1、某萤石矿选矿实验研究李凤久，孔亚然，贾清梅（华北理工大学矿业工程学院，河北唐山063210）摘要：某石英型萤石矿 CaF2含量 45.684%，通过选矿实验确定了选别该矿石的工艺流程和药剂制度，提供了相关工艺参数和技术指标。磨矿细度为-0.074 mm 90%，用碳酸钠作调整剂，JK-3 和水玻璃作组合抑制剂，YP-2 作捕收剂，采用一粗五精一扫，精尾和扫精再选，中矿合并返回的闭路工艺，精矿 CaF2品位为97.682%，回收率为 91.87%。实验结果表明矿石中的主要有价矿物萤石得到了充分的回收，产品质量较高，指标较为理想，为选矿设计提供了科学依据。关键词：石英型萤石矿；浮选；中矿；阶段磨选
2、doi:10.3969/j.issn.1000-6532.2023.02.015中图分类号:TD985;TD97 文献标志码:A 文章编号:1000-6532（2023）02008106 萤石（CaF2）又称氟石，是工业上氟元素的主要来源。萤石作为金属冶炼时的助熔剂可以消除杂质，用于生产透镜可以满足一些特殊的光学需求1-2。我国是萤石资源大国，总储量仅次于南非3。但大多数属于低品位萤石矿，在利用之前必须进行选矿。萤石矿选矿最常用的工艺是浮选4-5。某萤石矿矿物组成较为简单，萤石含量较高，但与石英嵌布关系复杂，部分细粒石英包含其中，为保证萤石精矿质量，必须进行细磨。如选别不当则会造成资源的极大浪
3、费。为充分利用该萤石资源，进行了选矿实验，确定了相对合理的工艺流程、药剂制度以及相关工艺条件和技术指标，为选矿设计提供了可靠依据。1矿石性质某萤石矿矿物组成较为简单，有用矿物为萤石，脉石矿物主要为石英，其次为高岭土、重晶石，还含有少量的方解石、黄铁矿、褐铁矿等，属石英型萤石矿。多元素分析结果见表 1。表 1 原矿多元素分析结果/%Table 1 Results of multi element analysis of raw oreCaF2CaCO3CuPbZnFeAs45.6840.4830.0290.0300.0151.0030.011SPMgOAl2O3Ag*SiO2BaSO40.365
4、0.0100.9267.7520.3628.6122.634*单位为g/t。由表 1 可知，该矿石可供回收的有价矿物为CaF2，占矿物总量的 45.684%。其他矿物含量较少，不具有回收价值。镜下观察发现萤石中常包含部分早期石英，且粒度细小（粒度 0.010.02 mm），如要从萤石中分离出这部分石英是较为困难的，必须细磨才能保证萤石精矿质量。收稿日期:2021-01-23基金项目:河北省自然基金（E2022209123，E202209079）；河北省中央引导地方科技发展资金项目（226Z4102G）作者简介:李凤久（1977-），男，博士，教授，主要研究方向为复杂难选矿分选理论与工艺。通信作
5、者:孔亚然（1997-），女，硕士研究生，研究方向为矿物分选理论与工艺。第 2 期矿产综合利用2023 年 4 月Multipurpose Utilization of Mineral Resources 81 2实验结果与讨论 2.1磨矿细度对浮选效果的影响单体解离度是影响矿物浮选的重要条件，磨矿是实现单体解离的必需手段6。按图 1 流程进行磨矿细度考查实验，固定碳酸钠用量为 2000 g/t（扫选减半），水玻璃用量为 1000 g/t，捕收剂为YP-2，实验结果见图 2。3精尾 1药剂用量单位：g/t粗 选捕收剂:500 3Na2CO3Na2CO3水玻璃精尾 3精 选 3精尾 4精 选 2
6、30尾矿3原矿调浆K=28%磨矿精 选 3 3水玻璃:500JK-3:1003 3水玻璃:300JK-3:10035精 选 精尾 2精 选 4水玻璃:500 3水玻璃:400 3水玻璃:500扫 选4中矿JK-3:3003捕收剂:300 3水玻璃3JK-3:1003精尾 52精矿JK-3:1003图 1 磨矿细度实验流程Fig.1 Grinding fineness test process 由图 2 可以看出，随着磨矿细度的不断增加，有用矿物单体解离度不断增大，精矿品位不断提高，但磨矿细度过细，产生大量矿泥，不利于浮选进行，回收率降低，且磨矿功耗较大，过磨增大生产成本。综合考虑生产成本和实际
