新疆某螢石礦選礦試驗研究

李　軍，王　露，李　朋，許樹棟，陳雙全

(1.中國礦業大學(北京) 化學與環境工程學院，北京 100083；2.天地科技股份有限公司神木分公司，陜西 神木 719300)

螢石是化學元素氟的主要來源，由于氟原子獨特的化學性質，其用途無法替代[1]，應用領域涵蓋冶金、化工、新材料、國防、光學等行業，對國家安全、國民經濟和社會發展有重要影響，是寶貴的戰略資源[2]。隨著螢石原礦的貧化、細化，浮選法成為目前國內外富集螢石及獲得高品質螢石精礦常采用的方法[3]。對于方解石型螢石，因方解石和螢石含有相同的陽離子Ca2+，且兩種礦物表面物理化學性質相類似，因而要實現兩者的分離難度較大。張國范等[4]研究了不同pH值的酸化水玻璃對螢石與方解石浮選的影響規律，發現pH值介于5.0～9.5的酸化水玻璃能很好的選擇性抑制方解石；印萬忠等[5]選用改性水玻璃NSOH作為抑制劑浮選碳酸鹽類螢石，最終獲得含 CaF295.37% 、CaCO33.06% 、CaF2回收率76.61%的螢石精礦;Fa Keqing等[6]進行了螢石、方解石與二油酸鈣作用的動力學模擬，從微觀上解釋了其浮選機理，得到了分離的浮選效果。

新疆某螢石礦樣品主要結構為它形粒狀結構，螢石嵌布粒度變化范圍較大，粗粒可達0.5 mm，細粒則為0.05 mm，大部分和碳酸鹽、石英成共生關系。主要脈石礦物為碳酸鹽和石英，可見少量的天青石和重晶石的存在。其中方解石與螢石礦物相互包裹現象嚴重，螢石內包裹體方解石粒徑微細(0.02～0.048 mm)，較難從螢石中解離，增加了選別難度。針對該礦石的特性，對其進行了選礦試驗研究。

1　礦石性質

原礦多元素分析結果見表1，原礦礦物組成見表2。

表1　原礦多元素分析結果

表2　原礦礦物組成

根據巖礦鑒定結果可知，螢石主要以3種形式存在：和碳酸鹽共生的螢石(圖1(a));和碳酸鹽硅化有關的螢石(圖1(b));次生石英巖型螢石(圖1(c))。由表1、表2可知，礦石中主要有價礦物為螢石，含量為51%；主要脈石礦物為方解石，含量為38%，含量較高，為主要雜質；其他脈石礦物為重晶石、石英、異極礦。

2　選礦試驗研究

根據礦石性質，對其進行了浮選一段磨礦與兩段磨礦探索試驗，發現采用一段磨礦流程，經九次精選，螢石精礦品位僅能達到87.01%。為提高精礦品位，最終決定采用兩段磨礦流程。同時，pH調整劑對該礦石的選別影響不大，選擇不加pH調整劑。

2.1　粗選條件試驗

粗選條件試驗流程見圖2。未特殊說明時，磨礦細度為-0.074 mm 85%、磨礦濃度70%、礦漿溫度30～31 ℃、水玻璃用量600 g/t、硫酸鋁用量900 g/t、栲膠用量500 g/t、油酸用量800 g/t進行。

2.1.1磨礦細度試驗

磨礦的任務是將礦物磨碎到適合選別的粒度，其產品質量直接影響著后續選別作業技術指標的好壞[7]。磨礦選用XMQφ240×90型球磨機，變化磨礦細度-0.074 mm含量分別為70%、75%、80%、85%、90%、95%，試驗流程見圖2，試驗結果見圖3。

圖1　顯微鏡檢測結果

圖2　粗選條件試驗流程

圖3　磨礦細度試驗結果

從圖3可以看出，隨著粗選磨礦細度的增加，螢石粗精礦的品位有逐漸提高的趨勢，回收率則逐漸降低；方解石品位及回收率均呈現下降趨勢。當磨礦細度為-0.074 mm 80%、85%時，螢石的品位、回收率綜合指標較好，而在磨礦細度為-0.074 mm 85%時，方解石品位與回收率均較磨礦細度為-0.074 mm 80%時低，此時螢石的品位為65.44%、回收率為88.13%。綜合螢石與方解石的品位與回收率，選擇磨礦細度為-0.074 mm 85%為宜。

2.1.2礦漿溫度試驗

加溫可以加速分子熱運動，有利于藥劑的分散、溶解、水解，提高藥劑與顆粒表面作用的速度[7]。經加溫的螢石與方解石其捕收率都提高，但方解石表面的捕收劑薄膜比螢石的容易洗去，因此經過加溫的礦漿，經過多次精選，對螢石與方解石的分選有利[8]。礦漿溫度試驗流程按圖2進行，試驗結果見圖4。

圖4　礦漿溫度試驗結果

從圖4可以看出，隨著溫度的逐漸升高，螢石、方解石回收率均大幅度提升，螢石精礦品位逐漸下降，方解石品位小幅提高。當溫度為30～31℃時，螢石回收率趨于平衡，為90.10%，此時螢石品位為61.01%，因此選擇礦漿溫度為30～31℃。

2.1.3調整劑水玻璃、硫酸鋁用量試驗

方解石在磨礦中易過磨、泥化，惡化螢石精礦指標[9]。水玻璃是良好的礦泥分散劑[10]，但其對螢石也有一定的抑制作用，硫酸鋁可引起減少水玻璃對螢石的抑制[11]。控制水玻璃與硫酸鋁用量比例為1∶1～1∶1.5，可提高螢石精礦的品位、回收率[12]。將水玻璃與硫酸鋁用量比例定為1∶1.5進行調整劑條件試驗，試驗流程按圖2進行，試驗結果見圖5。

