CN113908974A - 一种嵌布关系复杂的高泥化萤石矿选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种嵌布关系复杂的高泥化萤石矿选矿方法，该方法包括如下步骤：⑴将高泥化萤石原矿破碎后湿磨至细度‑0.074mm占60%~75%的磨矿产品；⑵磨矿产品经沉降分级，分别得到粒径小于0.01mmd细粒级产品和粒径大于0.01mm的粗粒级产品；⑶粗粒级产品调浆后进行粗选、扫选，分别得到萤石粗精矿、扫选中矿和尾矿；扫选中矿返回粗选作业；⑷萤石粗精矿调浆后进行再磨矿，得到细度0.038mm占80%~90%的再磨粗精矿；⑸再磨粗精矿调浆后进行一次精选，分别得到一次精选精矿和一次精选中矿；一次精选中矿返回沉降分级作业；⑹一次精选精矿调浆后进行4次精选，分别得到萤石精矿和各次精选中矿，各次精选中矿顺序返回前一次精选作业。本发明工艺流程稳定性强、选矿指标优异、适应范围广。
Description
技术领域
本发明涉及矿物加工技术领域，尤其涉及一种嵌布关系复杂的高泥化萤石矿选矿方法。
背景技术
目前，萤石作为氟化工行业的主要原料，在冶金、陶瓷等行业也应用广泛。萤石矿现场闭路生产过程中常存在中矿返回时矿泥循环量大，进而导致矿浆泡沫发粘，工艺流程、浮选指标不稳定的问题。对于与脉石矿物嵌布紧密、泥化严重的萤石资源，若不细磨，萤石难以单体解离，可细磨又在很大程度上加大了矿物的泥化程度，进而加重了中矿返回对浮选指标及工艺流程稳定性的影响。
萤石矿选矿时中矿常规返回方式为顺序返回或集中返回，对于矿泥含量高的矿石，闭路生产中随着中矿的返回，每次精选作业给矿矿泥含量逐渐加大，精选效率逐渐降低，故而对于泥化严重的萤石矿，中矿无论采用顺序返回还是集中返回均对浮选效果不利。
为克服中矿返回对浮选的不利影响，针对不同矿石的性质特点，先后有研究者提出将部分中矿丢弃或集中再选的工艺的流程：例如岑对对等针对浙江某细粒难选萤石矿，采用一粗八精、中矿1丢弃，中矿2~8集中返回一次精选前再磨作业的工艺流程，最终虽获得了符合质量标准的萤石精矿，但因中矿1被丢弃，精矿CaF2回收率较低，只有65.46%；毛素荣等针对云南某萤石矿采用一次粗选七次精选，中矿集中再选的工艺流程，获得了CaF2品位和回收率分别为97.14%和81.38%的萤石精矿，浮选指标虽较为理想，但在实际生产中，考虑到矿泥难以沉降的特点，而中矿再选前需要浓缩给工艺带来的困难，回收该部分萤石难度较大，经济上也不一定合算。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是提供一种稳定性好、操作性强、适应范围广的嵌布关系复杂的高泥化萤石矿选矿方法。
为解决上述问题，本发明所述的一种嵌布关系复杂的高泥化萤石矿选矿方法，包括如下步骤：
⑴将高泥化萤石原矿破碎后湿磨至细度-0.074mm占60%~75%的磨矿产品；
⑵所述磨矿产品经沉降分级，分别得到粒径小于0.01mmd细粒级产品和粒径大于0.01mm的粗粒级产品；所述粒径小于0.01mmd细粒级产品作为尾矿抛弃；
⑶所述粗粒级产品调浆至质量浓度为30%~35%后进行粗选，分别得到萤石粗精矿和粗选尾矿；所述粗选尾矿经扫选，分别得到扫选中矿和尾矿；所述扫选中矿返回所述粗选作业；
⑷所述萤石粗精矿调浆至浓度60%~70%后进行再磨矿，得到细度0.038mm占80%~90%的再磨粗精矿；
⑸所述再磨粗精矿调浆至20%~25%后进行一次精选，分别得到一次精选精矿和一次精选中矿；所述一次精选中矿返回所述步骤⑵的沉降分级作业；
⑹所述一次精选精矿调浆至浓度10%~15%后进行4次精选，分别得到萤石精矿和各次精选中矿，各次精选中矿顺序返回前一次精选作业。
所述步骤⑶中粗选所用药剂是指按1 t原矿计依次添加1500~3000g碳酸钠、1000~1500g水玻璃、300~500g低温油酸。
所述步骤⑶中扫选所用药剂是指按1 t原矿计添加30~60g低温油酸。
所述步骤⑸中一次精选所用药剂是指按1 t原矿计依次添加200~300g酸性水玻璃、30~50g常温油酸。
所述步骤⑹中4次精选所用药剂是指每次按1 t原矿计加入100~200g水玻璃。
本发明与现有技术相比具有以下优点：
