CN110773323B - 一种硅硼钙石型硼矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明属于硼矿选矿技术领域,具体涉及一种硅硼钙石型硼矿的选矿方法。所述硅硼钙石型硼矿的选矿方法,包括:原矿破碎‑磨矿‑浮选工艺;其中,所述浮选包括:1次粗选‑2至3次精选‑1次扫选。本发明针对硅硼钙石型硼矿的特殊性,提出以破碎‑磨矿‑浮选的工艺路线进行选矿;同时为了提高选矿效果,还对浮选工序作进一步优化,采用1次粗选‑2次精选‑1次扫选的组合方式能够使浮选药剂更充分的发挥作用,提高浮选效果。试验表明,采用本发明所述的选矿方法可以显著提高精矿品位、精矿产率及回收率,同时降低原矿品位。为有效合理的开发利用硅硼钙石硼矿资源提供技术依据,同时也可在一定程度上缓解现有硼矿资源紧张的问题。
Description
技术领域
本发明属于硼矿选矿技术领域,具体涉及一种硅硼钙石型硼矿的选矿方法。
背景技术
我国硼矿床主要有第四纪盐湖硼矿床和第四纪前硼矿床。目前硼矿生产主要来自沉积变质型的硼镁矿。而在火山沉积硼矿床中,矿石矿物主要为硅硼钙石,具体成分见表1。
表1矿石的矿物组成(%)
该硅硼钙石呈粒状、放射状分布,粒径主要在0.02~2mm之间,在玄武岩型硼矿石中硅硼钙石作为主要的裂隙、细脉填充物、杏仁填充物嵌布其中;在灰岩型硼矿石中作为主要的亮晶胶结物与方解石伴生。斜长石是玄武岩型硼矿石的斑晶和基质主要组成矿物,在灰岩型硼矿石的孔隙中,见玄武岩岩屑,斜长石少量嵌布其中;辉石主要嵌布在玄武岩型硼矿石的基质中;方解石主要作为灰岩型硼矿石的脉石矿物嵌布,具泥晶结构、细晶结构;绿泥石作为玄武岩型硼矿石的蚀变矿物嵌布于基质中,主要见辉石的绿泥石化。
由于硅硼钙石型硼矿矿石品位低,目前尚未开发利用,国内也无相关选矿方法的文献资料报道。如能开发一种硅硼钙石型硼矿的选矿方法,为有效合理的开发利用硅硼钙石硼矿资源提供技术依据,同时也可在一定程度上缓解现有硼资源紧张的问题。
发明内容
为了克服上述技术问题,本发明提供一种针对硅硼钙石型硼矿的选矿方法。采用本发明所述选矿方法能够显著提高精矿品位、精矿产率及回收率,同时降低尾矿品位。
本发明所述的硅硼钙石型硼矿的选矿方法,包括:原矿破碎-磨矿-浮选的工艺;其中,所述浮选包括:1次粗选-2-3次精选-1次扫选。
本发明针对硅硼钙石型硼矿的特殊性,提出以破碎-磨矿-浮选的工艺路线进行选矿;同时为了提高选矿效果,还对浮选工序作进一步优化,采用1次粗选-2次精选-1次扫选的组合方式能够使浮选药剂更充分的发挥作用,提高浮选效果。试验表明,采用本发明所述的选矿方法不仅可以显著提高B2O3含量,而且显著提高精矿产率及精矿回收率,降低尾矿品位。为有效合理的开发利用硅硼钙石硼矿资源提供技术依据,同时也可在一定程度上缓解现有硼矿资源紧张的问题。
根据本发明的一些实施例,所述粗选的过程为:向矿浆中依次加入调整剂、抑制剂和复合捕收剂,得到粗精矿和粗选尾矿。
具体的加入方式为:先加入调整剂,搅拌2-5min,再加入抑制剂水玻璃,搅拌2-5min,最后加入复合捕收剂,搅拌2-5min。通过向磨矿后的矿浆中依次加入各种浮选药剂并搅拌调和,使其与矿物颗粒作用,以扩大不同矿物颗粒间的可浮性差别,提升粗选效果。矿浆中的矿粒与气泡接触、碰撞,可浮性好的矿粒选择性地粘附于气泡并被携带上升成为气-液-固三相组成的矿化泡沫层,经机械刮取或从矿浆面溢出,再脱水、干燥制成精矿产品。
所述粗选的过程中,所述调整剂选自碳酸钠;研究发现,在碱性条件下,泡沫更加均匀,且呈灰黄色,矿化效果相对更好。所述调整剂的使用浓度为10%;所述调整剂的加入量为1.6-4.0kg/t,优选2-2.5kg/t。
