CN114146822B - 用于分离微细粒石英与萤石的增效剂及其应用方法 - Google Patents

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Abstract

本发明提供了一种用于分离微细粒石英与萤石的增效剂及其应用方法，通过将聚合磷酸钠、聚乙烯吡咯烷酮和环糊精按照质量百分比为(20％～60％):(10％～30％):(5％～20％)的比例配制增效剂，并以增效剂水溶液的形式应用于石英型萤石浮选回收工艺中。该增效剂可在萤石矿浮选过程中充分发挥各药剂间的复配协同作用，有效抑制微细粒石英与粗颗粒萤石碰撞发生异相凝聚；通过改善矿浆的分散程度，使微细粒石英剥离萤石表面；提高萤石捕收剂的选择性，从而提高萤石精矿的品位和回收率。本发明的增效剂相对于传统的石英型萤石浮选回收工艺所用药剂来说，具有药剂消耗量少、分散能力更强、无毒、绿色环保的优势，具有极高的工业应用前景。

Description

用于分离微细粒石英与萤石的增效剂及其应用方法
技术领域
本发明涉及萤石矿浮选技术领域，尤其涉及一种用于分离微细粒石英与萤石的增效剂及其应用方法。
背景技术
萤石矿是我国具有战略意义的非金属矿产资源，它不仅被广泛应用于建材、化工、冶金、陶瓷、氟化工等行业，而且也是原子能、火箭、航天等高科技产业和新兴工业的重要材料。目前，随着传统工业和高新产业对萤石粉的需求不断增加，单一型萤石矿藏已经变得稀少；工业生产中使用的多为品位较低的共生及伴生型萤石矿。在冶炼行业中，使用萤石矿石一般要求其氟化钙品位大于65％；而萤石矿在应用于氟化工行业时，要求其氟化钙的品位达到97％以上，所以对低品位萤石矿的浮选对于其在工业生产中的应用具有重要的意义。
石英型萤石矿属于低品位萤石矿的一种，其储量丰富，所以如何开发利用石英型萤石矿成为满足萤石矿可持续发展需要解决的重点问题。近年来对于微细粒嵌布的石英对萤石浮选影响的研究已逐渐成为热点，目前，浮选分离萤石和石英主要依靠添加水玻璃或酸化水玻璃等药剂对石英进行抑制；但是，在浮选过程中，水玻璃虽然在一定程度上会抑制萤石的上浮，但微细粒的石英不可避免的会与粗颗粒萤石碰撞发生异相凝聚(絮凝颗粒的布朗运动引起)，影响萤石的回收率和品位。
中国发明专利(公布号为CN110773322A)公开了一种石英-方解石型萤石矿的正反浮选工艺，通过添加脂肪酸或脂肪酸钠盐等与表面活性剂的组合物作为正浮选的捕收剂，添加水玻璃作为抑制剂脱除石英脉石；然后以烷胺双甲基膦酸作为反浮选的捕收剂，并调节矿浆pH进行反浮选工艺脱除方解石脉石，最终得到萤石精矿。该方法采用脂肪酸与表面活性剂的组合物作为捕收剂，以水玻璃作为抑制剂脱除石英脉石，区别传统油酸作捕收剂的方法，可以提高萤石精矿的质量。但是，在分解石英脉石时，仍然存在微细粒的石英与萤石的聚团无法被分离，因此无法对微细粒的石英进行有效脱除，而这些石英颗粒的存在影响萤石精矿的品位和回收率，使其无法达到氟化工行业对萤石品位的应用要求。因此，如何在石英型萤石矿浮选过程中有效抑制微细粒的石英与粗颗粒萤石碰撞发生异相凝聚，分散凝聚在萤石表面的微细粒石英是实现二者分离的关键。
有鉴于此，有必要设计一种改进的用于分离微细粒石英与萤石的增效剂及其应用方法，以解决上述问题。
发明内容
