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重庆某复杂萤石重晶石矿可选性试验

重庆某矿业有限公司下辖矿山属热液型萤石——重晶石矿,主要矿物为:萤石、重晶石,其次为方解石、硅石、天青石、磷灰石,还有少量的硫、铜、锌、钒、钛、钨、钽、砷等金属矿物。其中萤石、重晶石为可回收元素,方解石、硅石、硫、磷、砷为有害杂质,原矿所含萤石与重晶石品位占90%左右,具有较大的工业开采价值。

受重庆某矿业有限公司委托,山东七典科技服务有限公司选矿实验研究中心对该复杂型萤石——重晶石矿进行可选性试验研究,目的是通过试验选择合理的选矿工艺流程,在确保主要元素萤石精矿品位达到97%以上基础上,尽可能的提高产品回收率,同时回收另一有价元素——重晶石,降低精矿中有害杂质的含量及尾矿金属量的流失,使小型试验技术指标尽快转化为现场实际生产,为公司和社会创造更大的经济效益。

试验矿样重约50公斤,取自生产现场,应具有代表性,经破碎、混匀、烘干、分样后化验,原矿含萤石CaF2品位为38.13%,重晶石BaSO4品位为53.65%,方解石CaCO34.08%,硅石SiO21.72%,属复杂难选矿石。

由原矿性质并结合现场实际生产确定选矿工艺流程为混合——分离浮选。主要抑制方解石、硅石,浮萤石、重晶石,混合精矿经分离后得萤石、重晶石精矿。试验中对原矿分析、磨矿细度、矿浆浓度、矿浆温度、调整剂、捕收剂、抑制剂、精选、扫选次数等方面作了详细的考察,最终取得开路试验技术指标为:萤石精矿CaF2品位为98.47%,萤石在精矿、中矿总回收率为85.58%,重晶石精矿BaSO4品位为88.70%,回收率为69.88%,本次萤石选矿试验达到了预期的目标。具体试验指标见表一:

表一:最终试验结果

试验名称

产率%

品位%

回收率%

CaF2

CaCO3

SiO2

BaSO4

CaF2

CaCO3

SiO2

BaSO4

萤石精矿

13.26

98.47

0.58

0.25

\

34.12

1.99

1.74

\

萤石中矿四

6.45

94.68

0.72

\

\

15.96

1.25

\

\

萤石中矿三

2.79

88.89

0.87

\

\

6.48

0.50

\

\

萤石中矿二

4.37

82.56

1.08

\

\

9.43

1.25

\

\

萤石中矿一

8.62

51.16

3.72

\

\

11.52

7.98

\

\

分离扫精

4.15

74.36

2.28

\

\

8.07

2.49

\

\

混合扫精

6.81

39.80

5.27

\

\

7.08

8.98

\

\

重晶石精矿

42.27

2.92

4.84

0.36

88.70

3.21

51.12

8.72

69.88

尾矿

11.28

14.03

8.65

\

\

4.13

24.44

\

\

原矿

100.00

38.28

4.01

1.72

53.65

100.00

100.00

100.00

100.00

二、试验矿样加工制备

原矿大块矿石手工破碎至20mm以下,经实验室XPE60*100颚式破碎机,XPZ200*75对辊破碎机,XPF175圆盘粉碎机加工成-1.5mm粒度试样产品,加工制备流程见图一:

图一:试验矿样加工制备流程图

地质勘探

三、矿石物质组成

3.1原矿主要元素分析

元素

BaSO4

CaF2

CaCO3

SiO2

TiO2

V

Sr

Ta

WO3

含量%

53.65

38.13

4.08

1.72

0.0314

0.0723

0.0192

0.0628

0.0231

元素

S

P

Zn

Nd

Cu

As

CI

Ag(g/t)

Br

含量%

14.67

0.0197

0.0536

0.0326

0.0094

0.0063

0.0116

0.9

0.0013

注:光谱分析报告见附表

3.2原矿矿物组成

由原矿主要元素分析得知,重晶石和萤石为该矿主要矿物,其他伴生矿物为方解石、石英及少量的磷灰石、黄铁矿、钛铁矿、天青石、闪锌矿和黄铜矿等,其中方解石和石英为选矿试验主要有害杂质。重晶石晶体呈厚板状灰白色,部分集合体呈粒状与萤石、方解石、石英结合较为紧密;萤石晶体呈粒状或块状,颜色大部分为无色,少量紫色,呈玻璃光泽;方解石为无色或白色致密块集合体嵌布于重晶石和萤石之间;石英呈乳白色或无色,夹杂于其他矿物裂隙间。

