CN102294296A - 一种硅钙质型萤石矿的浮选富集工艺 - Google Patents
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Abstract
一种硅钙质型萤石矿的浮选富集工艺，其特征在于：将硅钙质型萤石矿，经破碎磨矿使组成矿物单体解离，加水调浆后流入搅拌槽，再向矿浆中加入调整剂碳酸钠、水玻璃、S711和捕收剂油酸钠进行调浆，调浆物料进行粗选，粗选泡沫经一次精选，一次精选泡沫经二次精选，一次精选槽内产品即一精中矿和二次精选槽内产品即二精中矿合并加入调整剂和捕收剂油酸钠调浆，调浆物料进行再选，再选泡沫返回粗选作业，二次精选泡沫进行三次精选直至五次精选，三精四精五精中矿采取隔作业返回，五次精选泡沫进行旋流器分级，旋流器溢流经浓缩、过滤得萤石精矿产品。本发明工艺具有分选效率高，工艺指标优，所得萤石精矿质量高等优点。
Description
技术领域
本发明属于萤石矿浮选技术领域，特别是涉及一种适合石英-碳酸盐-萤石矿（硅钙质型萤石矿）的浮选富集工艺。
背景技术
萤石又称氟石，是重要的非金属矿物原料，广泛应用于冶金、炼铝、玻璃、陶瓷、水泥、化学工业等领域。随着科学技术的进步和社会经济的发展，萤石作为工业基础原料的地位越来越重要，并已成为战略物资。我国萤石总储量占世界储量的2/3强，居全球第一。萤石矿按其产出特征分为石英-萤石矿、碳酸盐-萤石矿和多金属-萤石矿，我国萤石资源特点是贫矿多，富矿少；难选矿多，易选矿少。对于难选的碳酸盐-萤石型矿石，特别是石英-碳酸盐-萤石矿（硅钙质型萤石矿），对于这类矿石必须在选矿过程中同时排除碳酸盐杂质和石英杂质，才能获得合格的萤石精矿，采用现有技术中的浮选工艺，很难获得满意的指标，原因是碳酸盐矿物和萤石矿物可浮性相近，极易随浮选泡沫一起进入萤石精矿，目前研究较多的碳酸盐矿物抑制剂有氟硅酸钠、六偏磷酸钠、苛性淀粉、栲胶、CMC等，但实际抑制效果都不很理想。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是针对现有技术的不足，提供一种可操作性强、分选性高、选矿成本低的适于硅钙质型萤石矿（石英-碳酸盐-萤石矿）的常温浮选富集工艺。
本发明所要解决的技术问题可以通过以下的技术方案来实现。本发明是一种硅钙质型萤石矿的浮选富集工艺，其特征在于：将硅钙质型萤石矿，经破碎磨矿使组成矿物单体解离，加水调浆至质量浓度为20—50%的矿浆，然后流入搅拌槽，再向矿浆中分别加入适量调整剂碳酸钠、水玻璃、S711和捕收剂油酸钠进行调浆，调浆后的物料进入浮选系统进行粗选，槽内产品为尾矿X1，排出堆放，粗选泡沫产品进行一次精选，一次精选泡沫进行二次精选，一次精选槽内产品即一精中矿和二次精选槽内产品即二精中矿合并分别加入适量的调整剂碳酸钠、水玻璃、S711和捕收剂油酸钠进行调浆，调浆后的物料进行再选，再选槽内产品为尾矿X2，和尾矿X1合并排出堆放，再选泡沫产品返回粗选作业，二次精选泡沫进行三次精选，三次精选槽内产品即三精中矿返回一精作业，三次精选泡沫进行四次精选，四次精选槽内产品即四精中矿返回二精作业，四次精选泡沫进行五次精选，五次精选槽内产品即五精中矿返回三精作业，五次精选泡沫进行旋流器分级，旋流器底流即粗粒级产品返回磨矿作业，旋流器溢流即细粒级产品为最终精矿，经浓缩、过滤即得成品萤石精矿产品（K）；
所述的浮选作业矿浆温度为15—40℃；
一精和二精作业只加入调整剂水玻璃，三精、四精和五精作业只加入调整剂S711。
本发明工艺特别适用于中低品位硅钙质型萤石矿的选矿，其原矿组成一般为：CaF2品位为30-60%，CaCO3含量为2-20%，SiO2含量为10-60%。也适用于其它品位硅钙质型萤石矿的选矿。
