CN109926195B - 一种晶质石墨浮选粗精矿精细分质方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提出了一种晶质石墨浮选粗精矿精细分质方法，按照下述方式进行：(1)对原矿进行破碎磨矿得到磨矿产品，磨矿产品的上限粒度为1‑2mm，磨矿产品经1‑2段粗选获得粗选精矿，粗选精矿通过0‑2段精选后得到粗精矿；(2)对步骤(1)中得到的粗精矿采用重选+浮选联合的方法进行分质，得到粗粒分质产品和细粒分质产品，两种分质产品分别进行再磨再选，得到最终石墨精矿产品。本发明解决了晶质石墨混目浮选工艺中大鳞片过磨、细鳞片石墨提品难的问题，在提高大鳞片产率、提高精矿品位、缩短工艺流程、提高整体处理能力等方面具有明显效果。
Description
技术领域
本发明涉及一种石墨浮选方法，具体涉及一种晶质石墨浮选粗精矿精细分质方法。
背景技术
晶质石墨，又称鳞片石墨，具有导电、导热、耐高温、可塑性、润滑性、化学惰性等优良的物理化学性能，广泛应用于冶金、机械、电气、轻工、化工、纺织、国防等众多领域，是当今全球高新技术发展不可或缺的非金属材料之一。其鳞片有大小之分，鳞片越大、品位越高，市场价值越大。大鳞片一经破坏便无法复原，加上目前无法通过人工合成，因此在浮选提纯过程中如何保护鳞片一直是行业内学者研究的关注热点。
鳞片石墨具有良好的天然可浮性，采用浮选方法很容易实现与脉石矿物的分离。我国石墨矿山常用选矿工艺如附图1所示，现场生产普遍采用工艺为原矿粗磨粗选，粗精矿进行多段磨矿多段精选后筛分得到最终不同品质的精矿产品，但该工艺存在着大鳞片产率低、流程冗长、精矿品位不高等问题，近年来出现一些新型工艺如快速浮选、预先分目等虽然使得精矿大鳞片产率低的问题得到改善。
但不论哪种工艺，其大鳞片产率低、精矿品位不高的根本原因在于：①采用了大鳞片与细鳞片混目磨浮工艺，而大鳞片石墨总是优先解离，为进一步提高细鳞片的解离需继续增加磨矿段数，这就导致了已解离大鳞片的严重过磨，从而导致精矿产品中大鳞片产率低，也就是混目磨浮工艺中保护大鳞片与提高精矿品位无法同时满足；②微细粒脉石、连体等矿物不能及时从再磨精选作业中排出，导致矿浆泥化严重、浮选效率低、流程冗长。虽然可以通过筛分预先分离出大鳞片精矿，但筛分作业导致微细粒脉石连体全部进入细鳞片再磨再选作业，无疑增加了浮选难度、磨浮段数等，同时湿法筛分作业往往需要大量的水量，对水资源匮乏的矿区无疑增加生产成本。
发明内容
本发明针对现有技术的不足，提出一种晶质石墨浮选粗精矿精细分质方法，解决了晶质石墨混目浮选工艺中大鳞片过磨、细鳞片石墨提品难的问题，在提高大鳞片产率、提高精矿品位、缩短工艺流程、提高整体处理能力等方面具有明显效果。
本发明的技术方案是这样实现的：一种晶质石墨浮选粗精矿精细分质方法，按照下述方式进行：
(1)对原矿进行破碎磨矿得到磨矿产品，磨矿产品的上限粒度为1-2mm，磨矿产品经1-2段粗选获得粗选精矿和粗选尾矿，粗选精矿通过0-2段精选后得到粗精矿和精选尾矿；
(2)对步骤(1)中得到的粗精矿进行分质，得到粗粒分质产品和细粒分质产品，两种分质产品分别进行再磨再选，得到最终精矿产品。
进一步地，步骤(2)中对步骤(1)中得到的粗精矿采用重选+浮选联合方法进行分质作业。
