CN114602644B - 一种萤石矿高品位中矿再磨分选方法 - Google Patents

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Abstract

本发明提出了一种萤石矿高品位中矿再磨分选方法，包括以下步骤：原矿经磨矿、粗选作业后，得到粗精矿和粗选尾矿；粗精矿经一段精选，得到精选精矿1和中矿1，中矿1返回至粗选作业；精选精矿1经二段精选，得到精选精矿2和中矿2，中矿2返回至一段精选；精选精矿2经多次精选后，得到精选精矿N，精选精矿N作为最终精矿，最终精矿中CaF2的品位≥97％；或者精选精矿N经开路精选，得到精选产品1和精选产品2，精选产品1中CaF2的品位≥97％，精选产品2中CaF2的品位<97％；将多次精选得到的中矿经浓缩、二段再磨后，返回至二段精选。本发明有效避免了已解离粗粒萤石的过粉碎，易于操作，再磨量小，有利于提高精矿品位。

Description

一种萤石矿高品位中矿再磨分选方法
技术领域
本发明涉及矿物加工技术领域，特别是指一种萤石矿高品位中矿再磨分选方法，尤其适用于萤石嵌布粒度粗细不均的复杂难选萤石矿。
背景技术
我国萤石矿物资源丰富，储量为4200万t，占全球储量的13.13％，位列全球第二。我国萤石产量位列全球第一，2021年产量为540万t，占全球产量的62.79％。但是我国萤石资源普遍品位较低，以微细粒嵌布、与金属矿共伴生资源居多，选别提纯难度大。但随着国家半导体产业的高速发展，以电子级氟化氢为代表的半导体原材料对萤石品质的要求越来越高。
在萤石矿选矿工艺方面，“阶段磨矿、多段精矿、中矿依次顺序返回”是萤石浮选的主流工艺。如图1所示，在现有的工艺中，原矿经过一段粗磨、粗选后得到粗精矿和粗选尾矿；粗精矿经二段再磨后经过选别得到精选1和中矿1，精选1经过多段精选得到最终精矿和多段中矿；粗选尾矿经过两段扫选后得到扫选精矿1、扫选精矿2和尾矿，中矿1和扫选精矿1返回粗选，多段中矿和扫选精矿2依次顺序返回。这种方法对嵌布粒度粗细不均的萤石矿选别适应性差，粗粒级萤石矿物在磨矿中容易过粉碎，而细粒级萤石矿物又难以解离，造成精矿质量较差，同时再磨量较大。
发明内容
本发明提出一种萤石矿高品位中矿再磨分选方法，解决了现有工艺中嵌布粒度粗细不均的萤石矿分选效率低、精矿品位不高的问题。
本发明的技术方案是这样实现的：一种萤石矿高品位中矿再磨分选方法，包括以下步骤：
(1)原矿经一段磨矿，得到磨矿产品，磨矿产品经粗选作业后，得到粗精矿和粗选尾矿；
(2)步骤(1)得到的粗选尾矿经一段扫选，得到扫选精矿1和扫选中矿，扫选中矿经二段扫选，得到扫选精矿2和最终尾矿，扫选精矿1返回至步骤(1)的粗选作业，扫选精矿2返回至一段扫选；
(3)步骤(1)得到的粗精矿经一段精选，得到精选精矿1和中矿1，中矿1返回至步骤(1)的粗选作业；
(4)步骤(3)得到的精选精矿1经二段精选，得到精选精矿2和中矿2，中矿2返回至步骤(3)的一段精选；
(5)步骤(4)得到的精选精矿2经多次精选后，得到精选精矿N，精选精矿N作为最终精矿，最终精矿中CaF2的品位≥97％；或者精选精矿N经开路精选，得到精选产品1和精选产品2，精选产品1中CaF2的品位≥97％，精选产品2中CaF2的品位<97％；
(6)将步骤(5)多次精选得到的中矿经浓缩、二段再磨后，返回至步骤(4)中的二段精选。
进一步地，步骤(1)中，粗选作业中加入碳酸钠2000～2500g/t、水玻璃400～800g/t、氧化石蜡皂40～80g/t和油酸40～80g/t，其中，精选精矿N为最终精矿时，氧化石蜡皂的用量为40～50g/t，油酸的用量为40～50g/t；精选精矿N经开路精选时，氧化石蜡皂的用量为60～80g/t，油酸的用量为50～80g/t。
进一步地，步骤(3)中，一段精选中加入油酸10～20g/t。
