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湖南某萤石矿洗矿泥选矿工艺研究 ① 王长涛1，2， 刘润清1，2， 林上勇1，2， 高建德1，2， 孙 伟1，2， 宋 鑫1，2 1.中南大学 资源加工与生物工程学院,湖南 长沙 410083； 2.战略含钙矿物资源清洁高效利用湖南省重点实验室,湖南 长沙 410083 摘 要 针对湖南某萤石矿矿泥含量较多、洗矿泥直接作为尾矿排出而影响 CaF2资源回收率的问题,研究了一种洗矿泥选矿工艺, 通过旋流器分级、粗粒再磨以及一粗一扫四精的浮选工艺,得到了 CaF2品位 90.43％、回收率 58.74％的萤石精矿。 通过洗矿泥选矿 工艺,不仅能回收矿泥中的有用矿物,提高萤石回收率,而且能减少尾矿排放量,提高综合效益。 关键词 萤石； 洗矿泥； 分级； 浮选； 资源化利用 中图分类号 TD92文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2019.04.010 文章编号 0253-6099201904-0043-04 Beneficiation Process for Ore-washing Slime from a Fluorite Mine in Hunan Province WANG Chang-tao1,2, LIU Run-qing1,2, LIN Shang-yong1,2, GAO Jian-de1,2, SUN Wei1,2, SONG Xin1,2 1.School of Minerals Processing and Bioengineering, Central South University, Changsha 410083, Hunan, China； 2.Key Laboratory of Hunan Province for Clean and Efficient Utilization of Strategic Calcium-Containing Mineral Resources, Changsha 410083, Hunan, China Abstract Due to the high proportion of slime in the fluorite ore mined from a Hunan fluorite mine, the ore-washing slime discharged directly into tailings results in a low recovery of CaF2. In view of such problem, a dressing process of ore-washing slime was proposed and tested. It is found that a fluorite concentrate grading 90.43％ CaF2at 58.74％ recovery can be produced by adopting techniques including cyclone classification, coarse grain re-grinding and a flotation consisting of one roughing, one scavenging and four cleanings. It is concluded that this processing technique can not only recover valuable minerals in the slime and increase the fluorite recovery, but also reduce discharge of tailings and create more comprehensive profits. Key words fluorite； ore-washing slime； classification； flotation； resource utilization 萤石是制备氢氟酸及其衍生物的主要原料,同时 被广泛应用于机械、电子、航天、医药等领域［1-3］。 我 国萤石矿床种类多,储量大,但以低品位复杂难选萤石 矿和多金属伴生萤石矿为主。 随着萤石资源的日益贫 化,以及其自身与硅酸盐、石英、碳酸盐等脉石矿物密 度差异较小且嵌布关系紧密,导致回收困难［4-6］。 