CN113522517B - 一种萤石矿选矿方法 - Google Patents

Abstract

本申请涉及一种萤石矿选矿方法，属于萤石矿分离工艺的技术领域，其包括粗选：将萤石矿原矿粉碎后磨至选矿要求细度，先后向矿浆中加入碳酸钠、水玻璃和捕收剂，采用碱性介质进行浮选，获得粗选精矿和粗选尾矿；精选：将粗选获得的粗选精矿进行多次精选，每次精选过程中均向矿浆中加入酸性水玻璃，采用酸性介质进行浮选；向矿浆中加入捕收剂对第一次精选尾矿进行扫选，扫选采用酸性介质进行浮选，扫选精矿返回第一次精选；多次剩余精选作业的精选尾矿返回精选作业。采用本申请的工艺流程和药剂制度能够有效去除萤石矿中的碳酸盐和石英脉石矿物，显著提高萤石矿浮选的系统稳定性和选矿质量，可广泛应用于萤石‑碳酸盐‑石英型矿工业选矿作业中。

Description

一种萤石矿选矿方法

技术领域

本申请涉及萤石矿分离工艺的领域，尤其是涉及一种萤石矿选矿方法。

背景技术

萤石是重要的非金属矿产资源，在世界各地都有分布，主要成分是氟化钙(CaF₂)，是制取含氟化合物的重要原料，广泛应用于冶金、炼铝、玻璃、陶瓷、水泥、化工等行业。萤石矿床中除萤石外，一般还伴生或共生有其他矿物。目前，根据萤石矿床的矿物组成划分有：萤石-石英型、萤石-碳酸盐-石英型、萤石-重晶石-石英型、萤石-石英-硫化矿型等。

萤石-碳酸盐-石英型萤石矿属于一种难选矿，在萤石-碳酸盐-石英型萤石矿的选矿处理过程中，不仅要去除石英及其他硅酸盐类脉石矿物，还要去除碳酸盐脉石矿物。微细粒石英及蚀变的硅酸盐矿物，不易脱除，容易造成精矿SiO₂含量偏高；萤石与碳酸钙的浮选性质相似，采用常规的浮选方法很难分离，造成选矿品质不高。

发明内容

为了提高萤石矿的选矿质量，保证浮选系统的平衡性，本申请提供一种萤石矿选矿方法。

本申请提供的一种萤石矿选矿方法采用如下的技术方案：

一种萤石矿选矿方法，包括：

(1)粗选：将萤石-碳酸盐-石英型萤石矿原矿粉碎后磨至选矿要求细度，先后向矿浆中加入碳酸钠、水玻璃和捕收剂，采用碱性介质进行浮选，获得粗选精矿和粗选尾矿；

(2)精选：将粗选获得的粗选精矿进行多次精选，精选包括第一次精选和多次剩余精选，每次精选均向矿浆中加入酸性水玻璃，采用酸性介质进行浮选，经多次精选后获得萤石精矿；向矿浆中加入捕收剂对第一次精选尾矿进行扫选，扫选采用酸性介质进行浮选，扫选精矿返回第一次精选；

多次剩余精选作业的精选尾矿返回精选作业。

通过采用上述技术方案，采用不同的介质环境进行萤石-碳酸盐-石英型萤石矿的粗选和精选，并配以简单低成本的药剂制度，形成稳定的浮选系统；萤石矿的粗选全部在碱性介质中完成，精选全部在酸性介质中完成，精选尾矿返回和精选作业同步进行。在粗选中使用碳酸钠、水玻璃和捕收剂的药剂制度，碳酸钠为碱性pH调整剂，从而保证粗选矿浆呈现碱性；在精选中采用酸性水玻璃的药剂制度，利用酸性水玻璃将矿浆调整为酸性，相比较其它碳酸盐抑制剂，酸性水玻璃价格低，配制简单、原料来源广；碱性介质和酸性介质分离，从而避免了碱性介质与酸性介质过多混合后产生的不利影响，选矿的系统平衡性稳定，选矿指标优良，适合在萤石-碳酸盐-石英型萤石矿的工业化选矿中应用。

优选的，多次剩余精选作业的精选尾矿与第一次精选得到的精选尾矿扫选后的扫选精矿集中返回第一次精选作业。

通过采用上述技术方案，将多次剩余精选作业后产生的精选尾矿和第一次精选得到的精选尾矿扫选后的扫选精矿进行汇合集中，之后再将集中的萤石矿返回到第一次精选作业，形成精选过程中内循环。

优选的，多次剩余精选作业的精选尾矿逐级返回上一级精选作业。

通过采用上述技术方案，每一次精选产生的精选尾矿都返回上一级的精选作业中，形成逐级的返回内循环过程。

优选的，对粗选尾矿进行0～2次扫选，扫选采用加入捕收剂的碱性介质进行浮选，扫选精矿返回粗选。

通过采用上述技术方案，对粗选尾矿进行扫选，降低尾矿品位，增加选矿回收率，避免粗选尾矿中余留过多的CaF₂造成资源浪费，在碱性介质中进行粗选尾矿的扫选，使得扫选过程中产生的扫选精矿依然成碱性，之后扫选精矿返回粗选，避免酸性、碱性介质互相干扰。

