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细粒难选萤石矿选矿试验研究
2011-08-04
利用棒磨机和球磨机对不均匀嵌布的萤石矿进行磨矿对比性试验,结果表明,球磨具有良好的选择性磨矿作用。通过pH 值调 整剂、抑制剂和捕收剂等单因素试验,得出最佳浮选工艺条件。试验结果表明:最高精矿品位达98.65% 时回收率为47.26%;闭路浮选试验的 精矿品位可达97% 以上,回收率大于81%。
第31卷第3期 2 008年5月 非金属矿 Non-Metallic Mines Vol.31 No.3 May, 2008 细粒难选萤石矿选矿试验研究 涂文懋ꢀ 高惠民ꢀ 管俊芳ꢀ 毛益林ꢀ 荆正强 ( 武汉理工大学资源与环境工程学院,武汉 430070) 摘ꢀ 要ꢀ 利用棒磨机和球磨机对不均匀嵌布的萤石矿进行磨矿对比性试验,结果表明,球磨具有良好的选择性磨矿作用。通过 pH 值调 整剂、抑制剂和捕收剂等单因素试验,得出最佳浮选工艺条件。试验结果表明:最高精矿品位达 98.65% 时回收率为 47.26%;闭路浮选试验的 精矿品位可达 97% 以上,回收率大于 81%。 关键词ꢀ 萤石ꢀ 细粒ꢀ 浮选ꢀ 磨矿 中图分类号:TD97 文献标识码:A 文章编号:1000-8098(2008)03-0025-04 Experimental Study on Beneficiation of Fine Particle Fluorite Tu Wenmao Gao Huimin Guan Junfang Mao Yilin Jing Zhengqiang (School of Resources and Environmental Engineering, Wuhan University of Technology, Wuhan 430070) Abstract The contrastive experiments were conducted on non-uniformly embedded fluorite ore with rod milling and ball milling respectively. The results showed that the ball milling had a good selective milling effcet. Single factor experiments were performed on pH regulator, depressant and collector separately, and the optimal flotation conditions were obtained. The results indicated that the highest concentrate grade could reach to 98.65%, but its recovery was only 47.26%. The concentrate grade of closed-circuit flotation could be higher more than 97% and the recovery exceeded 81%. Key words fluorite fine particle flotation milling 萤石的用途极为广泛,可用于钢铁、炼铝、化工、 水泥、玻璃、陶瓷、铸石、光学仪器等工业中。目前 , 我国已成为世界上最大的萤石出口国之一。随着优 质萤石资源的逐渐匮乏,对嵌布粒度细、原矿品位低 的难选矿石进行选矿试验,具有重要意义。 12.25;P,0.020;S,0.016;Fe,0.26;K,0.052;Mg, 0.09;Al,0.29;Ca,23.25;F,22.20;烧失量,9.74。萤 石品位为 45.55%。矿物组成分析结果表明,试样中 的主要矿物是石英(包括玉髓和蛋白石)和萤石,含 量分别为 53% 左右和 45% 左右。 