CN109821660A - 一种萤石选矿分离方法 - Google Patents

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李文孜
郑锋国
李文荣
孟芳
古磊
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Abstract

本发明公开了一种萤石选矿分离方法，涉及选矿工艺技术领域，本发明包括一次磨矿、一次分级、一次粗选、六次精选、二次扫选的工艺；浮选精矿粉精矿进入浓缩池，经过浓缩后进入过滤机脱水，进入滚筒式烘干机烘干后装吨袋成品；浮选尾矿进入尾矿库，废水再利用，用油酸捕收萤石，水玻璃作石英抑制剂，碳酸钙调整矿浆pH为8～9；本发明工艺具有浮选效率高、工艺简单、成本低廉的优点。

Description

一种萤石选矿分离方法
技术领域
本发明涉及选矿工艺技术领域，更具体的是涉及一种萤石选矿分离方法。
背景技术
国内外用于萤石除钙的选矿方法主要为浮选法，通过选用合适的浮选药剂扩大萤石与含钙矿物 的表面特性差异，从而达到分离的目的。《金属矿山》1996年第12期刊登的“萤石和方解石浮选 分离”一文中介绍了萤石和含钙矿物浮选分离的方法，浮选药剂包括捕收剂和调整剂。常用的捕收 剂主要为油酸及油酸的代用品；调整剂的种类很多，如苏打、石灰、磷酸盐、水玻璃、丹宁类及木 素磺酸盐等。该文认为，根据矿石性质、所用捕收剂种类及对介质pH值的要求，选用合适的调整 剂特别是抑制剂非常重要，往往是获得高质量精矿的关键。但当原矿碳酸钙含量过高时，采用上述 推荐的抑制剂如水玻璃、磷酸盐、石灰等，则难以获得满意效果，以致于有些厂矿遇到此类矿石时， 因无法处理只有堆存。《金属矿业文摘》1986年第10期45页，介绍了一种低品级萤石精矿的化 学精选法，采用酸浸的方法除去萤石精矿中的碳酸钙，但该方法成本高，且工艺复杂，难以在现厂 实施。
发明内容
本发明的目的在于：为了解决现有选矿工艺现有萤石除钙选矿方法中存在的上述的问题，本发 明提供一种萤石选矿分离方法。
本发明为了实现上述目的具体采用以下技术方案：
(1)磨矿：先对萤石矿进行破碎筛分，筛分出萤石矿细料，计量后送入球磨机进行磨矿，磨矿 浓度为70％；
(2)分级：经FLG-2000高堰式分级机分级；
(3)粗选：用油酸作为捕收剂，氢氧化钠、碳酸钠作调整剂，水玻璃、淀粉、硫酸钠、盐酸、 草酸、六偏磷酸钠为石英抑制剂，进行浮选粗选处理，浮选pH值控制范围调整为8-9；
(4)精选：再以氢氧化钠、碳酸钠作调整剂，水玻璃、淀粉、硫酸钠、盐酸、草酸、六偏磷酸 钠为石英抑制剂，进行浮选精选处理，浮选pH值控制范围调整为8-9，最终完成萤石与碳酸 钙浮选分离；
(5)浓缩脱水:浮选精矿粉精矿进入浓缩池，经过浓缩后进入过滤机脱水；
(6)烘干：进入滚筒式烘干机烘干后装吨袋成品。
进一步地，原矿经φ1200*250颚式破碎机一级破碎、二级破碎、三级破碎后用筛分机进行筛 分，筛选出的矿石粒度小于20mm。
进一步地，筛选出的矿石采用2100*3600湿式格子型球磨机进行磨矿,磨矿浓度为70％，磨矿 后采用FLG-2000高堰式分级机分级。
进一步地，一次分级的溢流粒度达到64％-200目，矿浆浓度32-36％。
本发明的有益效果如下：
本发明提供的萤石选矿分离方法具有浮选效率高、工艺简单、成本低廉的优点。在给矿萤石品 位为23.92％～40.14％，方解石品位为0.67％～5.33％条件下，经过混合浮选再分离，可得品位为97％ 以上、回收率85.5～88.5％的萤石精矿。可广泛应用于硅酸盐类型、碳酸盐类型萤石矿选矿，有 效降低萤石精矿中二氧化硅含量，提高萤石精矿产品品级。
具体实施方式
(3)精选：再以氢氧化钠、碳酸钠作调整剂，水玻璃、淀粉、硫酸钠、盐酸、草酸、六偏磷酸 钠为石英抑制剂，进行浮选精选处理，浮选pH值控制范围调整为8-9，最终完成萤石与碳酸 钙浮选分离。
本实施例提供一种萤石选矿分离方法。
(1)磨矿：先对萤石矿进行破碎筛分，筛分出萤石矿细料，计量后送入球磨机进行磨矿，磨矿 浓度为70％；
(2)粗选：用油酸作为捕收剂，氢氧化钠、碳酸钠作调整剂，水玻璃、淀粉、硫酸钠、盐酸、 草酸、六偏磷酸钠为石英抑制剂，进行浮选粗选处理，浮选pH值控制范围调整为8。
(3)精选：再以氢氧化钠、碳酸钠作调整剂，水玻璃、淀粉、硫酸钠、盐酸、草酸、六偏磷酸 钠为石英抑制剂，进行浮选精选处理，浮选pH值控制范围调整为8-9，最终完成萤石与碳酸 钙浮选分离。
(4)浓缩脱水:浮选精矿粉精矿进入浓缩池，经过浓缩后进入过滤机脱水；
(5)烘干：进入滚筒式烘干机烘干后装吨袋成品。
原矿经φ1200*250颚式破碎机一级破碎、二级破碎、三级破碎后用筛分机进行筛分，筛选 出的矿石粒度小于20mm。
筛选出的矿石采用2100*3600湿式格子型球磨机进行磨矿,磨矿浓度为70％，磨矿后采用 FLG-2000高堰式分级机分级。
一次分级的溢流粒度达到64％-200目，矿浆浓度32-36％。
在给矿萤石品位为23.92％～40.14％，方解石品位为0.67％～5.33％条件下，经过混合浮选再 分离，可得品位为97％以上、回收率85.5％的萤石精矿。
实施例2
一次磨矿(64％-200目)、一次分级、一次粗选、六次精选、二次扫选的工艺；浮选精矿粉精 矿进入浓缩池，经过浓缩后进入过滤机脱水，进入滚筒式烘干机烘干后装吨袋成品；浮选尾矿 进入尾矿库，废水再利用。
(1)先对萤石矿进行磨矿。
(2)粗选：用油酸作为捕收剂，氢氧化钠、碳酸钠作调整剂，水玻璃、淀粉、硫酸钠、盐酸、 草酸、六偏磷酸钠为石英抑制剂，进行浮选粗选处理，浮选pH值控制范围调整为9。
(3)精选：再以氢氧化钠、碳酸钠作调整剂，水玻璃、淀粉、硫酸钠、盐酸、草酸、六偏磷酸 钠为石英抑制剂，进行浮选精选处理，浮选pH值控制范围调整为8-9，最终完成萤石与碳酸 钙浮选分离。
原矿经φ1200*250颚式破碎机一级破碎、二级破碎、三级破碎后用筛分机进行筛分，筛选 出的矿石粒度小于20mm。
筛选出的矿石采用2100*3600湿式格子型球磨机进行磨矿,磨矿浓度为70％，磨矿后采用 FLG-2000高堰式分级机分级。
一次分级的溢流粒度达到64％-200目，矿浆浓度32-36％。
在给矿萤石品位为23.92％～40.14％，方解石品位为0.67％～5.33％条件下，经过混合浮选再 分离，可得品位为97％以上、回收率88.5％的萤石精矿。
实施例3
一次磨矿(64％-200目)、一次分级、一次粗选、六次精选、二次扫选的工艺；浮选精矿 粉精矿进入浓缩池，经过浓缩后进入过滤机脱水，进入滚筒式烘干机烘干后装吨袋成品；浮选 尾矿进入尾矿库，废水再利用。
(1)先对萤石矿进行磨矿。
(2)粗选：用油酸作为捕收剂，氢氧化钠、碳酸钠作调整剂，水玻璃、淀粉、硫酸钠、盐酸、 草酸、六偏磷酸钠为石英抑制剂，进行浮选粗选处理，浮选pH值控制范围调整为9。
(3)精选：再以氢氧化钠、碳酸钠作调整剂，水玻璃、淀粉、硫酸钠、盐酸、草酸、六偏磷酸 钠为石英抑制剂，进行浮选精选处理，浮选pH值控制范围调整为8-9，最终完成萤石与碳酸 钙浮选分离。
原矿经φ1200*250颚式破碎机一级破碎、二级破碎、三级破碎后用筛分机进行筛分，筛选 出的矿石粒度小于20mm。
筛选出的矿石采用2100*3600湿式格子型球磨机进行磨矿,磨矿浓度为70％，磨矿后采用 FLG-2000高堰式分级机分级。
一次分级的溢流粒度达到64％-200目，矿浆浓度32％。
在给矿萤石品位为23.92％～40.14％，方解石品位为0.67％～5.33％条件下，经过混合浮选再 分离，可得品位为97％以上、回收率86.5％的萤石精矿。