优选的，所述捕收剂为油酸、乳化油酸、油酸与脂肪酸的混合物或油酸与改性石油磺酸钠的混合物的一种。

通过采用上述技术方案，捕收剂为简单、无毒的浮选药剂，与碳碳酸钠、水玻璃组成粗选过程中的药剂制度，易于获取，价格低廉，降低了浮选过程中的药剂成本，易于工业化应用。

优选的，所述萤石矿的磨矿细度为小于200目含量占70.0％～90.0％。

通过采用上述技术方案，保证萤石矿磨矿细度，提高选矿的效果。

优选的，萤石矿原矿中CaF₂含量为≥20％。

通过采用上述技术方案，与选矿的流程和药剂制度匹配，对难选型萤石矿进行浮选。

优选的，粗选中碳酸钠、水玻璃和捕收剂的用量分别为每吨萤石矿加入1～4kg、1～4kg、0.3～1kg。

通过采用上述技术方案，使粗选过程中碳酸钠、水玻璃和捕收剂的含量在合适高效的范围内，同时避免药剂使用过多造成浪费。

优选的，碳酸钠、水玻璃和捕收剂的加入时间间隔为1～3min。

通过采用上述技术方案，提供合理的药剂搅拌时间，在加入一种药剂后对其进行搅拌，之后再加入另一种药剂，使药剂均匀充分地分散在矿浆中，保证粗选的选矿质量。

优选的，精选的次数为六次，第一次精选的酸性水玻璃的用量为每吨萤石矿加入1.0～2.0kg，第二次精选的酸性水玻璃的用量为每吨萤石矿加入0.4～1.2kg，第三次精选的酸性水玻璃的用量为每吨萤石矿加入0.2～0.5kg，第四次精选的酸性水玻璃的用量为每吨萤石矿加入0.1～0.3kg，第五次至第六次精选的酸性水玻璃的用量为每吨萤石矿加入0～0.2kg。

通过采用上述技术方案，精选的酸性水玻璃添加量随着精选次数增加逐渐降低，既能够保证浮选质量，也避免药剂浪费。

综上所述，本申请包括以下至少一种有益技术效果：

本申请的萤石矿选矿方法将粗选和精选的两种介质环境分隔开，

粗选在碱性介质环境中进行，精选在酸性介质环境中进行，并采用碱性介质内循环和酸性介质内循环，保证了浮选系统的稳定性，从而保证了选矿指标的稳定性；采用相对低廉的药剂制度进行配合，能够有效去除萤石矿中碳酸盐和石英两类主要脉石矿物，提高萤石矿的选矿质量，并且显著降低选矿的用药成本；本申请的萤石矿选矿方法生产中不易受矿石波动影响，适用于不同品级、不同矿石性质的萤石矿。

附图说明

图1是本申请的萤石矿选矿方法的实施例的中矿集中返回工艺流程图。

图2是本申请的萤石矿选矿方法的实施例的中矿顺序返回工艺流程图。

具体实施方式

以下结合附图1-2对本申请作进一步详细说明。

实施例一

本申请实施例公开一种萤石矿选矿方法。本实施例中的萤石矿原矿质量百分比组分CaF₂含量25.40％、CaCO₃含量6.85％、MgO含量2.06％、SiO₂含量62.31％，余量为杂质，CaF₂含量较低，矿石细粒级含量高，矿石细粒级脉石不易脱出，属于难选萤石矿。

参照图1，萤石矿选矿方法包括：

(1)粗选：首选将萤石矿原矿粉碎后进行磨矿，磨至矿粉细度小于200目含量占76.0％。

粗选作业采用碱性介质浮选。先后向矿浆中加入碳酸钠、水玻璃、捕收剂进行粗选，获得萤石粗选精矿和粗选尾矿。碳酸钠、水玻璃和捕收剂依次间隔2min加入。碳酸钠、水玻璃、捕收剂的用量分别为每吨萤石矿加入2.0kg、1.8kg、0.4kg。捕收剂可以是油酸、乳化油酸的一种，或者油酸与脂肪酸的混合物、油酸与改性石油磺酸钠的混合物的一种。当捕收剂为油酸与改性石油磺酸钠的混合物时，油酸和改性石油磺酸钠的用量分别为每吨萤石矿加入0.25kg、0.15kg。

(2)多次精选：粗选作业获得的萤石粗选精矿进行六次精选，精选作业均采用酸性介质浮选。第一次精选至第六次精选中均加入酸性水玻璃，经六次精选后获得萤石精矿。第一次精选至第六次精选中酸性水玻璃的用量分别为每吨萤石矿加入1.5kg、0.4kg、0.2kg、0.2kg、0.2kg、0kg。每次精选时间为1～3min。

