一种白云鄂博矿萤石选矿工艺

技术领域

本发明涉及选矿技术领域，尤其涉及一种白云鄂博矿萤石选矿工艺。

背景技术

2011年《包头稀土铌资源综合利用关键技术研究》项目列入国家支持科技计划，该项目在萤石、铌资源综合利用方面取得关键技术及理想指标。2011年，《包钢尾矿中萤石资源研究及氟化工产业技术开发》项目，小型试验获得品位95％的萤石精矿，采用该萤石精矿可获得无水氟化氢产品，这为白云鄂博矿萤石选矿奠定了技术基石。

2011年包钢集团开展《包钢氧化矿选矿搬迁及白云鄂博矿资源综合利用工程》项目搬迁，本项目工程，除铁精矿、稀土精矿产品外，将萤石选别和铌矿选别作为新的亮点，增加了萤石精矿和铌精矿的回收，在铁生产线、稀土生产线成熟工艺的带动下，萤石生产线全线运转。

2018年初宝山矿业公司成立萤石攻关小组，选矿技术人员围绕低品位萤石选矿技术开展了大量的研究，并取得了许多研究成果，有力地推动了萤石选矿技术的进步。各项研究成果逐步投入工业生产应用，为现场攻关提供有力的数据支撑。研究成果的成功应用实现了对白云鄂博矿中萤石的有效分选，在浮选影响因素调整的基础上，重点优化萤石选别工艺流程，获得高品位萤石精矿，将宝山矿业公司白云鄂博矿产资源综合利用产业推向一个崭新的高度，在科学发展道路上，向成为最具竞争力的国家资源综合利用示范基地迈进一大步。

发明内容

本发明的目的是提供一种白云鄂博矿萤石选矿工艺，采用一段闭路磨矿、三道阶段浮选及正浮选与磁选相结合的方式，选别后产出最终合格萤石精矿、萤石次精矿及尾矿；实现白云鄂博矿萤石高效回收，对白云鄂博尾矿的二次资源化和尾矿库周边环境保护具有重大意义。

为解决上述技术问题，本发明采用如下技术方案：

本发明一种白云鄂博矿萤石选矿工艺，具体包括如下步骤：

1)将原矿送入球磨机进行一次磨矿，向球磨机给入原矿的同时加水，使萤石矿物和脉石矿物充分解离；球磨机排矿送入一次旋流器进行分级，一次分级沉沙返回球磨机；

2)一次分级溢流产品进入混合一粗一精浮选，混合浮选泡沫产品给入φ50米萤石粗选给矿浓缩大井，给矿浓缩大井底流给入萤石正浮选粗选作业，正浮选粗选泡沫给入一次正浮选作业，一次正浮选泡沫给入二次正浮选作业，二次正浮选泡沫给入三次正浮选作业，三次正浮选泡沫给入四次正浮选作业，四次正浮选泡沫给入五次正浮选作业，五次正浮选泡沫给入六次正浮选作业，六次正浮选泡沫给入七次正浮选作业；粗选尾矿和一次正浮选中矿为最终尾矿，二次正浮选中矿至七次正浮选中矿集中返回φ50米萤石粗选给矿浓缩大井；

3)七次正浮选泡沫产品给入1.7T强磁选机进行弱磁性矿物的一步脱除，强磁萤石精矿给入八次正浮选给矿φ20米浓缩大井，给矿浓缩大井底流给入萤石八次正浮选作业，八次正浮选泡沫给入九次正浮选作业，九次正浮选泡沫给入十次正浮选作业，十次正浮选泡沫给入十一次正浮选作业，十一次浮选泡沫产品给入1.7T强磁选机进行弱磁性矿物的二步脱除；九次正浮选中矿至十一次正浮选中矿集中返回φ50米萤石粗选给矿浓缩大井，八次正浮选中矿及一步强磁萤石尾矿为最终尾矿；

4)二步强磁萤石精矿给入5T超导磁选机，超导萤石精矿为最终萤石精矿产品，超导萤石尾矿为萤石次精矿产品，最终萤石精矿产和萤石次精矿产品进入过滤系统进行分质过滤。

进一步的，所述步骤1)中一次分级溢流产品粒度-200目占94％-95％，-325目占85％。

进一步的，所述步骤1)中一次磨矿时的磨矿浓度为70％±10；球磨机的介质填充率为40％-45％。

进一步的，所述步骤2)混合浮选时的药剂制度为：水玻璃用量1.05Kg/t给矿，SF捕收剂用量0.39Kg/t给矿；粗选矿浆浓度为40％-45％，浮选温度为50±5℃，PH值为8-9；萤石粗选浮选水玻璃用量1.14Kg/t给矿，硫酸用量1.14Kg/t给矿，FY抑制剂用量1.48Kg/t给矿，SF捕收剂用量1.48Kg/t给矿，粗选矿浆浓度为35％-40％，萤石一次至七次精选药剂用量为水玻璃用量0.87Kg/t给矿，硫酸用量0.87Kg/t给矿，FY抑制剂用量1.39Kg/t给矿，常温浮选，PH值为6-6.5。