进一步地，步骤(1)中，粗选精矿通过0-2段精选后获得大鳞片与细鳞片混合的粗精矿，固定碳含量在40％～60％。
进一步地，步骤(1)中的粗选尾矿以及精选尾矿经1-2段扫选后，获得的扫选精矿和最终尾矿，扫选精矿返回至粗选。
进一步地，步骤(2)中，粗粒分质产品固定碳含量为15％～35％，+0.15mm粒级产率为60％～80％；细粒分质产品固定碳含量为55％～80％，+0.15mm粒级产率为15％～30％。
进一步地，步骤(2)中，粗粒分质产品进行3-4段再磨再选获得最终精矿1，细粒分质产品进行4-6段再磨再选获得最终精矿2。
进一步地，粗粒分质产品和细粒分质产品再磨再选获得的中间尾矿合并后根据固定碳含量情况集中返回至粗选或分质作业。
本发明的有益效果是：本发明针对晶质石墨浮选工艺中的粗精矿进行分质，实现了不同嵌布特性的石墨及其连生体的优先分离，得到粗粒分质产品及细粒分质产品。本发明先对磨矿产品进行1-2段粗选和0-2段精选获得粗精矿，利用粗精矿表面已附着的浮选剂，采用重选+浮选的联合方法进行分质作业，可保证分质产品的粒度组成、矿物组成及固定碳含量不会随给矿品位的变化而出现较大波动，提高整个生产工艺稳定性及可调节性。
分质产品包含两个：粗粒分质产品和细粒分质产品，两个产品中均含有大鳞片(+0.15mm粒级)。粗粒分质产品品位较低，解离程度低，细粒脉石连体含量高；细粒分质产品品位较高，解离程度高。两种分质产品分别选择合适的再磨设备进行后续工艺。该分质过程一方面将解离度低、粒度大的连体矿物和微细粒脉石聚集至粗粒产品，经磨矿浮选后可迅速将脉石杂质矿物排出，改善后续磨浮环境；另一方面细粒产品由于解离度高，微细脉石含量少，可以大大缩短磨浮段数，起到鳞片保护的作用，同时对进一步提高精矿品位也有一定帮助。此外，由于采用“精细分质”方法，磨矿产品的上限粒度为1-2mm，放粗了粗选给矿的粒度(即破碎磨矿产品细度)，从而有利于提高整体处理能力。
附图说明
为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。
图1为我国石墨矿山常用选矿工艺图；
图2为黑龙江省某地区晶质石墨矿的显微镜图A；
图3为黑龙江省某地区晶质石墨矿的显微镜图B；
图4为本发明的工艺流程图；
图5为实施例的分质流程图；
图6为实施例的闭路流程路；
图7为螺旋分质机的立体结构示意图；
图8为螺旋分质机的俯视图；
图9为扰流凹槽和侧挡条的立体结构示意图；
图10为侧挡条的横截面示意图；
图11为分流槽的结构示意图；
图12为导矿闸板的结构意图；
图13为螺旋槽主体出料端的结构示意图。
具体实施方式
下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有付出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
如图4所示，一种晶质石墨浮选粗精矿精细分质方法，按照下述方式进行：
(1)对原矿进行破碎磨矿得到磨矿产品，磨矿产品的上限粒度为1-2mm，磨矿产品经1-2段粗选获得粗选精矿和粗选尾矿，粗选精矿通过0-2段精选后得到粗精矿和精选尾矿；
(2)对步骤(1)中得到的粗精矿进行分质，得到粗粒分质产品和细粒分质产品，两种分质产品分别进行再磨再选，得到最终精矿产品。
步骤(2)中对步骤(1)中得到的粗精矿采用重选+浮选联合方法进行分质作业。