对第一次精选尾矿进行扫选。第一次精选尾矿扫选作业为酸性介质浮选，向矿浆中加入捕收剂进行扫选。扫选采用的捕收剂与粗选采用的捕收剂可以相同，也可以只采用油酸，扫选捕收剂的用量为每吨萤石矿加入0.07kg。扫选后获得尾矿2和扫选精矿，扫选精矿与第二次精选至第六次精选获得的精选尾矿集中后返回第一次精选，再次进入第一次精选作业。

采用本实施例的工艺流程获得的萤石精矿的产率为22.34％，品位(CaF₂含量)为96.15％，回收率为84.72％，未对粗选尾矿进行扫选。

在选矿过程中，可以对粗选尾矿根据品位选择是否进行扫选以及扫选次数。粗选尾矿扫选次数在0～2次，扫选作业为碱性介质浮选，向矿浆中加入捕收剂进行扫选。粗选尾矿扫选后获得尾矿1和扫选精矿，扫选精矿返回粗选作业。

实施例二

本申请实施例公开一种萤石矿选矿方法。本实施例中的萤石矿原矿质量百分比组分CaF₂含量25.40％、CaCO₃含量6.85％、MgO含量2.06％、SiO₂含量62.31％，余量为杂质，CaF₂含量较低，矿石细粒级含量高，矿石细粒级脉石不易脱出，属于难选萤石矿。

参照图1，萤石矿选矿方法包括：

(1)粗选：首选将萤石矿原矿粉碎后进行磨矿，磨至矿粉细度小于200目含量占80.3％。

粗选作业采用碱性介质浮选。先后向矿浆中加入碳酸钠、水玻璃、捕收剂进行粗选，获得萤石粗选精矿和粗选尾矿。碳酸钠、水玻璃和捕收剂依次间隔2min加入。碳酸钠、水玻璃、捕收剂的用量分别为每吨萤石矿加入2.0kg、1.8kg、0.4kg。捕收剂可以是油酸、乳化油酸的一种，或者油酸与脂肪酸的混合物、油酸与改性石油磺酸钠的混合物的一种。当捕收剂为油酸与改性石油磺酸钠的混合物时，油酸和改性石油磺酸钠的用量分别为每吨萤石矿加入0.25kg、0.15kg。

(2)多次精选：粗选作业获得的萤石粗选精矿进行六次精选，精选作业均采用酸性介质浮选。第一次精选至第六次精选中均加入酸性水玻璃，经六次精选后获得萤石精矿。第一次精选至第六次精选中酸性水玻璃的用量分别为每吨萤石矿加入1.5kg、0.4kg、0.2kg、0.2kg、0.2kg、0kg。每次精选时间为1～3min。

对第一次精选尾矿进行扫选。第一次精选尾矿扫选作业为酸性介质浮选，向矿浆中加入捕收剂进行扫选。扫选采用的捕收剂与粗选采用的捕收剂可以相同，也可以只采用油酸，扫选捕收剂的用量为每吨萤石矿加入0.07kg。扫选后获得尾矿2和扫选精矿，扫选精矿与第二次精选至第六次精选获得的精选尾矿集中后返回第一次精选，再次进入第一次精选作业。

采用本实施例的工艺流程获得的萤石精矿的产率为22.45％，品位为96.64％，回收率为85.45％，未对粗选尾矿进行扫选。精矿指标均好于实施例一，表明适度提高萤石矿磨矿细度，浮选效果更加优异。

在选矿过程中，可以对粗选尾矿根据品位选择是否进行扫选以及扫选次数。粗选尾矿扫选次数在0～2次，扫选作业为碱性介质浮选，向矿浆中加入捕收剂进行扫选。粗选尾矿扫选后获得尾矿1和扫选精矿，扫选精矿返回粗选作业。

实施例三

本申请实施例公开一种萤石矿选矿方法。本实施例中的萤石矿原矿质量百分比组分CaF₂含量25.40％、CaCO₃含量6.85％、MgO含量2.06％、SiO₂含量62.31％，余量为杂质，CaF₂含量较低，矿石细粒级含量高，矿石细粒级脉石不易脱出，属于难选萤石矿。

萤石矿的选矿方法包括：

(1)粗选：首选将萤石矿原矿粉碎后进行磨矿，磨至矿粉细度小于200目含量占76.0％。

粗选作业采用碱性介质浮选。先后向矿浆中加入碳酸钠、水玻璃、捕收剂进行粗选，获得萤石粗选精矿和粗选尾矿。碳酸钠、水玻璃和捕收剂依次间隔2min加入。碳酸钠、水玻璃、捕收剂的用量分别为每吨萤石矿加入2.0kg、1.8kg、0.4kg。捕收剂可以是油酸、乳化油酸的一种，或者油酸与脂肪酸的混合物、油酸与改性石油磺酸钠的混合物的一种。当捕收剂为油酸与改性石油磺酸钠的混合物时，油酸和改性石油磺酸钠的用量分别为每吨萤石矿加入0.25kg、0.15kg。

