湖南某萤石矿洗矿泥选矿工艺研究.pdf

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 ０２５３－６０９９（２０１９）０４－００４３－０４ 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 －０．０７４＋０．０３７１４．２０１６．７５ 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 万方数据 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。 36 48 ,0 A47 A; - 4B6 A;23A;3 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％。 484 63 3 48 ,0 D378 36 A0g/t -0.044 mmC9063 0.037 mm-0.037 mm 2 1 2 2 A47 6 ;4 A 2333 666 400 6 A 666 66 6 ;4/2 333 66666 6 ;4 200 333 ;4 200 2 3 23 2 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， ２０１８（５）４４－４５． ［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， ２０１５（６）３７－４０． ［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， ２０１８（５）４０－４３． ［４］ Ｚｈａｎｇ Ｃ， Ｓｕｎ Ｗ， Ｈｕ Ｙ， ｅｔ ａｌ． Ｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｗｏ⁃ｓｔａｇｅ ｄｅｐｒｅｓｓｉｎｇ ｂｙ ｕｓｉｎｇ ｈｙｄｒｏｐｈｉｌｉｃ ｐｏｌｙｍｅｒ ｔｏ ｉｍｐｒｏｖｅ ｔｈｅ ｐｒｏｃｅｓｓ ｏｆ ｆｌｕｏｒｉｔｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ［Ｊ］． Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｃｌｅａｎｅｒ Ｐｒｏｄｕｃｔｉｏｎ， ２０１８（１９３）２２８－２３５． ［５］ 艾光华，李继福，邬海滨，等． 某低品位萤石矿浮选试验研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１７（４）４５－４７． ［６］ 李 军，王 露，李 朋，等． 新疆某萤石矿选矿试验研究［Ｊ］． 中 国矿业， ２０１８（４）１１８－１２３． ［７］ 孙 伟． 磷酸酯类化合物在含钙矿物浮选中的应用 中国， ＣＮ２０１５１０４０８２２４．０［Ｐ］． ２０１５－０７－１３． ［８］ Ｓｏｎｇ Ｓ， Ｌｏｐｅｚ⁃Ｖａｌｄｉｖｉｅｓｏ Ａ， Ｍａｒｔｉｎｅｚ⁃Ｍａｒｔｉｎｅｚ Ｃ， ｅｔ ａｌ． Ｉｍｐｒｏｖｉｎｇ ｆｌｕｏｒｉｔｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｆｒｏｍ ｏｒｅｓ ｂｙ ｄｉｓｐｅｒｓｉｏｎ ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ［Ｊ］． Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｅｎｇｉ⁃ ｎｅｅｒｉｎｇ， ２００６， １９（９）９１２－９１７． ［９］ 艾光华，梁焘茂，袁勤智，等． 某低品位方解石⁃石英型萤石浮选试 验研究［Ｊ］． 非金属矿，２０１８（１）７０－７２． ［１０］ Ｃｈｅｎｎａｋｅｓａｖｕｌｕ Ｋ， Ｒａｊｕ Ｇ Ｂ， Ｐｒａｂｈａｋａｒ Ｓ， ｅｔ ａｌ． Ａｄｓｏｒｐｔｉｏｎ ｏｆ ｏ⁃ ｌｅａｔｅ ｏｎ ｆｌｕｏｒｉｔｅ ｓｕｒｆａｃｅ ａｓ ｒｅｖｅａｌｅｄ ｂｙ ａｔｏｍｉｃ ｆｏｒｃｅ ｍｉｃｒｏｓｃｏｐｙ［Ｊ］． Ｉｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ， ２００９，９０（１）１０１－１０４． ［１１］ 曹志明，严 群，钟志刚，等． 萤石常温浮选药剂研究现状与展 望［Ｊ］． 矿产综合利用， ２０１７（３）２１－２７． ［１２］ 罗溪梅，童 雄，王云帆． 萤石浮选药剂的研究状况［Ｊ］． 湿法冶 金， ２００９，２８（３）１４６－１５３． 引用本文 王长涛，刘润清，林上勇，等． 湖南某萤石矿洗矿泥选矿工艺 研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１９，３９（４）４３－４６． ６４矿 冶 工 程第 ３９ 卷 万方数据