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1、(10)申请公布号 CN 102805957 A(43)申请公布日 2012.12.05CN102805957A*CN102805957A*(21)申请号 201210180571.9(22)申请日 2012.06.04B01D 21/26(2006.01)B01D 21/00(2006.01)(71)申请人昆明理工大学地址 650093 云南省昆明市五华区学府路253号(72)发明人文书明 周兴龙 龙泽毅 柏少军刘丹 曹沁波 沈海英(54) 发明名称一种微细粒尾矿矿浆脱水的方法(57) 摘要一种微细粒尾矿矿浆脱水的方法，属于选矿技术领域。将选矿后的微细粒尾矿矿浆浓密获得固体质量百分浓度为40。
2、%50%的底流，然后进行离心脱水，获得固体质量浓度70%85%的尾矿，得到干堆尾矿。将离心脱出的固体质量浓度小于5%的矿浆返回进行浓密，得到的上清液可以返回选矿工艺流程使用。本发明采用离心脱液技术，得到的干堆尾矿的质量百分浓度可以达到85%，提高了干堆效率，克服了常规浓密过滤系统滤液不清、渣含水分高、滤布堵塞、破损、作业率不高、尾矿脱水系统投资大等问题，实现了微细粒尾矿的高效脱水。(51)Int.Cl.权利要求书1页 说明书5页 附图2页(19)中华人民共和国国家知识产权局(12)发明专利申请权利要求书 1 页 说明书 5 页 附图 2 页1/1页21.一种微细粒尾矿矿浆脱水的方法，其特征在于。
3、具体包括以下步骤：将粒度-0.074mm含量70wt%、固体质量浓度为1030%的尾矿矿浆浓密获得固体质量百分浓度为40%50%的底流，然后进行离心脱水，获得固体质量浓度70%85%的脱液渣，得到干堆尾矿。2.根据权利要求1所述微细粒尾矿矿浆脱水的方法，其特征在于：所述尾矿矿浆为经过絮凝处理或未经过絮凝处理的。3.根据权利要求1所述微细粒尾矿矿浆脱水的方法，其特征在于：所述离心脱水脱出的固体质量浓度小于5%的矿浆返回进行浓密，浓密得到的上清液可以返回选矿工艺流程使用。4.根据权利要求1所述微细粒尾矿矿浆脱水的方法，其特征在于：所述浓密和离心脱水分别是采用斜板浓密机和卧式螺旋卸料离心机进行操作的。
4、。5.根据权利要求14中任意一项所述微细粒尾矿矿浆脱水的方法，其特征在于：所述尾矿为铜尾矿时，是指氧化率为2080wt%的混合铜矿经浮选硫化铜矿后的尾矿。6.根据权利要求5所述微细粒尾矿矿浆脱水的方法，其特征在于：所述铜尾矿在浓密前需要进行酸浸，是采用硫酸溶液浸出，铜尾矿浸出矿浆的固体质量百分浓度为10%35%。7.根据权利要求5所述微细粒尾矿矿浆脱水的方法，其特征在于：所述铜尾矿矿浆离心脱出的固体质量浓度小于5%的矿浆返回进行浓密，浓密得到的上清液为含铜浸出液，进行萃取、反萃、电积回收铜。8.根据权利要求5所述微细粒尾矿矿浆脱水的方法，其特征在于：所述尾矿为铜尾矿时，在离心脱水后获得固体质量。
5、浓度75%85%的脱液渣，可以加入从萃取铜后返回的反萃液，并将脱液渣加水调配成固体质量百分浓度20%35%的料浆，搅拌洗涤15分钟30分钟，将洗涤料浆再进行离心脱水，获得固体质量百分浓度75%85%的浸出渣，运输到浸出渣堆场干堆；离心脱出的固体质量百分浓度小于5%的洗涤液，返回铜尾矿中酸浸循环使用。9.根据权利要求8所述微细粒尾矿矿浆脱水的方法，其特征在于：所述铜尾矿的搅拌洗涤是采用湿法冶金洗涤搅拌桶进行操作的。权 利 要 求 书CN 102805957 A1/5页3一种微细粒尾矿矿浆脱水的方法技术领域0001 本发明涉及一种选矿厂微细粒尾矿矿浆脱水的方法，属于选矿技术领域。背景技术0002 。
