白云鄂博西矿萤石选矿工艺研究 *

秦圣博，王维维

(1.内蒙古科技大学 矿业研究院，内蒙古 包头 014010；2.包头稀土研究院，内蒙古 包头 014010；3.内蒙古科技大学白云鄂博稀土资源研究与综合利用国家重点实验室，内蒙古 包头 014010)

萤石，被人们称为氟石，是大自然中广泛存在的一种含氟矿物.主要成分为氟化钙，伴有杂质，Ca常被Ce和Y等一些稀土元素所取代，此外还含有少量的Fe2O3，SiO2以及微量的Cl，He等[1].制取氢氟酸的原料主要源于萤石，并且是含氟量最高的工业矿物，应用领域涵盖冶金、化工、建材、陶瓷、航空、制冷、医药、原子能工业、氟化工等传统产业和新兴产业[2-5].白云鄂博矿中萤石含量丰富，其主要以伴生铁矿物的形式存在.它不仅是一个大型铁矿、大型铌矿、特大型稀土矿，同时也是一个特大型萤石矿[6-9].脉石矿物主要为钠辉石、钠闪石、石英、长石、白云石、方解石、云母类矿物、重晶石和磷灰石[10,11]等.有用矿物和脉石矿物可选性差异小，尤其是脉石矿物主要是霓石(钠辉石、钠闪石)类含铁硅酸盐，这些物理化学特征，使白云鄂博矿成为世界公认的难选矿石，而西矿大量的萤石资源由于技术条件限制未得到利用，存在资源浪费现象，为合理开发矿产资源，采用新型浮选药剂进行浮选工艺进行研究，实现白云鄂博西矿萤石资源的有效开发利用.

1 浮选试验研究

1.1 矿石性质

为了深入了解原矿的性质，对原矿进行了多元素分析，结果见表1.由表1可知，矿样中主要有价成分为萤石，其品位为22.71%，属于中低品位萤石矿，具有一定的回收价值.碳酸钙是其主要的脉石矿物，质量分数高达14.56%，MgO的质量分数为9.07%、SiO2的质量分数为5.06%，其他杂质含量低，对萤石选别影响不大.

表1 原矿的多元素分析结果(质量分数，%)

1.2 浮选试验研究

由于原料中的碳酸盐矿物(方解石和白云石)与萤石浮选性质相近，硅酸盐矿物的浮选性质与萤石的差别较大，且硅酸盐矿物有较大硬度，在第一段磨浮时，优先考虑去除硅酸盐矿物.磨矿细度、抑制剂及捕收剂种类和用量试验是粗选主要步骤，其具体流程见图1.

1.2.1磨矿细度单因素优选试验结果

前期制备好的具有代表性的500 g矿样取5份进行磨矿试验，在1∶2液固质量比固定条件下，分别在6，8，10，12，14 min条件下，磨矿产品进行筛分、烘干、称重，并计算不同产品的百分比含量，得到不同磨矿时间下-0.074 mm产品产率，并得出在磨矿细度为-0.074 mm下，其含量分别为70%，75%，80%，85%，90%，95%所对应的磨矿时间为370，420，468，555，625，787 s.实验结果见表2.

表2 粗选磨矿细度试验结果

为了考查磨矿细度对浮选指标的影响，保持试验流程和药剂制度不变，在碳酸钠用量1 500 g/t、水玻璃用量1 000 g/t、抑制剂SY用量2 000 g/t、捕收剂用量1 000 g/t，温度40 ℃的条件下，选取磨矿细度为 -0.074 mm的质量分数分别为70%，75%，80%，85%，90%，95%时，对其进行试验.其品位和回收率的影响如图2所示，随着-0.074 mm的质量分数的增加，粗精矿中萤石的品位从30.01%逐渐下降到26.80%，回收率从60.36%上升到82.96%再下降到81.86%，当磨矿细度-0.074 mm的质量分数占90%时，再增加磨矿细度，萤石粗精矿的回收率基本不变，但品位降低明显，主要原因是随着磨矿细度的增加，目的矿物单体解离的同时产生过磨现象，导致微细粒在矿物表面的黏附和气泡捕收能力的下降，从而使得精矿的品位逐渐降低.得出粗选适宜的磨矿细度为-0.074 mm占90%时，对萤石回收有较好的工艺指标.