本发明的目的在于提供一种用于分离微细粒石英与萤石的增效剂及其应用方法，通过利用聚合磷酸钠、聚乙烯吡咯烷酮和环糊精按比例配制增效剂，并应用于石英型萤石浮选回收工艺中，可有效分离微细粒石英与萤石，提高萤石精矿的品位和回收率。相对于传统的石英型萤石浮选回收工艺所用药剂来说，本发明的增效剂具有药剂消耗量少，分散能力更强，无毒环保的优势，具有极高的工业应用前景。
为实现上述发明目的，本发明提供了一种用于分离微细粒石英与萤石的增效剂及其应用方法；其中，一种用于分离微细粒石英与萤石的增效剂，所述增效剂的有效成分包括聚合磷酸钠、聚乙烯吡咯烷酮和环糊精，所述聚合磷酸钠、所述聚乙烯吡咯烷酮和所述环糊精的按照质量百分比为(20％～60％):(10％～30％):(5％～20％)复配成所述增效剂。
作为本发明的进一步改进，所述聚合磷酸钠包括三聚磷酸钠或焦磷酸钠，在pH为8～9时，对石英型萤石矿中的微细粒石英与萤石颗粒表现出优异的分散性和选择性抑制作用。
作为本发明的进一步改进，所述聚乙烯吡咯烷酮的分子量为0.8～10万。
作为本发明的进一步改进，所述聚合磷酸钠的纯度为85％～95％，所述环糊精纯度为75％～90％。
一种上述任一项所述的用于分离微细粒石英与萤石的增效剂的应用方法，所述增效剂以增效剂的水溶液的形式应用于石英型萤石浮选回收工艺中，所述增效剂的水溶液中所述增效剂的质量分数为1％～10％。
作为本发明的进一步改进，所述增效剂的水溶液在所述石英型萤石浮选回收工艺中的应用，具体包括以下步骤：
S1、将萤石原矿进行预处理得到萤石矿粉，加水混合后制得所述矿粉质量分数为30％～35％的矿浆；其中，粒度小于0.074mm的矿粉占所述矿粉总质量的60％～75％；
S2、向步骤S1得到的所述矿浆中添加所述增效剂的水溶液、捕收剂和抑制剂，并添加调整剂调节pH至8～9，进行粗选得到浮选泡沫和粗选尾矿；
S3、将步骤S2得到的所述浮选泡沫进行六次精选得到萤石精矿，每次精选的精选尾矿依次返回上一次作业；第一次至第四次精选添加的药剂为所述增效剂的水溶液和抑制剂，第五次精选添加的药剂为抑制剂，第六次精选不添加药剂；
S4、将步骤S2得到的所述粗选尾矿添加所述捕收剂后进行三次扫选，扫选精矿依次返回上一次作业，三次扫选后得到尾矿。
作为本发明的进一步改进，在步骤S2中，所述增效剂的添加量为100～200g/t，所述捕收剂的添加量为0.5～0.8L/t，所述抑制剂的添加量为1000～2000g/t，所述调整剂的添加量为400～800g/t。
作为本发明的进一步改进，在步骤S3中，第一次精选添加的所述增效剂为50～100g/t，所述抑制剂为500～1000g/t；第二次精选添加的所述增效剂为30～50g/t，所述抑制剂为300～600g/t；第三次精选添加的所述增效剂为20～30g/t，所述抑制剂为200～400g/t；第四次精选添加的所述增效剂为10～20g/t，所述抑制剂为100～200g/t；第五次精选添加的所述抑制剂为50～100g/t。
作为本发明的进一步改进，在步骤S4中，所有捕收剂在第一次至第三次扫选中添加量分别为：0.1～0.5L/t、0.05～0.1L/t和0.05～0.1L/t。
作为本发明的进一步改进，所述捕收剂为油酸，所述抑制剂为水玻璃，所述调整剂为碳酸钠。
本发明的有益效果是：