6、尾矿是选矿厂的原矿经过破碎、磨矿、选别，分离出有用矿物后剩下来的脉石矿物和水的混合物，含水量在90%70%，是矿业开发过程中形成的以料浆形式存在的固体废物。近年来我国矿业发展迅速，现有矿山十多万个，因此，每年开发矿产资源所产生的矿业固体废料的排放和堆存量十分巨大。据统计，2000年以前，我国矿山的尾矿固体总量超过50亿吨。2000年以后，每年排放的尾矿固体量超过6亿吨，依此推算，现有尾矿总量已超百亿吨，这些尾矿的库存占用大量农田、林地，并对生态环境造成巨大损害。尾矿以矿浆的形式库存，进入尾矿库后对坝体产生很大的流体压力，导致坝体安全问题也日显突出，为此，在尾矿矿浆进入尾矿库之前，先将其中的水脱。
7、出，使其以固态形式堆存，可减轻甚至消除矿浆流体对坝体的压力，消除尾矿库的安全隐患，同时可以显著减小尾矿库或尾矿堆场的容积，节省土地和基建投资。尾矿脱出的水如果固体含量小于工业用水标准，还可以完全返回循环使用，实现选矿厂尾矿废水的零排放，对节约水资源和保护环境也具有重要意义。0003 目前使用较多的尾矿脱水方法有尾矿压滤式、真空过滤式、沉淀池等。压滤式是在一定压力作用下，挤出尾矿中的部分水分，常用板框式压滤机或箱式压滤机脱水。压滤机是一种间歇性的加压过滤设备，它是依靠压紧装置将滤板压紧，再将尾矿浆用泵压入滤室，通过滤布来达到将尾矿和尾矿水分离的目的。该法用于处理较粗粒级的尾矿的效果较好，压滤后尾。
8、矿中含水量一般可以降至20%左右。真空过滤式是利用真空负压，将尾矿中的水分抽吸，常用设备有橡胶带式真空过滤机、盘式真空过滤机等，特点是可连续运行，自动化程度高，产能大，真空抽吸对于较细粒级的尾矿也有较好的效果，过滤后尾矿的含水量可降到20%以下。沉淀池法一般是采用多个沉淀池轮流使用，尾矿矿浆给入沉淀池，尾矿经自然沉降，澄清水排入尾矿澄清池回收利用，沉淀的尾矿随晾晒时间的延长尾矿含水量减少，但一般需要较长时间，因此沉淀池的尾矿脱水处理量不大。0004 申请号为200910094443.0的一种尾矿干堆新方法，采用两次浓密和一次堆存自然脱水的方式实现尾矿干堆，虽然可以使尾矿含水量降低到20以内，通。
9、过运输系统实现尾矿干堆，但浓缩后的尾矿堆存自然脱水工序需要较大的场地，也将受气候的影响，对于大型选矿厂，尾矿量很大，适应性受到影响。0005 申请号为200910212189.X的一种尾矿干堆设备及其处理工艺，通过渣浆泵将矿浆给入旋流器分级，旋流器底流至带式真空过滤机过滤，旋流器溢流采用浓密机浓缩后再用带式真空过滤机过滤。该技术可以实现尾矿脱水，但涉及旋流器、浓密机、真空过滤机等设备，对于较粗粒级的尾矿，可以获得较好的效果，但对于微细粒级，特别是含泥量大的尾矿，过滤机滤布堵塞导致滤饼含水量大。0006 申请号为200910248479.X尾矿脱水新工艺，也是将尾矿给入旋流器，旋流器的沉砂给入脱。
