不均匀嵌布萤石矿浮选试验研究

不均匀嵌布萤石矿浮选试验研究

萤火虫广泛应用于钢铁、铝、化工、水泥、玻璃、陶瓷、铸造石、机械工程等行业。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。1矿样的充填分析试样取自辽宁朝阳某萤石矿区,在不同的矿点采样,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1.61%;MgO、P2O5、S的含量少。由此可知,对试验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。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,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。2磨矿时间及磨矿效率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。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(-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Na2CO31600g/t、Na2SiO32500g/t、自制的Y-4捕收剂(Y-4为阴离子捕收剂油酸经皂化改性处理)1500g/t,浮选结果见图2。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%。3采矿试验3.1抑制剂用量的确定由图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900g/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,Na2SiO3900g/t,油酸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%。3.2选定测试3.2.1单因素试验结果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900g/t、油酸用量300g/t下进行试验,结果见表2。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。3.2.2粗选时间对晶粒解离度的影响对经一次粗选、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。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。说明随着再磨时间的延长,萤石的单体解离度不断提高。再磨时间10min时,品位达到97.86%、回收率达72.40%,超过10min时,回收率趋于稳定,品位也没有提高,故再磨时间确定为10min。3.2.3尾矿的家族和矿产品种粗选药剂制度同上,再磨时间为10min,精选药剂制度为:精Ⅰ,油酸300g/t;Na2SiO3用量:精Ⅰ,1000g/t;精Ⅱ,1000g/t;精Ⅲ,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%。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。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98.65%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。从表3可见,尾矿一般是颗粒越细,品位越低,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。从表4可看出,-0.045mm中所有粒级产品的品位均在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。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。3.3一段球磨浮游选试3.3.1磨矿时间的确定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。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。磨矿15min后进行粗选、精选,精矿产率36.60%,品位97.25%,回收率78.14%。3.3.2药剂制度及结果采用一段球磨闭路浮选试验,试验流程为1次粗选8次精选;粗选抛尾矿1,精选Ⅰ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。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%。3.4推荐过程4磨矿试验及分析1.该矿石嵌布极不均匀,大部分石英嵌布粒度极细,属细粒难选的萤石矿。2.由于该萤石矿中包裹了浸染状玉髓,使得萤石在-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98.65%,但回收率仅为47.26%;当精矿品位97.61%,回收率65.29%。由于矿石粒度嵌布不均匀,且矿石品位不高,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