CN106076605B - 一种萤石矿扫精选脱泥分选方法 - Google Patents

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Abstract

本发明提出一种萤石矿扫精选脱泥分选方法，是按照下述步骤进行的：（1）原矿经过一段粗磨、粗选后得到初级尾矿和初级精矿；（2）初级尾矿经过扫选后得到尾矿和扫选精矿；（3）初级精矿经过精选1后一部分得到中矿1、一部分再经过精选2后得到中矿2和次级精矿，次级精矿二段再磨后经过精选3，其中一部分得到中矿3、另一部分再经过后续多段精选得到精矿和后续中矿；（4）中矿1、中矿2和扫选精矿经过浓缩脱泥后得到一部分细泥尾矿、另一部分经过扫精选后得到扫精选尾矿和扫精选精矿，扫精选精矿再次进入粗选，扫精选尾矿作为最终尾矿排出；（5）中矿3和后续中矿隔断返回。本发明易于操控、缩短精选段数、提高精矿品位。

Description

一种萤石矿扫精选脱泥分选方法
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，涉及一种萤石矿选矿工艺，尤其适用于低品位、泥化严重、嵌布粒度不均匀的复杂难选萤石矿。
背景技术
萤石是一种具有战略意义的非金属矿产资源，应用领域涵盖冶金、化工、建材、陶瓷、原子能工业、氟化工等传统产业和新兴产业。我国在政策层面已将萤石定位为“可用尽且不可再生的宝贵资源”，行业内则称萤石为“第二稀土”，美国、欧洲等国家也将其列为战略性矿种，每年将储备量维持在一定水平之上。作为重要的战略性矿产资源，萤石资源的价值不言而喻。
我国萤石资源丰富，萤石基础储量1.1亿吨，占全球储量的60%，但是我国萤石资源的平均品位较低，就与金属矿伴（共）生的萤石矿而言，矿石品位一般只有7%～20%，组成复杂、选别难度大。随着国民经济的迅猛发展，萤石矿的需求量日益增大，对萤石精矿的质量要求也与日俱增。
在萤石矿选矿工艺方面，“阶段磨矿、多段精选、中矿顺次返回”工艺是萤石浮选的主体流程和传统选别方法。如图1所示，现有技术的萤石矿扫精选方法中，原矿先经过一段粗磨、粗选后得到初级尾矿和初级精矿；初级精矿经过精选1后一部分得到中矿1、另一部分经过精选2，精选2之后的产品一部分为中矿2、另一部分精粗矿经过二段再磨和精选3，经过精选3后的产品一部分为中矿3、另一部分经过后续多段精选得到精矿和后续中矿；初级尾矿经过扫选后得到扫选精矿和尾矿，中矿1和扫选精矿返回粗选，而中矿2、中矿3、后续中矿则顺序返回。这种方法对泥化严重、嵌布粒度不均匀的萤石矿种选别适应性差，泥质矿物在磨矿中容易过粉碎，在精选过程中循环累计，致使分选指标恶化、精矿质量下降，选分效率低。
发明内容
本发明提出一种萤石矿扫精选脱泥分选方法，解决了现有技术中泥化严重、嵌布粒度不均匀的萤石矿分选复杂、效率低的问题。
本发明的技术方案是这样实现的：一种萤石矿扫精选脱泥分选方法，是按照下述步骤进行的：（1）原矿经过一段粗磨、粗选后得到初级尾矿和初级精矿；
（2）初级尾矿经过扫选后得到尾矿和扫选精矿；
（3）初级精矿经过精选1后一部分得到中矿1、一部分再经过精选2后得到中矿2和次级精矿，次级精矿二段再磨后经过精选3，其中一部分得到中矿3、另一部分再经过后续多段精选得到精矿和后续中矿；
（4）中矿1、中矿2和扫选精矿经过浓缩脱泥后得到一部分细泥尾矿、另一部分经过扫精选后得到扫精选尾矿和扫精选精矿，扫精选精矿再次进入粗选，而扫精选尾矿最终与尾矿汇合；
（5）中矿3和后续中矿隔断返回。
原矿粗磨后的细度为-0.074含量55%～60%。
相对于现有技术，本发明可以使得泥质矿物尽早的排入尾矿，有效避免细粒级泥质脉石矿物在精选阶段的循环积累，易于操控、缩短精选段数、提高萤石精矿品位。
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为现有技术工艺流程图。
图2为本发明的工艺流程图。
图3为实施例1采用现有技术的流程图。
图4为实施例1采用本发明的工艺流程图。
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2所示，本发明的萤石矿扫精选脱泥分选方法，是按照下述步骤进行的：（1）原矿经过一段粗磨、粗选后得到初级尾矿和初级精矿；
（2）初级尾矿经过扫选后得到尾矿和扫选精矿；