以上所述的一种硅钙质型萤石矿的浮选富集选矿工艺中，五次精选泡沫采用旋流器分级时的优选分离粒度为0.074μm。
与现有技术相比，本发明工艺具有如下优点：
1、采用水玻璃抑制石英等硅质矿物，S711抑制碳酸盐矿物，针对性抑制有效地控制了石英等硅质矿物和碳酸盐矿物的上浮，提高了浮选的分选性和分选效率；
2、本发明可以实现较低温的浮选；
3、由于碳酸盐矿物通常在一精中矿和二精中矿中富集，采取对一精中矿和二精中矿合并进行再选并排出尾矿X2，给碳酸盐矿物找到一个排出口，有效地控制了碳酸盐矿物在闭路流程中恶性循环，保证了萤石精矿质量；
4、三精中矿、四精中矿、五精中矿采取隔作业返回，保证了最终萤石精矿的质量；
5、五次精选泡沫进行旋流器分级，将含硅高的解离度不足的粗粒级产品返回磨矿作业进行再磨，保证了萤石最终精矿的质量。
6、本发明工艺还具有分选效率高，工艺指标优，所得萤石精矿质量高等优点。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
以下参照附图，进一步描述本发明的具体技术方案，以便于本领域的技术人员进一步地理解本发明，而不构成对其权利的限制。
实施例1，参照图1，一种硅钙质型萤石矿的浮选富集工艺，将硅钙质型萤石矿石，经破碎磨矿使组成矿物单体解离，加水调浆至浓度为20%的矿浆，然后流入搅拌槽，再向矿浆中分别加入调整剂碳酸钠、水玻璃、S711和捕收剂油酸钠进行调浆，调浆后的物料进入浮选系统进行粗选，槽内产品为尾矿X1，排出堆放，粗选泡沫产品加入水玻璃调浆后进行一次精选，一次精选泡沫加入水玻璃调浆后进行二次精选，一次精选槽内产品即一精中矿和二次精选槽内产品即二精中矿合并加入调整剂碳酸钠、水玻璃、S711和捕收剂油酸钠进行调浆，调浆后的物料进行再选，再选槽内产品为尾矿X2，和尾矿X1合并排出堆放，再选泡沫产品返回粗选作业，二次精选泡沫加入S711调浆后进行三次精选，三次精选槽内产品即三精中矿返回一精作业，三次精选泡沫加入S711调浆后进行四次精选，四次精选槽内产品即四精中矿返回二精作业，四次精选泡沫加入S711调浆后进行五次精选，五次精选槽内产品即五精中矿返回三精作业，五次精选泡沫进行旋流器分级，分离粒度为0.074μm，旋流器底流即粗粒级产品返回磨矿作业，旋流器溢流即细粒级产品为最终精矿，经浓缩、过滤即得成品萤石精矿产品；且上述浮选作业矿浆温度为15℃。本实施例中硅钙质型萤石矿石的组成为： CaF2品位为30%，CaCO3含量为2%，SiO2含量为60%。
实施例2，参照图1，一种硅钙质型萤石矿的浮选富集工艺，将硅钙质型萤石矿石，经破碎磨矿使组成矿物单体解离，加水调浆至浓度为50%的矿浆，然后流入搅拌槽，再向矿浆中分别加入调整剂碳酸钠、水玻璃、S711和捕收剂油酸钠进行调浆，调浆后的物料进入浮选系统进行粗选，槽内产品为尾矿X1，排出堆放，粗选泡沫产品加入水玻璃调浆后进行一次精选，一次精选泡沫加入水玻璃调浆后进行二次精选，一次精选槽内产品即一精中矿和二次精选槽内产品即二精中矿合并加入调整剂碳酸钠、水玻璃、S711和捕收剂油酸钠进行调浆，调浆后的物料进行再选，再选槽内产品为尾矿X2，和尾矿X1合并排出堆放，再选泡沫产品返回粗选作业，二次精选泡沫加入S711调浆后进行三次精选，三次精选槽内产品即三精中矿返回一精作业，三次精选泡沫加入S711调浆后进行四次精选，四次精选槽内产品即四精中矿返回二精作业，四次精选泡沫加入S711调浆后进行五次精选，五次精选槽内产品即五精中矿返回三精作业，五次精选泡沫进行旋流器分级，分离粒度为0.074μm，旋流器底流即粗粒级产品返回磨矿作业，旋流器溢流即细粒级产品为最终精矿，经浓缩、过滤即得成品萤石精矿产品；且上述浮选作业矿浆温度为30℃。本实施例中硅钙质型萤石矿石的组成为： CaF2品位为60%，CaCO3含量为20%，SiO2含量为10%。