1、本发明原矿磨矿后根据矿泥性质特点先采用重力分级方法脱除部分矿泥，然后非泥产品采用粗精矿再磨后再精选的工艺流程回收，流程中除一次精选中矿外的各中矿按常规顺序返回前一浮选作业，一次精选中矿则返回脱泥作业进行二次分级。与常规萤石矿浮选工艺流程相比，该流程在保证萤石矿物充分单体解离的同时，降低了中矿返回时矿泥的不良影响。
2、本发明工艺流程稳定性强、选矿指标优异、适应范围广。
具体实施方式
一种嵌布关系复杂的高泥化萤石矿选矿方法，包括如下步骤：
⑴将高泥化萤石原矿破碎后湿磨至细度-0.074mm占60%~75%的磨矿产品；
⑵磨矿产品经沉降分级，分别得到粒径小于0.01mmd细粒级产品和粒径大于0.01mm的粗粒级产品；粒径小于0.01mmd细粒级产品作为尾矿抛弃；
⑶粗粒级产品调浆至质量浓度为30%~35%后，按1 t原矿依次添加1500~3000g碳酸钠、1000~1500g水玻璃、300~500g低温油酸进行粗选，分别得到萤石粗精矿和粗选尾矿；粗选尾矿中按1 t原矿添加30~60g低温油酸进行扫选，分别得到扫选中矿和尾矿；扫选中矿返回粗选作业；
⑷萤石粗精矿调浆至浓度60%~70%后进行再磨矿，得到细度0.038mm占80%~90%的再磨粗精矿；
⑸再磨粗精矿调浆至20%~25%后，按1 t原矿依次添加200~300g酸性水玻璃、30~50g常温油酸进行一次精选，分别得到一次精选精矿和一次精选中矿；一次精选中矿返回步骤⑵的沉降分级作业；
⑹一次精选精矿调浆至浓度10%~15%后进行4次精选，每次精选按1 t原矿加入100~200g水玻璃，分别得到萤石精矿和各次精选中矿，各次精选中矿顺序返回前一次精选作业。
本发明中的高泥化萤石原矿是指矿石本身泥化严重，而萤石矿物又嵌布粒度分布范围广、嵌布关系复杂的矿石。
实施例1 高泥化萤石原矿为内蒙某萤石矿，矿石中的有价矿物为萤石，CaF2品位约为35.3%，脉石矿物主要为石英，含少量褐铁矿、方解石、重晶石，萤石与石英嵌布关系紧密，有部分石英和萤石和互相包裹，矿石由于露天堆放时间较长，风化、破碎等变质作用致使矿石较为松散，含泥较大。
其选矿方法，包括如下步骤：
⑴将高泥化萤石原矿破碎后湿磨至细度-0.074mm占70%的磨矿产品；
⑵磨矿产品进行沉降分级，分级粒径0.01mm的矿物，分别得到粒径小于0.01mmd细粒级产品和粒径大于0.01mm的粗粒级产品；
⑶粗粒级产品调浆至质量浓度为34%后，按1 t原矿依次添加1500g碳酸钠、1200g水玻璃、450g低温油酸进行粗选，分别得到萤石粗精矿和粗选尾矿；粗选尾矿中按1 t原矿添加60g低温油酸进行扫选，分别得到扫选中矿和尾矿；扫选中矿返回粗选作业；
⑷萤石粗精矿调浆至浓度65%后进行再磨矿，得到细度0.038mm占85%的再磨粗精矿；
⑸再磨粗精矿调浆至25%后，按1 t原矿依次添加200g酸性水玻璃、50g常温油酸进行一次精选，分别得到一次精选精矿和一次精选中矿；一次精选中矿返回步骤⑵的沉降分级作业；
⑹一次精选精矿调浆至浓度10%~15%后进行4次精选，每次精选按1 t原矿加入100~200g水玻璃，分别得到萤石精矿和各次精选中矿，各次精选中矿顺序返回前一次精选作业。此处矿浆作业浓度根据试验过程中各作业产品产量选择符合浓度要求的不同体积浮选槽，进而可计算出具体的浓度，药剂用量则根据实际试验指标进行具体选择调整。
所得萤石精矿CaF2品位为98.23%，回收率为81.25%。
实施例2 高泥化萤石原矿为湖南某碳酸盐型萤石矿，有用矿物主要为萤石，CaF2品位约为38.7%，脉石矿物主要为方解石，还有少量石英和磷灰石，萤石矿嵌布关系较为复杂，有脉状，也有部分浸染状，矿物粒径悬殊，矿物泥化程度高。
其选矿方法，包括如下步骤：
⑴将高泥化萤石原矿破碎后湿磨至细度-0.074mm占65%的磨矿产品；
⑵磨矿产品进行沉降分级，分级粒径0.01mm的矿物，分别得到粒径小于0.01mmd细粒级产品和粒径大于0.01mm的粗粒级产品；
⑶粗粒级产品调浆至质量浓度为34%后，按1 t原矿依次添加2500g碳酸钠、1500g水玻璃、500g低温油酸进行粗选，分别得到萤石粗精矿和粗选尾矿；粗选尾矿中按1 t原矿添加40g低温油酸进行扫选，分别得到扫选中矿和尾矿；扫选中矿返回粗选作业；
