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从湖南某钨多金属矿尾矿中回收伴生萤石试验研究①

2022-03-19冯青舒陈文胜穆迎迎但从林

矿冶工程 2022年1期
关键词:萤石精矿尾矿

冯青舒, 陈文胜, 王 舰, 杨 彭, 穆迎迎, 但从林

(湖南有色郴州氟化学有限公司,湖南 郴州 423037)

我国萤石基础储量11 000 万吨,探明可采储量2 100 万吨[1]。 萤石用途十分广泛[2],主要应用于化工、冶金和建材三大行业。 氢氟酸是氟化工产业的基础产品,萤石是生产氢氟酸的原料[3],近年萤石价格持续上涨。 湖南某钨多金属矿浮钨尾矿中含有丰富的伴生萤石资源,开发该浮钨尾矿中伴生的萤石资源具有较大经济价值。 本文针对该浮钨尾矿矿石性质特点,结合已有萤石选矿经验[4-6],通过试验研究,开发出一种萤石回收新工艺,取得了良好的技术指标,并成功实现了工业应用,使钨尾矿中伴生萤石资源得到高效综合回收。

1 矿石性质

湖南某钨多金属矿矿石性质复杂,原矿中脉石矿物以钙铁榴石、方解石、长石和石英为主,浮钨尾矿全元素分析结果如表1 所示,主要化学成分如表2 所示。由表1 ~2 可见,浮钨尾矿中以O、F、Si、Ca 等元素为主,其次为Fe、Al;有用元素为F、Ca。 钨尾矿中主要成分是CaF2、CaCO3和WO3。

表1 浮钨尾矿全元素分析结果(质量分数)/%

表2 浮钨尾矿主要化学成分(质量分数)/%

2 萤石浮选试验研究

2.1 粗选条件试验

2.1.1 粗选pH 值试验

按图1 所示流程,采用碳酸钠调节pH 值,在粗选抑制剂水玻璃(SBL)用量1 500 g/t、捕收剂改性油酸(HS)用量350 g/t 条件下,进行了粗选pH 值条件试验,结果如表3 所示。 由表3 可知,矿浆pH 值升高有利于萤石富集,但同时方解石也会显著富集。 采用碳酸钠调整pH 值,加抑制剂SBL 后,矿浆pH 值都会有不同程度升高;初始pH 值超过9(加SBL 后矿浆pH达到10 左右),萤石粗选产率降低、品位显著提高、回收率基本不变。 适宜的初始pH 值为10,此时萤石粗选品位达到55.03%、回收率86.85%。

图1 萤石粗选试验流程

表3 萤石粗选pH 值条件试验结果

2.1.2 捕收剂HS 用量试验

初始pH=10、SBL 用量1 500 g/t、加SBL 后pH =10.15 条件下,进行了捕收剂HS 用量条件试验,结果如表4 所示。 由表4 可知,随着HS 用量增加,萤石粗选精矿产率逐渐增大、品位逐渐降低。 HS 用量350 g/t 时,萤石粗选精矿回收率最高,达到82.61%,精矿萤石品位54.59%,尾矿萤石品位3.51%。

表4 粗选HS 用量试验结果

2.1.3 抑制剂SBL 用量试验

初始pH=10、捕收剂HS 用量350 g/t 条件下,进行了抑制剂SBL 用量条件试验,结果如表5 所示。 由表5可知,增加SBL 用量,有利于提高萤石粗选精矿品位。随着SBL 用量增加,萤石粗选精矿产率逐渐降低、品位逐渐提高、回收率相应降低。 SBL 用量2 000 g/t 时,萤石粗选精矿品位71.70%、回收率77.97%。

表5 粗选SBL 用量试验结果

2.2 萤石精选抑制剂条件试验

精选用到的抑制剂YSBL 为水玻璃和硫酸铝质量比2 ∶1,抑制剂SSBL 为水玻璃和硫酸质量比3 ∶1,抑制剂ATM 为大分子螯合羧酸类碳酸钙。

2.2.1 萤石精选YSBL 条件试验

采用一粗四精浮选流程,粗选试验条件为:初始pH =10,SBL 用量2 000 g/t,HS 用量350 g/t;前3 次精选使用YSBL 为抑制剂,用量分别为200 g/t,100 g/t,50 g/t,第4 次精选使用ATM 为抑制剂,用量为50 g/t,试验结果如表6 所示。 由表6 可知,YSBL 能有效抑制方解石,但对其他脉石矿物抑制效果较差,精矿中萤石品位只有87.92%、回收率62.73%,方解石品位1.02%。