实施例3，参照图1，一种硅钙质型萤石矿的浮选富集工艺，将硅钙质型萤石矿石，经破碎磨矿使组成矿物单体解离，加水调浆至浓度为40%的矿浆，然后流入搅拌槽，再向矿浆中分别加入调整剂碳酸钠、水玻璃、S711和捕收剂油酸钠进行调浆，调浆后的物料进入浮选系统进行粗选，槽内产品为尾矿X1，排出堆放，粗选泡沫产品加入水玻璃调浆后进行一次精选，一次精选泡沫加入水玻璃调浆后进行二次精选，一次精选槽内产品即一精中矿和二次精选槽内产品即二精中矿合并加入调整剂碳酸钠、水玻璃、S711和捕收剂油酸钠进行调浆，调浆后的物料进行再选，再选槽内产品为尾矿X2，和尾矿X1合并排出堆放，再选泡沫产品返回粗选作业，二次精选泡沫加入S711调浆后进行三次精选，三次精选槽内产品即三精中矿返回一精作业，三次精选泡沫加入S711调浆后进行四次精选，四次精选槽内产品即四精中矿返回二精作业，四次精选泡沫加入S711调浆后进行五次精选，五次精选槽内产品即五精中矿返回三精作业，五次精选泡沫进行旋流器分级，分离粒度为0.074μm，旋流器底流即粗粒级产品返回磨矿作业，旋流器溢流即细粒级产品为最终精矿，经浓缩、过滤即得成品萤石精矿产品；且上述浮选作业矿浆温度为40℃。本实施例中硅钙质型萤石矿石的组成为： CaF2品位为45%，CaCO3含量为11%，SiO2含量为35%。
实施例4，参照图1，对于浙江某硅钙质型萤石矿试样，原矿CaF2品位为56.68%，CaCO3含量为7.78%，SiO2含量为30.26%，磨矿细度为200目67.85%，浮选温度为15℃左右，浮选浓度为30%左右，浮选粗选加入碳酸钠1.0kg/t，水玻璃2.0kg/t，S711 0.5 kg/t，油酸钠 1.0 kg/t；一精加入水玻璃1.5 kg/t，二精加入水玻璃1.0 kg/t；再选加入碳酸钠1.0kg/t，水玻璃1.0kg/t，S711 0.8 kg/t，油酸钠 0.5 kg/t；三精加入S711 1.0 kg/t，四精加入S711 0.7 kg/t，五精加入S711 0.5 kg/t；经图1浮选闭路流程选别后可获得CaF2品位为98.35%，CaCO3含量为0.63%，SiO2含量为0.87%的优质萤石精矿，CaF2回收率为82.36%。
Claims (2)
1.一种硅钙质型萤石矿的浮选富集工艺，其特征在于：将硅钙质型萤石矿，经破碎磨矿使组成矿物单体解离，加水调浆至质量浓度为20—50%的矿浆，然后流入搅拌槽，再向矿浆中分别加入适量调整剂碳酸钠、水玻璃、S711和捕收剂油酸钠进行调浆，调浆后的物料进入浮选系统进行粗选，槽内产品为尾矿X1，排出堆放，粗选泡沫产品进行一次精选，一次精选泡沫进行二次精选，一次精选槽内产品即一精中矿和二次精选槽内产品即二精中矿合并分别加入适量的调整剂碳酸钠、水玻璃、S711和捕收剂油酸钠进行调浆，调浆后的物料进行再选，再选槽内产品为尾矿X2，和尾矿X1合并排出堆放，再选泡沫产品返回粗选作业，二次精选泡沫进行三次精选，三次精选槽内产品即三精中矿返回一精作业，三次精选泡沫进行四次精选，四次精选槽内产品即四精中矿返回二精作业，四次精选泡沫进行五次精选，五次精选槽内产品即五精中矿返回三精作业，五次精选泡沫进行旋流器分级，旋流器底流即粗粒级产品返回磨矿作业，旋流器溢流即细粒级产品为最终精矿，经浓缩、过滤即得成品萤石精矿产品；
所述的浮选作业矿浆温度为15—40℃；
一精和二精作业只加入调整剂水玻璃，三精、四精和五精作业只加入调整剂S711。
2.根据权利要求1所述的硅钙质型萤石矿的浮选富集工艺，其特征在于：五次精选泡沫采用旋流器分级的分离粒度为0.074μm。
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