⑷萤石粗精矿调浆至浓度70%后进行再磨矿，得到细度0.038mm占80%的再磨粗精矿；
⑸再磨粗精矿调浆至25%后，按1 t原矿依次添加250g酸性水玻璃、40g常温油酸进行一次精选，分别得到一次精选精矿和一次精选中矿；一次精选中矿返回步骤⑵的沉降分级作业；
⑹一次精选精矿调浆至浓度10%~15%后进行4次精选，每次精选按1 t原矿加入100~200g水玻璃，分别得到萤石精矿和各次精选中矿，各次精选中矿顺序返回前一次精选作业。
所得萤石精矿CaF2品位为98.45%，回收率为82.67%。
实施例3 高泥化萤石原矿为福建某萤石矿，主要的有用矿物为萤石，CaF2品位为28.98%，脉石矿物主要为石英，其次有粘土矿物、碳酸盐矿物，还有少量黄铁矿和褐铁矿，萤石矿物粒径悬殊，且与脉石矿物嵌布关系复杂，与微细粒石英、黏土矿物夹杂，矿石泥化现象较为严重。
其选矿方法，包括如下步骤：
⑴将高泥化萤石原矿破碎后湿磨至细度-0.074mm占65%的磨矿产品；
⑵磨矿产品进行沉降分级，分级粒径0.01mm的矿物，分别得到粒径小于0.01mmd细粒级产品和粒径大于0.01mm的粗粒级产品；
⑶粗粒级产品调浆至质量浓度为34%后，按1 t原矿依次添加2000g碳酸钠、2000g水玻璃、350g低温油酸进行粗选，分别得到萤石粗精矿和粗选尾矿；粗选尾矿中按1 t原矿添加30g低温油酸进行扫选，分别得到扫选中矿和尾矿；扫选中矿返回粗选作业；
⑷萤石粗精矿调浆至浓度70%后进行再磨矿，得到细度0.038mm占80%的再磨粗精矿；
⑸再磨粗精矿调浆至25%后，按1 t原矿依次添加200g酸性水玻璃、40g常温油酸进行一次精选，分别得到一次精选精矿和一次精选中矿；一次精选中矿返回步骤⑵的沉降分级作业；
⑹一次精选精矿调浆至浓度10%~15%后进行4次精选，每次精选按1 t原矿加入100~200g水玻璃，分别得到萤石精矿和各次精选中矿，各次精选中矿顺序返回前一次精选作业。所得萤石精矿CaF2品位为97.83%，回收率为79.55%。
Claims (5)
1.一种嵌布关系复杂的高泥化萤石矿选矿方法，包括如下步骤：
⑴将高泥化萤石原矿破碎后湿磨至细度-0.074mm占60%~75%的磨矿产品；
⑵所述磨矿产品经沉降分级，分别得到粒径小于0.01mmd细粒级产品和粒径大于0.01mm的粗粒级产品；所述粒径小于0.01mmd细粒级产品作为尾矿抛弃；
⑶所述粗粒级产品调浆至质量浓度为30%~35%后进行粗选，分别得到萤石粗精矿和粗选尾矿；所述粗选尾矿经扫选，分别得到扫选中矿和尾矿；所述扫选中矿返回所述粗选作业；
⑷所述萤石粗精矿调浆至浓度60%~70%后进行再磨矿，得到细度0.038mm占80%~90%的再磨粗精矿；
⑸所述再磨粗精矿调浆至20%~25%后进行一次精选，分别得到一次精选精矿和一次精选中矿；所述一次精选中矿返回所述步骤⑵的沉降分级作业；
⑹所述一次精选精矿调浆至浓度10%~15%后进行4次精选，分别得到萤石精矿和各次精选中矿，各次精选中矿顺序返回前一次精选作业。
2.如权利要求1所述的一种嵌布关系复杂的高泥化萤石矿选矿方法，其特征在于：所述步骤⑶中粗选所用药剂是指按1 t原矿计依次添加1500~3000g碳酸钠、1000~1500g水玻璃、300~500g低温油酸。
3.如权利要求1所述的一种嵌布关系复杂的高泥化萤石矿选矿方法，其特征在于：所述步骤⑶中扫选所用药剂是指按1 t原矿计添加30~60g低温油酸。
4.如权利要求1所述的一种嵌布关系复杂的高泥化萤石矿选矿方法，其特征在于：所述步骤⑸中一次精选所用药剂是指按1 t原矿计依次添加200~300g酸性水玻璃、30~50g常温油酸。
5.如权利要求1所述的一种嵌布关系复杂的高泥化萤石矿选矿方法，其特征在于：所述步骤⑹中4次精选所用药剂是指每次按1 t原矿计加入100~200g水玻璃。
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- 2021-08-18 CN CN202110957319.3A patent/CN113908974A/zh active Pending
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