1、本发明提供的用于分离微细粒石英与萤石的增效剂及其应用方法，通过利用聚合磷酸钠、聚乙烯吡咯烷酮和环糊精按比例配制增效剂，并以增效剂水溶液的形式应用于石英型萤石浮选回收工艺中，可在矿浮选过程中有效抑制微细粒的石英与粗颗粒萤石碰撞发生异相凝聚，有效分离微细粒石英与萤石，提高萤石精矿的品位和回收率。相对于传统的石英型萤石浮选回收工艺所用药剂来说，本发明的增效剂具有药剂消耗量少、分散能力更强、无毒环保的优势，具有极高的工业应用前景。
2、本发明采用聚合磷酸钠、聚乙烯吡咯烷酮和环糊精按比例复配成用于分离微细粒石英与萤石的增效剂，充分发挥各药剂之间的复配协同作用。在碱性条件下，聚合磷酸钠通过改变微细粒石英的表面点位，使得石英与萤石间的静电斥力增加，减少了微细粒石英与萤石之间的异相聚凝现象，使其具有更好的分散效果；聚乙烯吡咯烷酮的分子链在体系中呈伸展状态，与环糊精的特殊化学结构相互复合嵌入，可强化环糊精对疏水基团的包合作用，将形成聚团的石英和方解石等脉石打散，使其更快的从萤石表面剥离；另外，环糊精可将作为高分子表面活性剂的聚乙烯吡咯烷酮锚固在微细粒石英表面，形成亲水性薄膜，从而强化抑制剂对微细粒石英的抑制效果，增强浮选药剂对微细粒石英与萤石的分离效果。
3、本发明的增效剂在石英型萤石浮选回收工艺的应用，无需增加工艺的复杂性，与捕收剂、抑制剂和调整剂一同加入并混合，起到对微细粒石英与萤石有效分离的作用。在浮选过程中，增效剂会降低萤石粗颗粒和微细粒石英颗粒间的异相聚凝，通过改善矿浆的分散程度，加速微细粒的石英颗粒从粗粒萤石表面剥离下来；提高萤石捕收剂的选择性，且强化抑制剂对微细粒石英的抑制效果，从而使萤石与石英的浮选分离效果得到提升，提高萤石精矿的品位和回收率。
附图说明
图1为本发明的增效剂在石英型萤石浮选回收工艺中的应用流程图。
具体实施方式
为了使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚，下面结合附图和具体实施例对本发明进行详细描述。
在此，还需要说明的是，为了避免因不必要的细节而模糊了本发明，在附图中仅仅示出了与本发明的方案密切相关的结构和/或处理步骤，而省略了与本发明关系不大的其他细节。
另外，还需要说明的是，术语“包括”、“包含”或者其任何其他变体意在涵盖非排他性的包含，从而使得包括一系列要素的过程、方法、物品或者设备不仅包括那些要素，而且还包括没有明确列出的其他要素，或者是还包括为这种过程、方法、物品或者设备所固有的要素。
一种用于分离微细粒石英与萤石的增效剂，增效剂的有效成分包括聚合磷酸钠、聚乙烯吡咯烷酮和环糊精，聚合磷酸钠、聚乙烯吡咯烷酮和环糊精的按照质量百分比为(20％～60％):(10％～30％):(5％～20％)复配成增效剂。其中，聚合磷酸钠包括三聚磷酸钠或焦磷酸钠，在pH为8～9时对石英型萤石矿中微细粒石英与萤石颗粒表现出优异的分散性和选择性抑制作用；聚乙烯吡咯烷酮的分子量为0.8～10万；聚合磷酸钠的纯度为85％～95％，环糊精纯度为75％～90％。本发明的增效剂可在矿浮选过程中有效抑制微细粒的石英与粗颗粒萤石碰撞发生异相凝聚，通过改善矿浆的分散程度，加速微细粒的石英颗粒从粗粒萤石表面剥离下来；提高萤石捕收剂的选择性，且强化抑制剂对微细粒石英的抑制效果，有效分离微细粒石英与萤石，提高萤石精矿的品位和回收率。
一种用于分离微细粒石英与萤石的增效剂的应用方法，增效剂以增效剂的水溶液的形式应用于石英型萤石浮选回收工艺中，增效剂的水溶液中增效剂的质量分数为1％～10％。
