某石英型萤石矿浮选-粗选实验研究

马贤健

摘 要：本实验用萤石矿为石英型萤石矿，其中，萤石含量为44.38%，脉石矿物主要为石英，针对该矿石性质，本文以碳酸钠为调整剂，硅酸钠为抑制剂，油酸为捕收剂，从多个条件探究了该矿石粗浮选实验的最优化条件。最终确定最佳浮选工艺参数为：磨矿细度-200mm54%，浮选温度为30℃，矿浆调浆时间为7min，粗浮选时间为3min，浮选药剂制度为油酸1 500g/t，碳酸钠600g/t（pH=8.01），硅酸钠400g/t。此时，精矿品位可达88.82%，产率可达45.75%，同时回收率达到最高至90.64%。

关键词：萤石;浮选;工艺参数;品位

中图分类号：TD97 文献标识码：A 文章编号：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

萤石是自然界中主要的含氟矿物，在冶金、化工、新材料、國防和光学等领域均有重要应用，对国家安全、国民经济、社会发展具有重要影响[1]。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，由此可见萤石是一种非常有价值的战略性矿产资源[2]。

目前，萤石矿的选矿方法主要是手选、重选和浮选[3]。手选一般用于萤石与脉石界限清楚、肉眼易于鉴别的萤石矿，常作为其他选别方法的辅助手段。重选主要集中在重介质预选工艺研究[4]。而随着萤石原矿的贫化及萤石与脉石相互嵌布，只有通过细磨才能达到单体解离，对于细磨后的细粒矿石最有效的选别方法就是浮选。因此，浮选是目前分离萤石与脉石矿物最有效的选别方法[5，6]。本实验以内蒙某地区石英型萤石矿为原料，通过对此石英矿的物质组成分析和选矿实验研究，主要考察了磨矿细度、浮选药剂、浮选温度、调浆时间等不同条件对该矿石浮选效果的影响规律，以期为该石英型萤石矿的工业开发利用提供理论依据。

1 实验材料与方法

1.1 矿石原料

原矿中萤石品位为44.38%。原矿中主要杂质元素为Si和Al、Fe、K，相应的SiO2和Al2O3、Fe2O3、K2O的含量分别为42.61%和6.23%、2.50%、1.86%，另原矿中含有少量的S、P等。

萤石原矿中的主要矿物为萤石和石英，为典型的石英型萤石矿，其他杂质脉石矿物的含量很少，因此，在此萤石矿的分选过程中，主要解决萤石和石英的分离问题。

1.2 浮选实验流程

所用浮选设备为XFDIV型浮选机（1L），捕收剂为油酸，pH调整剂为碳酸钠，抑制剂为硅酸钠。矿浆首先搅拌2min，而后依次加入碳酸钠、硅酸钠和油酸，进行浮选作业得到粗精矿和粗尾矿。

2 实验结果分析与讨论

2.1 最佳磨矿细度实验

磨矿细度实验是萤石入浮前处理的关键参数。若磨矿时间太长，脉石矿物粉碎产生大量的矿泥，泥化现象严重，不利于浮选;反之，磨矿时间太短，有用矿物得不到充分解离，不能有效上浮，导致浮选回收率下降。

为了确定萤石浮选的最适磨矿细度，在油酸用量3 000g/t、碳酸钠用量1 000g/t、硅酸钠用量700g/t、调浆时间10min、浮选温度30℃、浮选时间3min条件下，对不同磨矿细度产物进行浮选实验。

实验结果显示，随着磨矿细度（-200目含量）的增大，精矿产率逐渐增大，精矿品位逐渐降低，回收率先增大后逐渐稳定。当磨矿细度较低时（-200目含量40%），精矿品位最高为89.36%，回收率最低为79.69%。磨矿细度在40%～55%增大时，精矿品位缓慢下降，回收率迅速提高;磨矿细度在55%～90%升高时，精矿品位缓慢下降，回收率基本保持稳定;当磨矿细度超过90%时，精矿品位显著降低，回收率保持稳定。