1.2.2抑制剂种类及用量单因素优选试验结果

在确定磨矿细度的基础上，考察水玻璃用量分别为1 000，1 500，2 000，2 500 g/t对萤石浮选的影响，如图3试验结果表明：随着水玻璃用量的不断增加，粗精矿中萤石的品位也逐渐增加，而萤石粗精矿的回收率随着水玻璃用量的增加而逐渐减少，主要是因为添加少量的水玻璃可抑制方解石的浮选，但水玻璃的用量过大时，浮选矿浆的pH也逐渐升高，pH过高时对方解石的浮选有利，导致精矿中萤石品位降低，综合考虑，确定粗选适宜的水玻璃用量为1 500 g/t.

由于不同配合比的酸化水玻璃所呈现的抑制效果不同，因此在确定粗选适宜的水玻璃用量的基础上，分别配置1∶1，1∶1.5，1∶2，1∶2.5，1∶3的酸化水玻璃进行萤石浮选，其试验结果如表3表明：萤石粗精矿随着酸化水玻璃中硫酸比例的增加，萤石粗精矿品位不断下降，其回收率大体呈下降趋势，但在水玻璃与硫酸比例为1∶2时，其回收率可达92.30%.综合考虑，确定使用水玻璃与硫酸质量配合比为1∶2的酸化水玻璃进行试验.

表3 粗选酸化水玻璃配比试验结果

在选用水玻璃与硫酸比例为1∶2的酸化水玻璃基础上，改变其用量来进行抑制剂用量试验.由表4实验结果表明：随着酸化水玻璃用量的增加，粗精矿中萤石的品位也从24.62%逐渐增加到了32.99%，而其回收率随着酸化水玻璃用量的增加而逐渐减少，从92.24%降低到了87.29%.当酸化水玻璃用量达到3 500 g/t，萤石粗精矿品位由32.68%上升到了32.99%，仅上升了0.31%，而其回收率却从88.54%下降到了87.29%，降低了1.25%，因此，综合考虑萤石的浮选指标，确定粗选适宜的酸化水玻璃用量为3 000 g/t.

表4 粗选酸化水玻璃用量试验结果

选取最佳用量条件下的萤石粗精矿指标，对比分析水玻璃和酸化水玻璃这2种抑制剂对萤石浮选指标的影响，由表5得出水玻璃在该矿物中对白云石与方解石的抑制作用比酸化水玻璃对其的抑制作用更差，粗精矿回收率达不到要求，因此考虑使用酸化水玻璃作为抑制剂.

表5 水玻璃与酸化水玻璃对比试验结果

1.2.3捕收剂种类及用量单因素优选实验结果

在磨矿细度 -0.074 mm占90%、酸化水玻璃用量3 000 g/t、抑制剂SY用量为2 500 g/t、温度40 ℃的条件下，油酸钠用量分别为200，300，400，500，600 g/t进行试验，结果表明：随着捕收剂油酸钠用量的不断增加，粗精矿中萤石的品位不断减少，而萤石精矿的回收率随着捕收剂油酸钠用量的增加而逐渐增加，当捕收剂油酸钠用量达到400 g/t的时候，再增加油酸钠用量到600 g/t时，萤石粗精矿品位由27.11%下降到24.15%，降低了2.96%，而其回收率仅仅增加了1.27%，因此，综合考虑萤石的浮选指标，确定粗选适宜的捕收剂油酸钠用量为400 g/t.同样实验确定粗选适宜的捕收剂CYP-01用量为2 000 g/t.

为了便于直观地对比这2种捕收剂对萤石浮选指标的影响，分别取其最佳用量条件下的萤石粗精矿指标分析两种捕收剂对萤石的捕收能力，结果表明：CYP-01优于油酸钠的捕收能力，如表6所示.

表6 捕收剂对比试验结果

2 浮选流程试验

2.1 开路浮选试验

在调试试验完成的基础上，经过多次探索研究，明确开路试验流程，此次试验采用8次精选，如图4所示，试验结果见表7.

