一种从金尾矿中回收石英和富集钨的方法与流程

1.本发明涉及尾矿处理技术领域，尤其涉及一种从金尾矿中回收石英和富集钨的方法。


背景技术：

2.目前已有从尾矿中回收石英、长石、云母、重金属矿物等的选矿方法，所用选矿方法多为基本的选矿手段，包括脱泥、磨矿、重选、磁选、浮选，浸出等工艺。
3.现有在尾矿中回收石英的方法中，大部分工艺流程需要磨矿，磨矿会导致生产成本升高；有的是单一回收石英，有的是回收多种矿物，但无法同时回收石英和钨；有些选矿方法与流程工艺不适用于金尾矿，石英和钨回收效果差。例如，《一种从金尾矿中回收钾长石和石英的方法》公开号：cn110142133a，该方法包括脱泥、磨矿、除铁和浮选工序，其中浮选操作包括将矿浆调节ph后加入捕收剂，然后在浮选机中依次进行粗选和扫选去除杂质；然后加入活化剂和捕收剂，浮选得到第一长石精矿；在矿浆中继续加入活化剂和捕收剂，精选得到第一石英精矿。并将第一长石精矿后续处理得到第二长石精矿，将第一石英精矿后续处理得到第二石英精矿以及第三石英精矿。《一种有色金属尾矿中提纯石英的方法与装置》申请号公开号：cn112090576a，包括:先设定出浮选粒径下限与浮选粒径上限，进行不同的处理，使过细粒径的尾矿物不参加浮选工序与研磨工序，分离出过粗粒径的尾矿物进行个别研磨，在只研磨过粗粒径的尾矿物之前先进行前置浮选工序，分离出非石英杂质，之后将研磨后的尾矿物与分离出适当粒径的尾矿物合并一同进行后置浮选、强磁选与过滤，最终得到氧化硅纯度在90％以上的石英精矿成品。《一种从稀有金属选矿尾矿中回收云母和长石石英的方法》公开号：cn111389598a，采用高效环保新型抑制剂和捕收剂浮选回收云母和长石石英，试验流程为粗选
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扫选
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磨矿
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强磁选，磁选尾矿为长石石英矿物。《一种用尾矿制备高纯度石英的方法》公开号：cn107185708b，该方法首先通过脱泥
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磁选
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浮选
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脱水流程后，获得石英粗砂；然后通过干燥煅烧
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水淬
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脱泥
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磁选
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浮选流程，获得石英精砂；最后通过酸浸
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清洗
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过滤干燥流程后，获得高纯石英砂。《一种从铁尾矿中回收石英的方法》公开号：cn108636591b，首先对铁尾矿进行强磁除铁工艺，去除了尾矿中的绝大部分fe2o3，以降低后期处理难度，强磁除铁后利用水力旋流器脱掉绝大部分细泥，降低了杂质含量，提高sio2的品位，再利用球磨机与高频细筛组成闭路，进行石英精矿的细度和质量的筛选再加工，并最终利用反浮选工艺和浮选工艺除杂并得到石英精矿，而将石英精矿进行酸洗后即可得到石英产品成品。《一种利用铁尾矿作为原料生产玻璃用石英粉的方法》公开号：cn108514951a，通过两次磁选操作对铁尾矿进行降铁操作，然后依次进行水力旋流分级、筛分除杂、浮选、调质、捕收后经过反浮选工艺、强磁精选和酸洗得到一级石英粉半成品，并将此一级石英粉半成品作为中间原料进行整形球磨后添加二氧化硅品位大于96％的微粉硅胶作为改性剂进行两次干混后得到可用于生产玻璃的石英粉成品。包括上述现有方法均无法实现金尾矿中回收石英和富集钨。本领域目前亟需提供一种从金尾矿中回收石英和富集钨的选矿方法。