步骤(1)中，粗选精矿通过0-2段精选后获得大鳞片与细鳞片混合的粗精矿，固定碳含量在40％～60％。
步骤(1)中的粗选尾矿以及精选尾矿经1-2段扫选后，获得的扫选精矿和最终尾矿，扫选精矿返回至粗选。
步骤(2)中，粗粒分质产品固定碳含量为15％～35％，+0.15mm粒级产率为60％～80％；细粒分质产品固定碳含量为55％～80％，+0.15mm粒级产率为15％～30％。
步骤(2)中，粗粒分质产品进行3-4段再磨再选获得最终精矿1，细粒分质产品进行4-6段再磨再选获得最终精矿2。
粗粒分质产品和细粒分质产品再磨再选获得的中间尾矿合并后根据固定碳含量情况集中返回至粗选或分质作业。
具体实施例如下：
所述实施例原矿为黑龙江省某地区晶质石墨矿，原矿固定碳含量为8％～20％，脉石矿物主要有石英(50％～60％)、云母(15％～20％)、长石(5％～15％)、褐铁矿(5％～15％)。石墨晶体呈片状，与脉石矿物嵌布关系复杂：多数粗粒级石墨与云母呈互层状分布，部分细粒级石墨被脉石矿物(石英、长石等)包裹，可见明显石墨片层扭折，如图2和3所示。原矿+0.15mm粒级分布率在50％～80％。取该地区3个不同矿床石墨样品，分别为样品1固定碳含量为9.04％；样品2固定碳含量为13.29％；样品3固定碳含量为18.24％。
实施例一
对样品1-3进行破碎磨矿，磨矿产品的粒度上限均为1mm，分别在相同的工艺条件下得到三组粗精矿，相同的工艺条件为：一段粗选，粗选过程中，加入水玻璃2000g/t，煤油150g/t，2号油75g/t；粗选获得粗选精矿和粗选尾矿，粗选精矿即为粗精矿，并对粗精矿采用重选+浮选进行“精细分质”作业，“精细分质”作业采用螺旋分质机，分质工艺流程如图5所示，精细分质结果见表2。
表2原矿不同固定碳含量下分质试验结果
分质产品0.15mm筛分结果见表3。
表3分质产品0.15mm筛分结果
从表3中可知，不同品位的试验样品在相同试验条件下经“一次粗选”后得到粗精矿，粗精矿经“精细分质”作业得到粗粒分质产品K粗、细粒分质产品K细。
(1)粗粒分质产品K粗：该分质产品固定碳含量可控制在18％左右；
(2)细粒分质产品K细：该分质产品固定碳含量可控制在70％左右。
如图7-13所示，螺旋分质机包括中心柱1，中心柱1的外侧固定有螺旋槽主体2，螺旋槽主体2沿中心柱1的外侧螺旋向下设置，螺旋槽主体2的外边缘固定有护套3，螺旋槽主体2的上端为槽面，槽面包括内侧重矿区4，内侧重矿区4外侧的槽面上设置有螺旋排布且由外至内延伸延伸的扰流凹槽5，扰流凹槽5上端位于槽面的外边缘，下端螺旋向下与内侧重矿区4的外边缘相切，扰流凹槽5外侧的槽面上设置有沿扰流凹槽5螺旋向下的侧挡条6，侧挡条6靠近扰流凹槽5的一侧为向外倾斜的导流面。
槽面360弧度内的扰流凹槽5数量为n，扰流凹槽5的上端位于槽面360弧度外边缘的n等分点一7，下端螺旋向下位于内侧重矿区4360弧度外边缘的n等分点二8，n等分点一7和n等分点二8之间为90弧度，n≥16，且为整数；螺旋槽主体2的螺距450mm～550mm、螺旋圈数5～8，横截面向内倾斜，横截面径向倾角10°～20°，截面直径800mm～1200mm。扰流凹槽5和侧挡条6的下端交汇于内侧重矿区4的外侧，扰流凹槽5的下端距中心柱1的距离占该端部所在螺旋槽主体2横截面半径的1/4～1/6，即内侧重矿区4的半径为螺旋槽主体2横截面半径的1/4～1/6。