所述粗选的过程中,所述抑制剂选自水玻璃,优选其水玻璃模数为2.5,使用时须配置成质量百分数4-5%的溶液;所述抑制剂的加入量为0-4.0kg/t,优选1.0-1.5kg/t。
所述粗选的过程中,所述复合捕收剂由脂肪酸类捕收剂和表面活性剂的复配组成;所述复合捕收剂的加入量为1.4-2.0kg/t,优选1.4-1.7kg/t。
其中,所述脂肪酸类捕收剂优选为脂肪酸甲酯磺酸钠(MES);所述表面活性剂优选为葵酯、油酸钠、皂基或氧化石蜡皂中的一种或多种。
研究表明,当MES与葵酯复配时,捕收效果较佳;进一步优选当葵酯:脂肪酸甲酯磺酸钠(MES)的质量比为8:2时,效果更佳。
此外,在实际使用时,通常将复合捕收剂配制浓度1%进行使用,效果更好。
作为本发明的具体实施方式之一,在所述粗选中,所述调整剂选自碳酸钠,加入量为2.40kg/t时,所述抑制剂选自水玻璃,加入量为1.0kg/t,所述复合捕收剂加入量为1.4kg/t。研究表明,通过采用特定的药剂搭配组合及合理用量,可显著提高B2O3含量、精矿产率及回收率,同时降低粗选成本。
根据本发明的一些实施例,所述精选的过程为:分批次向粗精矿中加入抑制剂,得到硼精矿。
所述精选中,所述抑制剂为水玻璃,优选其水玻璃模数为2.5,使用时须配置成质量百分数4-5%的溶液;其中,所述抑制剂第一次加入量为0.4-0.6kg/t;所述抑制剂第二次加入量为0.1-0.2kg/t。研究表明,水玻璃的用量对精选效果影响较大,用量过少不能抑制脉石矿物,但用量过大会抑制硅硼钙石,因此需严格控制水玻璃用量。同时,水玻璃搅拌时间建议适当延长,增加它与矿浆的搅拌和反应时间,在低用量的条件下可提高其抑制脉石矿物和分散矿浆的作用;通过试验确定搅拌时间在5-6min为宜。
在具体实施过程中,若温度降低,选矿药剂用量需增加,工艺流程复杂,精选流程需要三段精选。
根据本发明的一些实施例,所述扫选的过程为:向粗选尾矿中加入复合捕收剂,得到硼精矿和尾矿。
所述扫选中,所述复合捕收剂与粗选中复合捕收剂相同;所述复合捕收剂加入量为0.1-0.3kg/t,优选0.2kg/t。
本发明还对浮选处理的矿浆细度作进一步优化。研究发现,硅硼钙石型硼矿的细粒级含量较高,细泥会对精矿品位影响较大,但对浮选现象和泡沫矿化没有影响,因而对浮选尾矿品位影响较小。
为了获得更好的效果,本发明所述矿浆中细度<0.076mm粒级的浆料含量须达到70.40%以上,以保证精矿产率;同时所述矿浆的pH值在8~9之间,优选8.5,以确保良好的矿选效果。
根据本发明的一些实施例,所述浮选的温度30-45℃,优选30-40℃。
作为本发明的具体实施方式之一,所述硅硼钙石型硼矿的选矿方法,包括:原矿破碎-磨矿-浮选工艺;其中,所述浮选包括:1次粗选-2至3次精选-1次扫选;
所述浮选的矿浆中,细度<0.076mm粒级的浆料含量达到70.40%以上;矿浆的pH值在8~9之间;
所述浮选的温度30-40℃;
其中,粗选过程中:调整剂碳酸钠用量为2-2.5kg/t、抑制剂水玻璃用量为1.0-1.5kg/t、复合捕收剂用量为1.4-1.7kg/t;
精选过程中:第一次投加抑制剂水玻璃用量为0.4-0.6kg/t,第二次投加抑制剂水玻璃用量为0.1-0.20kg/t;
扫选过程中:复合捕收剂用量为0.1-0.3kg/t。
研究表明,通过对各阶段中捕收剂用量的优化,既能够取得较好的选矿效果,显著提高B2O3含量、精矿产率及回收率,同时又能降低选矿成本,综合效益更佳。
本发明的有益效果如下:
本发明针对硅硼钙石型硼矿的特点,对现有选矿工艺进行改进,同时对选矿药剂重新进行筛选组合,建立了一套适用于硅硼钙石型硼矿的选矿方法。采用本发明所述的选矿方法不仅可以显著提高B2O3含量(B2O3含量从4.48%提高至12%以上),精矿回收率(达到85%以上)。为有效合理的开发利用硅硼钙石硼矿资源提供技术依据,同时也可在一定程度上缓解现有硼矿资源紧张的问题。
