某石英型螢石礦浮選-粗選實驗研究

馬賢健

摘 要：本實驗用螢石礦為石英型螢石礦，其中，螢石含量為44.38%，脈石礦物主要為石英，針對該礦石性質，本文以碳酸鈉為調整劑，硅酸鈉為抑制劑，油酸為捕收劑，從多個條件探究了該礦石粗浮選實驗的最優化條件。最終確定最佳浮選工藝參數為：磨礦細度-200mm54%，浮選溫度為30℃，礦漿調漿時間為7min，粗浮選時間為3min，浮選藥劑制度為油酸1 500g/t，碳酸鈉600g/t（pH=8.01），硅酸鈉400g/t。此時，精礦品位可達88.82%，產率可達45.75%，同時回收率達到最高至90.64%。

關鍵詞：螢石;浮選;工藝參數;品位

中圖分類號：TD97 文獻標識碼：A 文章編號：1003-5168（2019）19-0131-03

Abstract： The fluorite ore in this experiment is a quartz type fluorite ore， and the main impuremineral is quartz. According to the ore properties， the sodium carbonate was used as regulators， sodium silicate as inhibitor， oleic acid as the collector， from the perspective of the multiple conditions explore the optimal conditions of ore flotation experiment. Finally， the optimal flotation process parameters were determined as follows： grinding fineness -200mm54%， flotation temperature 30°C， mixing time 7min， flotation time 3min， oleic acid 1 500g/t， sodium carbonate 600g/t （pH=8.01）， sodium silicate 400g/t.Under these conditions， the grade of concentrate can reach 88.82%， the production rate can reach 45.75%， and the recovery rate can reach up to 90.64%.

Keywords： fluorite;flotation;process parameters;grade

螢石是自然界中主要的含氟礦物，在冶金、化工、新材料、國防和光學等領域均有重要應用，對國家安全、國民經濟、社會發展具有重要影響[1]。我國在政策層面已將螢石定位為“可用盡且不可再生的寶貴資源”，行業內則稱螢石為“第二稀土”;美國、歐洲等國家也將其列為戰略性礦種，每年將儲備量維持在一定水平之上，由此可見螢石是一種非常有價值的戰略性礦產資源[2]。

目前，螢石礦的選礦方法主要是手選、重選和浮選[3]。手選一般用于螢石與脈石界限清楚、肉眼易于鑒別的螢石礦，常作為其他選別方法的輔助手段。重選主要集中在重介質預選工藝研究[4]。而隨著螢石原礦的貧化及螢石與脈石相互嵌布，只有通過細磨才能達到單體解離，對于細磨后的細粒礦石最有效的選別方法就是浮選。因此，浮選是目前分離螢石與脈石礦物最有效的選別方法[5，6]。本實驗以內蒙某地區石英型螢石礦為原料，通過對此石英礦的物質組成分析和選礦實驗研究，主要考察了磨礦細度、浮選藥劑、浮選溫度、調漿時間等不同條件對該礦石浮選效果的影響規律，以期為該石英型螢石礦的工業開發利用提供理論依據。

1 實驗材料與方法

1.1 礦石原料

原礦中螢石品位為44.38%。原礦中主要雜質元素為Si和Al、Fe、K，相應的SiO2和Al2O3、Fe2O3、K2O的含量分別為42.61%和6.23%、2.50%、1.86%，另原礦中含有少量的S、P等。

螢石原礦中的主要礦物為螢石和石英，為典型的石英型螢石礦，其他雜質脈石礦物的含量很少，因此，在此螢石礦的分選過程中，主要解決螢石和石英的分離問題。

1.2 浮選實驗流程

所用浮選設備為XFDIV型浮選機（1L），捕收劑為油酸，pH調整劑為碳酸鈉，抑制劑為硅酸鈉。礦漿首先攪拌2min，而后依次加入碳酸鈉、硅酸鈉和油酸，進行浮選作業得到粗精礦和粗尾礦。

2 實驗結果分析與討論

2.1 最佳磨礦細度實驗

磨礦細度實驗是螢石入浮前處理的關鍵參數。若磨礦時間太長，脈石礦物粉碎產生大量的礦泥，泥化現象嚴重，不利于浮選;反之，磨礦時間太短，有用礦物得不到充分解離，不能有效上浮，導致浮選回收率下降。

為了確定螢石浮選的最適磨礦細度，在油酸用量3 000g/t、碳酸鈉用量1 000g/t、硅酸鈉用量700g/t、調漿時間10min、浮選溫度30℃、浮選時間3min條件下，對不同磨礦細度產物進行浮選實驗。