进一步地，步骤(4)中，二段精选中加入水玻璃30～80g/t、氧化石蜡皂10～30g/t和油酸10～30g/t，其中，精选精矿N为最终精矿时，油酸的用量为10～20g/t；精选精矿N经开路精选时，油酸的用量为20～30g/t。
进一步地，步骤(4)得到的精选精矿2依次经三段精选、四段精选、五段精选和六段精选后，得到精选精矿N，四段精选中加入水玻璃30～60g/t。
进一步地，开路精选中加入水玻璃50～100g/t，得到精矿产品1和精矿产品2。
进一步地，步骤(2)中，一段扫选和二段扫选中均加入氧化石蜡皂10～20g/t和油酸10～20g/t。
进一步地，步骤(1)中，一段磨矿后，磨矿产品的细度为-0.074mm含量55％～60％。
进一步地，步骤(6)中，中矿经浓缩、二段再磨后的细度为-0.043mm含量75％～80％。
本发明的有益效果：
本发明采用多段精选得到中矿进行再磨，即对微细粒嵌布萤石单独再磨，针对性强，有效避免了已解离粗粒萤石的过粉碎，且易于操作，再磨量小，有利于提高萤石精矿品位；多段精选得到中矿为高品位中矿，高品位中矿中过于微细的矿物或者黏土类矿物较少，因此矿浆在浓缩时矿物沉降速度较快，接近于精矿浓缩速度，较为容易实现。
精选精矿N经开路选别，得到精矿产品1和精矿产品2，精矿产品1和精矿产品2可根据生产情况随时调节精矿品位和产率，精矿产品1的品位大于97％、精矿产品2的品位大于93％，两种精矿的总回收率大于90％的良好指标，并且避免了已解离萤石的过磨，再磨量小，高品位中矿浓缩速度快，易于操作，显著提高了萤石精矿品位和回收率。另外，两种精矿产品的总价值高于单一精矿产品(最终精矿)的价值，因此有效提高了企业经济效益，同时大幅度降低了尾矿中萤石含量，减少了尾矿排放量，避免了一些含萤石尾矿设置单独再选工艺的问题。
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为常规工艺流程图；
图2为实施例2和实施例4的分选工艺流程图；
图3为实施例1和实施例3的分选工艺流程图。
具体实施方式
下面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，一种萤石矿高品位中矿再磨分选方法，包括以下步骤：
(1)原矿经一段磨矿，得到磨矿产品，磨矿产品的细度为-0.074mm含量55％～60％，磨矿产品经粗选作业后，得到粗精矿和粗选尾矿；粗选作业中依次加入pH值调整剂碳酸钠2000～2500g/t，脉石抑制剂水玻璃400～800g/t，混合捕收剂(氧化石蜡皂40～80g/t和油酸40～80g/t)，其中，精选精矿N为最终精矿时，氧化石蜡皂的用量为40～50g/t，油酸的用量为40～50g/t；精选精矿N经开路精选时，氧化石蜡皂的用量为60～80g/t，油酸的用量为50～80g/t；
(2)步骤(1)得到的粗选尾矿经一段扫选，得到扫选精矿1和扫选中矿，扫选中矿经二段扫选，得到扫选精矿2和最终尾矿，扫选精矿1返回至步骤(1)的粗选作业，扫选精矿2返回至一段扫选；一段扫选和二段扫选中均加入混合捕收剂(氧化石蜡皂10～20g/t和油酸10～20g/t)；
(3)步骤(1)得到的粗精矿经一段精选，得到精选精矿1和中矿1，中矿1返回至步骤(1)的粗选作业；一段精选中加入油酸10～20g/t；
(4)步骤(3)得到的精选精矿1经二段精选，得到精选精矿2和中矿2，中矿2返回至步骤(3)的一段精选；二段精选中加入水玻璃30～80g/t，混合捕收剂(氧化石蜡皂10～30g/t和油酸10～30g/t)，其中，精选精矿N为最终精矿时，油酸的用量为10～20g/t；精选精矿N经开路精选时，油酸的用量为20～30g/t；
(5)步骤(4)得到的精选精矿2经多次精选后，得到最终精矿；
(6)将步骤(5)多次精选得到的中矿经浓缩、二段再磨后，返回至步骤(4)中的二段精选，二段再磨后的细度为-0.043mm含量75％～80％。
步骤(4)得到的精选精矿2依次经三段精选、四段精选、五段精选和六段精选后，得到最终精矿，四段精选中加入水玻璃30～60g/t。