具体地，请参阅图1所示，增效剂的水溶液在石英型萤石浮选回收工艺中的应用，具体包括以下步骤：
S1、将萤石原矿进行破碎、磨粉得到萤石矿粉，加水混合后制得矿粉质量分数为30％～35％的矿浆；其中，矿粉中粒度小于0.074mm的矿粉占总质量的60％～75％；
S2、向步骤S1得到的矿浆中添加增效剂的水溶液、捕收剂和抑制剂，并添加调整剂调节pH至8～9，进行粗选得到浮选泡沫和粗选尾矿；其中，捕收剂为油酸，抑制剂为水玻璃，调整剂为碳酸钠；增效剂的添加量为100～200g/t，捕收剂的添加量为0.5～0.8L/t，抑制剂的添加量为1000～2000g/t，调整剂的添加量为400～800g/t；
S3、将步骤S2得到的浮选泡沫进行六次精选得到萤石精矿，每次精选尾矿依次返回上一次作业；其中，第一次精选添加的增效剂为50～100g/t，抑制剂为500～1000g/t；第二次精选添加的增效剂为30～50g/t，抑制剂为300～600g/t；第三次精选添加的增效剂为20～30g/t，抑制剂为200～400g/t；第四次精选添加的增效剂为10～20g/t，抑制剂为100～200g/t；第五次精选添加的抑制剂为50～100g/t，第六次精选不添加演技；
S4、将步骤S2得到的粗选尾矿添加捕收剂后进行三次扫选，扫选精矿依次返回上一次作业，三次扫选后得到尾矿；捕收剂在第一次至第三次扫选中添加量分别为：0.1～0.5L/t、0.05～0.1L/t和0.05～0.1L/t。
本发明的增效剂相对于传统的石英型萤石浮选回收工艺所用的药剂，具有药剂消耗量少、分散能力更强、无毒且绿色环保的优势，具有极高的工业应用前景。
实施例1
本实施例提供了一种用于分离微细粒石英与萤石的增效剂及其应用方法，以河北某石英型萤石矿为试验对象，原矿CaF2的含量为35.29％、SiO2的含量为56.37％，还含有少量的方解石等脉石矿物，石英主要以微细粒嵌布的形式与萤石共生。本实施例的增效剂由三聚磷酸钠、聚乙烯吡咯烷酮和环糊精按照质量比为3:1:1混合而成，加水配置成增效剂质量份为5％的增效剂水溶液；其在萤石矿浮选回收工艺的应用具体包括以下步骤：
S1、将萤石原矿进行采取、破碎至粒度小于2mm，然后将破碎后的矿石进行湿磨，直至得到粒度小于0.074mm的矿粉占矿粉总质量的62％的萤石矿粉，加水混合后制得矿粉质量分数为30％的矿浆；
S2、向步骤S1得到的矿浆中添加增效剂的水溶液、油酸和水玻璃，并添加碳酸钠调节pH为9，进行粗选得到浮选泡沫和粗选尾矿；其中，增效剂的添加量为150g/t，油酸的添加量为0.72L/t，水玻璃的添加量为1200g/t，碳酸钠的添加量为600g/t；
S3、将步骤S2得到的浮选泡沫进行六次精选得到萤石精矿，每次精选尾矿依次返回上一次作业；其中，第一次精选添加的增效剂为50g/t，水玻璃为600g/t；第二次精选添加的增效剂为35g/t，水玻璃为300g/t；第三次精选添加的增效剂为25g/t，水玻璃为200g/t；第四次精选添加的增效剂为10g/t，水玻璃为100g/t；第五次精选添加的水玻璃为50g/t；第六次为不添加药剂的空白精选；
S4、将步骤S2得到的粗选尾矿添加油酸后进行三次扫选，扫选精矿依次返回上一次作业，三次扫选后得到尾矿；捕收剂在第一次至第三次扫选中添加量分别为：0.1L/t、0.06L/t和0.06L/t。
对比例1