对粗选尾矿进行一次扫选，获得尾矿1和扫选精矿。扫选捕收剂为油酸，用量为每吨萤石矿加入0.07kg。

(2)多次精选：粗选作业获得的萤石粗选精矿进行六次精选，精选作业均采用酸性介质浮选。第一次精选至第六次精选中均加入酸性水玻璃，经六次精选后获得萤石精矿。第一次精选至第六次精选中酸性水玻璃的用量分别为每吨萤石矿加入1.5kg、0.4kg、0.2kg、0.2kg、0.2kg、0kg。每次精选时间为1～3min。

第一次精选至第六次精选获得的精选尾矿以及粗选尾矿扫选的扫选精矿集中后返回粗选作业。

实施例三与实施例一的萤石矿磨矿细度相同，均为小于200目的含量占76.0％，采用相同的药剂制度，在粗选阶段加入碳酸钠、水玻璃和捕收剂，在精选阶段加入酸性水玻璃。

采用实施例三的工艺流程获得的萤石精矿的产率为20.81％，品位为90.43％，回收率为74.08％，均低于采用实施例一的工艺流程获得的萤石精矿的指标，表明对实施例三的萤石浮选工艺流程系统平衡性不好，浮选指标较差。

实施例四

本申请实施例公开一种萤石矿选矿方法。本实施例中的萤石矿原矿质量百分比组分CaF₂含量25.40％、CaCO₃含量6.85％、MgO含量2.06％、SiO₂含量62.31％，余量为杂质，CaF₂含量较低，矿石细粒级含量高，矿石细粒级脉石不易脱出，属于难选萤石矿。

萤石矿选矿方法包括：

(1)粗选：首选将萤石矿原矿粉碎后进行磨矿，磨至矿粉细度小于200目含量占76.0％。

粗选作业采用酸性介质浮选。先后向矿浆中加入碳酸钠、酸性水玻璃、捕收剂进行粗选，获得萤石粗选精矿和粗选尾矿。碳酸钠、酸性水玻璃和捕收剂依次间隔2min加入。碳酸钠、酸性水玻璃和捕收剂的用量分别为每吨萤石矿加入2.0kg、3.2kg、0.25kg。捕收剂为油酸。

对粗选尾矿进行一次扫选，获得尾矿1和扫选精矿。扫选捕收剂为油酸，用量为每吨萤石矿加入0.07kg。

(2)多次精选：粗选作业获得的萤石粗选精矿进行六次精选，精选作业均采用酸性介质浮选。第一次精选至第六次精选中均加入酸性水玻璃，经六次精选后获得萤石精矿。第一次精选至第六次精选中的酸性水玻璃用量分别为每吨萤石矿加入0.7kg、0.2kg、0.2kg、0.2kg、0kg、0kg。

第一次精选至第六次精选获得的精选尾矿以及粗选尾矿扫选的扫选精矿集中后返回粗选作业。

实施例四与实施例一的萤石矿磨矿细度相同，均为小于200目含量占76.0％。实施例四与实施例一采用了不同的药剂制度，在粗选阶段加入碳酸钠、酸性水玻璃和捕收剂，在精选阶段加入酸性水玻璃，实施例四的粗选和精选均在酸性介质中进行。

采用实施例四的工艺流程获得的萤石精矿的产率为18.79％，品位为96.27％，回收率为74.91％，产率和回收率均低于对实施例一，回收率低，浮选指标不好，系统平衡性较差。

实施例五本申请实施例公开一种萤石矿选矿方法。本实施例中的萤石矿原矿质量百分比组分CaF₂含量25.40％、CaCO₃含量6.85％、MgO含量2.06％、SiO₂含量62.31％，余量为杂质，CaF₂含量较低，矿石细粒级含量高，矿石细粒级脉石不易脱出，属于难选萤石矿。

萤石矿选矿方法包括：

(1)粗选：首选将萤石矿原矿粉碎后进行磨矿，磨至矿粉细度小于200目含量占76.0％。

粗选作业采用碱性介质浮选。先后向矿浆中加入碳酸钠、水玻璃、捕收剂进行粗选，获得萤石粗选精矿和粗选尾矿。捕收剂可以是油酸、乳化油酸的一种，或者油酸与脂肪酸的混合物、油酸与改性石油磺酸钠的混合物的一种。

对粗选尾矿进行一次扫选，获得尾矿1和扫选精矿。

(2)多次精选：粗选作业获得的萤石粗选精矿进行六次精选，第一次精选作业采用碱性介质浮选，第二次精选至第六次精选采用酸性介质浮选。第一次精选中加入水玻璃，第二次精选至第六次精选加入酸性水玻璃，经六次精选后获得萤石精矿。

将第一次精选获得的尾矿和粗选尾矿扫选后获得的扫选精矿集中返回粗选作业。

将第二次精选获得的精选尾矿进行扫选，扫选获得的扫选精矿和第三次精选至第六次精选获得的精选尾矿集中后返回第二次精选作业。

实施例五与实施例一的萤石矿磨矿细度相同，均为小于200目的含量占76.0％，工艺流程和药剂制度均不同。采用实施例五获得的萤石精矿的产率为24.32％，品位为90.94％，回收率为86.36％，相对于实施例一的精矿指标，系统平衡性不够稳定，精矿品位较低。

