一种从尾矿中回收石英和方解石的方法

技术领域

本发明涉及尾矿利用领域，具体涉及一种从尾矿中回收石英和方解石的方法。

背景技术

随着矿业不断发展，随之而来的环境和资源压力不断加大，尾矿的堆放和处理成为了制约矿山企业发展的制约因素。因此，如何利用好矿山尾矿，提高尾矿的综合利用水平对缓解资源的压力、实现环境治理、为矿山企业培育新的经济增长点都有着深远的意义。

部分硫化矿山的选矿尾矿主要成分是方解石和石英，这些尾矿的综合利用主要涉及到方解石和石英的分离以及回收。目前针对石英和方解石的分离，处理原料多为石英砂或者石英含量较高的矿物原料，主要分为两种方法，一是抑制石英浮选方解石，二是抑制方解石浮选石英。但现有工艺处理矿山尾矿时都存在石英和方解石分离不彻底，产品互含量高的问题，无法同时获得高纯度的石英和方解石产品。

发明内容

本发明提出了一种从尾矿中回收石英和方解石的方法，该方法优化了方解石和石英的分离效果，可以同时获得高纯度的石英和方解石产品，提高了尾矿资源的综合利用效率。本发明采用如下技术方案：

一种从尾矿中回收石英和方解石的方法，包括如下步骤：

步骤一)使用初步浮选捕收剂对所述尾矿进行方解石初步浮选，得到方解石粗精矿和初步浮选尾矿；

步骤二)在初步浮选尾矿中加入包含硫化物和铅盐的活化剂，并使用强化浮选捕收剂对所述初步浮选尾矿进行方解石强化浮选，得到石英粗精矿。

在经过脂肪酸类捕收剂的方解石初步浮选后，浮选尾矿中还存在少量的难以上浮的方解石。由于碳酸钙的溶度积为3.36*10

CaCO

CaCO

通过上述反应，会在方解石表面生成硫化铅矿物，该矿物相比碳酸钙具有更好的可浮性，从而提高了碳酸钙矿物可浮性。在此基础上通过添加强化浮选捕收剂，在方解石表面起到协同吸附的目的，从而使难以上浮的方解石获得可浮性，达到强化浮选的目的。

可选的，所述尾矿为经过脱泥处理的尾矿矿浆。

可选的，所述尾矿经过脱泥处理后再进行初步浮选，脱泥后的尾矿矿浆质量浓度为35～45％。

可选的，所述方法还包括，对石英粗精矿进行磨矿擦洗，再对磨矿擦洗后的石英粗精矿进行脱泥处理。

可选的，所述方法还包括，对脱泥处理后的石英粗精矿进行磁选，得到石英产品。

可选的，所述方法还包括，使用水玻璃对方解石粗精矿进行精选。

在强化浮选后，石英粗精矿中仍存在少量方解石，此部分难以用浮选的方法脱除。由于方解石具有完全解理的性质，在剥磨过程中更容易泥化。可以依靠方解石和石英解理性质的不同，对石英浮选粗精矿进行磨矿擦洗。方解石颗粒更容易泥化，成为细矿物颗粒，可以通过分级去除，从而进一步降低石英产品中的钙含量。具体的，磨矿擦洗过程采用立磨机进行，磨矿介质为陶瓷球，磨矿过程以剥磨为主，磨矿擦洗后的物料采用旋流器进行分级脱泥处理，脱除细粒部分，底流采用强磁机去除含铁物质，强磁选尾矿为最终石英产品。

可选的，所述磨矿擦洗中：磨矿介质为陶瓷球，矿浆质量浓度为30～70％，矿浆与磨矿介质的体积比为1～3：1，磨矿擦洗时间为5～15min。

可选的，使用水玻璃对方解石粗精矿进行三次精选，第一次精选水玻璃用量为100～1500g/t，第二次精选水玻璃用量为100～500g/t、第三次精选水玻璃用量为100～300g/t。

可选的，所述步骤一)中初步浮选捕收剂采用脂肪酸类捕收剂；

可选的，所述脂肪酸类捕收剂选自油酸钠、塔尔油、氧化石蜡皂中的至少一种。

可选的，所述步骤一)中初步浮选采用两段浮选。初步浮选第一段的初步浮选捕收剂用量为100～400g/t，初步浮选第二段的初步浮选捕收剂用量为50～200g/t。

可选的，所述方解石强化浮选过程中，矿浆的pH为7～9。

可选的，所述硫化物选自硫化钠、硫氢化钠中的至少一种。

可选的，所述铅盐为硝酸铅。

可选的，所述步骤二)中的强化浮选捕收剂为包含脂肪酸类捕收剂和高级黄药捕收剂。

可选的，所述脂肪酸类捕收剂选自油酸钠、塔尔油、氧化石蜡皂中的至少一种。

所述高级黄药捕收剂选自戊基黄药、异戊基黄药、仲辛基黄药中的至少一种。

可选的，所述强化浮选中加入脂肪酸类捕收剂的量为100～300g/t。

可选的，所述强化浮选中加入高级黄药捕收剂的量为：50～150g/t。

本发明技术方案，具有如下优点：

1.本发明提供的从尾矿中回收石英和方解石的方法，采用硫化物和铅盐对方解石进行活化，对初步浮选尾矿进行方解石强化浮选，去除了初步浮选中难以上浮的方解石，显著的降低了石英产品中的方解石含量。