进一步的，所述步骤3)萤石八次浮选水玻璃用量0.48Kg/t给矿，硫酸用量0.096Kg/t给矿，硫酸铝用量0.38Kg/t给矿，栲胶用量0.18Kg/t给矿，环烷酸用量0.16Kg/t给矿，八次浮选矿浆浓度为35％-40％，常温浮选，PH值为6-6.5。

与现有技术相比，本发明的有益技术效果：

本发明充分考虑萤石与脉石矿物赤铁矿、碳酸盐类矿物、硅酸盐类矿物、重晶石、黄铁矿、磷灰石等的共生关系及嵌布特性，将矿物粒度磨控制在-200目94％-95％，-325目85％以上，-500目达到70％以上，实现有用矿物的充分解离；

采用三道阶段浮选选别，经过三个选前浓缩大井脱泥脱药，避免了萤石矿浮选药剂积累对选别造成困难等问题；

采用两步1.7T强磁选机分别对七次正浮选泡沫产品及十一次正浮选泡沫产品进行弱磁性矿物的提取脱除，为提高最终萤石精矿产品品位奠定基础；

采用超导磁选机对二步1.7T强磁萤石精矿进行品位提升，实现白云鄂博矿中萤石矿物的高效回收，生产出高品位萤石精矿及次精矿，提高了萤石回收率；

实现白云鄂博尾矿的二次资源化回收，将白云鄂博矿产资源综合利用产业推向一个崭新的高度，在科学发展道路上，向成为最具竞争力的国家资源综合利用示范基地迈进一大步，也对周边环境保护具有重大意义。

附图说明

下面结合附图说明对本发明作进一步说明。

图1为本发明白云鄂博矿萤石选矿工艺流程图。

具体实施方式

如图1所示，一种白云鄂博矿萤石选矿工艺，具体包括如下步骤：

1)将原矿送入球磨机进行一次磨矿，向球磨机给入原矿的同时加水，使萤石矿物和脉石矿物充分解离；球磨机排矿送入一次旋流器进行分级，一次分级沉沙返回球磨机，一次分级溢流产品粒度-200目占94％-95％，-325目占85％；

2)一次分级溢流产品进入混合一粗一精浮选，混合浮选泡沫产品给入萤石粗选给矿φ50米浓缩大井，给矿浓缩大井底流给入萤石正浮选粗选作业，正浮选粗选泡沫给入一次正浮选作业，一次正浮选泡沫给入二次正浮选作业，二次正浮选泡沫给入三次正浮选作业，三次正浮选泡沫给入四次正浮选作业，四次正浮选泡沫给入五次正浮选作业，五次正浮选泡沫给入六次正浮选作业，六次正浮选泡沫给入七次正浮选作业；粗选尾矿和一次正浮选中矿为最终尾矿，二次正浮选中矿至七次正浮选中矿集中返回φ50米萤石粗选给矿浓缩大井；

3)七次正浮选泡沫产品给入1.7T强磁选机进行弱磁性矿物的一步脱除，强磁萤石精矿给入八次正浮选给矿φ20米浓缩大井，给矿浓缩大井底流给入萤石八次正浮选作业，八次正浮选泡沫给入九次正浮选作业，九次正浮选泡沫给入十次正浮选作业，十次正浮选泡沫给入十一次正浮选作业，十一次浮选泡沫产品给入1.7T强磁选机进行弱磁性矿物的二步脱除；九次正浮选中矿至十一次正浮选中矿集中返回φ50米萤石粗选给矿浓缩大井，八次正浮选中矿及一步强磁萤石尾矿为最终尾矿；

4)二步强磁萤石精矿给入5T超导磁选机，超导萤石精矿为最终萤石精矿产品，超导萤石尾矿为萤石次精矿产品，最终萤石精矿产和萤石次精矿产品进入过滤系统进行分质过滤。

所述步骤1)中一次磨矿时的磨矿浓度为70％±10；球磨机的介质填充率为40％-45％。

所述步骤2)混合浮选时的药剂制度为：水玻璃用量1.05Kg/t给矿，SF捕收剂用量0.39Kg/t给矿；粗选矿浆浓度为40％-45％，浮选温度为50±5℃，PH值为8-9；萤石粗选浮选水玻璃用量1.14Kg/t给矿，硫酸用量1.14Kg/t给矿，FY抑制剂用量1.48Kg/t给矿，SF捕收剂用量1.48Kg/t给矿，粗选矿浆浓度为35％-40％，萤石一次至七次精选药剂用量为水玻璃用量0.87Kg/t给矿，硫酸用量0.87Kg/t给矿，FY抑制剂用量1.39Kg/t给矿，常温浮选，PH值为6-6.5。

