电选和磁选作业,回收率仅30-40%。采用浮选精选分离锆英石和金红石,有采用硫酸调整矿浆在酸性条件下选别,牛玉勤等(海滨砂矿种钛铁矿、金红石、独居石与锆英石浮选分离的研究,北京矿冶研究总院学报,1993,1,23-29)采用硫酸调整pH值3左右,新研究的JS、ES、SP抑制剂抑制非锆矿物,BS系列捕收剂浮选回收锆英石,为有效回收海滨砂矿中的有用矿物开辟了新途径;陈定洲(浮选锆英石的新捕收剂研究,北京矿冶研究总院学报,1993,4,47-50)介绍了锆英石捕收BS系列的合成方法,并对广东甲子、海南万宁锆矿石进行浮选验证试验,BS系列捕收剂在酸性条件下效果较好;吴熙群等(潜水层以下海宾砂矿毛矿精选新工艺研究,矿冶,1997,4,25-29,19)采用湿式为主的重—磁—浮—电选联合流程,在酸性条件下采用捕收剂B3和抑制剂RW,浮选锆英石粗精矿,浮选精矿电选除钛后得锆精矿特级品和一级品。有用氢氧化钠调整矿浆在pH12强碱性条件下浮选,向延松(海滨砂矿精选新工艺的研究,广东有色金属学报,1996,11,81-87)采用弱磁—强磁—重选—浮选—磁选—电选流程,通过分析独居石、锆石、金红石、钛铁矿的浮选作用机理,精选作业调整矿浆pH值到13,脂肪酸类药剂做捕收剂,在高碱性矿浆介质(pH>12)中,得到独居石精矿、锆石精矿、金红石精矿、钛铁矿等,浮选精矿再通过磁选-电选获得各精矿。也有在弱碱性矿浆中选别,陈元卿(提高锆英石选矿回收率的研究,有色金属选矿部分,1987,32-35)通过对海滨砂矿中锆英石可浮性的研究,并经海南清澜钛钛矿生产证实,将传统的重-电-磁-电-磁复杂流程改为浮—磁—电的简单流程,提高比原来10-15%的回收率,锆精矿一级品高出60%以上,采用碳酸钠调整矿浆pH值为9-9.5,水玻璃作抑制剂,肥皂和煤油做捕收剂,粗扫选共加入碳酸钠1.7kg/t,捕收剂肥皂2.2kg/t。无论在酸性或者强碱性条件下浮选,对设备和工人操作都带来不便。有鉴于此,特提出本专利技术。
技术实现思路
本专利技术针对海南省文昌市天然海滨石英砂矿提纯后的尾矿回收锆钛矿物,天然海滨石英砂矿储量较大,由地表往下两米是低铁玻璃用砂的优质原料,伴生有锆英石、钛铁矿、金红石,但因锆钛矿物含量较低,粒度较细,采用常规锆钛回收工艺,选别指标较低,成本不合算,因此被作为尾矿处置,造成资源浪费。本专利技术提出一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法,该方法对低含量、细粒锆钛矿物分选效果好,而且工艺流程简单,浮选所用药剂原料稳定、来源广泛,中性或弱碱性环境中浮选,并获得高品质锆英石精矿和金红石精矿,实现了在中性或弱碱性矿浆中浮选分离锆英石和金红石。本专利技术的技术方案是这样实现的:一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法,包括以下步骤:(1)石英砂尾矿作为原矿,原矿过筛除杂,再进入浓密机,浓密至浓度为40-45%,浓密的同时脱出上层溢流0.01mm以下的细泥;(2)将步骤(1)中的浓密机底流矿浆给入1号螺旋溜槽进行预先抛尾,1号溜槽轻矿物丢尾,1号溜槽重矿物进入2号螺旋溜槽再次抛尾,2号溜槽轻矿物返回到1号溜槽给料,2号溜槽重矿物进入1号弱磁选机;丢尾指的是石英砂尾矿作为原矿,回收锆钛矿物过程中产生的尾矿,两段螺旋溜槽可抛掉90%以上的尾矿。(3)1号弱磁选机的磁性物主要为机械铁、磁铁矿及强磁性矿物直接丢尾,1号弱磁选机的非磁性物给入2号中磁机,2号中磁机的磁性物给入1号摇床,1号摇床的轻矿物丢尾,1号摇床的重矿物为钛铁矿精矿;将2号中磁机的非磁性物进入3号强磁机,3号强磁机的非磁性物给入2号摇床进行进一步富集,3号强磁机的磁性物主要为电气石、贫连体的钛铁矿等丢尾,2号摇床的轻矿物丢尾,2号摇床的中矿进入3号摇床进行中矿再选,2号摇床和3号摇床的重矿物进入浮选作业分离锆钛,3号摇床的轻矿物返回2号摇床。进一步地,步骤(3)中,2号摇床和3号摇床重矿物进入浮选作业包括以下步骤:1)将2号摇床和3号摇床的重矿物浓缩至浓度为60%-65%,加入水玻璃100-200g/t擦洗10-15分钟,调浆至浓度为45%左右,然后加入碳酸钠200-600g/t,水玻璃200-300g/t,抑制剂150-200g/t,搅拌5分钟,此时pH为7.0-8.5,加入锆英石捕收剂200-300g/t,进行一次粗选,获得了粗选泡沫1和粗选槽底物料1,粗选泡沫1为锆粗精矿1;2)粗选槽底物料1再加入水玻璃50-100g/t,抑制剂100-150g/t,锆英石捕收剂100-150g/t进行二次粗选,获得粗选泡沫2和粗选槽底物料2,粗选泡沫2为锆粗精矿2;3)粗选槽底物料2再加入抑制剂30-50g/t,锆英石捕收剂50-100g/t扫选一次,得扫选泡沫1和扫选槽底物料1,扫选槽底物料1再加入锆英石捕收剂300-400g/t进行二次扫选,获得扫选泡沫2和扫选槽底物料2,扫选槽底物料2为金红石粗精矿,扫选泡沫2因含大量的杂质矿物丢尾;4)将步骤3)中的金红石粗精矿烘干后,经过两次干式磁选除去机械夹杂杂质,获得金红石精矿;5)将步骤1)和2)中的锆粗精矿1和锆粗精矿2合并进行两次精选,一次精选加抑制剂30-50g/t,二次精选加15-30g/t,得优级锆精矿,两次精选的槽底物料和扫选泡沫1合并进行中矿再选两次,每次加水玻璃50-100g/t,抑制剂30-50g/t,本文档来自技高网
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【技术保护点】
1.一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法,其特征在于,包括以下步骤:/n(1)石英砂尾矿作为原矿,原矿过筛除杂,再进入浓密机,浓密至浓度为40-45%,浓密的同时脱出上层溢流0.01mm以下的细泥;/n(2)将步骤(1)中的浓密机底流矿浆给入1号螺旋溜槽进行预先抛尾,1号溜槽轻矿物丢尾,1号溜槽重矿物进入2号螺旋溜槽再次抛尾,2号溜槽轻矿物返回到1号溜槽给料,2号溜槽重矿物进入1号弱磁选机;/n(3)1号弱磁选机的磁性物丢尾,1号弱磁选机的非磁性物给入2号中磁机,2号中磁机的磁性物给入1号摇床,1号摇床的轻矿物丢尾,1号摇床的重矿物为钛铁矿精矿;将2号中磁机的非磁性物进入3号强磁机,3号强磁机的非磁性物给入2号摇床进行富集,3号强磁机的磁性物丢尾,2号摇床的轻矿物丢尾,2号摇床的中矿进入3号摇床进行中矿再选,2号摇床和3号摇床的重矿物进入浮选作业分离锆钛,3号摇床的轻矿物返回2号摇床。/n