由表7可以看出，在最佳药剂制度下，进行试验得到78.44%的萤石品位，其回收率为64.94%的萤石精矿，其品位偏低.矿物的单体解离度不够，存在连生体萤石与脉石矿物，运用浮选药剂没有办法分离两者，萤石精矿中伴有随萤石而上浮的脉石矿物.矿物必须加大单体解离程度，所以对粗精矿进行再磨.

表7 开路浮选试验结果

2.2 粗精矿再磨细度试验结果

将制备好的萤石粗精矿矿样取5份进行磨矿试验，在1∶2的液固质量比条件下，对30，60，90，120 s磨矿时间下的磨矿产品分别进行325目筛分，烘干、称重，计算其质量分数，得到不同磨矿时间下-0.044 mm产品产率，根据试验结果绘制相应的磨矿细度曲线，如图5所示.

由磨矿细度曲线不难得出：磨矿细度-0.044 mm的质量分数为75%，80%，85%，90%，对应的磨矿时间依次是15，37，68，109 s.在保持其它药剂制度不变的情况下，对萤石粗精矿进行再磨试验.

萤石浮选开路试验流程，如图6所示，粗精矿再磨细度对萤石浮选的影响见图7.

由图8可知：未经过磨矿操作的萤石精矿品位为78.44%，而粗精矿经过再磨操作后的得到的萤石精矿品位有了显著的提高，并且其品位随着磨矿细度的提高不断增加，直到-0.044 mm含量占85.00%时达到拐点，此后的精矿品位小幅下降，可能是因为细度过高而产生了泥化现象.萤石精矿的回收率随着磨矿细度的提高不断降低，因此，综合考虑精矿品位和回收率这2大因素，最终确定粗精矿再磨细度最佳条件为 -0.044 mm含量占85.00%，此时萤石精矿的品位可达到92.33%，回收率可达到67.87%.

2.3 闭路浮选试验结果

为了进一步验证萤石的品位与回收率，以所有条件试验为基础，并进行了大量的试验，选择“一次粗选—粗精矿再磨—八次精选”，合并尾矿、中矿3、中矿4抛尾，剩余的中矿可循序返回，作为萤石精选闭路试验流程，可得到良好的指标.萤石浮选闭路试验流程如图8所示，最终通采用“一次粗选—粗精矿再磨—八次精选”浮选工艺可得到萤石精矿品位为90.79%，回收率为81.02%的合格萤石精矿，试验结果见表8.

表8 闭路试验结果

3 结论

通过一系列各类粗选条件单因素优选试验，可以得出以下结论：

(1)随着磨矿细度的增加，萤石粗精矿的品位不断下降，但是其回收率不断增高，直到-0.075 mm含量占到90%；酸化水玻璃抑制效果优于水玻璃，且水玻璃与硫酸质量配合比为1∶2时为最佳配比；本次实验选用酸化水玻璃与SY共同作为抑制剂.随着酸化水玻璃用量的增加，萤石粗精矿的品位不断增高，但是其回收率不断下降，经过综合考虑选择酸化水玻璃用量为3 000 g/t；随着抑制剂SY用量的增加，萤石粗精矿的品位及回收率升降规律与酸化水玻璃类似，选择抑制剂SY用量为2 500 g/t；常用萤石捕收剂油酸钠与新型捕收剂CYP-01作为对比，发现CYP-01捕收效果优于油酸钠，捕收剂CYP-01用量为2 000 g/t；在以上条件下可获得品位27.20%，回收率93.29%的萤石粗精矿.

(2)在最佳药剂用量下进行了萤石精选开路试验，结果表明：萤石精矿品位过低，因此需对粗精矿进行再磨处理.通过再磨试验，确定了再磨细度为-0.044 mm含量占85.00%.最终，精选开路试验结果显示相比没有经过磨矿流程的试验结果，磨矿后的萤石精矿品位与回收率分别提高了13.89%，2.45%；最终采用“一次粗选—粗精矿再磨—八次精选”浮选工艺，此条件下可得到萤石精矿品位为90.79%，回收率为81.02%.