原矿主要元素分析和矿物构造分析说明,该矿影响主要元素萤石选矿技术指标的有害杂质较多且可浮性相近,矿物间的分离比较困难,萤石精矿达到所需的品位,必须选择正确的选矿工艺流程和合理的药剂制度。

四、选矿试验

4.1矿石可磨度试验

用粒度-1.5mm粒级试验矿样经实验室XMQ240*90mm锥型球磨机,在磨矿矿浆浓度65%条件下对试验矿样进行磨矿,找出磨矿细度与磨矿时间之间的曲线关系,其磨矿细度与磨矿时间对应表及磨矿曲线分别见表二、图二:

表二:磨矿细度与磨矿时间对应表:

磨矿时间(分)

2

4

6

8

-0.074mm含量

58.67

80.10

92.80

100.00

图二:磨矿细度曲线

地质勘探 

    磨矿细度曲线显示,原矿可磨性较好,较短时间内即达到选矿所需粒度。

4.2粒度筛分分析

将原矿磨至-200目占50%左右,用实验室200目,400目两种标准筛对矿样进行筛分分析,分别考察萤石、重晶石在各种粒级间的分布情况,分析结果见表三:

表三:筛分分析化验结果

粒度

产率%

品位%

分布率%

CaF2

BaSO4

CaF2

BaSO4

+200目(+0.074mm

49.82

32.44

60.84

42.09

56.50

200-400目(0.074-0.038mm

38.16

43.98

48.38

43.71

34.41

-400(-0.038mm)

12.02

45.34

40.60

14.20

9.09

原矿

100.00

38.39

63.65

100.00

100.00

筛分分析结果显示,大于0.038mm粗中粒级中,萤石和重晶石的分布率分别为85.80%,90.91%;小于0.038mm细粒中,萤石与重晶石分布率分别为14.20%,9.09%,说明这两种矿物间的粒度分布极不均匀,需细磨方能得到充分单体分离。而细磨条件下易产生泥化现象,使矿物得不到有效浮选而损失于尾矿中,是影响回收率提高的主要因素之一。

4.3选矿工艺流程的确定

针对原矿性质,拟定出两种选矿工艺流程,一为“重选——浮选”,二为“混合浮选——分离”流程简图分别见图三,图四:

图三:重选——浮选工艺流程    图四:混合浮选——分离工艺流程

地质勘探

“重选——浮选”工艺流程是利用矿物间比重的差异进行选矿,原矿重晶石比重为4.5,在非金属矿物中密度最大,而萤石比重为3.18,方解石比重为2.7,石英比重为2.65。故能用重选方式将比重较大的重晶石优先选出,重选尾矿再抑方解石和石英浮选萤石。此流程优点为:减少了浮选系统矿量,增加生产处理量,且浮选过程中因重晶石含量的减少而大幅度降低了抑制剂用量;缺点为:重选精矿品位难以达到合格产品。

“混合浮选——分离”工艺流程为抑制方解石和石英混合浮选出萤石和重晶石,混合精矿经分离后得到萤石和重晶石精矿。该流程优点为:通过合理的抑制能选出优质品位精矿;缺点为:药剂用量较大,浮选流程较长。

根据矿山现场实际情况及客户要求,最终确定本次选矿试验采用“混合浮选——分离”工艺流程。

4.4矿浆温度、浓度及矿浆PH值调整剂的确定

萤石与重晶石浮选时,多用脂肪酸(皂)、胺类作捕收剂,矿浆温度和PH值对其浮选效果有很大的影响。

从矿浆温度方面考察,在其他因素不变条件下,捕收剂用量随着温度的升高而降低,提高矿浆温度能增强萤石的浮游能力。经试验证明,矿浆温度在30℃——32℃时,精矿品位及回收率均较高,再提高温度后回收率略升,精矿品位随之下降,且高温环境下对设备维护产生一定影响,故温度不宜太高。原矿萤石、重晶石含量总数为90%以上,粗精矿产率大,采用高浓度矿浆,会造成分离困难;低浓度矿浆浮选时分离较易进行,但生产处理量将少,试验表明,25——30%的矿浆浓度适于本矿浮选条件。

