CN102921551A - 一种萤石矿的浮选方法 - Google Patents
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Abstract
一种萤石矿浮选方法，以一段粗选加扫选、七段精选的浮选流程，并配合采用以水玻璃与氟化钠组合而成的抑制剂和以脂肪酸与二甲基甲酰胺复合而成的捕收剂，浮选时能有效地分离普通萤石矿、复杂萤石矿物和含萤石的浮选尾矿等矿物中萤石与其他矿物，获得的萤石精矿产品质量好，含杂低。该工艺特别适用于碳酸盐含量比较高以及大量的低品位萤石矿的浮选分离，能够降低选矿产品的杂质含量，具有巨大的经济效益和环境效益。
Description
技术领域
本发明涉及一种矿物分离工艺方法，具体是一种萤石矿的浮选分离方法。
背景技术
萤石是一种战略性矿物，它对一个国家的经济发展起着很大的作用，在世界各地分布极其广泛，而在我国很久以来作为出口创汇的优势矿产品之一，其用途广泛，可用于冶金、化工、陶瓷、水泥、玻璃等工业。
我国萤石矿产资源总的特点是贫矿多、富矿少，难选矿多、易选矿少，共生矿多、单一矿少。长年来，我国选矿工艺装备落后，技术水平低，非金属矿产提取率仅为20-40%，比较国际同行业中，矿产的提取水平低10-20%百分点。萤石选矿药剂仍然以老三样油酸、水玻璃和纯碱为主。因油酸是有机物难溶于水，常呈油滴、油珠状浮于液面，分散性差，严重制约了其对萤石矿中有效成分的捕收。近年来，人们开始对油酸进行乳化改性，以此提高有效成分的回收率，这虽对油酸的分散能力有所改善，但性能还不理想。对于复杂萤石矿以及萤石浮选尾矿，现有的回收工艺存在着生产线资金投入过大，操作工艺复杂，回收效率低，回收萤石中混合杂质甚多等问题。
萤石矿主要有3种类型：石英-萤石型，石英-萤石-重晶石型，石英-萤石-方解石型。选矿方法有重选、磁选以获得冶金级的萤石精矿，而制酸级萤石精矿则主要通过浮选法获得。对于以石英为主、碳酸盐类矿物含量较少的硅酸盐类萤石矿，用油酸作捕收剂、碳酸钠作调整剂、水玻璃作为脉石的抑制剂就能比较容易地实现萤石与脉石的分离。而对于含方解石较多的碳酸盐类萤石矿要想实现萤石的分离，获得优质酸级萤石精矿，且经济上可行却是十分的困难。因为方解石和萤石这两种矿物的晶格中都含有相同的Ca2+, 从而使得此两种矿物的表面物理和化学性质相类似，其作用于此两种矿物表面的捕收剂和抑制剂的行为相类似，难以实现方解石和萤石的经济高效分离。
实现方解石和萤石的分离，一般从药剂和工艺两方面进行优化。萤石捕收剂最常用的是油酸；抑制含钙矿物的单一调整剂一般选用水玻璃、偏磷酸钠，木质素磺酸盐、糊精、单宁酸等，但很多报告表明，单独使用水玻璃对方解石的抑制效果不强，特别是在含有细粒方解石时，萤石与方解石的分离就更困难。东德157446号专利公开了一种采用N-甲基酰氨基羧酸作为捕收剂分选萤石和方解石的方法，能获得CaF297.3%、CaCO31.1%的萤石精矿。该方法具有工艺流程简单，弱碱性介质浮选等特点，但当原矿中方解石含量高于萤石时，适应性差。
中国专利（公开号：CN1032631）公开了一种采用酸化水玻璃为碳酸盐矿物的抑制剂的碳酸盐萤石矿的浮选分离方法。该方法在常规工艺条件下，采用一段粗选、四段精选浮选流程使碳酸盐与萤石实现高纯分离。如1985年第1期《有色金属.选矿部分》上刊登的：“萤石与方解石浮选分离的研究”，粗选工序沿用碳酸钠、水玻璃、油酸浮选，精选时加入酸化水玻璃进行工业试验，萤石回收率79.14%，CaF2品位97.62%，但由于药剂制度的不合理，未能达到一级品标准。试验表明，实际上该方法对于浙江遂昌横坑坪等矿物嵌布关系较为复杂的高碳酸钙的硅酸盐（石英）型萤石矿适应性差，不能得到合格的萤石精矿产品。