實驗結果顯示，隨著磨礦細度（-200目含量）的增大，精礦產率逐漸增大，精礦品位逐漸降低，回收率先增大后逐漸穩定。當磨礦細度較低時（-200目含量40%），精礦品位最高為89.36%，回收率最低為79.69%。磨礦細度在40%～55%增大時，精礦品位緩慢下降，回收率迅速提高;磨礦細度在55%～90%升高時，精礦品位緩慢下降，回收率基本保持穩定;當磨礦細度超過90%時，精礦品位顯著降低，回收率保持穩定。

綜合考慮分選指標和磨礦細度，確定粗選適宜的磨礦細度為-200目含量54%左右。在該條件下，粗選精礦產率47.12%，精礦品位84.10%，精礦回收率達到89.38%。

2.2 油酸用量影響實驗

為確定螢石粗選過程中油酸的最佳用量，在最佳磨礦細度、礦漿濃度30%條件下，進行了不同油酸用量條件下的粗選實驗。

浮選精礦隨著油酸用量的增加逐漸升高，但品位卻不斷下降。在油酸用量較低時，藥劑優先吸附在可浮性較好的顆粒表面，造成精礦品位高，回收率較低。油酸用量為0.5kg/t時，精礦回收率僅為73.61%。隨著油酸用量增大，藥劑逐漸吸附在具有中等可浮性顆粒表面，造成精礦產率升高，品位緩慢降低，但回收率呈現上升趨勢。在油酸用量由1kg/t上升至1.5kg/t時，產率提高5.14%，品位僅下降0.65%，回收率提高9.70%。當油酸用量由1.5kg/t提高至2kg/t時，回收率僅提高1.83%。

綜合考慮藥劑消耗成本及精礦品位和回收率，確定油酸用量為1.5Kg/t為適宜的藥劑用量。在該條件下，粗選精礦產率43.81%，精礦品位87.92%，精礦回收率達到87.12%。

2.3 浮選溫度實驗

在螢石浮選過程中，藥劑在礦漿中的分散性及吸附性能會影響藥劑的消耗及浮選效率。浮選藥劑在礦漿中物理化學性質受溫度因素影響顯著，在較高溫度條件下油酸的選擇性和作用活性可以得到顯著提高。

隨著礦漿溫度的升高，精礦產率和精礦回收率逐漸升高，精礦品位先升高而后下降。礦漿溫度越高，分子熱運動越快，浮選礦漿中藥劑分散速度越快，礦物表面的吸附過程加速。礦漿溫度較低時，藥劑以油滴形式存在于礦漿中，溶解性和吸附性較差。因此，在溫度為10℃時，精礦產率僅為30.74%，回收率僅為60.25%。溫度由30℃上升到40℃時，精礦產率提高了2.1%，精礦品位下降了3.22%，回收率僅提高了1.07%。綜合考慮分選指標及維持礦漿溫度所需能耗，確定粗選適宜溫度為30℃。

2.4 調漿時間實驗研究

油酸在礦漿中的溶解性及分散性較差，調漿時間對藥劑在顆粒表面的吸附有顯著影響。為明確調漿時間對分選效率的影響，進行不同攪拌時間條件下的螢石浮選實驗以明確適宜的調漿時間。

實驗條件為磨礦細度-200目占54%，礦漿濃度約30%，油酸用量1 500g/t，碳酸鈉用量1 000g/t，硅酸鈉用量700g/t，浮選時間3min，浮選溫度30℃。

實驗結果顯示，隨著調漿時間延長，精礦產率和精礦回收率逐漸升高，精礦品位先升高后趨于穩定。當調漿時間為3min時，精礦產率僅為25.24%，品位僅為82.15%，回收率僅為46.81%，這說明調漿時間不足導致藥劑分散性不佳，進而導致分選指標降低。當調漿時間為3～7min時，分選指標得到顯著提高。當調漿時間大于7min時，分選指標基本保持穩定，產率在42.89%～43.8%波動，品位在87.99%～88.46%波動。從7min到9min，精礦回收率僅提高0.93%。綜合考慮分選指標及現場生產實際，確定粗選適宜調漿時間為7min。

2.5 礦漿pH實驗研究

礦漿pH值是螢石浮選過程中的重要影響因素，pH值對礦物表面的化學性質及藥劑在礦漿中的存在形式有顯著影響，進而影響油酸與礦物表面作用的形式。為明確礦漿pH值對分選效率的影響，進行不同礦漿pH值條件下的螢石浮選實驗。