10、水筛，旋流器的溢流给入浓缩机，脱水筛的筛下产品返回到旋流器，脱水筛的筛上说 明 书CN 102805957 A2/5页4产品为含水量1416的最终产品，浓缩机溢流给入澄清池，浓缩机底流给入压滤机，澄清池分离出来的水进行再次利用，澄清池底流给入压滤机，压滤机的滤液返回到浓缩机，压滤机的滤饼为含水量910的最终产品。该技术涉及的设备更多，工艺也比较复杂。0007 申请号为201110125669.X的一种尾矿脱水方法及脱水装置，主要包括旋流器、浓缩机、真空带式过滤机和沉淀池，与申请号为200910248479.X尾矿脱水方法没有本质的差别。0008 浮选硫化矿后的尾矿，主要是氧化铜矿矿浆，采用搅拌。
11、硫酸浸出，使氧化铜矿中的铜转变成硫酸铜溶液，为了实现硫酸铜溶液与固体浸出渣的分离，公知的技术主要是采用浓密机浓缩、过滤机过滤、滤渣洗涤再过滤联合工艺方式，所使用的浓密机主要有圆形耙式浓密机、高效斜板浓密机，过滤设备主要有圆盘真空过滤机、转鼓真空过滤机、带式真空过滤机、陶瓷真空过滤机、板框压滤机等，这种以自由沉降浓缩与过滤分离相结合的联合方式对于含泥量小的矿浆，具有良好的适应性，对于处理量小的精矿过滤，即使含泥量大，也能通过选用大型号的设备，降低处理能力来应对，但对于处理量大，含泥高，需要多次洗涤的尾矿浸出矿浆，这些方法都难以成功应用。0009 在铜和锌的湿法冶炼厂，铜精矿和锌精矿经过硫酸浸出后。
12、，也是通过浓缩过滤的方式实现固液分离的，这种方式成功应用了多年，成为铜和锌湿法冶炼厂的标准工艺。这是由于铜和锌湿法冶炼厂使用的原料是铜精矿和锌精矿，含铜和含锌品位高，浸出液铜和锌离子浓度高，浸出渣数量很少，尽管产铜和产锌量很大的湿法冶炼厂，浸出渣的量与选矿厂的尾矿比起来也是非常少的，所以采用多台浓密机与多台过滤机联合使用就成功解决了这种固液分离问题。0010 对于氧硫混合铜矿，由于原矿性质的限制，不得不采用浮选与湿法浸出联合的工艺回收铜资源，该工艺虽然得到了高的回收率，但尾矿浸出的固液分离问题成为该工艺正常应用的技术瓶颈问题，限制了该方法的应用。0011 因此，对于微细粒、特别是含泥量大的尾矿。
13、矿浆，有效脱水（固液分离）问题仍然是选矿技术领域研究的热点课题之一，如何实现微细粒尾矿矿浆的高效脱水，是实现选矿废水循环使用，废水零排放和尾矿干堆的关键技术。发明内容0012 本发明的目的就是针对这种微细粒尾矿矿浆，采用一种微细粒尾矿矿浆脱水的方法，实现高效脱水。0013 本发明通过以下技术方案来实现：（如图1所示）将粒度-0.074mm含量70wt%、固体质量浓度为1030%的尾矿矿浆浓密获得固体质量百分浓度为40%50%的底流，然后进行离心脱水，获得固体质量浓度70%85%的脱液渣，得到干堆尾矿，该尾矿适合干式运输和堆存。0014 所述尾矿矿浆为经过絮凝处理或者没有经过絮凝处理的，都能够达。
14、到良好效果。0015 所述离心脱出的固体质量浓度小于5%的矿浆返回进行浓密，浓密得到的上清液为含固量达到国家选矿工业用水标准的回水，可以返回选矿工艺流程使用。0016 所述浓密和离心过程是采用斜板浓密机和卧式螺旋卸料离心机进行操作，形成斜板浓密机卧式螺旋卸料离心机闭路浓密脱水流程，能够达到更加优良的效果。说 明 书CN 102805957 A3/5页50017 所述尾矿为铜尾矿时，是指氧化率为（氧化铜占尾矿中铜含量的比例）2080wt%的混合铜矿经浮选硫化铜矿后的尾矿。0018 所述铜尾矿在浓密前需要进行酸浸，是采用硫酸溶液浸出，硫酸溶液的浓度是根据不同矿山的尾矿、不同的氧化钙、氧化镁含量、不。