如图3所示，最终精矿中加入水玻璃50～100g/t，得到精矿产品1和精矿产品2。
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河南某萤石矿，主要矿物有萤石和石英，还有少量的钾长石、云母和碳酸盐等。矿石主要成分为：CaF2 35.66％，SiO2 49.18％，TFe 1.37％，CaCO30.73％。
如图3所示，原矿一段粗磨细度为-0.074mm含量55％，磨矿产品经一段粗选，一段粗选中依次加入pH值调整剂碳酸钠2000g/t，脉石抑制剂水玻璃500g/t，混合捕收剂氧化石蜡皂70g/t+油酸60g/t，一段扫选和二段扫选中分别加入混合捕收剂氧化石蜡皂15g/t+油酸15g/t，一段精选中加入捕收剂油酸15g/t，二段精选中加入抑制剂水玻璃80g/t，混合捕收剂氧化石蜡皂15g/t+油酸30g/t，四段精选中加入抑制剂水玻璃50g/t，七段精选(开路精选)中加入抑制剂水玻璃100g/t，多段精选的中矿合并、浓缩、二段再磨的细度为-0.043mm含量78.33％，试验结果见表1。
表1实施例1分选试验结果
产品名称 产率(％) CaF2品位(％) CaF2回收率(％)
精矿产品1 31.66 97.32 86.15
精矿产品2 2.96 93.12 7.71
最终尾矿 65.38 3.36 6.14
原矿 100.00 35.76 100.00
实施例2
本实施例与实施例1基本相同，不同之处在于：如图2所示，原矿一段粗磨细度为-0.074mm含量55％，在磨矿产品中依次加入pH值调整剂碳酸钠2500g/t，脉石抑制剂水玻璃500g/t，混合捕收剂氧化石蜡皂40g/t+油酸50g/t，一段扫选和二段扫选中分别加入混合捕收剂氧化石蜡皂10g/t+油酸10g/t，一段精选中加入捕收剂油酸15g/t，二段精选中加入抑制剂水玻璃70g/t，混合捕收剂氧化石蜡皂15g/t+油酸15g/t，四段精选中加入抑制剂水玻璃60g/t，二段再磨细度为-0.043mm含量78.86％，试验结果见表2。
表2实施例2分选试验结果
产品名称 产率(％) CaF2品位(％) CaF2回收率(％)
最终精矿 32.20 97.48 88.02
最终尾矿 67.80 6.30 11.98
原矿 100.00 35.66 100.00
对比例1
本实施例与实施例1基本相同，不同之处在于：常规选别试验流程见图1，原矿一段粗磨细度为-0.074mm含量55％，在磨矿产品中依次加入pH值调整剂碳酸钠2000g/t，脉石抑制剂水玻璃500g/t，混合捕收剂氧化石蜡皂60g/t+油酸60g/t，一段扫选和二段扫选中分别加入混合捕收剂氧化石蜡皂10g/t+油酸10g/t，一段精选中加入抑制剂水玻璃100g/t，混合捕收剂氧化石蜡皂30g/t+油酸50g/t，四段精选中加入抑制剂水玻璃80g/t，捕收剂氧化石蜡皂10g/t，二段再磨细度为-0.043mm含量76.23％，试验结果见表3。
表3对比例1常规选别试验结果
产品名称 产率(％) CaF2品位(％) CaF2回收率(％)
最终精矿 33.02 96.36 88.16
最终尾矿 66.98 6.38 11.84
原矿 100.00 36.09 100.00
从表1～表3中可以看出，常规选别流程中获得的最终精矿CaF2品位小于97％，未达到萤石精粉一级品质量要求；实施例2采用高品位中矿再磨工艺后，在萤石回收率基本一致的情况下，精矿CaF2品位提高1.12百分点，精矿达到萤石精粉一级品质量要求；采用本发明实施例1的分选方法，最终精矿再经选矿后，得到精矿产品1和精矿产品2，精矿产品1CaF2品位大于97％，达到萤石精粉一级品质量要求，精矿产品2达到萤石精粉四级品质量要求，虽然精矿产品1回收率略低于实施例2和对比例1，但两种精矿产品总回收率高5个百分点以上，显著降低了尾矿CaF2品位。
实施例3