所述步骤3)萤石八次浮选水玻璃用量0.48Kg/t给矿，硫酸用量0.096Kg/t给矿，硫酸铝用量0.38Kg/t给矿，栲胶用量0.18Kg/t给矿，环烷酸用量0.16Kg/t给矿，八次浮选矿浆浓度为35％-40％，常温浮选，PH值为6-6.5。

【实施例1】

本实施例中，白云鄂博矿萤石选矿工艺，采用一段闭路磨矿、三道阶段浮选及正浮选与磁选相结合的方式，经过选别后得到最终合格萤石精矿、萤石次精矿和尾矿。

将萤石选别原矿-200目84％，通过管道输送至一次旋流器给矿泵池，一次旋流器给矿泵池泵送至一次旋流器进行分级，一次旋流器沉沙给入一段球磨机，一次旋流器与一段球磨机构成闭路磨矿系统。

一次球磨机中的磨矿浓度为75％±10，即原矿与(原矿+水)的质量之比为75％±10。

一次球磨机的球介质填充率为40％。

一次旋流器溢流-200目94％-95％给入混合浮选前φ60米浓缩大井，混合浮选前φ60米浓缩大井底流泵送至混合正浮选粗选作业，给矿浓度45％，浮选温度53℃，PH值8.5，正浮选粗选作业泡沫产品进入混合一次正浮选作业，混合一次正浮选泡沫产品给入萤石浮选前φ50米浓缩大井，混合粗选尾矿进入另一条资源综合回收生产线，混合一次浮选中矿闭路返回混合浮选前给矿大井，混合正浮粗选药剂制度为：水玻璃用量1.05Kg/t给矿，SF捕收剂用量0.39Kg/t给矿。

萤石浮选前φ50米浓缩大井底流泵送至萤石正浮粗选作业，给矿浓度40％，浮选温度常温，PH值6.5，正浮选粗选泡沫给入一次正浮选作业，一次正浮选泡沫给入二次正浮选作业，二次正浮选泡沫给入三次正浮选作业，三次正浮选泡沫给入四次正浮选作业，四次正浮选泡沫给入五次正浮选作业，五次正浮选泡沫给入六次正浮选作业，六次正浮选泡沫给入七次正浮选作业；粗选尾矿和一次正浮选中矿为最终尾矿，二次正浮选中矿至七次正浮选中矿集中返回φ50米萤石粗选给矿浓缩大井；萤石正浮粗选药剂制度为：水玻璃用量1.14Kg/t给矿，硫酸用量1.14Kg/t给矿，FY抑制剂用量1.48Kg/t给矿，SF捕收剂用量1.48Kg/t给矿，粗选矿浆浓度为35％-40％，萤石一次至七次精选药剂用量为水玻璃用量0.87Kg/t给矿，硫酸用量0.87Kg/t给矿，FY抑制剂用量1.39Kg/t给矿。

七次正浮选泡沫产品给入1.7T强磁选机进行弱磁性矿物的一步脱除，强磁萤石精矿给入八次正浮选给矿φ20米浓缩大井，给矿浓缩大井底流泵送至萤石八次正浮选作业，给矿浓度39％，浮选温度常温，PH值6.5，八次正浮选泡沫给入九次正浮选作业，九次正浮选泡沫给入十次正浮选作业，十次正浮选泡沫给入十一次正浮选作业，十一次浮选泡沫产品给入1.7T强磁选机进行弱磁性矿物的二步脱除；萤石八次正浮选药剂制度为：水玻璃用量0.48Kg/t给矿，硫酸用量0.096Kg/t给矿，硫酸铝用量0.38Kg/t给矿，栲胶用量0.18Kg/t给矿，环烷酸用量0.16Kg/t给矿。

九次正浮选中矿至十一次正浮选中矿集中返回φ50米萤石粗选给矿浓缩大井，八次正浮选中矿及一步强磁萤石尾矿为最终尾矿。

二步强磁萤石精矿给入5T超导磁选机，超导萤石精矿为最终萤石精矿产品，超导萤石尾矿为萤石次精矿产品，最终萤石精矿产和萤石次精矿产品进入过滤系统进行分质过滤。

本实施例中，采用一段闭路磨矿、三道阶段浮选及正浮选与磁选相结合的方式，经过选别后得到最终合格萤石精矿、萤石次精矿和由萤石正浮粗选尾矿、一次正浮选中矿、一步1.7T强磁尾矿及八次正浮选中矿组成综合尾矿。萤石次精矿的回收大大提高萤石矿的回收率，新工艺应用后，萤石精矿生产量突破万吨/月，萤石精矿品位由原来的85.02％提升至90.32％，萤石精矿产量由新工艺实施前的400吨/日，提高到406吨/日，增加4-6吨/日。

新工艺实施前后生产指标对比

以上所述的实施例仅是对本发明的优选方式进行描述，并非对本发明的范围进行限定，在不脱离本发明设计精神的前提下，本领域普通技术人员对本发明的技术方案做出的各种变形和改进，均应落入本发明权利要求书确定的保护范围内。