实施例六

本申请实施例公开一种萤石矿选矿方法。本实施例中的萤石矿原矿质量百分比组分：CaF₂含量22.50％，CaCO₃含量5.83％、MgO含量1.96％、SiO₂含量64.81％，余量为杂质，原矿CaF₂含量低，杂质含量高，矿石较难磨，属于难选萤石矿。

参照图2，萤石矿选矿方法包括：

(1)粗选：首选将萤石矿原矿粉碎后进行磨矿，磨至矿粉细度小于200目含量占86.2％。

粗选作业采用碱性介质浮选。先后向矿浆中加入碳酸钠、水玻璃、捕收剂进行粗选，获得萤石粗选精矿和粗选尾矿。碳酸钠、水玻璃和捕收剂依次间隔2min加入。碳酸钠、水玻璃、捕收剂的用量分别为每吨萤石矿加入2.0kg、1.8kg和0.77kg。捕收剂可以是油酸、乳化油酸的一种，或者油酸与脂肪酸的混合物、油酸与改性石油磺酸钠的混合物的一种。当捕收剂为油酸与改性石油磺酸钠时，油酸和改性石油磺酸钠的用量分别为每吨萤石矿加入0.47kg、0.3kg。

(2)多次精选：粗选作业获得的萤石粗选精矿进行六次精选，精选作业均采用酸性介质浮选。第一次精选至第六次精选中均加入酸性水玻璃，经六次精选后获得萤石精矿。第一次精选至第六次精选中酸性水玻璃的用量分别为每吨萤石矿加入1.6kg、1.0kg、0.5kg、0.3kg、0.3kg、0.2kg。每次精选时间为1～3min。

对第一次精选尾矿进行扫选。第一次精选尾矿扫选作业为酸性介质浮选，向矿浆中加入捕收剂进行扫选。扫选捕收剂为油酸，扫选捕收剂的用量为每吨萤石矿加入0.07kg。扫选后获得尾矿2和扫选精矿，扫选精矿与第二次精选尾矿返回第一次精选作业。

第三次精选至第六次精选产生的精选尾矿均返回上一级精选作业，具体情况为，第三次精选产生的尾矿返回第二次精选作业，第四次精选产生的尾矿返回第三次精选作业，第五次精选产生的尾矿返回第四次精选作业，第六次精选产生的尾矿返回第五次精选作业。

采用本实施例的工艺流程获得的萤石精矿的产率为19.47％，品位为97.39％，回收率为85.89％。

在选矿过程中，可以对粗选尾矿根据品位选择是否进行扫选以及扫选次数。粗选尾矿扫选次数在0～2次，扫选作业为碱性介质浮选，向矿浆中加入捕收剂进行扫选。粗选尾矿扫选后获得尾矿1和扫选精矿，扫选精矿返回粗选作业。

实施例七

本申请实施例公开一种萤石矿选矿方法。本实施例中的萤石矿原矿质量百分比组分：CaF₂含量22.50％，CaCO₃含量5.83％、MgO含量1.96％、SiO₂含量64.81％，余量为杂质，原矿CaF₂含量低，矿石较难磨，杂质含量高，矿石较难磨，属于难选萤石矿。

萤石矿选矿方法包括：

(1)粗选：首选将萤石矿原矿粉碎后进行磨矿，磨至矿粉细度小于200目含量占86.2％。

粗选作业采用碱性介质浮选。先后向矿浆中加入碳酸钠、水玻璃、捕收剂进行粗选，获得萤石粗选精矿和粗选尾矿。碳酸钠、水玻璃和捕收剂依次间隔2min加入。碳酸钠、水玻璃、捕收剂的用量分别为每吨萤石矿加入2.0kg、1.7kg、0.77kg。捕收剂可以是油酸、乳化油酸的一种，或者油酸与脂肪酸的混合物、油酸与改性石油磺酸钠的混合物的一种。当捕收剂为油酸与改性石油磺酸钠的混合物时，油酸和改性石油磺酸钠的用量分别为每吨萤石矿加入0.47kg、0.3kg。

(2)多次精选：粗选作业获得的萤石粗选精矿进行六次精选，精选作业均采用酸性介质浮选。第一次精选至第六次精选中均加入酸性水玻璃，经六次精选后获得萤石精矿。第一次精选至第六次精选中酸性水玻璃的用量分别为每吨萤石矿加入1.4kg、0.8kg、0.4kg、0.3kg、0.2kg、0.2kg。每次精选时间为1～3min。

第一次精选至第四次精选产生的精选尾矿集中再选，再选精矿和第五次精选产生的精选尾矿集中返回到第一次精选作业，第六次精选产生的精选尾矿返回第二次精选作业。再选作业中酸性水玻璃和油酸的用量为每吨萤石矿加入1.0kg、0.14kg。