矿浆PH值调整剂主要有石灰、碳酸钠、氢氧化钠、硫酸等。萤石浮选适宜的PH值为8——10。用石灰作调整剂时,石灰中所含的钙离子对石英、重晶石有活化作用,石灰与脂肪酸生成钙盐会消耗大量捕收剂,恶化浮选过程,因此不能用其作调整剂;氢氧化钠也可做碱性矿浆调整剂,但其价格昂贵,操作时不易控制用量;碳酸钠能沉淀矿浆中钙、镁等有害离子,对矿泥起分散作用,生产操作时用量易控制,因此确定硫酸钠为矿浆PH值调整剂。

4.5磨矿细度试验

矿石中除石英硬度较高为7外,萤石、重晶石、方解石硬度为3——4之间,可磨性较好。选择合理的磨矿细度对选矿试验技术指标有很大的影响。

试验中固定条件为:30%矿浆浓度,30-32℃矿浆温度,碳酸钠调PH值为9,混合浮选时水玻璃200g/t,硫酸铝200g/t,单宁酸200g/t为组合药剂作方解石、石英等抑制剂;分离时以糊精、木质素磺酸钠各1000g/t作重晶石抑制剂,油酸450g/t为萤石捕收剂,分别对-200目占50%、71%、88%、96%四种不同磨矿细度作了一组对比试验,考察各产品中CaF2含量。具体试验结果见表四,工艺流程见图五:

图五:磨矿细度试验流程图

地质勘探


表四:细度试验结果

试验条件

试验名称

产率%

CaF2品位%

CaF2回收率%

-200目占50%

萤石精矿

6.33

96.10

15.90

重晶石精矿

48.12

27.64

34.78

萤石中矿1-3

30.23

51.24

40.51

尾矿

15.32

22.02

8.81

原矿

100.00

38.24

100.00

-200目占71%

萤石精矿

6.84

96.49

17.26

重晶石精矿

50.26

25.83

33.94

萤石中矿1-3

29.41

54.91

42.23

尾矿

13.49

18.63

6.56

原矿

100.00

38.28

100.00

-200目占88%

萤石精矿

7.16

96.87

18.04

重晶石精矿

47.82

22.18

27.57

萤石中矿1-3

22.78

74.67

44.20

尾矿

22.24

17.64

10.19

原矿

100.00

38.48

100.00

-200目占96%

萤石精矿

6.59

97.12

17.06

重晶石精矿

45.35

23.64

27.75

萤石中矿1-3

20.03

76.18

39.50

尾矿

27.83

21.76

15.69

原矿

100.00

38.63

100.00

    细度试验结果发现,萤石精矿品位及回收率随着细度地增加而上升。-200目占96%时,CaF2品位达到要求的97.12%,尾矿中CaF2品位至-200目占88%降为最低,再细磨已产生泥化现象难以上浮,根据试验指标-200目占85——90%为适宜的磨矿细度;同时发现,重晶石精矿和尾矿中仍含大量的萤石,说明萤石未得到有效捕收和分离,需先从捕收剂种类选择上进行考察。

4.6捕收剂试验

在细度-200目占86%条件下,固定细度试验时各药剂制度不变,选用油酸钠、亚油酸胺、氧化石蜡皂、塔尔油、石油磺酸钠、十六胺、十八胺等捕收剂对萤石进行浮选对比试验,试验结果中发现,其他药剂捕收萤石时,有的精矿品位高但回收率低,有的回收率高而精矿品位达不到要求,油酸钠作捕收剂时,萤石精矿及回收率均优于其它药剂,油酸钠试验结果见表五:

表五:油酸钠浮选萤石试验指标

试验名称

产率%

品位%

回收率%

CaF2

CaCO3

CaF2

CaCO3

萤石精矿

9.63

97.24

1.38

24.33

3.19

萤石中矿1-3

21.30

79.48

4.69

44.01

24.57

重晶石精矿

50.69

18.19

3.32

23.97

41.28

尾矿

18.38

16.13

6.84

7.69

30.96

原矿

100.00

38.47

4.07

100.00

100.00

油酸钠为萤石捕收剂时,经三次精选,精矿品位达到97.24%,但精矿含碳酸钙超标;尾矿萤石品位及损失率降为最低分别为16.13%7.69%,重晶石精矿中含CaF2仍高达18.19%,说明在抑制方解石,分离重晶石方面所用抑制剂未达到有效地抑制分离效果。当油酸钠用量为200g/t时,尾矿中萤石含量增加,用量为600 g/t时,萤石矿品位仅为95.80%,说明降低用量捕收作用下降,增加用量导致萤石与重晶石分离困难,因此适宜的油酸钠用量为400 g/t