技术实现要素：

4.为了解决上述技术问题，本发明提供一种从金尾矿中回收石英和富集钨的方法，本发明方法无需磨矿，所回收的石英精矿符合精制石英砂的标准，富集的钨矿达到了钨的入选工业品位，本发明能够最大限度地实现黄金尾矿资源化，实现经济、环境和社会效益。
5.具体而言，本发明提供一种从金尾矿中回收石英和富集钨的方法，包括：对金尾矿进行螺旋溜槽处理，得到重矿物、中矿物和轻矿物；螺旋溜槽所得轻矿物为细泥矿物，直接抛弃；螺旋溜槽所得重矿物进入摇床，摇床所得重矿物为富集的钨矿，摇床所得轻矿物与螺旋溜槽所得中矿物合并后进行磁选处理；再进行浮选处理，得到石英精矿；其中，所述浮选处理包括至少两次反浮选。
6.本发明意外发现，通过对金尾矿依次进行螺旋溜槽、摇床、磁选及浮选处理，实现了从金尾矿中回收石英和富集钨的选矿。采用本发明上述工艺流程不仅无需磨矿，用水均可循环利用，所回收的石英精矿符合精制石英砂的标准(二氧化硅品位可以达到99％以上)，富集的钨矿达到了钨的入选工业品位，能够直接作为钨原矿，也可以进一步进行选钨试验获得钨精矿，能够最大限度地实现黄金尾矿资源化，实现经济、环境和社会效益。
7.根据本发明提供的从金尾矿中回收石英和富集钨的方法，所述浮选处理包括第一阶段浮选和/或第二阶段浮选；优选的，通过所述第一阶段浮选脱除包括碳酸盐矿物和云母类矿物，优选包括方解石、白云石、绢云母、白云母和黑云母中的一种或多种；和/或，通过所述第二阶段浮选脱除包括长石类矿物。本发明中，所述碳酸盐矿物优选为方解石和白云石；所述云母类矿物优选为绢云母、白云母和黑云母。
8.根据本发明提供的从金尾矿中回收石英和富集钨的方法，所述第一阶段浮选中，捕收剂为油酸和十二胺，所述油酸用量0.58～0.74kg/t，所述十二胺用量0.1～0.18kg/t；优选的，所述第一阶段浮选优选包括两次反浮选，第一次反浮选的油酸用量041～0.47kg/t，十二胺用量0.05～0.13kg/t，第二次反浮选的油酸用量0.17～0.27kg/t，十二胺用量0.02～0.08kg/t。
9.根据本发明提供的从金尾矿中回收石英和富集钨的方法，所述第二阶段浮选中，捕收剂为十二胺和石油磺酸钠，所述十二胺用量为0.72～0.84kg/t，所述石油磺酸钠用量为0.72～0.84kg/t。
10.根据本发明提供的从金尾矿中回收石英和富集钨的方法，所述第二阶段浮选优选包括两次反浮选，第一次反浮选的十二胺和石油磺酸钠的用量均为0.54～0.66kg/t，第二次反浮选的十二胺和石油磺酸钠的用量均为用量0.12～0.24kg/t。
11.根据本发明提供的从金尾矿中回收石英和富集钨的方法，所述第一阶段浮选中，ph调整剂为碳酸钠，所述碳酸钠用量为2.39～2.46kg/t，调整矿浆ph值为8～9；抑制剂为水玻璃，抑制剂用量1.62～1.72kg/t。
12.根据本发明提供的从金尾矿中回收石英和富集钨的方法，所述第二阶段浮选中，ph调整剂为硫酸，所述硫酸用量为13～17kg/t，调整矿浆ph值为2～3。
13.根据本发明提供的从金尾矿中回收石英和富集钨的方法，所述螺旋溜槽的给矿浓度为18～22％。
14.根据本发明提供的从金尾矿中回收石英和富集钨的方法，摇床处理的分选参数包括：冲程为13～17mm，冲次为270～290次/min，给矿浓度为18～22％。
15.根据本发明提供的从金尾矿中回收石英和富集钨的方法，所述磁选处理的磁感应强度为1.2～1.8t，优选采用两次磁选。本发明中，采用上述磁选方法条件以提高磁选分选效果及效率。
16.本发明的有益效果至少在于：
17.1)无需磨矿，节省了大量成本；所用设备均为常规选矿设备，易实现工业化生产；重选、磁选、浮选用水均可以循环利用(浮选用水循环利用时还可以适当降低药剂用量)，避免污染环境。
18.2)所回收的石英精矿，产率58.80％，sio2品位99.35％，回收率65.62％，符合精制石英砂的标准，可用作陶瓷、玻璃等行业。根据市场对石英精矿的不同需求，可以灵活对流程方案进行改动，以获取相应品质的石英。富集的钨矿达到了钨的入选工业品位，能够直接作为钨原矿，也可以进一步进行选钨试验获得钨精矿。根据不同的市场需求，也可以调整摇床的截矿位置，以使重矿物的产率和wo3品位改变。