对比例1提供了一种萤石浮选回收工艺，与实施例1相比，不同之处在于，对比例1在粗选和精选的过程中没有添加增效剂，其余与实施例1相比大致相同，在此不再赘述。
实施例1和对比例1的萤石浮选回收结果如下表所示。
表1实施例1和对比例1的实验结果
Figure BDA0003387746120000081
从表1可以看出，实施例1中添加增效剂后制得的萤石精矿中SiO2的含量为1.75％，说明增效剂可有效降低精矿中SiO2的含量，提高萤石的品位和CaF2的回收率；最终获得CaF2品位为97.23％，SiO2含量为1.75％，回收率为91.56％的优质萤石精矿，且该萤石精矿可满足氟化工行业对萤石的品位要求。
实施例2
本实施例提供了一种用于分离微细粒石英与萤石的增效剂及其应用方法，与实施例1相比，不同之处在于，以内蒙古某石英型萤石矿为试验对象，原矿CaF2的含量为31.84％、SiO2的含量为60.73％；本实施例的增效剂由三聚磷酸钠、聚乙烯吡咯烷酮和环糊精按照质量比为6:1:2混合而成；在步骤S1中，得到粒度小于0.074mm的矿粉占矿粉总质量的70％的萤石矿粉；在步骤S2中，油酸的添加量为0.75L/t，水玻璃的添加量为1500g/t，碳酸钠的添加量为800g/t；其余与实施例1相比大致相同，在此不再赘述。
对比例2
对比例2提供了一种萤石浮选回收工艺，与实施例2相比，不同之处在于，对比例2在粗选和精选的过程中没有添加增效剂，其余与实施例2相比大致相同，在此不再赘述。
实施例2和对比例2的萤石浮选回收结果如下表所示。
表2实施例2和对比例2的实验结果
Figure BDA0003387746120000082
Figure BDA0003387746120000091
从表2可以看出，实施例2中添加增效剂后可有效降低精矿中SiO2的含量，这是因为增效剂的加入使得微细粒的石英得到有效的分散，从而加强了水玻璃对微细粒石英的抑制；其增效剂还可以提高萤石的品位和CaF2的回收率；最终获得CaF2品位为96.54％，SiO2含量为2.03％，回收率为91.72％的优质萤石精矿。
实施例3
本实施例提供了一种用于分离微细粒石英与萤石的增效剂及其应用方法，与实施例1相比，不同之处在于，以福建某微细粒石英型萤石矿为对象，原矿CaF2的含量为44.50％、SiO2的含量为50.34％；本实施例的增效剂由三聚磷酸钠、聚乙烯吡咯烷酮和环糊精按照质量比为6:3:1混合而成；在步骤S1中，得到粒度小于0.074mm的矿粉占矿粉总质量的65％的萤石矿粉；在步骤S2中，油酸的添加量为0.65L/t，水玻璃的添加量为1000g/t，碳酸钠的添加量为500g/t；其余与实施例1相比大致相同，在此不再赘述。
对比例3
对比例3提供了一种萤石浮选回收工艺，与实施例3相比，不同之处在于，对比例3在粗选和精选的过程中没有添加增效剂，其余与实施例3相比大致相同，在此不再赘述。
实施例3和对比例3的萤石浮选回收结果如下表所示。
表3实施例3和对比例3的实验结果
Figure BDA0003387746120000092
从表3可以看出，通过实施例3和对比例3的实验数据得到，增加增效剂后可有效降低精矿中SiO2的含量，提高萤石的品位和CaF2的回收率；最终获得CaF2品位为98.12％，SiO2含量为1.35％，回收率为93.61％的优质萤石精矿，证明了本发明的增效剂与传统萤石浮选工艺用的药剂相比，可以有效促进微细粒石英和萤石的分散，提高萤石的回收率和品位。