此外，浮选尾矿是二次资源，由于二次资源的尾矿回收利用率低，直接导致尾矿的大量堆积。目前我国矿山尾矿堆存量已达50余亿t，并且每年以2-3亿t的速度增长，给生态环境的维持带来很大困难。要使尾矿这种二次资源能够被再次综合利用，产生经济效益，必须针对性地开展攻关研究，研发出适合于某种尾矿性质的实用新技术，降低尾矿再选和再处理的成本，提高产品的附加值。
对于复杂萤石矿物和含萤石的浮选尾矿，目前还没有较有效的方法可以高效地分离萤石与其他矿物。
发明内容
本发明要解决上述现有技术的缺点，提供一种能有效地分离复杂萤石矿物和含萤石的浮选尾矿的萤石矿浮选方法，本浮选方法中采用了能有效去杂质的抑制剂和能有效萤石分选的捕收剂，能极有效地提高萤石精矿质量。
本发明解决其技术问题采用的技术方案：这种萤石矿的浮选方法，其特征是：选取原矿，将占原矿总量56.06%～70%的矿石磨至细度为-200目，磨后的矿粉与未磨的原矿混合，加水制成20%～50%浓度的矿浆，在20℃～35℃的环境条件下，往矿浆中加入调整剂，搅拌，使矿浆环境pH处于6.5～8.5，再往矿浆中加入抑制剂、捕收剂，搅拌，通过浮游选矿机进行浮选，分离萤石与杂质，得到萤石精矿产品；其中采用的调整剂为碳酸钠；采用的抑制剂为水玻璃与氟化钠组合的药剂，水玻璃与氟化钠的重量份比是4：1；采用的捕收剂为脂肪酸与二甲基甲酰胺复合的药剂，脂肪酸与二甲基甲酰胺的重量份比是4：1.5。
进一步，浮选包括至少进行一次粗选、精选、扫选粗选时，水玻璃用量为400～2000g/t，氟化钠用量为100～800g/t；精选时，水玻璃用量为80～500g/t，氟化钠用量为20～100g/t。
进一步，粗选时，捕收剂的用量为100～800 g/t。
进一步，捕收剂中的脂肪酸包括油酸或亚油酸或椰子油酸或橡子油酸。
更进一步，将经一次粗选、精选后所得产品的40%～80%复磨至细度-400目，混合未复磨的产品与复磨后的产品，添加100～500g/t混合抑制剂，进行第二次精选。
更进一步，经第一次精选、第二次精选的中矿产品与扫选泡沫产品一起返回粗选段；经第三次精选、第四次精选所得的中矿产品合并后返回再磨；第五次精选、第六次精选、第七次精选所得的中矿产品依次返回精选。
更进一步，经第一次精选、第二次精选、第三次精选、第四次精选、第五次精选、第六次精选、第七次精选所得的中矿产品依次返回精选或集中返回精选。
目数前加正负号则表示能否漏过该目数的网孔；负数表示能漏过该目数的网孔，即颗粒尺寸小于网孔尺寸；而正数表示不能漏过该目数的网孔，即颗粒尺寸大于网孔尺寸。
在本浮选方法中，氟化钠在粗选和精选作业中的添加能够提高萤石浮选的选择性，捕收剂采用脂肪酸和二甲基甲酰胺的复合药剂能够强化捕收剂在萤石表面吸附的效果，不但对方解石类型萤石矿有效，而且对低品位及萤石浮选尾矿中萤石的分选也有效。本发明是一种对复杂萤石矿物分选的有效浮选方法。
浮选过程中，抑制剂水玻璃和氟化钠可以分开添加，也可以混合添加；捕收剂需在浮选前进行配制。
本发明有益的效果是：在本发明的浮选方法中以一段粗选加扫选、七段精选的浮选流程，并配合采用以水玻璃与氟化钠组合而成的抑制剂和以脂肪酸与二甲基甲酰胺复合而成的捕收剂，浮选时能有效地分离普通萤石矿、复杂萤石矿物和含萤石的浮选尾矿等矿物中萤石与其他矿物。本浮选方法浮选所得精矿产品质量好，萤石回收率好；并且适应性强，应用范围广，不仅可以应用于萤石—石英型原矿及矿物浮选尾矿，也可以适用于萤石—方解石矿以及低品位萤石矿或者其他种类矿物中萤石的浮选分离。
具体实施方式
本发明由下列实施例进一步说明，但不受这些实施例的限制。
实施例1：
选用浙江龙泉萤石尾矿作为本发明的原矿，其矿样多元素化学成分分析见表1。