（3）初级精矿经过精选1后一部分得到中矿1、一部分再经过精选2后得到中矿2和次级精矿，次级精矿二段再磨后经过精选3，其中一部分得到中矿3、另一部分再经过后续多段精选得到精矿和后续中矿；
（4）中矿1、中矿2和扫选精矿经过浓缩脱泥后得到一部分细泥尾矿、另一部分经过扫精选后得到扫精选尾矿和扫精选精矿，扫精选精矿再次进入粗选，而扫精选尾矿最终与尾矿汇合；
（5）中矿3和后续中矿隔断返回，再次进行精选。
优选的，原矿粗磨后的细度为-0.074含量55%～60%。
本发明尤其适用于泥化严重、嵌布粒度不均匀的复杂难选萤石矿，原矿经过一段粗磨后进入粗选，粗选精矿经过两次精选后进行再磨再选，再磨再选的中矿隔断返回，粗选尾矿进行扫选；中矿1、中矿2和扫选精矿混合浓缩后进行扫精选，扫精选的尾矿作为最终尾矿排出，扫精选的精矿返回粗选。相对于现有技术的的“中矿顺序返回”工艺，本发明中扫选精矿和中矿1、中矿2经过浓缩脱泥可以使得泥质矿物尽早的排入尾矿，而中矿3和后续中矿的隔断返回可以有效避免细粒级泥质脉石矿物在精选阶段的循环积累，易于操控、缩短精选段数、提高萤石精矿品位。
本申请中所述的中矿顺序返回是指：每次该级别的中矿返回至其上一级的精选，比如中矿3回到精选2，中矿4回到精选3，中矿5回到精选4，依次类推；而中矿隔断返回使之中矿返回其上两级的精选，比如中矿3返回至精选1，中矿4返回至精选2，中矿5回到精选3依次类推。
以下结合具体实施例说明本发明的实施过程：
实施例1：本实施例的萤石原矿采自内蒙某萤石矿，该矿属于硅质岩型萤石矿，原生矿泥较多，嵌布粒度不均匀。原矿MLA（自动矿物分析仪）分析表明，矿石主要组成矿物分别为萤石31.84%，石英35.97%，钾长石14.84%，斜长石3.55%，绢云母5.19%，角闪石，2.82%，黑云母0.69%，粘土矿物2.52%，泥质矿物含量共计11.22%。
扫精选试验流程见图4，原矿一段粗磨细度为-0.074mm含量55%，二段再磨细度为-0.043mm含量90%，扫精选试验结果见表1。
表1 实施例1扫精选工艺试验结果
采用现有技术的试验流程见图3，常规试验结果见表2。
表2 实施例1常规选别试验结果
从表1和表2可以看出，相对常规浮选流程，采用本发明的“扫精选”脱泥浮选新工艺后，在萤石回收率基本不变的情况下，精矿品位提高3.78个百分点，分选效果明显得到改善。
实施例2：本实施例的萤石原矿采自河南某萤石矿，该矿属于碳酸盐型萤石矿，原生矿泥较多，嵌布粒度不均。岩矿鉴定表明，原矿有用矿物为萤石，嵌布粒度约在0.1～1.5mm，多与石英、白云母紧密共生，部分萤石裂纹发育。矿石主要组成矿物分别为萤石36.24，石英30.25%，长石12.03%，绢云母9.87%，方解石4.22%，粘土矿物10.69%。
扫精选试验原则流程见图3，原矿一段粗磨细度为-0.074mm含量58%，二段再磨细度为-0.074mm含量90%，扫精选试验结果见表3。
表3 实施例2中扫精选工艺试验结果
常规试验原则流程见图4，常规试验结果见表4。
表4 实施例2中常规工艺试验结果
从表3和表4可以看出，常规浮选流程中，萤石精矿的CaCO3含量为1.62%，严重超标。的采用“扫精选”脱泥浮选新工艺后，萤石精矿中CaCO3含量为0.79%，满足了萤石精矿品质要求，同时回收率较常规浮选比提高了3.19个百分点。
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 (2)

1.一种萤石矿扫精选脱泥分选方法，其特征在于是按照下述步骤进行的：（1）原矿经过一段粗磨、粗选后得到初级尾矿和初级精矿；
（2）初级尾矿经过扫选后得到尾矿和扫选精矿；
（3）初级精矿经过精选1后一部分得到中矿1、一部分再经过精选2后得到中矿2和次级精矿，次级精矿二段再磨后经过精选3，其中一部分得到中矿3、另一部分再经过后续多段精选得到精矿和后续中矿；
（4）中矿1、中矿2和扫选精矿经过浓缩脱泥后得到一部分细泥尾矿、另一部分经过扫精选后得到扫精选尾矿和扫精选精矿，扫精选精矿再次进入粗选，而扫精选尾矿最终与尾矿汇合；
（5）中矿3和后续中矿隔断返回；中矿隔断返回是指中矿返回其上两级的精选。
2.根据权利要求1所述的萤石矿扫精选脱泥分选方法，其特征在于：原矿粗磨后的细度为-0.074含量55%～60%。
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