本实施例的萤石原矿采自湖南某萤石矿，主要矿物有萤石和石英，还有少量的长石和云母等。矿石主要成分为：CaF2 41.58％，SiO2 45.27％，TFe 0.36％，CaCO3 0.65％。
如图3所示，原矿一段粗磨细度为-0.074mm含量60％，在磨矿产品中依次加入pH值调整剂碳酸钠2000g/t，脉石抑制剂水玻璃500g/t，混合捕收剂氧化石蜡皂70g/t+油酸70g/t，一段扫选和二段扫选中分别加入混合捕收剂氧化石蜡皂15g/t+油酸15g/t，二段精选中加入抑制剂水玻璃80g/t，混合捕收剂氧化石蜡皂20g/t+油酸30g/t，四段精选中加入抑制剂水玻璃60g/t，七段精选中加入抑制剂水玻璃100g/t，二段再磨细度为-0.043mm含量77.28％，试验结果见表4。
表4实施例3分选试验结果
实施例4
本实施例与实施例3基本相同，不同之处在于：如图2所示，原矿一段粗磨细度为-0.074mm含量60％，在磨矿产品中依次加入pH值调整剂碳酸钠2000g/t，脉石抑制剂水玻璃500g/t，混合捕收剂氧化石蜡皂50g/t+油酸50g/t，一段扫选和二段扫选中分别加入混合捕收剂氧化石蜡皂10g/t+油酸10g/t，一段精选中加入捕收剂油酸15g/t，二段精选中加入抑制剂水玻璃80g/t，混合捕收剂氧化石蜡皂15g/t+油酸20g/t，四段精选中加入抑制剂水玻璃50g/t，二段再磨细度为-0.043mm含量76.89％，试验结果见表5。
表5实施例4分选试验结果
产品名称 产率(％) CaF2品位(％) CaF2回收率(％)
最终精矿 39.02 97.12 91.10
最终尾矿 60.98 6.07 8.90
原矿 100.00 41.60 100.00
对比例2
本实施例与实施例3基本相同，不同之处在于：常规选别试验流程见图1，原矿一段粗磨细度为-0.074mm含量60％，在磨矿产品中依次加入pH值调整剂碳酸钠2000g/t，脉石抑制剂水玻璃500g/t，混合捕收剂氧化石蜡皂60g/t+油酸70g/t，扫选1和扫选2中分别加入混合捕收剂氧化石蜡皂10g/t+油酸10g/t，粗精矿中加入抑制剂水玻璃100g/t，混合捕收剂氧化石蜡皂40g/t+油酸50g/t，精3中加入抑制剂水玻璃80g/t，捕收剂氧化石蜡皂10g/t，二段再磨细度为-0.043mm含量79.02％，试验结果见表6。
表6实施例2常规选别试验结果
产品名称 产率(％) CaF2品位(％) CaF2回收率(％)
最终精矿 37.63 96.07 88.47
最终尾矿 62.37 7.56 11.53
原矿 100.00 40.87 100.00
从表4～表6中可以看出，常规选别流程中获得的精矿CaF2品位小于97％，未达到萤石精粉一级品质量要求；实施例4采用高品位中矿再磨工艺后，最终精矿CaF2品位提高到97％以上，回收率提高2.63个百分点，精矿达到化学工业酸级萤石粉精矿三级品质量要求；采用实施例3的高品位中矿再磨—两种产品分选工艺流程，精矿产品1CaF2品位大于97％，达到萤石精粉一级品质量要求，精矿产品2达到萤石精粉四级品质量要求，两种精矿产品总回收率与常规工艺相比高6.75个百分点，与高品位中矿再磨工艺相比高4.12个百分点，显著降低了尾矿CaF2品位，提高了企业经济效益。
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 (3)

1.一种萤石矿高品位中矿再磨分选方法，其特征在于，包括以下步骤：
(1)原矿经一段磨矿，得到磨矿产品，磨矿产品经粗选作业后，得到粗精矿和粗选尾矿；
(2)步骤(1)得到的粗选尾矿经一段扫选，得到扫选精矿1和扫选中矿，扫选中矿经二段扫选，得到扫选精矿2和最终尾矿，扫选精矿1返回至步骤(1)的粗选作业，扫选精矿2返回至一段扫选；
(3)步骤(1)得到的粗精矿经一段精选，得到精选精矿1和中矿1，中矿1返回至步骤(1)的粗选作业；