湖 南某萤石矿矿泥含量较大,约 30％～40％,生产上进行 预先脱泥作业,但是矿泥中 CaF2品位高,约 10％ ～ 20％,大量萤石资源得不到有效回收。 本文针对该矿 泥进行了选矿试验研究,进一步提高了萤石的综合回 收率,减少了尾矿排放量。 1 原矿性质及试验方法 1.1 原矿性质 试验矿样洗矿泥取自湖南某萤石矿现场双螺旋洗 矿机溢流产品,其筛析结果及 CaF2分布情况见表 1。 筛析结果表明,采用目前现场生产工艺,-0.037 mm 粒 级物料无回收价值。 矿泥中0.037 mm 粒级物料是目 前选厂生产工艺主要可回收粒级,对矿泥进行高效分 级,是提高矿泥中萤石回收效率的主要措施之一。 表 1 洗矿泥筛分分析结果 粒级 / mm 产率 / ％ 品位/ ％分布率/ ％ CaF2CaCO3CaF2CaCO3 0.07427.71 25.401.3060.6135.89 -0.0740.03714.2016.75 0.8920.4812.59 -0.03758.09 3.780.8918.9151.52 合计100.0011.870.61100.00100.00 1.2 试验方法 矿泥中萤石与脉石矿物共生关系复杂,嵌布粒度 ①收稿日期 2019-01-17 基金项目 “十二五”国家科技支撑计划项目2015BAB14B02 作者简介 王长涛1994-,男,山东济宁人,硕士研究生,主要研究方向为矿物加工工艺、药剂及资源综合回收。 第 39 卷第 4 期 2019 年 08 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.39 №4 August 2019 ChaoXing 较细,并且含有大量不具备回收价值的微细颗粒,萤石 精矿产品品位要求高,因此采用旋流器对其进行分级, 溢流产物作为尾矿排出,底流产物进行再磨,使目的矿 物单体解离,最后经一粗一扫四精浮选得到洗矿泥萤 石精矿产品。 洗矿泥选矿原则流程见图 1。 洗矿泥 旋流器 分级 溢流抛尾 萤石 浮选 底流再磨 萤石精矿萤石尾矿 图 1 洗矿泥选矿原则流程 1.3 药剂及设备 试验用药剂碳酸钠、水玻璃、油酸、糊精等均取自 现场；药剂 ATM［7］是一种有机磷酸类药剂,取自湖南 某药剂厂。 试验设备包括 CZ-150 高效旋流器、XMQ 型锥形球磨机、XFD 系列浮选机规格为 0.5 L、0.75 L、 1 L等,均由现场提供。 试验用水为自来水。 2 选矿试验研究 2.1 给料压力对旋流器分级效果的影响 洗矿泥筛分分析结果表明, 试样中含有大量 -0.037 mm 粒级、暂不具备回收价值的细粒级低品位 矿泥,这些细泥在浮选过程中会吸附药剂,造成药剂用 量大、选择性差和选矿成本增加,恶化浮选指标。 因此 在浮选前采用旋流器对洗矿泥进行分级处理,减少浮 选流程中细粒级物料的含量。 考察了旋流器给料压力 对旋流器分级效果的影响,结果见表 2。 表 2 给料压力对旋流器分级效果的影响 给料压力 / MPa 0.037 mm 粒级含量 / ％ CaF2品位 / ％ CaF2回收率 / ％ 0.0671.520.4772.34 0.0874.423.3274.02 0.1084.827.2778.97 0.1274.332.5275.43 0.1468.735.4671.86 由表 2 可知,随着给料压力增大,底流产品中 0.037 mm 粒级含量先增加后减小,CaF2品位逐渐增 加而回收率先增加后减小。 这是因为-0.037 mm 粒级 品位低,而0.037 mm 粒级品位高,当旋流器给矿压力 较小时,分级效果不佳,随着给矿压力增大,更多的细 粒矿物进入旋流器上升流中而成为溢流产物,而底流 产物中0.037 mm 粒级含量增大,产品品位增大而回 收率增加；当给料压力大于 0.10 MPa 后,物料在旋流 器内部回转速度过快,导致部分0.037 mm 粒级也跑 到上升流中成为溢流产物,相应的底流产品中的 0.037 mm 粒级含量减少,虽然品位增加,但是回收率 降低。 因此,使用旋流器对矿泥进行分级时,最佳给料 压力为 0.10 MPa,此时底流产物中0.037 mm 粒级含量 达84.8％,CaF2品位和回收率分别为27.27％和78.97％。 该研究结果表明,对洗矿泥进行预先分级,有助于提高 入选物料品位和洗矿泥中萤石回收率。 2.2 浮选试验 2.2.1 磨矿细度对浮选效果的影响 矿物颗粒粒度对浮选有着重大影响。 洗矿泥筛分 结果表明,洗矿泥中0.074 mm 粒级颗粒较大,许多萤 石与脉石矿物没有完全解离,直接浮选不能得到较好的 浮选指标。 