19.3)在矿产资源日趋贫化、地质资源日渐枯竭、环境意识日益增强的今天，二次资源的开发利用尤显重要，尾矿资源的回收和利用已成为黄金矿山可持续发展的必然选择；从矿山条件和尾矿特点出发，以资源化、无害化和循环经济为原则，开展尾矿资源回收和利用，可以最大限度地实现黄金尾矿资源化，就能在为企业自身带来利润的同时，还能带来环境和社会效益。
附图说明
20.为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中需要使用的附图作简单介绍，显而易见，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，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。
21.图1为本发明实施例提供的从金尾矿中回收石英和富集钨的方法示意图。
具体实施方式
22.为使本发明实施例的目的、技术方案和优点更加清楚，下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，以下实施例用于说明本发明，但不用来限制本发明的范围。实施例中未注明具体技术或条件者，按照本领域内的文献所描述的技术或条件，或者按照产品说明书进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可通过正规渠道商购买得到的常规产品。
23.本发明实施例中，选矿方法为重选、磁选、浮选联合工艺。其中重选设备包括螺旋溜槽、摇床；磁选设备为磁选机；浮选采用机械搅拌式浮选机。
24.本发明实施例中，金尾矿主要矿物成分为石英，其次为长石、绢云母、黑云母、褐铁矿、赤铁矿、方解石，少量绿帘石、绿泥石等。矿石粒度约
‑
60目(0.25mm)，粒度越细sio2含量越低，石英含量越低。
25.本发明实施例中，金尾矿化学多项分析见表1，粒度筛分分析结果见表2。
26.表1金尾矿化学多项分析结果
[0027][0028][0029]
表2金尾矿粒度组成筛析结果
[0030]
粒级(mm)产率(％)负累积(％)品位(sio2％)分布率(％) 0.257.90100.0090.838.16
‑
0.25 0.2012.3492.1091.2012.79
‑
0.20 0.1615.8779.7691.4016.50
‑
0.16 0.12517.0263.8990.4217.50
‑
0.125 0.1011.6846.8789.9211.94
‑
0.10 0.07610.0335.1987.319.96
‑
0.076 0.04512.5825.1686.7312.41
‑
0.045 0.03083.7012.5880.533.39
‑
0.03088.888.8872.737.35合计100.00
‑‑
87.93100.00
[0031]
实施例1
[0032]
本实施例提供一种从金尾矿中回收石英和富集钨的选矿方法，步骤如下：
[0033]
1)重选(图1中步骤
①
)：金尾矿无需磨矿直接进入螺旋溜槽(螺旋溜槽为重选设备，主要作用是使矿物按照密度的不同进行分选)，螺旋溜槽选矿后产品分为重矿物、中矿物、轻矿物，重矿物为富集钨的粗精矿，中矿物为初步富集的石英粗精矿，轻矿物为细泥矿物石英含量低予以抛弃。螺旋溜槽给矿浓度为20％，给矿量可根据具体使用的螺旋溜槽设备参数尽量调到最大值。螺旋溜槽重矿物进入摇床，以更高的分选精度进一步选矿，摇床的分选参数为冲程15mm，冲次280次/分，给矿浓度20％。所得重矿物即为富集的钨矿，wo3品位达到1.17％，达到了钨的入选工业品位，能够直接作为钨原矿，也可以进一步进行选钨试验获得钨精矿。
[0034]
2)磁选(图1中步骤
②
)：摇床所得轻矿物与螺旋溜槽中矿物合并进入磁选，磁选机使用磁感应强度1.5t，采用两次磁选。通过磁选有效去除矿物中的铁杂质，磁选出的磁性矿物多为铁含量低的弱磁性的含铁矿物，含铁矿物包括褐铁矿、赤铁矿、黑云母、磁铁矿。磁选达到了进一步提纯石英的效果。
[0035]
3)浮选：浮选分为两个阶段，第一阶段浮选(图1中步骤
③
)为两次反浮选，第一阶段浮选采用碳酸钠作ph调整剂，用量2.42kg/t，调整矿浆ph值到8
‑
9；水玻璃作抑制剂抑制石英上浮，用量1.67kg/t；油酸和十二胺作捕收剂使碳酸盐和云母上浮达到脱除的目的，油酸用量0.66kg/t，十二胺用量0.14kg/t，其中第一次反浮选中，油酸用量为0.44kg/t，十二