1 ꢀ 原矿性质 试样取自辽宁朝阳某萤石矿区,在不同的矿点 2ꢀ 磨矿细度条件试验 为比较棒磨和球磨对磨矿产物粒度组成的影 响,在磨矿介质重量、磨矿浓度、磨矿时间相同的磨 矿条件下,使用 XMB-70 型三辊四筒磨机对试样分 别进行了棒磨与球磨试验,磨矿产物分级及化学分 析结果见表 1。 采样,共采取 15 个样品,对所有样品分别进行了化 学全分析、岩矿特性分析、矿物组成分析。结果表 明:样品主要矿物为石英、萤石及少量方解石,石英 颗粒中含有浸染状的玉髓和蛋白石;矿石粒度嵌布 极不均匀,粗颗粒萤石粒度可达 0.70mm 以上,而细 粒萤石的粒度只有 0.010mm,且石英和萤石相互包 裹。所有样品的 K2O 和 Na2O 含量极低,最高仅为 表1ꢀ 棒磨与球磨磨矿产物分级及化学分析结果 棒磨5min 球磨5min 粒级/mm 产率/% 43.00 1.80 品位/% 产率/% 品位/% 29.26 52.99 53.20 51.37 0 .12%,其余全部 <0.1%;Fe2O3 的含量较低,一般都 小于 0.5%;Al2O3 的含量一般也小于 0.5%,最高为 .61%;MgO、P2O5、S 的含量少。由此可知,对试验 +0.074 49.66 40.27 52.46 49.70 22.00 8.80 -0.074+0.063 -0.063+0.045 1 3.00 1.40 - 0.045 52.20 67.80 所用的萤石矿样而言,脉石矿物主要是 SiO2,由于矿 石嵌布极不均匀,大部分石英嵌布粒度极细,使得矿 物单体解离困难,属细粒难选的矿样。 由表 1 可见,棒磨粗粒级 (+0.074mm) 产率较 球磨高,且萤石品位高,为 49.66%,而球磨粗粒级 (+0.074mm) 仅为 29.26%,表明球磨具有选择性磨 矿作用。但棒磨的细粒级 (-0.045mm) 含量较小, 为 52.20%,且萤石品位也较球磨低,为 49.70%,而 将上述 15 种矿样按储量比例进行配矿,得到 的矿样即为选矿试样,化学分析结果 (wt%) 为:Si, 收稿日期:2008-02-22 - ꢀꢁ - 第31卷第3期 非金属矿 2008年5月 球 磨 -0.045mm 粒 级 占 67.80%,品 位 为 51.37%。 磨矿试验表明,棒磨粒度均匀,过粉碎现象小;球 磨细粒级含量高,且品位较高,易使萤石在细粒级 300g/t。此药剂制度下选矿指标为:产率 50%,品位 81.46%,回收率 89.42%,选矿效率 39.42%。 ( -0.045mm) 产品中富集。 以浮选来考查磨矿细度,选择磨矿浓度为 45% 在 XMB-70 型三辊四筒磨机中进行磨矿,磨矿时间 与 -200 目含量的关系见图 1,药剂制度为 Na2CO3 1 600g/t、Na2SiO3 2500g/t、自制的 Y-4 捕收剂(Y-4 为 图4 抑制剂用量试验结果 pH=8.5;油酸用量300g/t 阴离子捕收剂油酸经皂化改性处理)1500g/t,浮选 结果见图 2。 图1 棒磨时间与-200目的关系 图5 捕收剂用量试验结果 2 3 pH=8.5;Na SiO 用量900g/t 3.2 精选试验 3 .2.1 酸碱性对比试验:萤石精选在碱性和酸性条 件下都能分选。由于萤石、石英和方解石的零电点 分别为 6.2、3.7 和 5.5,因此在酸性条件下(pH=6.0) 萤石可浮,而石英和方解石等脉石矿物将受到抑制。 在水玻璃用量 900 g/t、油酸用量 300g/t 下进行 试验,结果见表 2。 图2 磨矿时间与精矿品位和回收率的关系 从图 2 可看出,磨矿时间为 6min、-200 目含量 为 78% 时,精矿品位最高、回收率也较高,增加磨矿 时间,选矿效率并未提高。因此确定粗磨细度为-200 目含量 78%。 