表1 矿石的化学成分（%）
| 组 分 | Ca | CaF2 | CaO | BaO | MgO | SiO2 | Al2O3 | K2O | Na2O |
| 含 量 | 20.27 | 30.12 | 2.38 | 0.26 | 0.18 | 49.50 | 3.47 | 1.64 | 0.076 |
| 组 分 | TFe | FeO | Fe2O3 | MnO | S | P | C | F | Ig |
| 含 量 | 1.27 | 0.30 | 2.38 | 0.07 | 0.08 | 0.028 | 0.14 | 17.69 | 5.96 |
本发明具体处理的工艺是：给矿磨至小于200目占60%，矿浆浓度30%，加入1400g/t碳酸钠调整矿浆pH=8.5，加入水玻璃，粗选用量400g/t，搅拌3分钟；加入复合捕收剂（油酸：二甲基甲酰胺=4：1.5）400g/t，搅拌3分钟，在常温（20~35℃）条件下浮选6分钟；泡沫产品经一次空白精选，所得精选泡沫产品再磨至小于400目占41%；从第二次精选开始加200 g/t水玻璃，第一次、第二次所得中矿产品与扫选泡沫产品（扫选作业时加入复合捕收剂100g/t，搅拌3分钟，在常温（20~35℃）条件下浮选3分钟）合并后一起返回粗选；第三次、第四次精选所得中矿合并后返回再磨；第五、六、七次精选中矿依次返回前一作业；全部选别过程均采用普通浮选机，最终得到CaF2品位为97.89%的萤石精矿，萤石回收率为95.13%。
实施例2：
选用浙江遂昌开采的横坑坪萤石矿作为本发明的原矿，其原矿多元素化学成分分析见表2，该矿石中CaO含量较高，达到4.39%，属高碳酸钙的萤石矿。将本发明与常规捕收剂油酸做对比试验。
表2 矿石的化学成分（%）
| 组 分 | Ca | CaF2 | CaO | BaO | MgO | SiO2 | Al2O3 | K2O | Na2O |
| 含 量 | 22.17 | 37.12 | 4.39 | 0.16 | 0.47 | 44.32 | 3.26 | 1.28 | 0.190 |
| 组 分 | TFe | FeO | Fe2O3 | MnO | S | P | C | F | Ig |
| 含 量 | 0.85 | 0.06 | 1.15 | 0.16 | 0.02 | 0.011 | 0.68 | 18.08 | 6.80 |
本发明具体处理的工艺是：给矿磨至小于200目占70%，矿浆浓度30%，加入500g/t碳酸钠调整矿浆pH=7.5，加入组合抑制剂（水玻璃：氟化钠=4:1）做调整剂，粗选用量1000g/t，搅拌3分钟；加入复合捕收剂（油酸：二甲基甲酰胺=4：1.5）250g/t，搅拌3分钟，在常温（20~35℃）条件下浮选6分钟；泡沫产品经一次空白精选，所得精选泡沫产品再磨至小于400目占60%；从第二次精选开始加水玻璃300 g/t，第一次、第二次所得中矿产品与扫选泡沫产品（扫选作业加入复合捕收剂100g/t，搅拌3分钟，在常温（20~35℃）条件下浮选3分钟）合并后一起返回粗选；第三次、第四次精选所得中矿合并后返回再磨；第五、六、七次精选中矿依次返回前一作业；全部选别过程均采用普通浮选机，最终得到CaF2品位为97.81%的萤石精矿，萤石回收率为79.96%。其他工艺操作不变，将复合捕收剂换成油酸，仅能得到CaF2品位90.38%的精矿产品。
实施例3：