15、同的浮选药剂进行调整变化的，铜尾矿浸出矿浆的固体质量百分浓度为10%35%。0019 所述铜尾矿矿浆离心脱出的固体质量浓度小于5%的矿浆返回进行浓密，浓密得到的上清液为含铜浸出液，进行萃取、反萃、电积回收铜，与传统铜的萃取、反萃和电积工艺相同。0020 所述铜尾矿在离心脱水后获得固体质量浓度75%85%的脱液渣，还需要加入从萃取铜后返回的反萃液，并将脱液渣加水调配成固体质量百分浓度20%35%的料浆，搅拌洗涤15分钟30分钟，将洗涤料浆再进行离心脱水，获得固体质量百分浓度70%85%的浸出渣，运输到浸出渣堆场干堆；离心脱出的固体质量百分浓度小于5%的洗涤液，返回铜尾矿中酸浸循环使用。0021 。
16、所述铜尾矿的搅拌洗涤是采用传统湿法冶金洗涤搅拌桶按照传统工艺进行洗涤搅拌，形成搅拌桶卧螺离心机洗涤流程，能够获得更加优良的洗涤和脱液效果。0022 本发明具有以下优点和积极效果：（1）现有技术中只采用浓密流程的脱水方法得到干堆尾矿的质量百分浓度最大可以达到80%，本发明采用浓密与离心脱液结合的技术，得到的干堆尾矿的质量百分浓度可以达到85%，提高了干堆效率；（2）本发明的尾矿矿浆可以不需要进行絮凝处理，同样能够达到良好的固液分离效果；（3）本发明铜尾矿固液分离系统铜的作业回收率大于97%；（4）本发明克服了常规过滤系统滤液不清、渣含水分高、滤布堵塞、破损、作业率不高、固液分离系统投资大等问题，。
17、能够满足浮选尾矿浸出矿浆固液分离的需要。附图说明0023 图1为本发明的工艺流程图；图2为本发明实施例46的工艺流程图。具体实施方式0024 以下结合实施例和附图对本发明做进一步描述，但本发明不限于以下所述范围。0025 实施例1：本实施例微细粒尾矿矿浆脱水的具体步骤：将-0.074mm含量70wt%，固体质量百分浓度为25%铁尾矿矿浆给入斜板浓密机，经浓密获得固体质量百分浓度为45%的浓密机底流，该底流给入卧式螺旋卸料离心机脱水，获得固体质量百分浓度75%的尾矿，该尾矿适合干式运输和堆存；将卧式螺旋卸料离心机脱出的，固体质量百分浓度小于5%的矿浆，返回给入斜板浓密机浓密，形成斜板浓密机卧式螺。
18、旋卸料离心机闭路浓密脱水流程，斜板浓密机的上清液为含固量达到国家选矿工业用水标准的回水，可以返回选矿工艺流程使用。0026 实施例2：本实施例微细粒尾矿矿浆脱水的具体步骤：将-0.074mm含量80wt%，固说 明 书CN 102805957 A4/5页6体质量百分浓度为30%锌尾矿矿浆（经絮凝处理）给入斜板浓密机，经浓密获得固体质量百分浓度为40%的浓密机底流，该底流给入卧式螺旋卸料离心机脱水，获得固体质量百分浓度80%的尾矿，该尾矿适合干式运输和堆存；将卧式螺旋卸料离心机脱出的，固体质量百分浓度小于4%的矿浆，返回给入斜板浓密机浓密，形成斜板浓密机卧式螺旋卸料离心机闭路浓密脱水流程，斜板浓。
19、密机的上清液为含固量达到国家选矿工业用水标准的回水，可以返回选矿工艺流程使用。0027 实施例3：本实施例微细粒尾矿矿浆脱水的具体步骤：将-0.074mm含量85wt%，固体质量百分浓度为10%铁尾矿矿浆经浓密获得固体质量百分浓度为45%的底流，将底流进行离心脱水，获得固体质量百分浓度85%的尾矿，该尾矿适合干式运输和堆存；将离心脱出的，固体质量百分浓度小于5%的矿浆，返回进行浓密，浓密得到的上清液为含固量达到国家选矿工业用水标准的回水，可以返回选矿工艺流程使用。0028 实施例4：本实施例微细粒尾矿矿浆脱水的具体步骤：（1）将-0.074mm含量75wt%、氧化率为20wt%铜尾矿进行浸出，。