具体实施方式
以下实施例用于说明本发明,但不用来限制本发明的范围。
以下实施例所要用到的仪器有:颚式破碎机XPC125×100、RK/BM系列智能棒磨机、XFDⅢ实验室用单槽浮选机(0.75L和0.5L)、真空过滤机和烘箱等。
实施例1
本实施例提供一种硅硼钙石型硼矿的选矿方法,包括:
(1)矿样制备:
首先将矿样经过颚式破碎机破碎至<3mm,通过缩分,制取试验矿样,分析测试矿样和备样(即备份的矿样)。矿样化学分析结果见表2。
表2原矿化学分析结果(%)
(2)选矿:
将矿样进行磨矿处理,所得矿浆中细度<0.076mm的浆料的含量为70.40%。
采用的浮选工艺为:浮选矿浆温度40℃,1次粗选-2次精选-1次扫选;
其中,粗选中:碳酸钠用量为2.40kg/t、水玻璃用量为1.0kg/t、复合捕收剂用量为1.40kg/t;其中,所述复合捕收剂由葵酯:脂肪酸甲酯磺酸钠(MES)按质量比8:2组成。
精选中:第一次投加水玻璃用量为0.60kg/t,第二次投加水玻璃用量为0.20kg/t;
扫选:复合捕收剂用量为0.20kg/t。
经测试,精矿产率为32.78%,精矿品位B2O3为12.10%,尾矿产率67.22%,尾矿品位B2O3 0.77%,精矿回收率为88.45%。
实施例2
一种硅硼钙石型硼矿的选矿方法,包括:
(1)同实施例1的步骤(1);
(2)将矿样进行磨矿处理,所得矿浆中细度<0.076mm的浆料的含量为70.40%。
采用的浮选工艺为:温度30℃,1次粗选-3次精选-1次扫选;
其中,粗选中:碳酸钠用量为2.40kg/t、水玻璃用量为1.00kg/t、复合捕收剂用量为1.60kg/t;其中,所述复合捕收剂由葵酯:脂肪酸甲酯磺酸钠(MES)按质量比8:2组成。
精选中:第一次投加水玻璃用量为0.40kg/t,第二次投加水玻璃用量为0.20kg/t;
扫选:复合捕收剂用量为0.20kg/t。
经测试,精矿产率为32.00%,精矿品位B2O3为12.45%,尾矿产率68.00%,尾矿品位B2O3 0.97%,精矿回收率为85.83%。
对比例1
一种硅硼钙石型硼矿的选矿方法,包括:
(1)采用与实施例1相同的矿样;
(2)将矿样进行磨矿处理,所得矿浆中细度<0.076mm的浆料的含量为91.00%。
采用的浮选工艺为:浮选矿浆温度30℃,1次粗选-2次精选。
其中,粗选中:碳酸钠用量为2.40kg/t、水玻璃用量为1.20kg/t、复合捕收剂用量为1.00-2.0kg/t;
其中,采用三种不同的复合捕收剂进行试验;所述复合捕收剂分别为:油酸钠:MES=8:2,皂基:MES=8:2,氧化石蜡皂:MES=8:2;
精选中:第一次投加水玻璃用量为0.60kg/t,第二次投加水玻璃用量为0.20kg/t;
经测试,精矿产率在23-39%之间,精矿品位B2O3为9.19-10.81%之间,精矿品位低于11%,回收率在50-74%之间。
与实施例2比较可知,对比例1采用与实施例2相同的浮选温度,但浮选工艺仅为粗选+精选,没有扫选(浮选工艺流程基本相同);药剂用量也较实施例2量大,成本更大,但所得精矿品位较低,精矿回收率较低,难达到合格的硼精矿。
对比例2
一种硅硼钙石型硼矿的选矿方法,包括:
(1)采用与实施例1相同的矿样;
(2)将矿样进行磨矿处理,分粒级(0.045mm)浮选;
具体浮选操作及条件与实施例2相同。
浮选结果如下:
-0.045mm粒级:浮选现象正常,泡沫丰富;通过一次粗选、一次扫选、一次精选,获得的精矿产率为34.95%,但精矿品位低,B2O3仅为9.35%,尾矿产率42.66%,尾矿品位B2O31.07%;