(4)步骤(3)得到的精选精矿1经二段精选，得到精选精矿2和中矿2，中矿2返回至步骤(3)的一段精选；
(5)步骤(4)得到的精选精矿2经多次精选后，得到精选精矿N，精选精矿N作为最终精矿，最终精矿中CaF2的品位≥97％；或者精选精矿N经开路精选，得到精选产品1和精选产品2，精选产品1中CaF2的品位≥97％，精选产品2中CaF2的品位<97％；
(6)步骤(5)多次精选后得到的中矿经浓缩、二段再磨后，返回至步骤(4)中的二段精选；
步骤(1)中，一段磨矿后，磨矿产品的细度为-0.074mm含量55％～60％；
步骤(1)中，粗选作业中加入碳酸钠2000～2500g/t、水玻璃400～800g/t、氧化石蜡皂40～80g/t和油酸40～80g/t；
步骤(2)中，一段扫选和二段扫选中均加入氧化石蜡皂10～20g/t和油酸10～20g/t；
步骤(3)中，一段精选中加入油酸10～20g/t；
步骤(4)中，二段精选中加入水玻璃30～80g/t、氧化石蜡皂10～30g/t和油酸10～30g/t；
步骤(6)中，中矿经浓缩、二段再磨后的细度为-0.043mm含量75％～80％。
2.根据权利要求1所述的一种萤石矿高品位中矿再磨分选方法，其特征在于，步骤(4)得到的精选精矿2依次经三段精选、四段精选、五段精选和六段精选后，得到精选精矿N，四段精选中加入水玻璃30～60g/t。
3.根据权利要求1所述的一种萤石矿高品位中矿再磨分选方法，其特征在于，步骤(5)中，开路精选中加入水玻璃50～100g/t，得到精矿产品1和精矿产品2。
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Citations (13)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4288315A (en) * 1979-03-26 1981-09-08 Allied Corporation Benefication of fluorspar ores
JP2006150196A (ja) * 2004-11-26 2006-06-15 Mitsui Mining & Smelting Co Ltd 酸化Ｉｎ系スクラップ粉からブラスト粉を分離する粉末濃縮方法
RU2397816C1 (ru) * 2009-07-15 2010-08-27 Совместное предприятие в форме закрытого акционерного общества "Изготовление, внедрение, сервис" Способ флотационного обогащения сульфидных руд
CN106076605A (zh) * 2016-08-05 2016-11-09 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 一种萤石矿扫精选脱泥分选方法
CN107638959A (zh) * 2017-08-08 2018-01-30 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 一种萤石矿抑制硅酸盐脉石矿物的浮选方法
CN109107770A (zh) * 2018-08-15 2019-01-01 浙江天磨矿业科技有限公司 一种从尾矿中回收萤石的再磨再选方法
CN110013913A (zh) * 2019-05-15 2019-07-16 中南大学 一种分级筛分预排碳酸钙的萤石联合浮选工艺
CN110560257A (zh) * 2019-09-17 2019-12-13 长沙三博矿业科技有限公司 一种从多金属尾矿中回收伴生萤石的选矿方法
CN111167596A (zh) * 2019-12-30 2020-05-19 安徽工业大学 一种氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法