综合考虑分选指标和磨矿细度，确定粗选适宜的磨矿细度为-200目含量54%左右。在该条件下，粗选精矿产率47.12%，精矿品位84.10%，精矿回收率达到89.38%。

2.2 油酸用量影响实验

为确定萤石粗选过程中油酸的最佳用量，在最佳磨矿细度、矿浆浓度30%条件下，进行了不同油酸用量条件下的粗选实验。

浮选精矿随着油酸用量的增加逐渐升高，但品位却不断下降。在油酸用量较低时，药剂优先吸附在可浮性较好的颗粒表面，造成精矿品位高，回收率较低。油酸用量为0.5kg/t时，精矿回收率仅为73.61%。随着油酸用量增大，药剂逐渐吸附在具有中等可浮性颗粒表面，造成精矿产率升高，品位缓慢降低，但回收率呈现上升趋势。在油酸用量由1kg/t上升至1.5kg/t时，产率提高5.14%，品位仅下降0.65%，回收率提高9.70%。当油酸用量由1.5kg/t提高至2kg/t时，回收率仅提高1.83%。

综合考虑药剂消耗成本及精矿品位和回收率，确定油酸用量为1.5Kg/t为适宜的药剂用量。在该条件下，粗选精矿产率43.81%，精矿品位87.92%，精矿回收率达到87.12%。

2.3 浮选温度实验

在萤石浮选过程中，药剂在矿浆中的分散性及吸附性能会影响药剂的消耗及浮选效率。浮选药剂在矿浆中物理化学性质受温度因素影响显著，在较高温度条件下油酸的选择性和作用活性可以得到显著提高。

随着矿浆温度的升高，精矿产率和精矿回收率逐渐升高，精矿品位先升高而后下降。矿浆温度越高，分子热运动越快，浮选矿浆中药剂分散速度越快，矿物表面的吸附过程加速。矿浆温度较低时，药剂以油滴形式存在于矿浆中，溶解性和吸附性较差。因此，在温度为10℃时，精矿产率仅为30.74%，回收率仅为60.25%。温度由30℃上升到40℃时，精矿产率提高了2.1%，精矿品位下降了3.22%，回收率仅提高了1.07%。综合考虑分选指标及维持矿浆温度所需能耗，确定粗选适宜温度为30℃。

2.4 调浆时间实验研究

油酸在矿浆中的溶解性及分散性较差，调浆时间对药剂在颗粒表面的吸附有显著影响。为明确调浆时间对分选效率的影响，进行不同搅拌时间条件下的萤石浮选实验以明确适宜的调浆时间。

实验条件为磨矿细度-200目占54%，矿浆浓度约30%，油酸用量1 500g/t，碳酸钠用量1 000g/t，硅酸钠用量700g/t，浮选时间3min，浮选温度30℃。

实验结果显示，随着调浆时间延长，精矿产率和精矿回收率逐渐升高，精矿品位先升高后趋于稳定。当调浆时间为3min时，精矿产率仅为25.24%，品位仅为82.15%，回收率仅为46.81%，这说明调浆时间不足导致药剂分散性不佳，进而导致分选指标降低。当调浆时间为3～7min时，分选指标得到显著提高。当调浆时间大于7min时，分选指标基本保持稳定，产率在42.89%～43.8%波动，品位在87.99%～88.46%波动。从7min到9min，精矿回收率仅提高0.93%。综合考虑分选指标及现场生产实际，确定粗选适宜调浆时间为7min。

2.5 矿浆pH实验研究

矿浆pH值是萤石浮选过程中的重要影响因素，pH值对矿物表面的化学性质及药剂在矿浆中的存在形式有显著影响，进而影响油酸与矿物表面作用的形式。为明确矿浆pH值对分选效率的影响，进行不同矿浆pH值条件下的萤石浮选实验。

