一种重晶石型含泥萤石矿的分离浮选方法 |
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| 申请号 | CN202410138090.4 | 申请日 | 2024-01-31 | 公开(公告)号 | CN117839870A | 公开(公告)日 | 2024-04-09 |
| 申请人 | 长沙立孚资环科技有限公司; | 发明人 | 董艳红; 陈臣; 高建德; 吕斐; 王永超; 刘洋; | ||||
| 摘要 | 本 发明 公开了一种重晶石型含泥萤石矿的分离浮选方法。该方法将原矿磨矿后经物理脱泥和浮选脱泥，得脱泥矿浆；脱泥矿浆经萤石粗选得萤石粗精矿和萤石粗 尾矿 ，萤石粗尾矿经1～3次扫选得扫选精矿和扫选尾矿，扫选精矿返回粗选工序，萤石粗精矿经6～8次萤石精选。该方法将 矿石 磨矿后通过物理脱泥和浮选脱泥的协同作用，高选择性的将矿石中的泥质全部脱除，再通过 抑制剂 及捕收剂的协同作用，实现萤石矿的高效浮选分离；本发明所提供的方法对原生矿泥含量在10～15的萤石矿有优秀的分离浮选效果，所得萤石精矿的含量≥97％，回收率≥85％。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种重晶石型含泥萤石矿的分离浮选方法，其特征在于：将原矿磨矿后经物理脱泥和浮选脱泥，得脱泥矿浆；脱泥矿浆以脂肪酸和蔗糖应脂为萤石捕收剂，以苛性淀粉、腐殖酸盐、单宁、硫酸盐和水玻璃为抑制剂，进行浮选分离，得到萤石精矿；所述浮选脱泥过程中的脱泥捕收剂包括：磺酸盐、有机磷酸盐和起泡剂。 |
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| 说明书全文 | 一种重晶石型含泥萤石矿的分离浮选方法技术领域[0001] 本发明涉及一种萤石矿的浮选方法，具体涉及一种重晶石型含泥萤石矿的分离浮选方法，属于矿物浮选技术领域。 背景技术[0003] 我国萤石资源丰富，以伴生萤石矿为主，其储量占萤石总储量的70％以上，但由于资源禀赋差(萤石品位一般在26％以下)，大部分未得到有效开发利用。随着单一萤石资源的日益枯竭，伴生萤石资源已成为萤石资源开发利用的主体。 [0004] 重晶石与萤石的分离是在萤石浮选过程中的一大难点，对于重晶石型萤石矿，一般是采用先浮选萤石再浮选重晶石或者是先浮选重晶石再浮选萤石的工艺。然而对于贵州含泥的重晶石型萤石矿，由于泥质的干扰，抑制剂很难在矿物表面产生作用，导致了重晶石和萤石分离困难，严重影响了萤石精矿的品位和回收率。 发明内容[0005] 针对现有技术存在的问题，本发明的目的在于提供一种重晶石型含泥萤石矿的分离浮选方法，该方法将矿石磨矿后通过物理脱泥和浮选脱泥的协同作用，高选择性的将矿石中的泥质全部脱除，再于抑制剂及捕收剂的协同作用下，实现萤石矿的高效浮选分离。 [0006] 为实现上述技术目的，本发明提供了一种重晶石型含泥萤石矿的分离浮选方法，将原矿磨矿后经物理脱泥和浮选脱泥，得脱泥矿浆；脱泥矿浆以脂肪酸和蔗糖应脂为萤石捕收剂，以苛性淀粉、腐殖酸盐、单宁、硫酸盐和水玻璃为抑制剂，进行浮选分离，得到萤石精矿； [0007] 所述浮选脱泥过程中的脱泥捕收剂包括：磺酸盐、有机磷酸盐和起泡剂。 [0009] 作为一项优选的方案，所述浮选包括1次粗选，1～3次扫选和6～8次精选。 [0010] 作为一项优选的方案，所述物理脱泥的脱泥产率为5～10％。物理脱泥过程要严格按照上述要求执行，脱泥产率过高会导致萤石矿的损失，而脱泥产率太低则无法有效达到脱泥的目的。 [0011] 作为一项优选的方案，所述浮选脱泥的过程为：将经过物理脱泥的物料送入浮选机中，加入50‑200g/t‑原矿的脱泥捕收剂，搅拌2～5min进行充气浮选。 [0013] 作为一项优选的方案，所述粗选的过程为：向脱泥矿浆中加入抑制剂和捕收剂，进行充气浮选。 [0014] 作为一项优选的方案，所述粗选的过程中，抑制剂的添加量为500～2000g/t‑原矿。 [0015] 作为一项优选的方案，所述萤石捕收剂主要成分的质量比例为：脂肪酸88～92，蔗糖硬脂8～10。 [0016] 作为一项优选的方案，所述萤石捕收剂的用量为400～1000g/t‑原矿。 [0017] 作为一项优选的方案，所述精选过程中，抑制剂的添加量为20～1000g/t‑原矿。 [0018] 作为一项优选的方案，所述抑制剂包括以下质量份组分：苛性淀粉4～8份，腐殖酸钠4～8份，单宁1～3份，硫酸钠5～20份，水玻璃70～85份。进一步优选，所述抑制剂中苛性淀粉，腐殖酸钠，单宁，硫酸钠和水玻璃的质量比为5:5:2:10:78。 [0019] 作为一项优选的方案，所述抑制剂中还包括硫酸，用以调节浮选过程pH值。 [0020] 作为一项优选的方案，所述重晶石型含泥萤石矿中的原生矿泥含量为10～15％，萤石的含量为20～40％，重晶石的含量为30～40％。 [0021] 相对于现有技术，本发明的有益技术效果为： [0022] 1)本发明所提供的分离浮选方法中，将矿石磨矿后通过物理脱泥和浮选脱泥的协同作用，高选择性的将矿石中的泥质全部脱除，再于抑制剂及捕收剂的协同作用下，实现萤石矿的高效浮选分离。 [0023] 2)本发明所提供的技术方案中，针对含泥的重晶石型萤石矿，采用物理脱泥将表面泥质洗脱，再利用浮选方式，将矿石中夹带或包裹的泥质浮选分离，从而实现泥质的全面脱除，从而充分暴露萤石矿矿石表面，提高后续萤石浮选过程中药剂与矿石的结合，实现含泥萤石矿的高效回收。附图说明 具体实施方式[0025] 以下将结合实施例来详细说明本发明。需要说明的是，在不冲突的情况下，本发明中的实施例及实施例中的特征可以相互组合，在不背离本发明精神和实质的情况下，对本发明方法、步骤或条件所作的修改或替换，均属于本发明的范围。 [0026] 实施例1 [0027] 本实施例所针对萤石矿为低品位含泥萤石矿，原矿萤石含量24.78％，重晶石含量为32％，白云石为10％，方解石含量为10％。原矿进入磨机磨矿至‑200目占60％。先进行物理脱泥，之后添加泥质捕收剂，进行脱泥浮选。浮选之后添加重晶石和白云石抑制剂，再添加萤石的浮选捕收剂进行萤石粗选，粗选的尾矿再进行两次扫选，粗选的泡沫产品添加抑制剂进行精选7次。采用本发明的方法回收萤石，浮选指标见表1。其中脱泥捕收剂的用量为100g/t；粗选抑制剂用量为1000g/t；萤石捕收剂用量为300g/t。扫选一萤石捕收剂用量为 100g/t，扫选二萤石捕收剂用量为50g/t。精选一至七次的抑制剂用量分别为200g/t、100g/t、100g/t、80g/t、50g/t、50g/t、20g/t。 [0028] 实施例2 [0029] 本实施例所针对萤石矿为较高品位的含泥萤石矿，原矿萤石含量为35.42％，重晶石含量为26％，白云石为10％，方解石含量为10％。原矿进入磨机磨矿至‑200目占65％。先进行物理脱泥，之后添加泥质捕收剂，进行脱泥浮选。之后依次添加抑制剂和萤石的浮选捕收剂进行萤石粗选，粗选的尾矿再进行两次扫选，粗选的泡沫产品添加抑制剂进行精选7次。采用本发明的方法回收萤石，浮选指标见表2。其中脱泥捕收剂的用量为80g/t；粗选抑制剂用量为900g/t；萤石捕收剂用量为400g/t。扫选一萤石捕收剂用量为120g/t，扫选二萤石捕收剂用量为80g/t。精选一至七次的抑制剂用量分别为180g/t、120g/t、100g/t、80g/t、40g/t、40g/t、20g/t。 [0030] 对比例1 [0031] 本对比例与实施例1完全相同，其不同之处在于：原矿不进行物理脱泥和浮选脱泥，其浮选指标见表3。 [0032] 对比例2 [0034] 对比例3 [0035] 本对比例与对比例1完全相同，其不同之处仅在于：抑制剂由酸性水玻璃、栲胶和硫酸钠按质量比5：4：1组成，捕收剂为油酸，其浮选指标见表5。 [0036] 对比例4 [0037] 本对比例与实施例2完全相同，其不同之处在于：原矿不进行物理脱泥和浮选脱泥，其浮选指标见表6。 [0038] 对比例5 [0039] 本对比例与对比例4完全相同，其不同之处仅在于：抑制剂由酸性水玻璃和硫酸铝按质量比9：1组成，捕收剂为油酸，其浮选指标见表7。 [0040] 对比例6 [0041] 本对比例与对比例4完全相同，其不同之处仅在于：抑制剂由酸性水玻璃、栲胶和硫酸钠按质量比5：1：4组成，捕收剂为油酸，其浮选指标见表8。 [0042] 对比例7 [0043] 本对比例与实施例1完全相同，其不同之处在于：原矿不进行物理脱泥，其浮选指标见表9。 [0044] 对比例8 [0045] 本对比例与实施例1完全相同，其不同之处在于：原矿不进行浮选脱泥，其浮选指标见表10。 [0046] 对比例9 [0047] 本对比例与实施例2完全相同，其不同之处在于：原矿不进行物理脱泥，其浮选指标见表11。 [0048] 对比例10 [0049] 本对比例与实施例2完全相同，其不同之处在于：原矿不进行浮选脱泥，其浮选指标见表12。 [0050] 表1 [0051] [0052] 表2 [0053] [0054] 表3 [0055] [0056] 表4 [0057] [0058] 表5 [0059] [0060] 表6 [0061] [0062] 表7 [0063] [0064] 表8 [0065] [0066] 表9 [0067] [0068] 表10 [0069] [0070] 表11 [0071] [0072] 表12 [0073] [0074] 以上所述是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明所述原理的前提下，还可以作出若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。 |
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