【技术特征摘要】
1.一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法,其特征在于,包括以下步骤:
(1)石英砂尾矿作为原矿,原矿过筛除杂,再进入浓密机,浓密至浓度为40-45%,浓密的同时脱出上层溢流0.01mm以下的细泥;
(2)将步骤(1)中的浓密机底流矿浆给入1号螺旋溜槽进行预先抛尾,1号溜槽轻矿物丢尾,1号溜槽重矿物进入2号螺旋溜槽再次抛尾,2号溜槽轻矿物返回到1号溜槽给料,2号溜槽重矿物进入1号弱磁选机;
(3)1号弱磁选机的磁性物丢尾,1号弱磁选机的非磁性物给入2号中磁机,2号中磁机的磁性物给入1号摇床,1号摇床的轻矿物丢尾,1号摇床的重矿物为钛铁矿精矿;将2号中磁机的非磁性物进入3号强磁机,3号强磁机的非磁性物给入2号摇床进行富集,3号强磁机的磁性物丢尾,2号摇床的轻矿物丢尾,2号摇床的中矿进入3号摇床进行中矿再选,2号摇床和3号摇床的重矿物进入浮选作业分离锆钛,3号摇床的轻矿物返回2号摇床。


2.根据权利要求1所述的一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法,其特征在于,所述步骤(3)中,2号摇床和3号摇床重矿物进入浮选作业包括以下步骤:
1)将2号摇床和3号摇床的重矿物浓缩至浓度为60%-65%,加入水玻璃100-200g/t擦洗10-15分钟,调浆至浓度为45%左右,然后加入碳酸钠200-600g/t,水玻璃200-300g/t,抑制剂150-200g/t,并进行搅拌,pH为7.0-8.5,加入锆英石捕收剂200-300g/t,进行一次粗选,获得了粗选泡沫1和粗选槽底物料1,粗选泡沫1为锆粗精矿1;
2)粗选槽底物料1再加入水玻璃50-100g/t,抑制剂100-150g/t,锆英石捕收剂100-150g/t进行二次粗选,获得粗选泡沫2和粗选槽底物料2,粗选泡沫2为锆粗精矿2;
3)粗选槽底物料2再加入抑制剂30-50g/t,锆英石捕收剂50-100g/t扫选一次,得扫选泡沫1和扫选槽底物料1,扫选槽底物料1再加入锆英石捕收剂300-400g/t进行二次扫选,获得扫选泡沫2和扫选槽底物料2,扫选槽底物料2为金红石粗精矿,扫选泡沫2丢尾;
4)将步骤3)中的金红石粗精矿烘干后,经过两次...

【专利技术属性】
技术研发人员:邵伟华彭团儿赵平马超
申请(专利权)人:中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所
类型:发明
国别省市:河南;41

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