從圖5可以看出，隨著水玻璃、硫酸鋁用量的增加，螢石與方解石的回收率均呈上升趨勢，螢石品位先小幅度提高再下降，而方解石品位變化不大。當其用量為500 g/t+750 g/t時，螢石品位最高，為64.49%，此時回收率為88.03%。繼續增大用量，回收率提高不明顯，且品位小幅下降。因此選擇水玻璃、硫酸鋁用量為500+750 g/t為宜。

2.1.4抑制劑種類試驗

栲膠、糊精、木質素磺酸鈉為螢石浮選中常用抑制劑。選用工業用栲膠、糊精、木質素磺酸鈉，其用量為500 g/t，水玻璃、硫酸鋁用量500 g/t+750 g/t，進行抑制劑種類試驗，試驗流程按圖2進行，試驗結果見圖6。

圖5　水玻璃、硫酸鋁用量試驗結果

圖6　抑制劑種類試驗結果

由圖6可以看出，不同抑制劑對該螢石礦脈石礦物抑制效果不同。栲膠作為抑制劑，螢石品位為63.37%,回收率為87.58%，回收率在三種抑制劑中最高，且較其他抑制劑更好的抑制了精礦產品中的方解石，有利于提高螢石精礦品位，因此決定采用栲膠為粗選抑制劑。

2.1.5抑制劑栲膠用量試驗

在水玻璃、硫酸鋁用量500 g/t+750 g/t的條件下進行栲膠用量試驗，試驗流程按圖2進行，試驗結果見圖7。

由圖7可以看出，隨著栲膠用量的逐漸增加，精礦產品中螢石品位逐漸升高、回收率逐漸下降，方解石品位、回收率均下降。考慮到粗選作業需保證螢石的回收率，選擇栲膠用量為300 g/t，此時螢石品位為62.19%,回收率為91.04%。

2.1.6捕收劑油酸用量試驗

浮選螢石常用捕收劑為油酸。油酸用量試驗流程見圖2，水玻璃、硫酸鋁用量為500 g/t+750 g/t，栲膠用量為300 g/t，試驗結果見圖8。

圖7　栲膠用量試驗結果

圖8　油酸用量試驗結果

從圖8可以看出，隨著油酸用量的增加，螢石回收率先增加后趨于平穩，品位先下降后趨于平穩；方解石回收率呈上升趨勢，品位變化不大。當油酸用量為600 g/t，時，螢石品位、回收率指標均較好，分別為62.07%、91.28%，且此時方解石回收率較低。因此，選擇油酸用量為600 g/t。

2.2　粗精礦再磨磨礦細度試驗

因螢石與方解石顆粒相互包裹嚴重，一段磨礦無法實現兩者的完全解離，導致螢石精礦品位難以提高，經九次開路精選，精礦品位僅為87.01%。再磨可以解離包裹在螢石顆粒上的方解石，從而提高最終精礦品位。再磨細度試驗流程見圖9，試驗結果見圖10。

圖9　粗精礦再磨磨礦細度試驗流程

圖10　粗精礦再磨磨礦細度試驗結果

從圖10可以看出，隨著再磨細度的增加，螢石品位逐漸上升，回收率逐漸下降；方解石品位與回收率均有下降趨勢。當再磨細度為-0.037 mm 90%時，螢石品位、回收率分別為76.55%、86.16%，綜合指標較好，且此時方解石品位、回收率均較低，因此選擇再磨磨礦細度為-0.037 mm 90%為宜。

2.3　開路試驗

結合條件試驗，進行兩段磨礦、一次粗選、兩次掃選、九次精選的浮選開路試驗。因開路試驗中精選1、精選2、精選3、精選4作業中的中礦產率較大、品位較低，閉路時中礦返回不易控制，且易對后續精選造成影響，因此將精選1、精選2、精選3、精選4作業的中礦合為中礦7(產率22.80%，品位25.85%)進行精掃選，排出尾礦2，以簡化后續的閉路試驗。

開路試驗結果見表3。由表3可知，開路流程獲得的螢石精礦品位為98.89%，回收率為52.91%。中礦7經精掃選可得中礦6(產率2.20%、品位56.68%、回收率2.62%)和尾礦2(產率22.60%、品位22.56%、回收率9.75%)，尾礦2產率較高、品位較低，若在閉路返回會影響精礦品位，故閉路流程中選擇排出尾礦2。

2.4　閉路試驗

在條件試驗與開路試驗的基礎上進行閉路試驗，試驗流程為兩段磨礦、一次粗選、九次精選、兩次掃選，中礦依次順次返回，排出兩個尾礦，試驗流程見圖11，試驗結果見表4。閉路試驗最終獲得螢石精礦品位為97.23%，回收率為67.27%。

表3　開路試驗結果

表4　閉路試驗結果

圖11　閉路試驗流程

3　結　論

1) 該螢石礦主要選礦目標礦物為螢石，其大部分以粒狀結構為主，粒度變化范圍較大，大部分和碳酸鹽、石英成共生關系；脈石礦物主要以方解石為主，與螢石緊密包裹，分離難度較大。

2) 閉路試驗中精選1、精選2、精選3、精選4的中礦總量較大，合并四個中礦并進行精掃選作業，所得中礦返回粗選作業、尾礦2直接排出，可減少中礦返礦量，簡化閉路流程。

3) 試驗采用兩段磨礦、一次粗選、兩次掃選、九次精選的浮選流程，水玻璃、硫酸鋁作為調整劑，用量分別為1 200 g/t、600 g/t，栲膠作為抑制劑，用量為300 g/t，皂化油酸作為捕收劑，用量為600 g/t，最終獲得螢石精礦品位97.23%(特二級品)、回收率67.27%的技術指標。

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