选用浙江武义浮选尾矿（含29.06% CaF2，主要有用矿物为萤石，脉石矿物以石英为主，并有方解石及少量的绢云母、铁质物，微量的硫化物—黄铁矿），因没有成功的浮选工艺处理，被迫长期堆存。给矿磨至小于200目占56.06%，矿浆浓度30%，加入1000g/t碳酸钠调整矿浆pH=7.5，加入组合物（水玻璃：氟化钠=4:1）做调整剂，粗选用量1000g/t，搅拌3分钟；加入复合捕收剂（油酸：二甲基甲酰胺=4：1.5）400g/t，搅拌3分钟，在常温（20~35℃）条件下浮选6分钟；所得泡沫产品再磨至小于400目占76.18%；第一次精选加组合抑制剂800 g/t，第二次精选开始加组合抑制剂400 g/t，精选中矿依次返回前一作业；全部选别过程均采用普通浮选机，最终得到CaF2品位为98.40%的萤石精矿，萤石回收率为93.24%。
实施例4：
选用浙江青田产的原矿，将占原矿总量56.06%的矿石磨至细度为-200目，磨后的矿粉与未磨的原矿混合，加水制成20%浓度的矿浆，在20℃～35℃的环境条件下，往矿浆中加入调整剂，搅拌，使矿浆环境pH处于6.5，再往矿浆中加入抑制剂、捕收剂，搅拌，通过浮游选矿机至少进行一次粗选、精选、扫选。将经一次粗选、精选后所得产品的40%复磨至细度-400目，混合未复磨的产品与复磨后的产品，添加100g/t混合抑制剂，进行第二次精选。经第一次精选、第二次精选的中矿产品与扫选泡沫产品一起返回粗选段；经第三次精选、第四次精选所得的中矿产品合并后返回再磨；第五次精选、第六次精选、第七次精选所得的中矿产品依次返回精选。分离萤石与杂质，得到萤石精矿产品。其中采用的调整剂为碳酸钠；采用的抑制剂为水玻璃与氟化钠组合的药剂，水玻璃与氟化钠的重量份比是4：1；采用的捕收剂为脂肪酸与二甲基甲酰胺复合的药剂，脂肪酸与二甲基甲酰胺的重量份比是4：1.5。粗选时，水玻璃用量为400g/t，氟化钠用量为100g/t；精选时，水玻璃用量为80g/t，氟化钠用量为20g/t。捕收剂的用量为100g/t。捕收剂中的脂肪酸为亚油酸。得到萤石精矿品位94.62%，回收率82.53%。
实施例5：
选用浙江嘉兴产的原矿，将占原矿总量70%的矿石磨至细度为-200目，磨后的矿粉与未磨的原矿混合，加水制成50%浓度的矿浆，在35℃的环境条件下，往矿浆中加入调整剂，搅拌，使矿浆环境pH处于8.5，再往矿浆中加入抑制剂、捕收剂，搅拌，通过浮游选矿机至少进行一次粗选、精选、扫选。将经一次粗选、精选后所得产品的80%复磨至细度-400目，混合未复磨的产品与复磨后的产品，添加500g/t混合抑制剂，进行第二次精选。经第一次精选、第二次精选、第三次精选、第四次精选、第五次精选、第六次精选、第七次精选所得的中矿产品依次返回精选或集中返回精选。其中采用的调整剂为碳酸钠；采用的抑制剂为水玻璃与氟化钠组合的药剂，水玻璃与氟化钠的重量份比是4：1；采用的捕收剂为脂肪酸与二甲基甲酰胺复合的药剂，脂肪酸与二甲基甲酰胺的重量份比是4：1.5。粗选时，水玻璃用量为2000g/t，氟化钠用量为800g/t；精选时，水玻璃用量为500g/t，氟化钠用量为100g/t。捕收剂的用量为800 g/t。捕收剂中的脂肪酸为椰子油酸。得到萤石精矿品位97.04%，回收率90.13%。
实施例6：
选用浙江龙游产的原矿，将占原矿总量63.03%的矿石磨至细度为-200目，磨后的矿粉与未磨的原矿混合，加水制成35%浓度的矿浆，在20℃～35℃的环境条件下，往矿浆中加入调整剂，搅拌，使矿浆环境pH处于7.5，再往矿浆中加入抑制剂、捕收剂，搅拌，通过浮游选矿机至少进行一次粗选、精选、扫选。将经一次粗选、精选后所得产品的60%复磨至细度-400目，混合未复磨的产品与复磨后的产品，添加300g/t混合抑制剂，进行第二次精选。经第一次精选、第二次精选的中矿产品与扫选泡沫产品一起返回粗选段；经第三次精选、第四次精选所得的中矿产品合并后返回再磨；第五次精选、第六次精选、第七次精选所得的中矿产品依次返回精选。其中采用的调整剂为碳酸钠；采用的抑制剂为水玻璃与氟化钠组合的药剂，水玻璃与氟化钠的重量份比是4：1；采用的捕收剂为脂肪酸与二甲基甲酰胺复合的药剂，脂肪酸与二甲基甲酰胺的重量份比是4：1.5。粗选时，水玻璃用量为1200g/t，氟化钠用量为450g/t；精选时，水玻璃用量为290g/t，氟化钠用量为60g/t。捕收剂的用量为450g/t。捕收剂中的脂肪酸为橡子油酸。得到萤石精矿品位95.47%，回收率89.93%。