表2ꢀ 酸碱性对比试验结果 pH值 8.5 产率/% 品位/% 回收率/% 选矿效率/% 3 选矿试验 44.80 83.94 82.56 73.86 37.76 36.66 3 .1 粗选试验 由于矿石粒度嵌布不均匀,且矿石 6.0 37.20 90.44 品位不高,试验采用二段棒磨,经粗选先抛弃大部分 尾矿,分别对 pH 值调整剂、抑制剂、捕收剂进行单 因素试验。试验条件及结果见图 3、图 4、图 5。 由表 2 可见,无论是酸性或碱性条件下,其选矿 效率都类似。由于在碱性条件下分选的选择性差, 不利于品位提高,而精选的主要目的是提高精矿品 位,同时在酸性条件下还可抑制方解石,以及精矿易 脱水过滤,所以精选采用酸性条件进行分选。 3.2.2ꢀ 粗精矿再磨试验:对经一次粗选、五次精选的 精矿(精矿品位 95.76%)进行偏光显微镜观察,发现 精矿中仍含有大量粗粒连生体和细粒石英(或玉髓) 被萤石颗粒所包裹。对其进行分级并对分级结果进 行化学分析,发现在 -0.045mm 粒级的精矿品位最 高,达到 97.23%,说明在该粒级范围内矿物的单体 解离度高,而粗粒级产品由于受连生体颗粒的影响 致使品位较低,因此需对粗精矿进行再磨,以使萤石 与脉石矿物得到单体解离。粗精矿再磨试验条件及 试验结果,见图 6。 图3 pH值试验结果 2 3 Na SiO 用量1500g/t;油酸用量700g/t 由图 3 可知,pH 值为 8.5 时,回收率最高,选矿 效果较好,因此确定粗选时的 pH 值控制在 8.5 左右。 由图 4 可知,抑制剂 Na2SiO3 用量在 900 g/t 时,精矿 品位和回收率都较好,故确定抑制剂 Na2SiO3 用量 为 900g/t。由图 5 可知,当捕收剂油酸用量为 300g/t 时,精矿品位最高,故确定油酸用量为 300g/t。 粗选药剂制度:pH=8.5,Na2SiO3 900g/t,油酸 由图 6 可见,随着粗精矿再磨时间的增加,精矿 品位略有提高,回收率增加明显。说明随着再磨时 - ꢀꢂ - 第31卷第3期 非金属矿 2008年5月 间的延长,萤石的单体解离度不断提高。再磨时间 颗粒越大,品位越高。但是精矿正好相反,-0.045mm 品位达到了 98.65%。再对 -0.045mm 级别进行水力 分级,其结果见表 4。 10min 时,品位达到 97.86%、回收率达 72.40%,超过 0min 时,回收率趋于稳定,品位也没有提高,故再磨 1 时间确定为 10min。 表4ꢀ -0.045mm精矿水力分析结果 级别/mm 产率/% 品位/% 98.13 98.84 99.42 98.05 - 0.010 6.31 - - - 0.020+0.010 0.030+0.020 0.045+0.030 合计 15.61 28.20 49.88 100.00 图6ꢀ 粗精矿再磨试验结果 pH=6;Na 2 SiO 3 用量:精选 1,1000g/t;精选 2,1000g/t;精选 3,800g/t; 从表 4 可看出,-0.045mm 中所有粒级产品的 精选 4,800g/t;精选 5,600g/t;精选 6,600g/t 品位均在 98% 以上,-0.030mm+0.020mm 品位最高, 达到了 99.42%,可以认为试样在 -0.030mm 时才能 达到解理完全,与岩矿分析结果一致。 3.2.3ꢀ 两段棒磨闭路试验:粗选药剂制度同上 , 再磨 时间为 10min,精选药剂制度为:精Ⅰ,油酸 300 g/t; Na2SiO3 用 量:精 Ⅰ,1000g/t;精 Ⅱ,1000g/t;精 Ⅲ, 将粗精矿再磨后对其进行筛分,+0.045mm 返 回再磨,对 -0.045mm 进行浮选,浮选结果:精矿产 率 23.60%、品位 97.85%、回收率 50.70%。可见使用 棒磨对细粒级产品再磨,精矿品位难以提高。 3.3ꢀ 一段球磨浮选试验ꢀ 由磨矿试验结果可知, 球磨机磨矿具有选择性磨矿作用,既可使萤石与脉 石解离,又可避免将大颗粒脉石磨细,所以选择球 磨机一段磨矿后进行粗选精选。 800g/t;精Ⅳ,800g/t;精Ⅴ,600g/t。