为了获得最佳的浮选效果,浮选之前需对旋 流器底流进行磨矿,使矿物充分解离,暴露出新的断裂 面,这既有利于捕收剂与萤石表面作用,同时也有利于 抑制剂对脉石矿物的抑制,提高浮选效果。 按照图 2 所 示流程,在碳酸钠、水玻璃和油酸用量分别为1 600 g/ t、 1 200 g/ t 和 200 g/ t 条件下,考察了磨矿细度对浮选效 果的影响,结果见图 3。 试验磨矿浓度约为 50％。 旋流器底流 磨矿 碳酸钠 水玻璃 油酸 浮 选 精矿尾矿 图 2 浮选试验流程 -0.044 mm粒级含量/ 75 72 69 66 63 60 50 40 30 20 10 0 504060708090100 品位/ 回收率/ 图 3 磨矿细度对浮选效果的影响 由图 3 可知,随着磨矿细度增加,精矿品位变化范 围不大,总体呈先增加后下降的趋势,回收率先增加后 降低。 这种现象是因为随着磨矿细度增加,萤石与脉 石单体解离度增加,相互分离的效果变好,所以精矿品 44矿 冶 工 程第 39 卷 ChaoXing 位和回收率有所提高；但是,当磨矿细度太细时,细颗 粒含量占比增大,由于细颗粒相对表面积较大,表面作 用力较强,大量细粒萤石与脉石矿物会发生混杂和异 相凝聚,还有浮选药剂的非选择性吸附等［8］,这些都 会恶化浮选效果。 综合考虑精矿品位和回收率,确定 最佳磨矿细度为-0.044 mm 粒级占 83.79％,此时,粗 精矿 CaF2品位 66.18％、回收率 44.12％。 2.2.2 调整剂碳酸钠用量对浮选效果的影响 药剂的最佳作用效果通常体现在一定的 pH 值范 围内,使用碳酸钠既可以作为矿浆调整剂,调节矿浆 pH 值,又可以作为分散剂,改善药剂作用效果［9］。 此 外,碳酸钠还能消除某些离子对浮选造成的不利影响, 比如 CO3 2- 能与方解石表面的 Ca 2 生成 CaCO3沉淀, 提高分离效果。 在磨矿细度-0.044 mm 粒级占 83.79％,水玻璃和 油酸用量分别为 1 200 g/ t 和 200 g/ t 时,按图 2 所示 流程研究了调整剂碳酸钠用量对浮选效果的影响,结 果见图 4。 由图 4 可知,随着碳酸钠用量增加,精矿品 位下降,而回收率逐渐上升,规律性显著。 由此可知, 该洗矿泥浮选效果受碳酸钠用量的影响较大。 综合考 虑品位和回收率,确定碳酸钠最佳用量为 2 200 g/ t。 碳酸钠用量/g t-1 70 68 66 64 62 100 80 60 40 20 150010002000250030003500 品位/ 回收率/ 60 图 4 碳酸钠用量对浮选效果的影响 2.2.3 捕收剂油酸用量对浮选效果的影响 萤石浮选捕收剂包括常规捕收剂和低温浮选捕收 剂两种,常规捕收剂中以脂肪酸类阴离子捕收剂应用 最为普遍,如油酸、环烷酸、氧化石蜡皂和塔尔油等。 药剂与矿物的作用方式包括化学吸附和物理吸附两 种［10］,有研究表明, 当矿浆为碱性时油酸是通过 COO-和RCOO2Ca 化学吸附在萤石矿物表面上, 且随着矿浆碱度增大,化学吸附作用会变强。 虽然油酸 凝固点较高,分散性不佳,但是新型萤石捕收剂在实际 生产上应用较少,有待进一步研究改进,因此油酸依然 是应用最广的萤石捕收剂。 在磨矿细度-0.044 mm 粒 级占83.79％,碳酸钠和水玻璃用量分别为2200 g/ t 和 1 200 g/ t 时,按图 2 所示流程研究了捕收剂油酸用量 对浮选效果的影响,结果见图 5。 由图 5 可知,由于油 酸捕收能力较强而选择性较差,随着粗选油酸用量增 加,大量的萤石和脉石矿物因吸附油酸而上浮,粗选精 矿产品中整体上浮量增大,萤石回收率增加。 但是,因 油酸无选择性吸附而上浮的脉石矿物增多,造成大量 脉石矿物被夹带至粗选精矿产品中去,因而精矿品位 呈逐渐下降的趋势。 综合考虑品位和回收率,确定捕 收剂油酸用量为 250 g/ t。 油酸用量/g t-1 70 68 66 64 62 90 80 70 60 50 150100200250300350400 品位/ 回收率/ 60 图 5 油酸用量对浮选效果的影响 2.2.4 抑制剂水玻璃用量对浮选效果的影响 萤石与含钙脉石矿物具有相似的表面物理化学性 质,因而浮选捕收剂的选择性较差。 要实现萤石与脉 石矿物的有效分离,需要通过改变二者的表面物理化 学性质,进而强化它们之间的可浮性差异［11］。 石英、 方解石等是萤石的主要脉石矿物,萤石浮选抑制剂包 括水玻璃、硫酸铝、六偏磷酸钠、腐殖酸钠等,其中水玻 璃是萤石浮选最常用的抑制剂。 