对比例4
对比例4提供了一种用于分离微细粒石英与萤石的增效剂及其应用方法，与实施例1相比，不同之处在于，本对比例的增效剂由三聚磷酸钠和聚乙烯吡咯烷酮按照质量比为3:1混合而成，未添加环糊精，其余与实施例1相比大致相同，在此不再赘述。
对比例5
对比例5提供了一种用于分离微细粒石英与萤石的增效剂及其应用方法，与实施例1相比，不同之处在于，本对比例的增效剂由三聚磷酸钠和环糊精按照质量比为6:1混合而成，未添加聚乙烯吡咯烷酮，其余与实施例1相比大致相同，在此不再赘述。
对比例6
对比例6提供了一种用于分离微细粒石英与萤石的增效剂及其应用方法，与实施例1相比，不同之处在于，本对比例的增效剂由聚乙烯吡咯烷酮和环糊精按照质量比为1:1混合而成，未添加三聚磷酸钠，其余与实施例1相比大致相同，在此不再赘述。
实施例1和对比例4-6的萤石浮选回收结果如下表所示。
表4实施例1和对比例4-6的实验结果
Figure BDA0003387746120000101
Figure BDA0003387746120000111
由表4可知，与实施例1相比，对比例4-6中得到的精矿产率略有增加，但精矿CaF2的品位和回收率都未超过实施例1的指标，尤其是CaF2的品位较低；而实施例1在三聚磷酸钠:聚乙烯吡咯烷酮:环糊精质量比为3:1:1条件下可达到较优的指标。说明增效剂中的三聚磷酸钠、聚乙烯吡咯烷酮和环糊精在萤石浮选回收过程中，发挥复配协同作用，彼此之间相互关联，共同起到抑制微细粒的石英与粗颗粒萤石碰撞发生异相凝聚，有效分离微细粒石英与萤石，提高萤石精矿的品位和回收率的作用。
综上所述，本发明提供了一种用于分离微细粒石英与萤石的增效剂及其应用方法，通过利用聚合磷酸钠、聚乙烯吡咯烷酮和环糊精按照质量百分比为(20％～60％):(10％～30％):(5％～20％)比例配制增效剂，并以增效剂的水溶液的形式应用于石英型萤石浮选回收工艺中，可在矿浮选过程中有效抑制微细粒的石英与粗颗粒萤石碰撞发生异相凝聚，有效分离微细粒石英与萤石，提高萤石精矿的品位和回收率。采用聚合磷酸钠、聚乙烯吡咯烷酮和环糊精复配用于分离微细粒石英与萤石的增效剂，可充分发挥各药剂之间的复配协同作用；在碱性条件下，聚合磷酸钠通过改变微细粒石英的表面电位，使得石英与萤石间的静电斥力增加，减少了微细粒石英与萤石之间的异相聚凝现象，使其具有更好的分散效果；聚乙烯吡咯烷酮的分子链在体系中呈伸展状态，与环糊精的特殊化学结构相互复合，增强环糊精对疏水基团进行包合，将形成聚团的石英和方解石等脉石打散，使其更快的从萤石表面剥离；另外，环糊精可将作为高分子表面活性剂的聚乙烯吡咯烷酮锚固在微细粒石英表面，形成亲水性薄膜，从而强化抑制剂对微细粒石英的抑制效果，增强浮选药剂对微细粒石英与萤石的分离效果。本发明的增效剂相对于传统的石英型萤石浮选回收工艺所用药剂来说，具有药剂消耗量少、分散能力更强、无毒环保的优势，具有极高的工业应用前景。
以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非限制，尽管参照较佳实施例对本发明进行了详细说明，本领域的普通技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明技术方案的精神和范围。

Claims (9)