采用本实施例的工艺流程获得的萤石精矿的产率为19.09％，品位为97.55％，回收率为81.01％。

相对于实施例六，本实施例中的萤石精矿的指标较低，产率和回收率均不及实施例六。

实施例八本申请实施例公开一种萤石矿选矿方法。本实施例中的萤石矿原矿质量百分比组分：CaF₂含量22.50％，CaCO₃含量5.83％、MgO含量1.96％、SiO₂含量64.81％，余量为杂质，原矿CaF₂含量低，矿石较难磨，杂质含量高，矿石较难磨，属于难选萤石矿。

萤石矿选矿方法包括：

(1)粗选：首选将萤石矿原矿粉碎后进行磨矿，磨至矿粉细度小于200目含量占86.2％。

粗选作业采用碱性介质浮选。先后向矿浆中加入碳酸钠、水玻璃、捕收剂进行粗选，获得萤石粗选精矿和粗选尾矿。碳酸钠、水玻璃和捕收剂依次间隔2min加入。碳酸钠、水玻璃、捕收剂的用量分别为每吨萤石矿加入2.0kg、1.7kg、0.77kg。捕收剂为油酸与改性石油磺酸钠的混合物，油酸和改性石油磺酸钠的用量分别为每吨萤石矿加入0.47kg、0.3kg。

(2)多次精选：粗选作业获得的萤石粗选精矿进行六次精选，精选作业均采用酸性介质浮选。第一次精选至第六次精选中均加入酸性水玻璃，经六次精选后获得萤石精矿。

第一次精选至第六次精选中酸性水玻璃的用量分别为每吨萤石矿加入1.3kg、0.9kg、0.5kg、0.4kg、0.3kg、0.2kg。每次精选时间为1～3min。

第一次精选的精选尾矿和第二次精选的精选尾矿集中后进行再选，再选获得的精矿返回第一次精选作业，第三精选至第六次精选产生的精选尾矿均返回上一级精选作业。

再选作业中酸性水玻璃的用量为每吨萤石矿加入0.5kg，油酸的用量为每吨萤石矿加入0.14kg。

采用本实施例的工艺流程获得的萤石精矿的产率为21.08％，品位为93.95％，回收率为83.29％，品位和回收率指标低于实施例六。

实施例九

本申请实施例公开一种萤石矿选矿方法。本实施例中的萤石矿原矿质量百分比组分：CaF₂含量22.50％，CaCO₃含量5.83％、MgO含量1.96％、SiO₂含量64.81％，余量为杂质，原矿CaF₂含量低，矿石较难磨，杂质含量高，矿石较难磨，属于难选萤石矿。

萤石矿选矿方法包括：

(1)粗选：首选将萤石矿原矿粉碎后进行磨矿，磨至矿粉细度小于200目含量占86.2％。

粗选作业采用酸性介质浮选。先后向矿浆中加入酸性水玻璃、捕收剂进行粗选，获得萤石粗选精矿和粗选尾矿。捕收剂可以是油酸、乳化油酸的一种，或者油酸与脂肪酸的混合物、油酸与改性石油磺酸钠的混合物的一种。

对粗选尾矿进行一次扫选，获得尾矿1和扫选精矿。

(2)多次精选：粗选作业获得的萤石粗选精矿进行六次精选，精选作业均采用酸性介质浮选。第一次精选至第六次精选中均加入酸性水玻璃，经六次精选后获得萤石精矿。

扫选精矿和第一次精选尾矿返回粗选，第二次精选至第六次精选产生的精选尾矿均顺序返回上一级精选作业。

采用本实施例的工艺流程获得的萤石精矿的产率为20.02％，品位为93.69％，回收率为83.36％。

相对于实施例六，本实施例中的选矿方法系统稳定性差，萤石精矿的指标较低，品位和回收率均不及实施例六。

实施例十

本申请实施例公开一种萤石矿选矿方法。本实施例中的萤石矿原矿质量百分比组分：CaF₂含量26.78％，CaCO₃含量7.09％、MgO含量2.84％、SiO₂含量56.37％，余量为杂质，原矿CaF₂含量较低，属于较难选萤石矿。

参照图2，萤石矿选矿方法包括：

(1)粗选：首选将萤石矿原矿粉碎后进行磨矿，磨至矿粉细度小于200目含量占78.3％。

粗选作业采用碱性介质浮选。先后向矿浆中加入碳酸钠、水玻璃、捕收剂进行粗选，获得萤石粗选精矿和粗选尾矿。碳酸钠、水玻璃和捕收剂依次间隔2min加入。碳酸钠、水玻璃、捕收剂的用量分别为每吨萤石矿加入2.0kg、2.0kg、0.32kg。捕收剂为油酸。

(2)多次精选：粗选作业获得的萤石粗选精矿进行六次精选，精选作业均采用酸性介质浮选。第一次精选至第六次精选中均加入酸性水玻璃，经六次精选后获得萤石精矿。

第一次精选至第六次精选中酸性水玻璃的用量分别为每吨萤石矿加入1.8kg、0.8kg、0.4kg、0.2kg、0.2kg、0kg。每次精选时间为1～3min。

对第一次精选尾矿进行扫选。第一次精选尾矿扫选作业为酸性介质浮选，向矿浆中加入捕收剂进行扫选。扫选捕收剂采用油酸，用量为每吨萤石矿加入0.04kg。扫选后获得尾矿2和扫选精矿，扫选精矿与第二次精选尾矿返回第一次精选作业。