實驗條件為磨礦細度-200目占54%，礦漿濃度約30%，油酸用量1 500g/t，硅酸鈉用量700g/t，浮選時間3min，浮選溫度為30℃，調漿7min。

實驗結果顯示，隨著碳酸鈉用量的增大，即隨著pH值的升高，精礦產率和精礦回收率基本呈現逐漸升高趨勢，而精礦品位卻逐漸降低。當pH值由7.43上升至10.31時，精礦產率提高了8.01%，品位降低了9.05%，回收率提高了5.91%。當pH值在8.01～8.96時，回收率基本穩定在86%;當pH值在9.21～10.31時，回收率基本穩定在88%。當pH值為8.01時，精礦品位達到88.27%，回收率達到86.13%，此時礦漿為弱堿性條件，能夠有效消除Ca2+、Mg2+等對浮選的干擾，并使礦漿高度分散，有利于提高粗選分選效果。綜合考慮精礦品位和回收率指標的變化規律，確定粗選適宜礦漿pH值為8.01，即碳酸鈉用量600g/t。

2.6 抑制劑實驗研究

水玻璃多用作螢石礦浮選中脈石礦物石英的抑制劑，抑制效果與其用量有直接關系。用量太少則抑制作用不明顯，用量過大則對螢石產生抑制作用。為明確抑制劑用量對分選效率的影響，進行不同硅酸鈉用量條件下的螢石浮選實驗。

實驗條件為磨礦細度-200目占54%，礦漿濃度約30%，油酸用量1 500g/t，浮選時間3min，浮選溫度30℃，調漿7min，碳酸鈉用量600g/t。

實驗結果顯示，隨著硅酸鈉用量的增大，精礦產率、精礦品位及精礦回收率基本穩定，波動范圍較小。從回收率指標看，當抑制劑用量為400g/t時，精礦品位達到88.15%，產率為45.40%，同時回收率達到最高至90.15%。綜合考慮精礦回收率指標及藥劑消耗，確定粗選適宜抑制劑硅酸鈉用量為400g/t。

2.7 粗掃選時間實驗研究

控制磨礦細度-200目占54%，礦漿濃度約30%，油酸1 500g/t，碳酸鈉600g/t，硅酸鈉400g/t，調漿時間7min，礦漿溫度30℃，收集不同時間段的泡沫產品并測定其品位。

實驗結果顯示，隨著浮選時間的延長，粗選精礦中氟化鈣品位明顯下降，而且在前兩分鐘所浮選得到的精礦中氟化鈣品位和回收率分別達到90.51%和85.71%;第3分鐘品位迅速下降到67.07%，回收率下降到4.92%;此后隨著浮選時間延長，各浮選時間段氟化鈣品位和回收率呈現降低的變化規律，但相鄰時間段內氟化鈣品位和回收率的波動幅度越來越小。綜合考慮精礦品位和產率指標變化規律，浮選粗選時間確定為3min，掃選時間為2min。此時，得到粗選精礦的產率為45.75%，品位為88.82%，回收率為90.64%，掃選中礦的產率為2.71%，品位為44.93%，回收率為2.71%。

3 結論

實驗螢石礦樣為石英型螢石礦，推薦的最佳粗浮選工藝參數為磨礦細度-200mm54%左右，浮選溫度為30℃，礦漿調漿時間為7min，粗浮選時間為3min，掃選時間為2min。浮選藥劑制度為：油酸1 500g/t，碳酸鈉600g/t（pH=8.01），硅酸鈉400g/t。此時，螢石精礦品位為88.82%，產率45.75%，回收率90.64%。

參考文獻：

[1]牛麗賢，張壽庭.中國螢石產業發展戰略思考[J].中國礦業，2010（8）：21-25.

[2]李麗匣，劉廷，袁致濤，等.我國螢石礦選礦技術進展[J].礦產保護與利用，2015（6）：1-8.

[3]非金屬礦工業手冊編輯委員會.非金屬礦工業手冊[M].北京：冶金工業出版社，1992.

[4] Morozov V V， Baldauf H. On the role of the Ion Composition of the Aqueous Phase in the Flotation of Fluorite and Calcite[J]. International Journal of Mineral Processing，1992（3）：177-189.

[5]李天霞.某難選鉛鋅礦浮選分離實驗研究[J].有色礦冶，2013（1）：30-33.

[6]邱廷省，何元卿，余文，等.硫化鉛鋅礦浮選分離技術的研究現狀及進展[J].金屬礦山，2016（3）：1-9.