实验条件为磨矿细度-200目占54%，矿浆浓度约30%，油酸用量1 500g/t，硅酸钠用量700g/t，浮选时间3min，浮选温度为30℃，调浆7min。

实验结果显示，随着碳酸钠用量的增大，即随着pH值的升高，精矿产率和精矿回收率基本呈现逐渐升高趋势，而精矿品位却逐渐降低。当pH值由7.43上升至10.31时，精矿产率提高了8.01%，品位降低了9.05%，回收率提高了5.91%。当pH值在8.01～8.96时，回收率基本稳定在86%;当pH值在9.21～10.31时，回收率基本稳定在88%。当pH值为8.01时，精矿品位达到88.27%，回收率达到86.13%，此时矿浆为弱碱性条件，能够有效消除Ca2+、Mg2+等对浮选的干扰，并使矿浆高度分散，有利于提高粗选分选效果。综合考虑精矿品位和回收率指标的变化规律，确定粗选适宜矿浆pH值为8.01，即碳酸钠用量600g/t。

2.6 抑制剂实验研究

水玻璃多用作萤石矿浮选中脉石矿物石英的抑制剂，抑制效果与其用量有直接关系。用量太少则抑制作用不明显，用量过大则对萤石产生抑制作用。为明确抑制剂用量对分选效率的影响，进行不同硅酸钠用量条件下的萤石浮选实验。

实验条件为磨矿细度-200目占54%，矿浆浓度约30%，油酸用量1 500g/t，浮选时间3min，浮选温度30℃，调浆7min，碳酸钠用量600g/t。

实验结果显示，随着硅酸钠用量的增大，精矿产率、精矿品位及精矿回收率基本稳定，波动范围较小。从回收率指標看，当抑制剂用量为400g/t时，精矿品位达到88.15%，产率为45.40%，同时回收率达到最高至90.15%。综合考虑精矿回收率指标及药剂消耗，确定粗选适宜抑制剂硅酸钠用量为400g/t。

2.7 粗扫选时间实验研究

控制磨矿细度-200目占54%，矿浆浓度约30%，油酸1 500g/t，碳酸钠600g/t，硅酸钠400g/t，调浆时间7min，矿浆温度30℃，收集不同时间段的泡沫产品并测定其品位。

实验结果显示，随着浮选时间的延长，粗选精矿中氟化钙品位明显下降，而且在前两分钟所浮选得到的精矿中氟化钙品位和回收率分别达到90.51%和85.71%;第3分钟品位迅速下降到67.07%，回收率下降到4.92%;此后随着浮选时间延长，各浮选时间段氟化钙品位和回收率呈现降低的变化规律，但相邻时间段内氟化钙品位和回收率的波动幅度越来越小。综合考虑精矿品位和产率指标变化规律，浮选粗选时间确定为3min，扫选时间为2min。此时，得到粗选精矿的产率为45.75%，品位为88.82%，回收率为90.64%，扫选中矿的产率为2.71%，品位为44.93%，回收率为2.71%。

3 结论

实验萤石矿样为石英型萤石矿，推荐的最佳粗浮选工艺参数为磨矿细度-200mm54%左右，浮选温度为30℃，矿浆调浆时间为7min，粗浮选时间为3min，扫选时间为2min。浮选药剂制度为：油酸1 500g/t，碳酸钠600g/t（pH=8.01），硅酸钠400g/t。此时，萤石精矿品位为88.82%，产率45.75%，回收率90.64%。

参考文献：

[1]牛丽贤，张寿庭.中国萤石产业发展战略思考[J].中国矿业，2010（8）：21-25.

[2]李丽匣，刘廷，袁致涛，等.我国萤石矿选矿技术进展[J].矿产保护与利用，2015（6）：1-8.

[3]非金属矿工业手册编辑委员会.非金属矿工业手册[M].北京：冶金工业出版社，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.某难选铅锌矿浮选分离实验研究[J].有色矿冶，2013（1）：30-33.

[6]邱廷省，何元卿，余文，等.硫化铅锌矿浮选分离技术的研究现状及进展[J].金属矿山，2016（3）：1-9.