7、效益，确定磨矿细度为-0.074 mm 90%。2.2调整剂用量对浮选效果的影响脂肪酸类捕收剂在弱碱性条件下弥散性和捕收性能更好，用碳酸钠做萤石浮选的 pH 值调整剂。碳酸钠同时可以降低矿浆中的钙镁离子浓度，使硬水软化，且碳酸钠对矿浆有分散作用，可以降低矿泥对浮选的影响7。按图 3 流程进行碳 65707580859095949596979899100精矿萤石品位精矿萤石品位/%磨矿细度 0.074 mm/%556065707580精矿萤石回收率精矿萤石回收率/%图 2 磨矿细度与精矿萤石品位及回收率关系Fig.2 Relationship between grinding fineness
8、and fluoritegrade and recovery rate of concentrate 82 矿产综合利用2023 年酸钠用量考查实验，固定水玻璃用量为 1000 g/t，实验结果见图 4。由图 4 可以看出，随碳酸钠用量增加，矿浆分散效果得到加强，精矿品位基本不变，回收率逐步提高，但碳酸钠用量增加到一定程度，精矿品位及回收率不增反降，故确定碳酸钠用量为 1400 g/t（扫选减半）。5原矿调浆K=28%粗 选磨矿0.074 mm 占 90%YP-2:500 3水玻璃尾矿 3JK-3:300 34中矿扫 选YP-2:300 3水玻璃 3JK-3:100 3精矿药剂用量单位：g/t
9、Na2CO3Na2CO3图 3 药剂用量实验流程Fig.3 Test flow of reagent dosage 05001000150020006869707172精矿萤石品位精矿萤石品位/%碳酸钠用量/(gt1)9293949596979899精矿萤石回收率精矿萤石回收率/%图 4 碳酸钠用量与精矿萤石品位及回收率关系Fig.4 Relationship between sodium carbonate dosage andfluorite grade and recovery rate of concentrate 2.3抑制剂用量对浮选效果的影响水玻璃是萤石浮选最常用的抑制剂，对石英
10、、硅酸盐矿物有良好的抑制效果8。JK-3 和水玻璃为组合抑制剂，按图 3 流程进行水玻璃用量考查实验，固定碳酸钠用量为 1400 g/t（扫选减半），实验结果见图 5。由图 5 可以看出，粗选水玻璃用量为 1000 g/t（扫选 700 g/t）时，萤石精矿品位及回收率均较高，硫含量较低，故采用 JK-3 和水玻璃为组合抑制剂，确定水玻璃用量为1000 g/t。500100015006668707274精矿萤石品位精矿萤石品位/%水玻璃用量/(gt1)96.597.097.598.0精矿萤石回收率精矿萤石回收率/%图 5 水玻璃用量与精矿萤石品位及回收率关系Fig.5 Relationship
11、 between sodium silicate dosage andfluorite grade and recovery rate of concentrate 大量研究结果表明，对水玻璃酸化改性更有利于萤石矿的分选7,9。酸化水玻璃在水系中反应的化学方程式如下：Na2SiO3+H2SO4 H2SiO3+SO24+2Na+H2SiO3SiO2-3SO2-4(SiO2yH2O)mn(SiO23,SO24)2(nx)H+2xH2SiO3SiO2SiO2H2SiO3SiO2酸化水玻璃在弱碱性介质中，起抑制作用的主要是胶粒，且胶粒双电层中除外，还存在，使可能的胶粒结构为，从而使胶粒的亲水性增强。因