侧挡条6的横截面为直角梯形结构。直角梯形的倾斜面位于靠近扰流凹槽5的一侧，侧挡条6的高度从上到下逐渐降低，侧挡条6的下端与内侧重矿区4相平，侧挡条6的高度指的是侧挡条6凸出槽面的距离。
中心柱1和内侧重矿区4之间设置有沿中心柱1螺旋向下的分流槽9，分流槽9的外侧设置有分流口，分流口处设置有弧形的导矿闸板10，导矿闸板10的下端与分流口的下端活动相连，分流口下端的槽面上固定有连接柱11，导矿闸板10的下端与连接柱11铰接，连接柱11的上端螺纹连接有螺母12，螺母12和导矿闸板10之间的连接柱11上套装有压缩弹簧13，压缩弹簧13将导矿闸板10压在槽面上，避免导矿闸板10下端漏矿。分流口和导矿闸板10位于中心柱1靠近下端的位置。
分流槽9的出料口连接有。螺旋槽主体2的下端为出料端，出料端从内到外依次连接有第一接料槽14、第二接料槽15，相邻接料槽的上端之间均安装有弧形的分隔板16，分隔板16的结构与导矿闸板10的结构相同，第一接料槽14的上端与内侧重矿区4和分流槽9的出料端相连。
将粗精矿通过螺旋分质机进行分质作业，粗精矿在槽面上沿扰流凹槽5和侧挡条6依据比重、可浮性及粒度差异三者的协同作用进行分质，粗精矿的重矿颗粒在扰流凹槽5和侧挡条6的作用下进入内侧重矿区4，轻矿物颗粒越过侧挡条6进入槽面的外侧；打开导矿闸板10，将内侧重矿区4的重矿颗粒引入第一接料槽14，轻矿物颗粒根据其在槽面上的位置进入第二接料槽15。
所述的螺旋分质机采用重选+浮选联合的方法对晶质石墨浮选粗精矿进行分质，分质过程依据粗精矿中不同组分在可浮性、解离度、比重及粒度方面协同差异实现，主要结构扰流凹槽+侧挡条的分布设计基于阿基米德螺线原理，该结构可使矿物颗粒轴向螺旋运动过程中，沿径向方向松散-翻滚，实现了可浮性不同的颗粒分层分流，同时借助离心力的搬用作用实现分带富集，从而起到分质效果。
扰流凹槽和侧挡条的设计利于重矿颗粒进入内侧重矿区，而且减轻了重矿颗粒对槽面的作用力，降低了槽面的磨损，延长螺旋槽主体的使用寿命。侧挡条用于阻挡重矿颗粒外移，同时靠近扰流凹槽的一侧为向外倾斜的导流面有利于轻矿物颗粒越过侧挡条进入槽面的外侧；侧挡条的高度逐渐降低，利于分离出的重矿颗粒从外侧向内侧移动，进入内侧重矿区，提高重矿颗粒和轻矿物颗粒的分离速率和分离效果。
实施例二
以样品2为例，进行了全流程闭路试验，如图6所示，具体包括以下步骤：
(1)一段粗选，粗选过程中，加入水玻璃2000g/t，煤油150g/t，2号油75g/t；粗选获得粗选精矿和粗选尾矿，粗选精矿即为粗精矿，并对粗精矿采用重选+浮选进行“精细分质”作业，获得K粗和K细，粗选尾矿进行一段扫选，扫选过程中加入水玻璃1800g/t，煤油70g/t，2号油40g/t，获得最终尾矿和扫选精矿，扫选精矿返回至粗选。
(2)K粗经过四段再磨再选：研磨介质配比为M3～5mm：M1～2mm＝2:1，球料比为M球：M料＝4:1,转速450r/min，K粗经剥片机研磨至-0.15mm粒级占78.8％，然后进行精选1，精选1加入水玻璃500g/t，煤油50g/t，2号油25g/t；将精选1获得精矿采用剥片机研磨至-0.15mm粒级占68.1％，然后进行精选2，精选2加入水玻璃500g/t，煤油25g/t，2号油15g/t；将精选2获得精矿采用剥片机研磨至-0.15mm粒级占59.8％，然后进行精选3，精选3加入水玻璃500g/t；将精选3获得精矿采用剥片机研磨至-0.15mm粒级占55.3％，然后进行精选4，精选4加入水玻璃500g/t，获得最终精矿1。
