高硫低萤石铁尾矿的浮选回收试验

侯 玮 江 峰 白 娟

（包钢集团矿山研究院）

萤石作为一种重要的工业原料，广泛应用于冶金、建材和化工等行业。随着萤石的应用越来越广，需求量不断增加，富矿及易选矿越来越少，贫矿和难选矿的开发利用成为当前面临的重大问题［1-4］。

某铁尾矿萤石含量为22.31%，品位较低，萤石与铁和稀土等多种矿物共生关系复杂，单体解离度不高，且萤石与白云石、方解石等矿物可浮性相近，分选难度较大。为了提高资源的利用率，获得高品位的萤石精矿，开展了萤石浮选试验。

1 矿石性质

试样中的脉石矿物主要有石英、白云石和重晶石等，主要化学成分分析结果见表1，粒度分析结果见表2。

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由表1 可知，试样CaF2品位为22.31%，硫品位为1.92%。

由表2 可知，试样-0.074 ㎜粒级产率为82.16%，-0.025 ㎜粒级产率为36.52%；萤石在+0.074 mm粒级有明显的富集现象。

2 试验结果及讨论

根据试样性质，进行了先浮萤石再浮硫和先浮硫再浮萤石的选矿工艺对比。

2.1 先浮萤石再浮硫流程试验

先浮萤石再浮硫流程试验采用碳酸钠为pH 调整剂、水玻璃为抑制剂、改性脂肪酸BF-1 为捕收剂浮选萤石，以硫酸铜为活化剂、丙基黄药为捕收剂、松醇油为起泡剂浮选硫。在条件试验基础上进行了开路流程试验，试验流程见图1，试验结果见表3。

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从表3 可以看出，采用图1 所示的流程处理试样，可获得CaF2品位60.37%、CaF2回收率为69.88%、S含量2.24%的萤石粗精矿和S 品位38.33%、S 回收率为25.42%、CaF2含量54.08%的硫精矿。

2.2 先浮硫再浮萤石流程试验

先浮硫再浮萤石流程试验以硫酸铜为活化剂、丙基黄药为捕收剂、松醇油为起泡剂浮选硫，以碳酸钠为pH 调整剂、水玻璃为抑制剂、改性脂肪酸BF-1为捕收剂浮选萤石。在条件试验基础上进行了开路流程试验，试验流程见图2，试验结果见表4。

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从表4 可以看出，采用图2 所示的流程处理试样，可获得S 品位为39.52%、S 回收率为36.15%、CaF2含量35.49%的硫精矿和CaF2品位为65.57%、CaF2回收率为68.48%、S含量1.75%的萤石粗精矿。

2.3 工艺方案的确定

通过对2个工艺方案试验结果的比较，可以看出先浮硫再浮萤石流程的萤石精矿品位高5.20 个百分点，且硫含量较低，有利于后续萤石粗精矿的精选；同时，在硫精矿品位高1.19 个百分点的情况下，回收率还提高了10.73 个百分点。因此，试验确定采用先浮硫再浮萤石流程进行后续试验。

2.4 萤石粗精矿再磨细度的确定

要想获得高品位的萤石精矿，需要对萤石粗精矿进行精选。为了更好地查明萤石的赋存状态，对其解离度进行了镜下分析，结果见表5。

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从表5可以看出，萤石粗精矿中萤石单体解离度仅为76.5%，萤石与硅酸盐矿物、碳酸盐矿物、铁矿物及其他矿物间存在大量的连生体。

镜下观察发现，当萤石粗精矿磨至-325 目95%时，萤石与脉石矿物基本解离，粒度太细、泥化会恶化浮选效果，因此，精选试验的入选粒度确定为-325目95%。

2.5 萤石粗精矿精选试验

精选采用HSC（酸化水玻璃+某无机盐的一种复配抑制剂）为抑制剂，对萤石粗精矿进行精选，在条件试验和开路试验基础上进行了全流程试验，试验全流程见图3，结果见表6。

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从表6 可以看出，采用图3 所示的流程处理试样，可获得S 品位为39.52%、S 回收率为36.15%、CaF2含量35.49%的硫精矿和CaF2品位为95.33%、CaF2回收率为38.56%、S含量0.04%的萤石精矿。

3 结 论

（1）针对矿样含硫高的特点，进行了先浮萤石再浮硫和先浮硫再浮萤石2 种工艺方案的比较试验，结果表明，先浮硫再浮萤石的工艺方案可以获得指标更高的硫精矿和萤石精矿。

（2）以硫酸铜为活化剂、丙基黄药为捕收剂、松醇油为起泡剂1 粗1 精优先浮硫，以碳酸钠为pH 调整剂、水玻璃为抑制剂、改性脂肪酸BF-1 为捕收剂1粗7精、粗精矿再磨至-325目95%、中矿1～中矿4进入尾矿、中矿5～中矿7 集中返回精选1 的流程再浮选萤石，获得了S 品位为39.52%、S 回收率为36.15%、CaF2含量35.49%的硫精矿和CaF2品位为95.33%、CaF2回收率为38.56%、S含量0.04%的萤石精矿。