第三次精选至第六次精选产生的尾矿均返回上一级精选作业，具体情况为，第三次精选产生的尾矿返回第二次精选作业，第四次精选产生的尾矿返回第三次精选作业，第五次精选产生的尾矿返回第四次精选作业，第六次精选产生的尾矿返回第五次精选作业。

采用本实施例的工艺流程获得的萤石精矿的产率为22.51％，品位为97.07％，回收率为88.72％。

在选矿过程中，可以对粗选尾矿根据品位选择是否进行扫选以及扫选次数。粗选尾矿扫选次数在0～2次，扫选作业为碱性介质浮选，向矿浆中加入捕收剂进行扫选。粗选尾矿扫选后获得尾矿1和扫选精矿，扫选精矿返回粗选作业。

实施例十一

本申请实施例公开一种萤石矿选矿方法。本实施例中的萤石矿原矿质量百分比组分：CaF₂含量26.78％，CaCO₃含量7.09％、MgO含量2.84％、SiO₂含量56.37％，余量为杂质，原矿CaF₂含量较低，属于较难选萤石矿。

萤石矿选矿方法包括：

(1)粗选：首选将萤石矿原矿粉碎后进行磨矿，磨至矿粉细度小于200目含量占78.3％。

粗选作业采用酸性介质浮选，pH为6.7。先后向矿浆中加入碳酸钠、酸性水玻璃、捕收剂进行粗选，获得萤石粗选精矿和粗选尾矿。碳酸钠、酸性水玻璃和捕收剂的加入时间间隔为2min。碳酸钠、酸性水玻璃和捕收剂的用量为每吨萤石矿加入1.4kg、2.5kg、0.22kg。捕收剂为油酸。

对粗选尾矿进行一次扫选，获得尾矿1和扫选精矿。扫选捕收剂为油酸，用量为每吨萤石矿加入0.04kg。

(2)多次精选：粗选作业获得的萤石粗选精矿进行七次精选，精选作业均采用酸性介质浮选。第一次精选至第七次精选中均加入酸性水玻璃，经七次精选后获得萤石精矿。第一次精选至第七次精选中酸性水玻璃的用量分别为每吨萤石矿加入1.4kg、0.2kg、0.2kg、0.2kg、0.2kg、0.2kg、0.2kg。每次精选时间为1～3min。扫选精矿和第一次精选尾矿返回粗选作业，第二次精选至第七次精选产生的精选尾矿均返回上一级精选作业。

采用本实施例的工艺流程获得的萤石精矿的产率为23.31％，品位为96.31％，回收率为86.80％。

实施例十一采用了七次精选，但精矿品位差于实施例十，回收率也低于实施例十。

本申请的实施例中，实施例一至实施例五的萤石矿原矿均为CaF₂含量25.40％、CaCO₃含量6.85％、MgO含量2.06％、SiO₂含量62.31％；实施例六至实施例九的萤石矿原矿均为CaF₂含量22.50％，CaCO₃含量5.83％、MgO含量1.96％、SiO₂含量64.81％；实施例十至实施例十一的萤石矿原矿均为CaF₂含量26.78％，CaCO₃含量7.09％、MgO含量2.84％、SiO₂含量56.37％。如表1，为采用不同工艺流程选矿的结果对比。利用产率、品位和回收率三个精矿试验指标评定选矿质量的优劣，其中产率是指精矿的重量与原矿重量的百分比，品位是指精矿中CaF₂的百分含量，回收率通过以下公式获得：

回收率＝(精矿产率×精矿品位)/原矿品位×100％。

表1不同工艺流程选矿结果对比

对比实施例一至实施例五，实施例一和实施例二的选矿结果显示选矿的系统平衡性均稳定、精矿试验指标较好，有利于萤石矿的工业化稳定生产。实施例一与实施例二的区别在于磨矿细度存在区别，实施例二的磨矿细度大，试验指标均好于实施例一，说明适当增加细度有助于试验指标的提升。

实施例三与实施例一的磨矿细度和药剂制度相同，但具体的粗选和精选工艺存在差异。相对于实施例一，实施例三的系统平衡性和试验指标均较差。

实施例四与实施例三采用了相同的粗选和精选工艺，但药剂制度不同。相对于实施例一，实施例四的品位略高，但产率和回收率均较低，表明实施例四系统平衡性不好，整体试验指标也不好。