(3)K细经过五段再磨再选：研磨介质配比为M3～5mm：M1～2mm＝1:1，球料比为M球：M料＝5:1，转速650r/min，K细经砂磨机研磨至-0.15mm粒级占89.2％，然后进行精选5，精选5加入氧化钙500g/t，水玻璃500g/t，煤油75g/t，2号油25g/t；将精选5获得精矿采用砂磨机研磨至-0.15mm粒级占84.7％，然后进行精选6，精选6加入水玻璃500g/t，煤油50g/t，2号油25g/t；将精选6获得精矿采用砂磨机研磨至-0.15mm粒级占82.2％，然后进行精选7，精选7加入水玻璃500g/t，煤油25g/t，2号油15g/t；将精选7获得精矿采用砂磨机研磨至-0.15mm粒级占81.2％，然后进行精选8，精选8加入加入水玻璃500g/t；将精选8获得精矿采用砂磨机研磨至-0.15mm粒级占79.5％，然后进行精选9，精选9加入水玻璃500g/t，获得最终精矿2。
步骤(2)和步骤(3)中，K粗和K细两种分质产品的粒度组成、固定碳含量存在较大差异，根据产品特性采用不同再磨设备及磨矿条件进行再磨解离，以获得较高的大鳞片产品及精矿品位指标。
(4)将步骤(2)中精选1和精选2产生的中间尾矿以及步骤(3)中精选5和精选6产生的中间尾矿集中返回至步骤(1)中的粗选；精选3和精选4以及精选7-9产生的中间尾矿集中返回至步骤(1)中的分质作业。
对步骤(2)获得的最终精矿1和步骤(3)获得的最终精矿2进行0.15mm粒级筛分。具体分选指标见表4。
表4样品2全流程试验指标
| 产品名称 | 产率(％) | 固定碳含量(％) | 回收率(％) |
| 精矿1(+0.15mm) | 2.26 | 92.76 | 15.69 |
| 精矿1(-0.15mm) | 2.53 | 95.21 | 18.02 |
| 精矿1(合计) | 4.79 | 94.05 | 33.71 |
| 精矿2(+0.15mm) | 1.79 | 92.64 | 12.41 |
| 精矿2(-0.15mm) | 6.14 | 95.39 | 43.82 |
| 精矿2(合计) | 7.93 | 94.77 | 56.23 |
| 尾矿 | 87.28 | 1.54 | 10.06 |
| 原矿 | 100.00 | 13.37 | 100.00 |
从表3和4中可知，样品2得到的粗粒分质产品K粗和细粒分质产品K细：
(1)粗粒分质产品K粗：该分质产品固定碳含量可控制在18％左右，经“四次磨矿(剥片磨机)、四段精选”后可得到固定碳含量＞94％的精矿产品1；
(2)细粒分质产品K细：该分质产品固定碳含量可控制在70％左右，经“五次磨矿(搅拌磨机)、五段精选”后得到固定碳含量＞94％的精矿产品2。
对比例一
对样品2采用常规混目磨浮工艺(如图1所示)的产品指标见表1，磨矿粒度上限为0.35mm(产品细度为-0.074mm占50％)。由表1看出，由于石墨和云母的嵌布特性紧密复杂，为获得高品位的石墨精矿，需要通过十段再磨达到矿物解离才能实现，此种情况下石墨精矿中大鳞片产率极低(正目精矿回收率4.70％)，地区内企业生产多以-0.15mm精矿产品为主。