12、此，胶粒会优先吸附在矿物表面，产生特性吸附。因而酸化水玻璃对有很强的选择性抑制作用。当酸化水玻璃用量过大时，多余的胶粒会吸附在萤石表面，阻碍捕收剂在萤石表面吸附，对萤石也产生抑制作用，因此要通过控制用量达到选择性抑制的目的9-。采用酸性水玻璃作为抑制剂进行探索实验，精矿品位和回收指标均有不同程度的提高，但与采用组合抑制剂相差不大。且考虑酸性环境会腐蚀设备，粗选采用碱性、精选采用酸性在生产上也难以实现。综合考虑生产实际，本实验采用了JK-3 和水玻璃为组合抑制剂。2.4捕收剂种类对浮选效果的影响萤石浮选常用脂肪酸类捕收剂。近年来，大量新型捕收剂和药剂组合应用于萤石的浮选。不同捕收剂对萤石的捕收效
13、果不同10。按图 1 流程第 2 期2023 年 4 月李凤久等：某萤石矿选矿实验研究 83 进行捕收剂种类考查实验，固定磨矿细度为-0.074 mm90%，碳酸钠用量为 1400 g/t（扫选减半），水玻璃用量为 1000 g/t（扫选 700 g/t），实验结果见图 6。由图 6 可以看出，YP-2 捕收剂捕收能力及选择性均优于其他药剂，其他药剂选择性和捕收性均较差，故确定采用 YP-2 作为该矿捕收剂。YP-2油酸钠YHS-02改性氧化石蜡皂020406080100精矿萤石品位/%捕收剂种类精矿萤石品位020406080100精矿萤石回收率精矿萤石回收率/%图 6 捕收剂种类对萤石浮选指
14、标的影响Fig.6 Effect of collector type on fluorite flotation index 2.5中矿单独处理流程对浮选效果的影响由于精尾及扫选精矿品位较原矿品位低，且产率较大，返回粗选作业势必造成入选品位贫化，影响浮选效果；且这部分中矿矿石性质复杂，有害杂质多，而将精尾及扫选精矿合并再处理，就可以及早排除部分有害杂质的干扰，减轻粗选负荷，降低对粗选及整个精选过程的不良影响，中矿再选流程考查实验流程及条件见图 7，实验结果见表 2。由表 2 可知，中矿再选效果较好，中精产率较小，品位较高，富集效果较为理想，富集后中矿产率较小，返回粗选流程不致使入选品位贫化，同
15、时也避免了中矿所含大部分有害杂质返回粗选流程恶化浮选，影响选别指标和产品质量。2.6阶段磨矿阶段选别工艺对浮选效果的影响根据磨矿细度考查实验结果，-0.074 mm 65%的细度，粗精矿回收率亦较高，故考虑采用粗精矿再磨精选工艺，减少了二段磨矿处理量，降低了生产成本，经济效益将较为明显。在图 1 实验流程及条件的基础上考查阶段磨矿阶段选别工艺对浮选效果的影响，一段磨矿细度为-0.074 mm65%，精选前进行粗精矿再磨，磨矿细度为-0.074 mm95%，药剂制度同磨矿细度实验。实验结果见表 3。由表 3 可知，粗精矿再磨精矿品位较高，但浮选回收率较低，尾矿品位较高，且精矿再磨起 精 选中尾4
16、精 选中精水玻璃:500水玻璃:500 3 3JK-3:100 3JK-3:100 35原矿调浆K=28%粗 选磨矿0.074mm 占 90%YP-2:500 3Na2CO3:1400水玻璃:1000尾矿 3JK-3:300 34扫 选 3Na2CO3:700水玻璃:600 3JK-3:100 3精矿YP-2:3003药剂用量单位：g/t图 7 中矿再选实验流程Fig.7 Middlings reprocessing test flow 表 2 中矿再选实验流程结果Table 2 Results of middlings reprocessing test process产品名称产率%CaF2品位%CaF2回收率%精矿45.2091.72892.53中精7.9027.8464.91中尾11.206.1881.55尾矿35.701.2741.02原矿100.0044.809100.00 表 3 阶段磨矿阶段选别工艺考查实验结果Table 3 Test results of stage grinding stage beneficiationprocess产品名称产率/%CaF2品位/%回