实施例五与实施例一的磨矿细度相同，但实施例五的粗选和精选工艺以及药剂制度与实施例一不同。相对于实施例一，实施例五的产率和回收率较高，但品位较低，选矿质量较差。

通过对比实施例一至实施例五，采用实施例一和实施例二的粗选、精选工艺以及药剂制度能够获得较稳定的系统平衡性和良好的精矿试验指标结果。

实施例六至实施例九的磨矿细度相同。实施例六至实施例八采用了相同的药剂制度，但粗选和精选的工艺存在差异。相对于实施例六，实施例七的品位略高，但产率和回收率均较低；实施例八的产率略高，但品位和回收率均较低。以上结果表明实施例六整体试验指标均优于实施例七和实施例八，实施例六的系统平衡性也优于实施例七到实施例九。

实施例九与实施例六采用了不同的粗选和精选工艺以及药剂制度。结果表明，实施例九的产率高于实施例六，但品位和回收率低于实施例六，实施例九的系统稳定性和整体试验指标差于实施例六。

通过对比实施例六至实施例九，采用实施例六的粗选、精选工艺和药剂制度能够获得更稳定的系统平衡性和更优异的整体试验指标结果。

实施例十和实施例十一的磨矿细度相同，但采用了不同的粗选、精选工艺和药剂制度，结果表明，虽然实施例十一的产率高于实施例十，但品位和回收率低于实施例十，系统平衡性差，整体试验指标结果不好。

实施例一、二、六、十中粗选完全在碱性介质中进行，精选完全在酸性介质中进行，即粗选和粗选扫选作业矿浆呈碱性，扫选精矿返回粗选，在碱性介质内循环；精选和精选扫选作业矿浆呈酸性，精选的扫选精矿和精选尾矿在酸性介质内循环，有效避免了碱性介质与酸性介质过多混合产生的不利影响，如削弱药剂性能、干扰药剂制度、破坏浮选系统平衡性、加剧离子的干扰性等。

采用实施例一、二、六、十中的工艺流程和药剂制度，能够有效去除萤石矿中的碳酸盐和石英脉石矿物，选矿指标较好，系统平衡性稳定，且药剂成本低廉，适合工业化生产。

本申请的萤石矿选矿方法尤其适用于萤石-碳酸盐-石英型萤石矿的选矿中。

以上均为本申请的较佳实施例，并非依此限制本申请的保护范围，故：凡依本申请的结构、形状、原理所做的等效变化，均应涵盖于本申请的保护范围之内。

Claims (10)

1.一种萤石矿选矿方法，其特征在于，所述方法包括：

（1）粗选：将萤石-碳酸盐-石英型萤石矿原矿粉碎后磨至选矿要求细度，先后向矿浆中加入碳酸钠、水玻璃和捕收剂，采用碱性介质进行浮选，获得粗选精矿和粗选尾矿；

（2）精选：将粗选获得的粗选精矿进行多次精选，精选包括第一次精选和多次剩余精选，每次精选均向矿浆中加入酸性水玻璃，采用酸性介质进行浮选，经多次精选后获得萤石精矿；

向矿浆中加入捕收剂对第一次精选尾矿进行扫选，扫选采用酸性介质进行浮选，扫选精矿返回第一次精选；

多次剩余精选作业的精选尾矿返回精选作业。

2.根据权利要求1所述的萤石矿选矿方法，其特征在于：多次剩余精选作业的精选尾矿与第一次精选得到的精选尾矿扫选后的扫选精矿集中返回第一次精选作业。

3.根据权利要求1所述的萤石矿选矿方法，其特征在于：多次剩余精选作业的精选尾矿逐级返回上一级精选作业。

4.根据权利要求1所述的萤石矿选矿方法，其特征在于：对粗选尾矿进行0~2次扫选，扫选采用加入捕收剂的碱性介质进行浮选，扫选精矿返回粗选。

5.根据权利要求1所述的萤石矿选矿方法，其特征在于：所述捕收剂为油酸、乳化油酸、油酸与脂肪酸的混合物或油酸与改性石油磺酸钠的混合物的一种。

6.根据权利要求1所述的萤石矿选矿方法，其特征在于：所述萤石矿的磨矿细度为小于200目含量占70.0%~90.0%。

7.根据权利要求1所述的萤石矿选矿方法，其特征在于：萤石矿原矿中CaF₂含量为≥20%。

8.根据权利要求1所述的萤石矿选矿方法，其特征在于：粗选中碳酸钠、水玻璃和捕收剂的用量分别为每吨萤石矿加入1~4kg、1~4kg、0.3~1kg。

9.根据权利要求1所述的萤石矿选矿方法，其特征在于：碳酸钠、水玻璃和捕收剂的加入时间间隔为1~3min。

10.根据权利要求1所述的萤石矿选矿方法，其特征在于：精选的次数为六次，第一次精选的酸性水玻璃的用量为每吨萤石矿加入1.0~2.0kg，第二次精选的酸性水玻璃的用量为每吨萤石矿加入0.4~1.2kg，第三次精选的酸性水玻璃的用量为每吨萤石矿加入0.2~0.5kg，第四次精选的酸性水玻璃的用量为每吨萤石矿加入0.1~0.3kg，第五次至第六次精选的酸性水玻璃的用量为每吨萤石矿加入0~0.2kg。

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