Claims (4)

1.一种萤石选矿分离方法，其特征在于，包括以下步骤：
(1)磨矿：先对萤石矿进行破碎筛分，筛分出萤石矿细料，计量后送入球磨机进行磨矿，磨矿浓度为70％；
(2)分级：经FLG-2000高堰式分级机分级；
(3)粗选：用油酸作为捕收剂，氢氧化钠、碳酸钠作调整剂，水玻璃、淀粉、硫酸钠、盐酸、草酸、六偏磷酸钠为石英抑制剂，进行浮选粗选处理，浮选pH值控制范围调整为8-9；
(4)精选：再以氢氧化钠、碳酸钠作调整剂，水玻璃、淀粉、硫酸钠、盐酸、草酸、六偏磷酸钠为石英抑制剂，进行浮选精选处理，浮选pH值控制范围调整为8-9，最终完成萤石与碳酸钙浮选分离；
(5)浓缩脱水:浮选精矿粉精矿进入浓缩池，经过浓缩后进入过滤机脱水；
(6)烘干：进入滚筒式烘干机烘干后装吨袋成品。
2.根据权利要求1所述的萤石选矿分离方法，其特征在于，原矿经φ1200*250颚式破碎机一级破碎、二级破碎、三级破碎后用筛分机进行筛分，筛选出的矿石粒度小于20mm。
3.根据权利要求1所述的萤石选矿分离方法，其特征在于，筛选出的矿石采用2100*3600湿式格子型球磨机进行磨矿,磨矿浓度为70％，磨矿后采用FLG-2000高堰式分级机分级。
4.根据权利要求1所述的萤石选矿分离方法，其特征在于，一次分级的溢流粒度达到64％-200目，矿浆浓度32-36％。
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