+0.045mm粒级:浮选现象正常,泡沫少,通过一次粗选、一次扫选、一次精选,获得的精矿产率较低,仅为21.24%,精矿品位B2O314.28%,尾矿产率66.69%,尾矿品位B2O31.06%。
虽然,上文中已经用一般性说明及具体实施方案对本发明作了详尽的描述,但在本发明基础上,可以对之作一些修改或改进,这对本领域技术人员而言是显而易见的。因此,在不偏离本发明精神的基础上所做的这些修改或改进,均属于本发明要求保护的范围。
Claims (10)
1.一种硅硼钙石型硼矿的选矿方法,其特征在于,包括:原矿破碎-磨矿-浮选工艺;其中,所述浮选包括:1次粗选-2至3次精选-1次扫选;所述粗选的过程为:向矿浆中依次加入调整剂、抑制剂和复合捕收剂,得到粗精矿和粗选尾矿;所述调整剂选自碳酸钠,其加入量为1.6-4.0kg/t;
所述抑制剂选自水玻璃,其加入量为1.0-1.5kg/t;所述复合捕收剂由脂肪酸类捕收剂和表面活性剂组成;所述复合捕收剂的加入量为1.4-2.0kg/t;所述脂肪酸类捕收剂为脂肪酸甲酯磺酸钠;
所述表面活性剂选自葵酯、油酸钠、皂基或氧化石蜡皂中的一种或多种;
所述精选的过程为:分批次向粗精矿中加入所述抑制剂,得到硼精矿;
所述扫选的过程为:向粗选尾矿中加入所述复合捕收剂,得到硼精矿和尾矿。
2.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,所述调整剂选自碳酸钠,其加入量为2-2.5 kg/t。
3.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,所述粗选的过程中复合捕收剂的加入量为1.4-1.7kg/t。
4.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,所述复合捕收剂是由葵酯与脂肪酸甲酯磺酸钠按质量比8:2组成。
5.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,所述精选的过程中,所述抑制剂第一次加入量为0.4-0.6 kg/t;所述抑制剂第二次加入量为0.1-0.2 kg/t。
6.根据权利要求5所述的选矿方法,其特征在于,所述抑制剂加入后搅拌时间在5-6min为宜。
7.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,所述扫选的过程中,所述复合捕收剂的加入量为0.1-0.3 kg/t。
8.根据权利要求1-7任一所述的选矿方法,其特征在于,所述浮选的矿浆中,细度<0.076mm粒级的浆料含量达到70.40%以上;
和/或,所述浮选的矿浆的pH值在8~9之间。
9.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,所述浮选的温度30-45℃。
10.根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,包括:原矿破碎-磨矿-浮选工艺;其中,所述浮选包括:1次粗选-2至3次精选-1次扫选;
所述浮选的矿浆中,细度<0.076mm粒级的浆料含量达到70.40%以上;矿浆的pH值在8~9之间;
所述浮选的温度30-40℃;
其中,粗选过程中:调整剂碳酸钠用量为2-2.5kg/t、抑制剂水玻璃用量为1.0-1.5kg/t、复合捕收剂用量为1.4-1.7kg/t;
精选过程中:第一次投加抑制剂水玻璃用量为0.4-0.6 kg/t,第二次投加抑制剂水玻璃用量为0.1-0.20kg/t;
扫选过程中:复合捕收剂用量为0.1-0.3kg/t。
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