水玻璃的抑制机理一 种是在矿浆中溶解形成 H2SiO3和 HSiO3 -,这些粒子 会吸附在脉石矿物表面,造成矿物亲水,从而抑制其上 浮；另一种是 H2SiO3和 HSiO3 - 会与方解石表面电离 产生的 Ca 2 发生化学反应形成 CaCO3,减少捕收剂在 方解石表面的吸附量,从而抑制其浮选［12］。 在磨矿细 度-0.044 mm 粒级占 83.79％,碳酸钠和油酸用量分别 为 2 200 g/ t 和 250 g/ t 时,按图 2 所示流程研究了水 玻璃用量对浮选指标的影响,结果见图 6。 水玻璃用量/g t-1 70 68 66 64 62 95 93 91 89 87 85 8001000120014001600 品位/ 回收率/ 60 图 6 水玻璃用量对浮选效果的影响 54第 4 期王长涛等 湖南某萤石矿洗矿泥选矿工艺研究 ChaoXing 由图 6 可知,随着水玻璃用量增加,大量脉石矿物 受到抑制,粗选精矿中脉石矿物含量减少,所以萤石品 位呈逐渐上升趋势,但是,水玻璃对萤石也有一定的抑 制作用,在提高精矿品位的同时,萤石上浮量减少,因 而回收率呈明显下降趋势。 当水玻璃用量大于1 000 g/ t 时,萤石回收率下降幅度较大。 综合考虑品位和回 收率,确定水玻璃最佳用量为 800 g/ t。 2.3 全流程闭路试验 当旋流器给料压力为 0.10 MPa 时,旋流器溢流中 -0.037 mm 粒级占 9.4％,CaF2品位为 5.81％,由于其 细粒级含量多,且品位低,目前仍不具备工业回收的价 值,因此,这一部分物料不进入浮选循环系统,直接作 为尾矿丢弃。 在条件试验基础上进行了全流程闭路试验。 试验 采用一粗四精一扫闭路流程,试验药剂均取自现场生 产药剂,试验矿浆浓度 25％,试验用水为实验室自来 水,温度为 10～12 ℃。 试验流程及药剂制度见图 7,试 验结果见表 3。 粗 选 尾矿 旋流器 分级 中矿抛弃 洗矿泥 药剂单位g/t -0.044 mm占90磨矿 0.037 mm-0.037 mm 扫 选精选 1 精选 2 溢流抛尾 碳酸钠 水玻璃 油酸 2333 666 400 碳酸钠 油酸 666 66 碳酸钠 水玻璃糊精 333 66666 碳酸钠 水玻璃 200 333 水玻璃 200 精选 3 精矿 精选 4 ATM553 图 7 闭路试验流程 表 3 闭路试验结果 产品 名称 产率 / ％ 品位/ ％回收率/ ％ CaF2CaCO3CaF2CaCO3 精矿7.7190.430.9758.7412.19 中矿8.949.341.307.0318.94 旋流器溢流58.093.780.4118.5038.82 尾矿25.267.390.7315.7330.05 洗矿泥100.0011.870.61100.00100.00 经一粗四精一扫浮选闭路试验,萤石精矿品位达到 了 90.43％,回收率达到了 58.74％。 该试验结果表明,湖 南某萤石矿洗矿泥经过旋流器分级-浮选工艺,可以选 出部分高品质的萤石精矿,具有很高的经济效益。 3 结 论 1 湖南某萤石矿洗矿泥中-0.037 mm 粒级 CaF2 分布率低,品位在 6％以下,目前现场选厂暂不具备可 回收价值；0.037 mm 粒级 CaF2含量较高,是主要可 回收粒级,对洗矿泥进行高效分级作业不但能减少能 耗、降低药剂用量,还能提高萤石回收效率。 2 洗矿泥分级后0.074 mm 粒级颗粒较粗,直接 浮选无法有效回收洗矿泥中萤石矿物,需进行磨矿作 业。 在磨矿细度-0.044 mm 粒级占 83.79％左右时,浮 选效果较好。 3 洗矿泥 CaF2品位较低,碳酸钙含量较低,且变 化范围不大。 经一粗四精一扫浮选,CaF2品位能达到 90.43％,回收率能达到 58.74％,表明该洗矿泥可选性 较好,具备一定的工业回收价值。 参考文献 ［1］ 傲 琪,朱照照. 某萤石矿选矿试验研究［J］. 内蒙古科技与经 济, 2018544-45. ［2］ 吴柏君,张国范,陈文胜,等. 贵州某地萤石矿选矿工艺改造及生 产实践［J］. 化工矿物与加工, 2015637-40. ［3］ 王 东,林 东,聂光华,等. 某碳酸盐型萤石矿浮选试验研究［J］. 矿冶工程, 2018540-43. ［4］ Zhang C, Sun W, Hu Y, et al. 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