4.7抑制剂试验

固定-20086%磨矿细度,30%矿浆浓度,30——32℃矿浆温度,碳酸钠调PH值9,混合浮选时水玻璃400g/t硫酸铝200g/t,单宁酸增为600 g/t,抑制方解石、石英;萤石、重晶石分离时以糊精、木素磺酸钠为重晶石主抑制剂,用量为2000g/t+2000g/t,并分别添加六偏磷酸钠、氟化钠、重铬酸钾2000g/t为重晶石辅助抑制剂做了一组对比试验。考察增加抑制剂用量和种类后对方解石及重晶石的抑制效果,具体试验结果见表六:

表六:抑制剂对比试验结果

试验条件(g/t

试验名称

产率%

品位%

回收率%

CaF2

CaCO3

CaF2

CaCO3

CaF2—BaSO4分离:糊精2000

木素磺酸钠2000六偏磷酸钠2000

萤石精矿

11.69

97.15

1.02

29.57

2.97

萤石中矿1-3

27.22

66.16

3.74

46.88

25.25

重晶石精矿

42.91

13.19

3.80

14.73

40.35

尾矿

18.18

18.64

6.98

8.82

31.44

原矿

100.00

38.42

4.04

100.00

100.00

CaF2—BaSO4分离:糊精2000

木素磺酸钠2000氰化钠2000

萤石精矿

12.87

97.66

0.92

32.85

2.98

萤石中矿1-3

25.11

67.58

3.98

44.34

24.81

重晶石精矿

44.89

12.23

3.72

14.35

41.44

尾矿

17.13

18.94

7.26

8.46

30.77

原矿

100.00

38.27

4.03

100.00

100.00

CaF2—BaSO4分离:糊精2000

木素磺酸钠2000重铬酸钾2000

萤石精矿

13.82

97.84

0.87

35.25

2.97

萤石中矿1-3

23.52

72.07

3.49

44.19

20.30

重晶石精矿

45.53

10.17

4.09

12.07

46.04

尾矿

17.13

19.02

7.24

8.49

30.69

原矿

100.00

38.36

4.04

100.00

100.00

    表六试验结果中,六偏磷酸钠、氟化钠、重铬酸钾做辅助抑制剂考察,精矿CaF2品位均能达到97%以上,比较其他两种药剂,使用重铬酸钾时,萤石精矿回收率达到35.25%,重晶石粗精中含CaF2也降为最低,说明重铬酸钾较为有效的抑制了重晶石,使分离得到有效进行,由试验结果确定,糊精+木素磺酸钠+重铬酸钾2000+2000+2000 g/t为萤石、重晶石分离浮选时重晶石的抑制剂。在粗选抑制方解石、石英时发现,水玻璃由400g/t增加为600g/t,萤石回收率随药量增加而降低;单宁酸抑制方解石用量由200g/t逐步增至600g/t后,部分重晶石也被抑制使尾矿产率增加,由此确定,水玻璃用量控制在400g/t以下,单宁酸200g/t以下为宜。

4.8精选、扫选次数试验

各条件试验时,混合分离流程为一次粗选,三次精选,在浮选尾矿和重晶石粗精中含一定量的萤石未得到有效回收,萤石精矿品位虽已达到要求的97%以上,但还有提升空间。为确保精矿品位的稳定,提高产品回收率,混合浮选与分离浮选各增加一次扫选,药剂用量为粗选时1/2,萤石精选由三次增为四次,精选时增大充气量产生高泡沫层刮取萤石精矿,以提高精矿产率和品位,试验结果见表七:

表七:精、扫选次数试验结果

试验名称

产率%

品位%

回收率%

CaF2

CaCO3

BaSO4

CaF2

CaCO3

BaSO4

萤石精矿

13.18

98.50

0.59

\

33.70

2.04

\

萤石中矿1-4

23.64

72.71

2.45

\

44.63

14.80

\

混合扫精

7.21

39.23

5.33

\

7.35

9.69

\

分离扫精

4.06

73.89

2.21

\

7.78

2.30

\

重晶石精矿

41.48

2.68

4.51

88.70

2.88

47.70

68.57

尾矿

10.43

13.54

8.82

\

3.66

23.47

\

原矿

100.00

38.52

3.92

53.65

100.00

100.00

100.00

增加一次精选后,萤石精矿品位由97.84%提高到98.50%;混合浮选及分离浮选各增加一次扫选后,重晶石精矿与尾矿中所含CaF2品位分别降低了7.49%和5.48%,说明增加精、扫选次数后,精矿品位和回收率均得到提高。