表1样品2常规工艺全流程试验指标
| 产品名称 | 产率(％) | 固定碳含量(％) | 回收率(％) |
| 精矿(+0.15mm) | 0.65 | 94.21 | 4.70 |
| 精矿(-0.15mm) | 11.53 | 92.14 | 81.66 |
| 精矿(合计) | 12.18 | 92.25 | 86.36 |
| 尾矿 | 87.82 | 2.02 | 13.64 |
| 原矿 | 100.00 | 13.01 | 100.00 |
由表4可知，大鳞片(+0.15mm粒级)产率为4.05％，大鳞片固定碳含量为92.71％，回收率为28.10％；细鳞片(-0.15mm粒级)晶质石墨的产率为8.67％，固定碳含量为95.34％，回收率为61.84％；从表2可知，常规工艺全流程中，大鳞片(+0.15mm粒级)的产率为0.65％，回收率4.7％。
由上述可知，本发明的精细分质方法提高大鳞片回收率、提高精矿品位和缩短工艺流程方面具有明显效果。
以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (5)
1.一种晶质石墨浮选粗精矿精细分质方法，其特征在于：按照下述方式进行：
（1）对原矿进行破碎磨矿得到磨矿产品，磨矿产品的上限粒度为1-2mm，磨矿产品经1-2段粗选获得粗选精矿和粗选尾矿，粗选精矿通过0-2段精选后得到粗精矿和精选尾矿；
（2）对步骤（1）中得到的粗精矿进行分质作业，得到粗粒分质产品和细粒分质产品，两种分质产品分别进行再磨再选，得到最终精矿；
步骤（2）中对步骤（1）中得到的粗精矿通过螺旋分质机采用重选+浮选联合方法进行分质作业；
螺旋分质机包括中心柱（1），中心柱（1）的外侧固定有螺旋槽主体（2），螺旋槽主体（2）的上端为槽面，槽面包括内侧重矿区（4），内侧重矿区（4）外侧的槽面上设置有螺旋排布且由外至内延伸的扰流凹槽（5），扰流凹槽（5）上端位于槽面的外边缘，下端螺旋向下与内侧重矿区（4）的外边缘相切，扰流凹槽（5）外侧的槽面上设置有沿扰流凹槽（5）螺旋向下的侧挡条（6），侧挡条（6）靠近扰流凹槽（5）的一侧为向外倾斜的导流面，侧挡条（6）的横截面为直角梯形结构，侧挡条（6）的高度从上到下逐渐降低，侧挡条（6）的下端与内侧重矿区（4）相平。
2.根据权利要求1所述的一种晶质石墨浮选粗精矿精细分质方法，其特征在于：步骤（1）中，粗选精矿通过0-2段精选后获得大鳞片与细鳞片混合的粗精矿，固定碳含量在40%～60%。
3.根据权利要求1所述的一种晶质石墨浮选粗精矿精细分质方法，其特征在于：步骤（1）中的粗选尾矿以及精选尾矿经1-2段扫选后，获得的扫选精矿和最终尾矿，扫选精矿返回至粗选。
4.根据权利要求1所述的一种晶质石墨浮选粗精矿精细分质方法，其特征在于：步骤（2）中，粗粒分质产品固定碳含量为15%～35%；细粒分质产品固定碳含量为55%～80%。
5.根据权利要求1所述的一种晶质石墨浮选粗精矿精细分质方法，其特征在于：步骤（2）中，粗粒分质产品进行3-4段再磨再选获得最终精矿1，细粒分质产品进行4-6段再磨再选获得最终精矿2。
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