胺用量0.09kg/t，第二次反浮选中，油酸用量为0.22kg/t，十二胺用量0.05kg/t。通过第一阶段浮选脱除矿物中的碳酸盐矿物(包括方解石、白云石等)和云母类矿物(包括绢云母、白云母、磁选残留的黑云母)。第二阶段浮选(图1中步骤
④
)也分为两次反浮选，第二阶段浮选采用硫酸(硫酸浓度10％)作ph调整剂，用量15kg/t，调整矿浆ph值到2
‑
3；十二胺和石油磺酸钠作捕收剂使长石上浮达到脱除的目的，用量均为0.78kg/t，其中第一次反浮选中，十二胺和石油磺酸钠的用量均为0.6kg/t，第二次反浮选中，十二胺和石油磺酸钠的用量均为用量0.18kg/t。通过第二阶段浮选脱除矿物中的长石。经过两阶段的浮选得到石英精矿，所有浮选尾矿合并后抛弃。
[0036]
本实施例中，所得到的富集的钨矿，wo3品位达到1.17％，所得到的石英精矿sio2品位99.35％，一般在尾矿中回收的石英精矿较难达到99％以上。无需磨矿处理，生产成本较低。
[0037]
实施例2
[0038]
本实施例提供一种从金尾矿中回收石英和富集钨的选矿方法，与实施例1一致，区别在于实施列2浮选阶段：去掉第一阶段浮选保留第二阶段浮选，即只进行脱除长石类杂质的浮选试验，石英精矿产率65.10％，sio2品位98.42％，回收率72.49％；经重选、磁选后的石英粗精矿中主要杂质为长石，其他杂质含量较低，此方案只进行脱除长石作业，精矿石英品位达到98％以上，较实施例1品位稍低，但适当提高了回收率和产率，降低了浮选药剂成本。
[0039]
实施列3
[0040]
本实施例提供一种从金尾矿中回收石英和富集钨的选矿方法，与实施例1一致，区别在于去掉第二阶段浮选而保留第一阶段浮选，即只进行脱除云母和碳酸盐的浮选试验，石英精矿产率77.38％，sio2品位96.55％，回收率84.59％。本方案不进行脱除长石作业，浮选成本大幅降低，也无需使用酸性矿浆，但石英精矿品位只能达到96％以上，产率和回收率较高。
[0041]
对比例1
[0042]
本对比例采用发明cn107185708b中的方法，该方法首先通过脱泥
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磁选
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浮选
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脱水流程后，获得石英粗砂；然后通过干燥煅烧
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水淬
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脱泥
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磁选
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浮选流程，获得石英精砂；最后通过酸浸
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清洗
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过滤干燥流程后，获得高纯石英砂。该方案也是从尾矿中回收高纯石英的方法，且也无需磨矿，所获得的的石英精矿品位达到了99％以上，但该方案所用工艺流程过于复杂，且用到了煅烧水淬、酸浸等工艺，生产成本较高，且在酸浸工艺中用到了氢氟酸，该酸污染性较大，很难运用到工业生产中。
[0043]
对比例2
[0044]
本对比例发明cn108636591b中的方法，具体的，首先对铁尾矿进行强磁除铁工艺,去除了尾矿中的绝大部分fe2o3,以降低后期处理难度,强磁除铁后利用水力旋流器脱掉绝大部分细泥,降低了杂质含量,提高sio2的品位,再利用球磨机与高频细筛组成闭路,进行石英精矿的细度和质量的筛选再加工,并最终利用反浮选工艺和浮选工艺除杂并得到石英精矿,而将石英精矿进行酸洗后即可得到石英产品成品。该方案所获得的石英精矿品位可以达到99％以上，但工艺流程中需要磨矿处理，生产成本大幅增加。且酸洗是用到了氢氟酸，污染较大。
[0045]
虽然，上文中已经用一般性说明及具体实施方案对本发明作了详尽的描述，但在本发明基础上，可以对之作一些修改或改进，这对本领域技术人员而言是显而易见的。因此，在不偏离本发明精神的基础上所做的这些修改或改进，均属于本发明要求保护的范围。