pH 值粗选为 8.5, 精选及精扫为 6.0。闭路流程Ⅰ为原矿经磨矿后一 粗一扫抛尾,扫精返回粗选;粗精矿经再磨后五次精 选,精选中矿集中返回至再磨,第一次精选尾矿经扫 选后抛尾,扫选精矿与精选中矿集中返回至再磨。 闭路试验Ⅰ精矿产率 30.47%,品位 97.61%,回 收率 65.29%;粗选尾矿产率 40.04%,品位 1.34%; 精选尾矿产率 24.21%,品位 39.18%。 3.3.1ꢀ 开路浮选试验:采用球磨机分别磨矿 7min、 10min、15min、18min 后浮选,试验流程为 1 次粗选 5 次精选,粗选和精选的药剂制度见表 5,选矿试验结 果见图 7。 结果表明,粗选尾矿的品位比较低,但最终精矿 的品位也未达到萤石一级品 98% 的指标。为考察 进一步提高试样精矿品位的可能性,将粗选抑制剂 用量加大一倍,并将中矿再磨的时间由 10min 提高 到 12min,进行闭路试验Ⅱ。 表5ꢀ 一段球磨浮选试验药剂制度(g/t) 作业名称 浮选浓度/% Na 2400 SO 2 CO 3 Na 2 SiO 3 油酸 300 油酸 — 闭路试验Ⅱ精矿产率 21.82%,品位 98.65%,回 收率 47.26%;粗选尾矿产率 43.18%,品位 1.23%; 精选尾矿产率 25.45%,品位 33.91%。当品位提高到 粗选 25 900 H 2 4 Na 2 SiO 3 精Ⅰ 精Ⅱ 精Ⅲ 精Ⅳ 精Ⅴ 16 13 11 10 9 200 100 100 100 100 1000 1000 800 800 600 — 9 8.65% 时回收率降低到 47.26%。结果表明,尽管延 — 长再磨时间和加大抑制剂用量可使精矿品位得到提 高,但是回收率降低明显。 — — 对闭路试验Ⅰ的粗选尾矿、精选尾矿和精矿进 行了筛分分析,结果见表 3。 表3ꢀ 闭路试验Ⅰ产物筛分分析结果 粗选尾矿 精选尾矿 精矿 粒级/mm 产率/% 品位/% 产率/% 品位/% 产率/% 品位/% + 0.063 34.30 1.68 1.00 1.46 18.60 10.30 71.10 100.00 54.05 46.21 26.68 2.00 3.00 95.13 95.51 98.65 - 0.063+0.045 10.10 图7ꢀ 一段磨矿浮选试验结果 - 0.045 55.60 95.00 100.00 由图 7 可见,随着磨矿时间的增加,精矿品位提 高,当磨矿 18min 时,精矿产率降低,而品位并没有 大的提高,故将一段磨矿的时间定为 15min。 合计 100.00 从表 3 可见,尾矿一般是颗粒越细,品位越低, - ꢀꢃ - 第31卷第3期 非金属矿 2008年5月 磨 矿 15min 后 进 行 粗 选、精 选,精 矿 产 率 6.60%,品位 97.25%,回收率 78.14%。 .3.2ꢀ 闭路浮选试验:采用一段球磨闭路浮选试验, 3 3 试验流程为 1 次粗选 8 次精选;粗选抛尾矿 1,精选 抛尾矿 2,精选Ⅱ - Ⅷ中矿集中返回到精选Ⅰ。药 剂制度见表 6。 表6ꢀ 闭路试验药剂制度(g/t) Ⅰ 作业名称 Na 1200 SO 2 CO 3 Na 2 SiO 3 油酸 300 油酸 — 粗选 900 H 2 4 Na 2 SiO 3 精选Ⅰ 精选Ⅱ 精选Ⅲ 精选Ⅳ 精选Ⅴ 精选Ⅵ 精选Ⅶ 精选Ⅷ 800 400 400 400 400 400 400 400 1000 图8ꢀ 推荐数质量流程 极细,属细粒难选的萤石矿。 . 由于该萤石矿中包裹了浸染状玉髓,使得萤 1000 800 800 600 600 600 600 — — — 2 — 石在 -0.030mm 时才能达到解理完全,因此难于获 得品位≥98% 的一级品。 — — 3 . 两 段 棒 磨 闭 路 浮 选 能 够 达 到 精 矿 品 位 8.65%,但回收率仅为 47.26%;当精矿品位 97.61%, 回收率 65.29%。 — 9 闭路试验结果,尾矿 1 产率 43.60%,品位 6.69%, 分布率 6.40%;尾矿 2 产率 18.00%,品位 28.12%,分 布率 11.11%;精矿产率 38.40%,品位 97.21%,回收 率 81.95%。 4 . 采用球磨可实现一段磨矿分选。一段磨矿闭 路浮选可获得品位 97.21%,回收率 81.95% 的精矿。 3 .4 推荐流程ꢀ 采用球磨机一段磨矿,精选采用酸 参考文献: 性条件下分选,推荐流程见图 8,精矿产品的筛分分 析结果见表 7。 [1] 周文波 . 浙江某萤石矿矿石性质和浮选工艺研究 [J]. 矿产保护与 利用,2005,3(6):25-28. [ 2] 朱建光 . 萤石浮选的几个问题 [J]. 国外金属矿选矿,2004(6):4-9. 3] 熊淑华 . 由贵州某萤石矿石生产优质萤石精矿的浮选工艺条件 表7ꢀ 精矿筛分分析结果 [ 级别/mm 0.045 产率/% 品位/% 94.04 96.82 98.14 97.53 98.13 [J]. 有色金属,2004(4):103-105. + 5.39 [4] 陈斌,周晓四,李志章 . 某萤石矿石的浮选试验研究 [J]. 云南冶 - - - 0.045+0.030 0.030+0.020 0.020+0.010 47.25 28.34 11.17 7.85 金,2004,6(3):14-17. [5] 陈宏,刘德军 . 某难选萤石矿的浮选试验研究 [J]. 有色矿冶, 005,8(4):23-24. 2 [6] 杨金林,张红梅,姚燕燕,等 . 常温浮选萤石研究 [J]. 化工矿物与 - 0.010 加工,2005(8):5-7 合计 100.00 [ 7] 张晓辉 . 萤石的开发利用及分选 [J]. 矿业快报,2007(7):50-52. 8] 史玲 . 萤石常温浮选新技术研究 [J]. 矿业快报,2007(3):27-29. 4 ꢀ 结论 . 该矿石嵌布极不均匀,大部分石英嵌布粒度 [ 1 ● 行业动态● 无脱水锥段的沉降式螺旋推料离心机获国家专利 难达到基本要求。 针对以上问题,本专利在结构上截去了传统螺旋卸料离心机中用 于脱水而“必不可少的锥段”,固相沉渣由位于转鼓直径最大区域的出 口顺势挤出。螺旋在转鼓沉降段将重相固态物料不断地向出渣区输 送,使高效分离空间得以充分利用。螺旋在出渣区的佈料作用,使结 构上可以采用内径较大,数量较少的出口,既可得到更干的固相,又不 易堵塞出口,工作更稳定。此结构使固液两相均是顺势排出,固相沉 渣不须爬坡,既利于分离效果的提高且明显降低了能耗。因是顺势排 固,重相无回流,可用较低差转速,可降低磨损节省维护修理费用。结 构上省去了锥段,可降低制造成本 10%~20%。重相在直径最大区域 排出,可在不拆开转鼓的条件下最彻底地排净其中的陈渣。 (专利号 ZL2006 2 0125605.4) 在超细粉体的湿法加工中,经分级后的物料需精细分级或浓缩 脱水,但现有设备对一些物料的处理效果不理想。锆英粉分级后用 喷嘴机浓缩时,出料喷嘴每 3~5min 就要被堵住,完全无法进入正常 工作状态。用卧螺机脱水时,由于“底流”必经脱水锥段爬坡而不断 回流,造成双低(低转速、低差转速), 本可很容易实现的液相澄清不 得不在双高 ( 高转速、高差转速 ) 中艰难的寻找一个勉强才能够接 受的工作点,使固相浓度不高,液相还须作二次处理,且能耗大、磨损 大、噪音大。高岭土浓缩中,目前首选是喷嘴出渣型碟式分离机,但 它的浓缩倍数仍不够高,且喷嘴既易堵又损耗大,而采用传统螺旋卸 料离心机则因当量沉降面积与碟式机相比相差甚远而液相澄清度极 本专利产品可广泛应于锆英粉、高岭土、碳化钨、碳酸钙等超 细粉体的湿法加工以及医药化工、环保、造纸、工业及生活废水处 理、尾矿回收、食品饮料加工等领域。 ——谢合钧 - ꢀꢄ -
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