1.一种用于分离微细粒石英与萤石的增效剂，其特征在于，所述增效剂的有效成分包括聚合磷酸钠、聚乙烯吡咯烷酮和环糊精，所述聚合磷酸钠、所述聚乙烯吡咯烷酮和所述环糊精的按照质量百分比为(20％～60％):(10％～30％):(5％～20％)复配成所述增效剂；所述增效剂应用于碱性条件下；所述聚合磷酸钠包括三聚磷酸钠或焦磷酸钠，在pH为8～9时，对石英型萤石矿中的微细粒石英与萤石颗粒表现出优异的分散性和选择性抑制作用。
2.根据权利要求1所述的用于分离微细粒石英与萤石的增效剂，其特征在于，所述聚乙烯吡咯烷酮的分子量为0.8～10万。
3.根据权利要求1所述的用于分离微细粒石英与萤石的增效剂，其特征在于，所述聚合磷酸钠的纯度为85％～95％，所述环糊精纯度为75％～90％。
4.一种权利要求1～3中任一项所述的用于分离微细粒石英与萤石的增效剂的应用方法，其特征在于，所述增效剂以增效剂的水溶液的形式应用于石英型萤石浮选回收工艺中，所述增效剂的水溶液中所述增效剂的质量分数为1％～10％。
5.根据权利要求4所述的用于分离微细粒石英与萤石的增效剂的应用方法，其特征在于，所述增效剂的水溶液在所述石英型萤石浮选回收工艺中的应用，具体包括以下步骤：
S1、将萤石原矿进行预处理得到萤石矿粉，加水混合后制得所述矿粉质量分数为30％～35％的矿浆；其中，粒度小于0.074mm的矿粉占所述矿粉总质量的60％～75％；
S2、向步骤S1得到的所述矿浆中添加所述增效剂的水溶液、捕收剂和抑制剂，并添加调整剂调节pH至8～9，进行粗选得到浮选泡沫和粗选尾矿；
S3、将步骤S2得到的所述浮选泡沫进行六次精选得到萤石精矿，每次精选的精选尾矿依次返回上一次作业；第一次至第四次精选添加的药剂为所述增效剂的水溶液和抑制剂，第五次精选添加的药剂为抑制剂，第六次精选不添加药剂；
S4、将步骤S2得到的所述粗选尾矿添加所述捕收剂后进行三次扫选，扫选精矿依次返回上一次作业，三次扫选后得到尾矿。
6.根据权利要求5所述的用于分离微细粒石英与萤石的增效剂的应用方法，其特征在于，在步骤S2中，所述增效剂的添加量为100～200g/t，所述捕收剂的添加量为0.5～0.8L/t，所述抑制剂的添加量为1000～2000g/t，所述调整剂的添加量为400～800g/t。
7.根据权利要求5所述的用于分离微细粒石英与萤石的增效剂的应用方法，其特征在于，在步骤S3中，第一次精选添加的所述增效剂为50～100g/t，所述抑制剂为500～1000g/t；第二次精选添加的所述增效剂为30～50g/t，所述抑制剂为300～600g/t；第三次精选添加的所述增效剂为20～30g/t，所述抑制剂为200～400g/t；第四次精选添加的所述增效剂为10～20g/t，所述抑制剂为100～200g/t；第五次精选添加的所述抑制剂为50～100g/t。
8.根据权利要求5所述的用于分离微细粒石英与萤石的增效剂的应用方法，其特征在于，在步骤S4中，所有捕收剂在第一次至第三次扫选中添加量分别为：0.1～0.5L/t、0.05～0.1L/t和0.05～0.1L/t。
9.根据权利要求5所述的用于分离微细粒石英与萤石的增效剂的应用方法，其特征在于，所述捕收剂为油酸，所述抑制剂为水玻璃，所述调整剂为碳酸钠。
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