5最终试验

5.1试验技术指标及药剂制度

精选试验时经化验发现,重晶石精矿中所含SiO2Fe2O3Al2SO3等杂质均不超标,萤石精矿含CaCO3SiO2P、As等杂质含量符合质量标准,但含硫超出标准,为确保萤石精矿达到特级品等级,在原有药剂制度基础上添加对硫抑制作用较强的无毒药剂硫代硫酸钠800g/t后,萤石精矿中含硫为0.32%;为进一步降低精矿中硫的含量,最后确定40 g/t氰化钠为抑制药剂。最终试验结果见表八,药剂制度见表九,选矿工艺流程见图六,建议现场生产流程见图七:

表八:最终试验结果

试验名称

产率%

品位%

回收率%

CaF2

CaCO3

SiO2

BaSO4

CaF2

CaCO3

SiO2

BaSO4

萤石精矿

13.26

98.47

0.58

0.25

\

34.12

1.99

1.74

\

萤石中矿四

6.45

94.68

0.72

\

\

15.96

1.25

\

\

萤石中矿三

2.79

88.89

0.87

\

\

6.48

0.50

\

\

萤石中矿二

4.37

82.56

1.08

\

\

9.43

1.25

\

\

萤石中矿一

8.62

51.16

3.72

\

\

11.52

7.98

\

\

分离扫精

4.15

74.36

2.28

\

\

8.07

2.49

\

\

混合扫精

6.81

39.80

5.27

\

\

7.08

8.98

\

\

重晶石精矿

42.27

2.92

4.84

0.36

88.70

3.21

51.12

8.72

69.88

尾矿

11.28

14.03

8.65

\

\

4.13

24.44

\

\

原矿

100.00

38.28

4.01

1.72

53.65

100.00

100.00

100.00

100.00

表九:药剂制度    单位:g/t

地质勘探
萤石精矿品位已超过客户要求
97%标准,本次萤石开路选矿试验取得较为理想的结果。最终试验结果为:主元素萤石精矿CaF2品位为98.47%,含杂质CaCO30.58%,SiO20.25%,P为0.002%,S为0.21%,萤石在精矿、中矿总回收率为85.58%。伴生元素重晶石BaSO4品位为88.70%,杂质SiO2Fe2O3Al2SO3含量分别为0.36%、0.01%和0.01%。因原矿含硫高达14.67%,采用亚硫酸钠、硫代硫酸钠、硫酸锌等无毒药剂作抑制剂时,仅硫代硫酸钠将萤石中硫控制在0.32%,在使用氰化钠抑硫时,精矿中含硫降为0.21%为最低。

5.2选矿试验工艺流程图

图六:萤石、重晶石混合浮选——分离选矿试验工艺流程

注:抑制剂作用时间为5分钟,油酸钠捕收作用时间为2分钟

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图七:建议现场生产工艺流程

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五、结语

1、原矿为萤石、重晶石、方解石、石英四种非金属共生矿,其中萤石为选矿试验主要回收元素。矿物间嵌布粒度细,结合较为紧密,属难分难选复杂型矿,需磨至-200目占85%——90%才大部分单体分离,再细磨至完全单体分离易产生泥化现象,恶化浮选过程。

2、原矿所含有害杂质方解石、石英、硫、磷、锌等较多,单一药剂无法有效抑制,需选用有针对性的组合药剂产生协同效应进行抑制与分离,如水玻璃增加用量抑制方解石和石英同时抑制萤石浮选,单宁酸抑制方解石时量大也抑制了重晶石,现场生产中应严格控制药量添加。

3、试验中所用药剂制度是针对本次试验矿样中各元素含量而定,现场生产应根据实际情况酌量增减。

4、试验所用药剂均为分析纯,大部分药剂需加温溶解。

5、原矿含硫高达14.67%,用无毒药剂硫代硫酸钠800g/t为抑制剂时,萤石精矿中含硫为0.32%,用氰化钠40g/t时,精矿含硫0.21%,说明原矿所含硫采用选矿方法很难除掉。(疑萤石精矿中硫应为硫酸钡中之硫)

6、建议现场生产时,将重晶石精矿再经一次重选,以除去比重较轻的杂质,提高重晶石品位。

7、本次小型萤石开路选矿试验仅对客户所提供的本次矿样负责,矿样保留期为三个月。