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收稿日期2019-09-17 基金项目广东省科学院高端领军人才培育培养资助专项 (编号 2017GDASCX-0301) 。 作者简介丘世澄 (1994) , 男, 硕士研究生。通讯作者 邱显扬 1957, 男, 教授级高级工程师。 总第 522 期 2019 年第 12 期 金属矿山 METAL MINE 某难选萤石矿浮选试验研究 丘世澄 1, 2, 3 胡真 2, 3 邱显扬 2, 31 (1. 中南大学资源加工与生物工程学院, 湖南 长沙 410083; 2. 广东省资源综合利用研究所, 广东 广州 510651; 3. 稀有金属分离与综合利用国家重点实验室, 广东 广州 510651) 摘要某碳酸盐型萤石矿 CaF2含量为 28.05、 CaCO3含量为 18.45、 硫含量为 0.50。针对矿石含硫量较 高, 有用矿物与脉石紧密共生且部分矿石易发生过粉碎的情况, 采用 “优先浮硫萤石粗精矿再磨再选” 的浮选工 艺处理该萤石矿石。在磨矿细度-0.074 mm占80、 丁基黄药用量200 g/t、 2号油用量50 g/t条件下预先脱硫及部分 细泥, 浮硫尾矿进行萤石浮选; 采用酸化水玻璃腐殖酸钠为萤石浮选组合抑制剂, 在油酸用量400 g/t、 碳酸钠用量 1 200 g/t、 抑制剂用量 1 500 g/t条件下进行粗选, 粗精矿再磨至-0.038 mm 占 85, 采用 1粗 2扫 5精的萤石浮选流 程, 可获得CaF2品位98.07、 回收率80.80的萤石精矿。 关键词碳酸盐型萤石矿浮选优先浮硫阶段磨矿组合抑制剂 中图分类号TD923文献标志码A文章编号1001-1250 (2019) -12-103-05 DOI10.19614/ki.jsks.201912019 Experiment Study on Flotation of a Refractory Fluorite Ore Qiu Shicheng1, 2, 3Hu Zhen2, 3Qiu Xianyang2, 32 (1. School of Minerals Processing and Bioengineering, Central South University, Changsha 410083, China; 2. Guangdong Institute of Resources Comprehensive Utilization, Guangzhou 510651, China; 3. State Key Laboratory of Rare Metal Separation and Comprehensive Utilization, Guangzhou 510651, China) AbstractThere is 28.05 CaF2,18.45 CaCO3,0.50 S in a carbonate type fluorite ore. In view of the fact that the ore has a high sulfur content, the useful mineral is closely symbiotic with the gangue and some of the ore is prone to pulveriza- tion,the fluorite ore is treated by a flotation process of “preferred sulphur-fluorite rough concentrate regrind reseparation“. In the grinding fineness -0.074 mm accounted for 80,butyl xanthate dosage 200 g/t,2oil dosage 50 g/t pre-desulfurization and some fine mud,sulfur floating tailings for fluorite flotation;acidification sodium silacate sodium humate combination for fluorite flotation inhibitor, rough flotation with oleic acid dosage 400 g/t, sodium carbonate dosage 1 200 g/t, inhibitor