CN111632747A (zh) * 2020-04-28 2020-09-08 西北矿冶研究院 一种硅酸盐、碳酸盐类型萤石矿的选矿方法
CN111715398A (zh) * 2020-06-24 2020-09-29 四川省地质矿产勘查开发局成都综合岩矿测试中心 一种从稀土尾矿中高效回收稀土、萤石和重晶石的方法
CN113522517A (zh) * 2021-07-15 2021-10-22 中化地质矿山总局地质研究院 一种萤石矿选矿方法
WO2021212595A1 (zh) * 2020-04-22 2021-10-28 广东省科学院资源综合利用研究所 一种原生脉铂矿尾矿分步分类综合回收有价元素的选矿方法

Patent Citations (13)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4288315A (en) * 1979-03-26 1981-09-08 Allied Corporation Benefication of fluorspar ores
JP2006150196A (ja) * 2004-11-26 2006-06-15 Mitsui Mining & Smelting Co Ltd 酸化Ｉｎ系スクラップ粉からブラスト粉を分離する粉末濃縮方法
RU2397816C1 (ru) * 2009-07-15 2010-08-27 Совместное предприятие в форме закрытого акционерного общества "Изготовление, внедрение, сервис" Способ флотационного обогащения сульфидных руд
CN106076605A (zh) * 2016-08-05 2016-11-09 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 一种萤石矿扫精选脱泥分选方法
CN107638959A (zh) * 2017-08-08 2018-01-30 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 一种萤石矿抑制硅酸盐脉石矿物的浮选方法
CN109107770A (zh) * 2018-08-15 2019-01-01 浙江天磨矿业科技有限公司 一种从尾矿中回收萤石的再磨再选方法
CN110013913A (zh) * 2019-05-15 2019-07-16 中南大学 一种分级筛分预排碳酸钙的萤石联合浮选工艺
CN110560257A (zh) * 2019-09-17 2019-12-13 长沙三博矿业科技有限公司 一种从多金属尾矿中回收伴生萤石的选矿方法
CN111167596A (zh) * 2019-12-30 2020-05-19 安徽工业大学 一种氟碳铈矿处理过程中综合回收稀土矿物和萤石的方法
WO2021212595A1 (zh) * 2020-04-22 2021-10-28 广东省科学院资源综合利用研究所 一种原生脉铂矿尾矿分步分类综合回收有价元素的选矿方法
CN111632747A (zh) * 2020-04-28 2020-09-08 西北矿冶研究院 一种硅酸盐、碳酸盐类型萤石矿的选矿方法
CN111715398A (zh) * 2020-06-24 2020-09-29 四川省地质矿产勘查开发局成都综合岩矿测试中心 一种从稀土尾矿中高效回收稀土、萤石和重晶石的方法
CN113522517A (zh) * 2021-07-15 2021-10-22 中化地质矿山总局地质研究院 一种萤石矿选矿方法

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