2.本发明提供的从尾矿中回收石英和方解石的方法，利用方解石的解理特性，采用剥磨擦洗后脱泥的方式，脱除了难以用浮选法脱除的方解石，进一步的降低了石英产品中的方解石含量，提高了石英产品的纯度。

附图说明

为了更清楚地说明本发明具体实施方式或现有技术中的技术方案，下面将对具体实施方式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，下面描述中的附图是本发明的一些实施方式，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。

图1是本发明实施例的工艺流程图。

具体实施方式

提供下述实施例是为了更好地进一步理解本发明，并不局限于所述最佳实施方式，不对本发明的内容和保护范围构成限制，任何人在本发明的启示下或是将本发明与其他现有技术的特征进行组合而得出的任何与本发明相同或相近似的产品，均落在本发明的保护范围之内。

实施例中未注明具体实验步骤或条件者，按照本领域内的文献所描述的常规实验步骤的操作或条件即可进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可以通过市购获得的常规试剂产品。

实施例1

本实施例需处理的硫化矿选矿尾矿中石英矿物含量为60％，方解石矿物含量为20％。先采用旋流器脱泥，脱泥产率为15％。脱泥后矿浆质量浓度为35％。

采用碳酸钠调浆pH至8.5，进行方解石初步浮选，初步浮选分为两段浮选，采用油酸钠为捕收剂，两段浮选油酸钠用量依次分别为200g/t、100g/t。得到初步浮选精矿和初步浮选尾矿，初步浮选精矿即为方解石粗精矿。

方解石粗精矿添加水玻璃作为石英抑制剂进行三次精选，三次精选水玻璃用量依次分别为300g/t、200g/t、100g/t，第三次精选精矿进行磁选后得到方解石产品，磁选磁场强度为1.8T。

初步浮选尾矿中添加硝酸铅100g/t、硫化钠300g/t、油酸钠100g/t、戊黄药50g/t进行强化浮选。强化浮选得到石英粗精矿。经检测，石英粗精矿中二氧化硅含量为93.5％。

石英粗精矿使用立磨机磨矿擦洗，磨矿介质为陶瓷球，石英粗精矿矿浆质量浓度为45％，矿浆与磨矿介质的体积比为2：1，磨矿擦洗时间为10min。擦洗后物料进行旋流器脱泥，旋流器底流采用强磁选去除磁性物即得到石英产品，磁场强度为1.8T。

经检测，本实施例中最终获得碳酸钙含量为90％的方解石产品、二氧化硅含量为95％的石英产品。

实施例2

本实施例需处理的硫化矿选矿尾矿中石英矿物含量为50％，方解石矿物含量为25％。先采用旋流器脱泥，脱泥产率为25％。脱泥后矿浆质量浓度为38％。

采用碳酸钠调浆pH至9，进行方解石初步浮选，初步浮选分为两段浮选，采用油酸钠为捕收剂，两段浮选油酸钠用量依次分别为200g/t、150g/t。得到初步浮选精矿和初步浮选尾矿，初步浮选精矿即为方解石粗精矿。

方解石粗精矿添加水玻璃作为石英抑制剂进行三次精选，三次精选水玻璃用量依次分别为400g/t、200g/t、150g/t，第三次精选精矿进行磁选后得到方解石产品，磁选磁场强度为1.8T。

初步浮选尾矿添加硝酸铅100g/t、硫化钠300g/t、油酸钠150g/t、戊黄药80g/t进行强化浮选。强化浮选得到石英粗精矿。经检测，石英粗精矿中二氧化硅含量为92％。

石英粗精矿使用立磨机磨矿擦洗，磨矿介质为陶瓷球，石英粗精矿矿浆质量浓度为45％，矿浆与磨矿介质的体积比为2：1，磨矿擦洗时间为10min。擦洗后物料进行旋流器脱泥，旋流器底流采用强磁选去除磁性物即得到石英产品，磁场强度为1.8T。

经检测，本实施例中最终获得碳酸钙含量为91％的碳酸钙产品、二氧化硅含量为94％的石英产品。

对比例1

本对比例中所用的尾矿与处理方式均与实施例1相同，区别仅在于强化浮选步骤不加入硝酸铅、硫化钠，仅使用油酸钠100g/t、戊黄药50g/t进行浮选。最终仅能得到二氧化硅含量为90％的石英产品。

对比例2

本对比例中所用的尾矿与处理方式均与实施例2相同，区别仅在于强化浮选步骤不加入硝酸铅、硫化钠，仅使用油酸钠150g/t、戊黄药80g/t进行浮选。最终仅能得到二氧化硅含量为88％的石英产品。

显然，上述实施例仅仅是为清楚地说明所作的举例，而并非对实施方式的限定。对于所属领域的普通技术人员来说，在上述说明的基础上还可以做出其它不同形式的变化或变动。这里无需也无法对所有的实施方式予以穷举。而由此所引伸出的显而易见的变化或变动仍处于本发明创造的保护范围之中。