20、得到质量百分浓度为35%浸出矿浆经浓密获得固体质量百分浓度为48%的浓密底流，再将底流进行离心脱液，获得固体质量百分浓度75%的脱液渣，离心脱出的浸出液固体质量百分浓度小于8%，返回给入浓密系统中；浓密得到的上清液为含铜浸出液，进行萃取、反萃、电积回收铜（采用的萃取液为984，用量为2kg/tCu，用200号煤油作为稀释剂，稀释浓度为10wt%）；（2）离心脱液排出的固体质量百分浓度75%的脱液渣，加入从萃取铜后返回的pH值为2的反萃液，并将脱液渣加水调配成固体质量百分浓度35%的料浆，搅拌洗涤20分钟，将洗涤料浆再进行离心脱水，获得固体质量百分浓度75%的浸出渣，运输到浸出渣堆场干堆；离心脱。
21、出的固体质量百分浓度小于5%的洗涤液，返回步骤（1）中的铜尾矿中循环使用。该方法获得固液分离作业回收率大于97%的技术指标。0029 实施例5：本实施例微细粒尾矿矿浆脱水的具体步骤（1）将-0.074mm含量90wt%、氧化率为60wt%铜尾矿进行浸出，得到质量百分浓度为10%浸出矿浆给入斜板浓密机获得固体质量百分浓度为45%的浓密底流，再将底流给入卧螺离心机脱液，获得固体质量百分浓度80%的脱液渣，卧螺离心机脱出的浸出液固体质量百分浓度小于7%，返回给入斜板浓密机中；浓密得到的上清液为含铜浸出液，进行萃取、反萃、电积回收铜（采用的萃取液为5640，用量为3kg/tCu，用200号煤油作为稀释。
22、剂，稀释浓度为10wt%）；（2）离心脱液排出的固体质量百分浓度80%的脱液渣，给入湿法冶金洗涤搅拌桶，加入从萃取铜后返回的pH值为1.5的反萃液，并将脱液渣加水调配成固体质量百分浓度30%的料浆，搅拌洗涤15分钟，料浆给入卧螺离心机脱水，获得固体质量百分浓度80%的浸出渣，运输到浸出渣堆场干堆；离心脱出的固体质量百分浓度小于4%的洗涤液，返回步骤（1）中的铜尾矿中循环使用。该方法获得固液分离作业回收率98%的技术指标。0030 实施例6：本实施例微细粒尾矿矿浆脱水的具体步骤（1）将-0.074mm含量80wt%、氧化率为80wt%铜尾矿进行浸出，得到质量百分浓度为20%浸出矿浆给入斜板浓密机。
23、获得固体质量百分浓度为50%的浓密底流，再将底流给入卧螺离心机脱液，获得固体质量百分浓度85%的脱液渣，卧螺离心机脱出的浸出液固体质量百分浓度小于6%，返回给入斜板浓密机中；浓密得到的上清液为含铜浸出液，进行萃取、反说 明 书CN 102805957 A5/5页7萃、电积回收铜（采用的萃取液为N902，用量为4kg/tCu，用200号煤油作为稀释剂，稀释浓度为8wt%）；（2）离心脱液排出的固体质量百分浓度85%的脱液渣，给入湿法冶金洗涤搅拌桶，加入从萃取铜后返回的pH值为1.8的反萃液，并将脱液渣加水调配成固体质量百分浓度20%的料浆，搅拌洗涤30分钟，料浆给入卧螺离心机脱水，获得固体质量百分浓度85%的浸出渣，运输到浸出渣堆场干堆；离心脱出的固体质量百分浓度小于3%的洗涤液，返回步骤（1）中的铜尾矿中循环使用。该方法获得固液分离作业回收率98.5%的技术指标。说 明 书CN 102805957 A1/2页8图1说 明 书 附 图CN 102805957 A2/2页9图2说 明 书 附 图CN 102805957 A。