dos- age 1 500 g/t,rough concentrate regrind -0.038 mm accounted for 85. The fluorite concentrate with CaF2grade of 98.07 and recovery rate of 80.80 was obtained by one roughing five cleaning two scavenging fluorite flotation process. KeywordsCarbonate-type fluorite ore, Flotation, Preferential sulphur flotation, Stage grinding, Combined inhibitor 萤石是一种含氟的非金属矿产资源, 除传统提 取氢氟酸外, 还广泛用于建材、 冶金、 玻璃和军工等 领域 [1-2]。据统计, 我国已探明的萤石资源量为2.22 亿t, 总储量位居世界第二位 [3]。虽然我国萤石资源 丰富, 但高品位、 易选、 单一型萤石矿资源少, 更多的 是贫矿和各类伴生、 共生矿 [4]。由于矿石类型及嵌布 特性不同, 萤石可选性差异较大, 对于石英-萤石矿 石和硅酸盐-萤石矿石类型, 采用常规的浮选药剂就 能成功浮选萤石, 且其技术指标都较高, 然而对于碳 酸盐-萤石类型矿石的选别就要复杂得多, 特别是含 有细粒方解石或石灰石时, 这是因为同属于含钙矿 物的萤石与方解石具有相近的可浮性, 采用常规的 浮选抑制剂难以有效地抑制萤石或方解石 [5]。实现 萤石与方解石浮选分离, 提高萤石精矿品质, 抑制剂 的选择相当重要 [6-10]。本研究采用浮选法对某中低 品位碳酸盐-萤石类型矿石进行回收萤石试验, 以期 Series No. 522 December2019 103 ChaoXing 金属矿山2019年第12期总第522期 为该资源的开发和利用提供参考。 1矿石性质 表1为原矿多元素分析结果。 从表1可知, 矿石主要有价成分为CaF2, 品位为 28.05, 属中低品位萤石矿; 石英为主要脉石矿物, 含 量为 48.15; CaCO3含量较高, 达 18.45; S 含量为 0.50, 其它杂质含量不足5, 对萤石选别影响不大。 X射线衍射分析结果显示, 构成该矿石的主要矿 物有萤石、 石英、 方解石、 高岭石、 辉锑矿、 贵翠、 黄铁 矿等。工艺矿物学分析表明, 矿石中萤石呈半自型、 半自型-它型分布, 充填于次生石英岩或浸染于方解 石和次生石英岩中。 2试验方案 对于萤石矿石, 通常采用浮选法进行分选。脂 肪酸类阴离子捕收剂是萤石浮选常用的捕收剂, 主 要有油酸、 塔尔油、 731等 [11]。然而, 此类捕收剂对含 钙矿物具有很强的吸附性, 需要配合高效的碳酸钙 抑制剂, 才能获得高品位的萤石精矿。目前, 常用的 萤石浮选抑制剂主要有腐殖酸钠、 邻苯酚、 酸化水玻 璃、 羧甲基纤维素 (CMC) 等 [12]。矿石中含有部分黄 铁矿, 会影响萤石精矿质量, 可采用浮选法预先脱 除。探索性试验中发现, 部分矿石易产生过粉碎, 过 高的磨矿细度势必造成细泥量的增加, 恶化浮选指 标, 而降低磨矿细度则会造成萤石矿物与脉石矿物 未能充分解离, 难以获得高品位的萤石精矿, 因此, 拟采用 “阶段磨矿-萤石浮选粗精矿再磨” 方案来减 轻过磨现象。 3试验结果与讨论 3. 1磨矿细度试验 合适的磨矿细度不仅能够实现有用矿物的单体 解离, 保证浮选分离效果, 还能降低能耗, 节约生产 成本。在磨矿浓度为50、 油酸用量300 g/t、 酸化水 玻璃用量1 200 g/t、 碳酸钠用量1 000 g/t条件下, 按图 1流程进行磨矿细度试验, 图2为磨矿细度试验结果。 由图2可知 随着磨矿细度的增加, 粗精矿品位不 断上升, 与脉石连生的萤石得到解离, 但细粒矿石含 量的增加也导致萤石回收率不断下降; 当-0.074 mm 含量大于80时, 粗精矿品位随磨矿细度提高增加 幅度较小, 但是回收率却急剧下降, 可能是部分矿石 出现过磨, 影响了分选效果。因此, 选取-0.074 mm 占80的磨矿细度时, 萤石粗精矿综合指标最好。 3. 2预先脱硫试验 在磨矿细度-0.074 mm 占 80, 丁基黄药用量 200 g/t、 2号油用量50 g/t条件下进行预先脱硫试验, 试验结果见表2。 从表2可知, 82.58的硫被富集到硫化物产品, 萤 石 损 失 率 为 6.79, 选 硫 尾 矿 硫 品 位 下 降 至 0.095。 