表6 萤石精选YSBL 条件试验结果

2.2.2 萤石精选SSBL 条件试验

采用一粗一扫四精浮选流程,粗选试验条件为:初始pH=10,SBL 用量2 000 g/t,HS 用量350 g/t;扫选HS 用量80 g/t;4 次精选均使用SSBL 为抑制剂,用量分别为100 g/t,100 g/t,50 g/t,50 g/t,试验结果如表7所示。 由表7 可知,SSBL 对方解石等脉石矿物有很好的抑制效果,精矿中萤石品位达到96.25%、回收率69.76%,方解石品位只有1.35%。 此外,萤石扫选效率较低,扫选精矿萤石品位17.98%、回收率2.39%,但是方解石大量富集,品位达到25.64%。

表7 萤石精选SSBL 条件试验结果

2.2.3 萤石精选ATM 条件试验

采用一粗一扫三精浮选流程,粗选条件为:初始pH=10,SBL 用量2 000 g/t,HS 用量350 g/t;扫选HS用量80 g/t;3 次精选均采用ATM 为抑制剂,用量分别为50 g/t,30 g/t,20 g/t,试验结果如表8 所示。 表8结果表明,ATM 对方解石抑制效果较好,但在前2 次精选过程中对萤石也有一定程度抑制,中矿萤石品位较高,精矿萤石品位只有92.96%、回收率48.46%,方解石品位1.02%。

表8 萤石精选ATM 条件试验结果

2.3 闭路试验

粗选阶段萤石富集效率较高,但方解石也会相应富集。 扫选过程中,方解石富集非常显著,而萤石回收率较低。 为减少粗选和扫选阶段方解石的富集,粗选HS 用量降到300 g/t、扫选HS 用量降到50 g/t。

萤石精选阶段,方解石会得到有效抑制,但在萤石粗选和扫选阶段,方解石均会显著富集。 因此在中矿返回过程中方解石无法排出,而是大量堆积在中矿中,最终在精矿中富集,使精矿中萤石品位降低。 根据开路试验结果,第2 次精选中矿2 中方解石品位和回收率分别达到53.80%和17.90%。 为了加强对方解石的抑制,使中矿中的方解石顺利排出,闭路试验过程中,前2 次精选SSBL 用量分别调整为300 g/t 和200 g/t,后2 次精选使用ATM 强化对方解石的抑制,用量分别为30 g/t 和20 g/t,闭路试验流程调整为中矿2 直接排尾,其他中矿和扫选精矿顺序返回。 具体试验流程如图2 所示,结果如表9 所示。 由试验结果可知,通过一次粗选、一次扫选、四次精选,中矿2 直接排尾、其他中矿和扫选精矿顺序返回的闭路实验流程,最终得到CaF2品位96.39%、作业回收率81.85%、总回收率62.65%的萤石精矿,其中方解石含量2.18%。 中矿2 中CaF2品位12.47%、回收率2.88%,而方解石品位和回收率分别达到52.89%和43.27%。

图2 萤石浮选闭路试验流程

表9 萤石浮选闭路试验结果

3 工业试验

采用一粗五精一扫的萤石浮选流程,精选2 尾矿扫选精矿进入精选3,精选2 尾矿扫选尾矿和精选1尾矿合并经一次扫选后直接排尾,其余中矿顺序返回。 萤石粗选采用浮选柱,其他浮选采用浮选机;粗选pH=10.5,大分子聚合有机羧酸类抑制剂YZ⁃4 用于粗选控制方解石的富集,用量100 g/t,SBL 用量800 g/t,HS 用量250 g/t;萤石扫选HS 用量50 g/t。 萤石精选阶段采用SSBL 和ATM 抑制硅酸盐脉石和方解石的上浮,最终得到作业回收率85%以上的萤石精矿。 工业试验流程如图3 所示。

图3 工业试验流程

经过2020 年9 月下旬到10 月底的工业调试,萤石浮选系统稳定,指标不断提高,达到预期工业调试目标。 工业试验结果见表10。 由表10 可知,3 个工作日6 个班共处理原矿3 714 t,原矿萤石平均品位16.22%。经过新工艺流程处理后,得到萤石精矿平均品位87.62%、平均回收率59.64%。

表10 工业试验指标

4 结 论

1) 湖南某钨多金属原矿中脉石矿物以钙铁榴石、方解石、长石和石英为主,浮钨尾矿中CaF2含量14.82%,CaCO3含量4.10%,WO3含量0.024%。 采用一粗四精浮选流程从该浮钨尾矿中回收萤石,获得萤石品位96.39%、总回收率62.65%的萤石精矿。

2) 从浮钨尾矿中回收萤石新工艺流程及药剂经优化调整后进行工业试验,最终获得萤石精矿品位87.62%、回收率59.64%的萤石精矿指标,钨尾矿中伴生萤石资源获得高效综合回收。

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