实施例7：
选用湖南宁乡低品位萤石矿（含38.29% CaF2），磨至小于200目占65%；加入1000g/t碳酸钠调整矿浆pH=7.5，用组合物（水玻璃：氟化钠=4:1）做调整剂，粗选用量1000 g/t，精选用量300 g/t，方法同例1。得到萤石精矿品位98.31%，回收率83.49%。
实施例8：
选用内蒙古赤峰市萤石-重晶石矿，含48.29%CaF2，27.26%BaSO4，采用常规浮选技术只能得到萤石-重晶石混合精矿产品，用组合抑制剂（水玻璃：氟化钠：盐酸=4:1:0.5）做调整剂，粗选用量950 g/t，精选用量500 g/t，方法同例1。得到萤石精矿品位98.07%，回收率87.49%。
以上实施例可以看出，本发明通过组合抑制剂和复合捕收剂的应用及本浮选工艺方法，能够有效地使萤石与石英、萤石与方解石等矿物分离，实现了高碳酸盐型萤石矿、低品位萤石矿和浮选尾矿等复杂矿物的分选。
虽然本发明已通过参考优选的实施例进行了图示和描述，但是，本专业普通技术人员应当了解，在权利要求书的范围内，可作形式和细节上的各种各样变化。
Claims (7)
1.一种萤石矿的浮选方法，其特征是：选取原矿，将占原矿总量56.06%～70%的矿石磨至细度为-200目，磨后的矿粉与未磨的原矿混合，加水制成20%～50%浓度的矿浆，在20℃～35℃的环境条件下，往矿浆中加入调整剂，搅拌，使矿浆环境pH处于6.5～8.5，再往矿浆中加入抑制剂、捕收剂，搅拌，通过浮游选矿机进行浮选，分离萤石与杂质，得到萤石精矿产品；其中采用的调整剂为碳酸钠；采用的抑制剂为水玻璃与氟化钠组合的药剂，水玻璃与氟化钠的重量份比是4：1；采用的捕收剂为脂肪酸与二甲基甲酰胺复合的药剂，脂肪酸与二甲基甲酰胺的重量份比是4：1.5。
2.根据权利要求1所述的萤石矿的浮选方法，其特征是：浮选包括至少进行一次粗选、精选、扫选；粗选时，水玻璃用量为400～2000g/t，氟化钠用量为100～800g/t；精选时，水玻璃用量为80～500g/t，氟化钠用量为20～100g/t。
3.根据权利要求1所述的萤石矿的浮选方法，其特征是：捕收剂的用量为100～800 g/t。
4.根据权利要求1所述的萤石矿的浮选方法，其特征是：所述捕收剂中的脂肪酸包括油酸或亚油酸或椰子油酸或橡子油酸。
5.根据权利要求2、3或4所述的萤石矿的浮选方法，其特征是：将经一次粗选、精选后所得产品的40%～80%复磨至细度-400目，混合未复磨的产品与复磨后的产品，添加100～500g/t混合抑制剂，进行第二次精选。
6.根据权利要求5所述的萤石矿的浮选方法，其特征是：经第一次精选、第二次精选的中矿产品与扫选泡沫产品一起返回粗选段；经第三次精选、第四次精选所得的中矿产品合并后返回再磨；第五次精选、第六次精选、第七次精选所得的中矿产品依次返回精选。
7.根据权利要求5所述的萤石矿的浮选方法，其特征是：经第一次精选、第二次精选、第三次精选、第四次精选、第五次精选、第六次精选、第七次精选所得的中矿产品依次返回精选或集中返回精选。
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