3. 3捕收剂种类及用量试验 按图3所示流程进行捕收剂种类试验, 试验结果 见图4。 104 ChaoXing 2019年第12期丘世澄等 某难选萤石矿浮选试验研究 图4表明 731捕收剂与塔尔油对萤石有较强的 选择性, 但捕收性能较弱; 油酸与 BK410 选择性较 差, 捕收能力相对较好。粗选是以提高回收率为目 的, 因此确定采用油酸作为浮选捕收剂。 按图3流程进行捕收剂用量试验, 结果见图5。 从图5可知 萤石粗精矿的回收率随捕收剂用量 的增加而增加, 但品位不断下降; 当油酸用量大于 400 g/t时, 继续增加油酸用量, 粗精矿CaF2回收率变 化不大, 但品位下降较快。综合考虑品位及回收率, 确定粗选油酸用量为400 g/t。 3. 4抑制剂种类及用量试验 水玻璃对石英、 方解石等脉石矿物具有抑制、 分 散作用, 其抑制机理在于亲水的硅酸氢根和硅酸胶 粒选择性地吸附在方解石表面, 使疏水的方解石具 有强烈的亲水性而被抑制。经酸化改性, 水玻璃可 更好地抑制脉石, 研究表明, 酸化水玻璃与其它抑制 剂的组合使用可提高对含钙矿物的选择性抑制作 用 [12]。抑制剂种类试验考察了酸化水玻璃与CMC、 腐殖酸钠、 淀粉之间的协同作用, 结果见表3。 由表 3 可知, 浮选过程中加入酸化水玻璃与淀 粉, 可获得最高的CaF2回收率, 但粗精矿品位不高; 酸化水玻璃与腐殖酸钠配合使用可加强对方解石的 选择性抑制, 可获得较高的CaF2品位与回收率, 综合 指标最好。 酸化水玻璃与腐殖酸钠用量质量比为3 ∶ 1时, 组 合抑制剂用量试验结果见图6。 从图6可以看出 萤石粗精矿CaF2品位随着抑制 剂用量增加而上升, 但回收率不断降低; 当组合抑制 剂用量超过1 500 g/t时, CaF2回收率大幅下降。因此 确定抑制剂用量为1 500 g/t, 此时萤石粗精矿CaF2品 位为76.23, 回收率为83.61。 3. 5调整剂用量试验 试验采用碳酸钠作为调整剂将矿浆 pH值调至 弱碱性。碳酸钠的加入能有效消除矿浆中钙、 镁等 有害离子, 具有分散矿浆的作用, 减轻矿泥对萤石浮 选过程的影响。在油酸用量400 g/t、 组合抑制剂用量 1 500 g/t条件下进行碳酸钠用量试验, 结果如图7所 示。 从图7可以看出, 碳酸钠用量为1 200 g/t时, 可获 得较好的选别指标。因此, 确定碳酸钠用量为1 200 g/t。 3. 6粗精矿再磨试验 萤石与方解石、 石英等其他脉石矿物是否单体 解离主要表现在萤石最终精矿质量上, 因此将粗精 105 ChaoXing 从图9可以看出 随着粗精矿再磨细度的增加, 更多的萤石与脉石矿物得以单体解离, 萤石精矿 CaF2品位上升, 但回收率下降明显。综合考虑, 确定 再磨细度为-0.038 mm占85。 3. 7闭路试验 在探索性试验的基础上, 最终确定采用预先脱 硫、 粗选精矿再磨、 1粗5精2扫的工艺流程进行萤石 浮选闭路试验。全流程闭路试验流程见图10, 浮选 试验结果见表4。 从表4可以看出, 最终可获得品位98.07、 回收 率80.80的萤石精矿, 实现了萤石的综合回收。 4结论 (1) 某碳酸盐型萤石矿CaF2含量为28.05、 CaCO3 含量为 18.45, S含量为 0.50, 主要由萤石、 石英、 方解石、 高岭石、 辉锑矿、 贵翠、 黄铁矿等矿物构成。 部分矿石易粉碎, 过磨产生的细泥影响萤石的分选, 采用阶段磨矿和预先脱硫可降低细泥的影响。 (2) 在磨矿细度为-0.074 mm 占 80、 丁基黄药 200 g/t、 2 号油 50 g/t 条件下可预先脱除矿石中 82.58 的硫; 在萤石粗选油酸用量 400 g/t、 组合 抑制剂用量 1 500 g/t、 碳酸钠用量 1 200 g/t, 粗精 矿再磨细度-0.038 mm占85条件下, 采用1粗5精 2 扫的浮选流程, 可获得 CaF2品位 98.07、 回收率 80.80的萤石精矿。 参 考 文 献 罗雪飞.当前我国氟资源的开发现状研究 [J] .中国新技术新产 品, 2011 (15) 38. 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(责任编辑王亚琴) 2019年第12期丘世澄等 某难选萤石矿浮选试验研究 [3] [4] [5] [6] [7] [8] [9] [10] [11] [12] [13] 107 ChaoXing
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