多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法技术

本发明专利技术公开的属于选矿技术领域，具体为多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法，包括以下步骤：萤石的分质浮选：将浮钨尾矿作为萤石浮选给矿，首先进行萤石粗选一作业，粗选一作业主要利用易浮萤石的天然可浮性，采用较少或者选择性较好的药剂进行浮选；药剂制度为：碳酸钠，水玻璃，抑钙剂，萤石捕收剂；粗选一的尾矿进入粗选二作业，添加捕收能力较强的捕收剂，本发明专利技术的有益效果是：在萤石浮选的前端实现分质分流，保证高度精矿的质量，同时强化难浮萤石的浮选与处理，大大提高了总回收率；采用分步抑制，先在碱性条件抑制硅酸盐类矿物，再在酸性条件抑制碳酸钙，使萤石精矿的综合品位得到提高。石精矿的综合品位得到提高。石精矿的综合品位得到提高。

【技术实现步骤摘要】
多金属伴生萤石矿采用分质浮选
—
分步抑制的选矿方法


[0001]本专利技术涉及选矿
，具体为多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法。

技术介绍

[0002]湖南某大型钨钼铋伴生萤石多金属矿，属于矽卡岩型矿体，其选矿主干工艺流程为：磁选脱铁—钼铋硫全浮—黑白钨混合浮选—萤石浮选。将原矿磨矿至细度
‑
200目约占70.0％，对依次经过磁选脱铁、钼铋硫全浮和螯合捕收剂混合浮选黑白钨后的尾矿再进行萤石浮选，萤石浮选给矿浓度约40.0％，品位CaF220.00％、CaCO33.95％、SiO238.72％，萤石浮选工艺流程见图1。选矿药剂总用量为：纯碱1000g/t，水玻璃3500g/t，捕收剂CYP
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01 600g/t，工业盐酸900g/t，酸化水玻璃300g/t。该工艺获得选矿技术指标为：获得的高品位萤石精矿，含CaF2 86.76％、回收率60.26％，获得的另一个低度萤石精矿，含CaF2 75.87％、回收率7.16％，萤石精矿CaF2综合品位85.49％，总回收率67.42％。
[0003]上述现有的选矿主干工艺存在以下缺点：
[0004]1，多金属矿浮钨尾矿中，由于矿浆中存在剩余药剂的作用，以及萤石天然可浮性、粒度大小、嵌布粒度、单体解离度情况等因素的影响，造成其可浮性有较大差异；
[0005]2，目前用的萤石浮选工艺中，粗选作业段采用在高碱度介质中、大剂量抑制剂，同时添加大量的捕收剂，以强化萤石的上浮，此粗选药剂制度，确实可以保证萤石粗选作业段回收率；但是将萤石与碳酸钙等易浮脉石矿物全部浮上来，造成粗精矿品位低、产率很大，需借助大量的消泡水去冲散泡沫进而导致矿浆量增大，精一、精二容易出现浮选时间不够的现象，使整个粗选作业段浮选效率偏低，粗精矿CaF2品位偏低；
[0006]3，解决了萤石精选作业跑尾高、回收率低：由于粗选作业段的“重拉”使粗精矿产率大、品位低，为了提高精矿品位，精选段采用“重压”长流程、在酸性条件下抑制脉石，从而导致萤石连生体、较粗粒级的萤石可浮性显著下降，该精选尾矿中的萤石，再进行回收，难度很大，萤石精矿总回收率偏低的问题，大大提高了总回收率。

技术实现思路

[0007]鉴于现有多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法中存在的问题，提出了本专利技术。
[0008]因此，本专利技术的目的是提供多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法，利用萤石矿物在矿浆中可浮性的差异，并通过分质浮选—分步抑制技术，将禀赋相对好的萤石与禀赋相对差的萤石，在粗选作业段就分离开来，较大程度地保留了萤石矿的可选性，避免了“一把拉”再精选对萤石矿物表面造成的不可逆性损毁，有利于后续区别处理提高精矿品位、回收率，实现萤石的分质回收，提高萤石选矿指标，再通过强磁分选、分级、再磨和浮选精选的分步抑制技术，使整个地萤石浮选流程更流畅，使研究的工艺流程更适合给矿的矿石性质，本专利技术大幅度提高了萤石浮选的效率，解决了上述现有技术中存在的问
题。
[0009]为解决上述技术问题，根据本专利技术的一个方面，本专利技术提供了如下技术方案：
[0010]多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法，包括以下步骤：
[0011]S1，萤石的分质浮选：将浮钨尾矿作为萤石浮选给矿，首先进行萤石粗选一作业；粗选一作业主要利用易浮萤石的天然可浮性，采用较少的药剂进行浮选；药剂制度为：碳酸钠用量200～800g/t，水玻璃用量500～2000g/t，抑钙剂用量50～200g/t，萤石捕收剂用量100～400g/t；
[0012]S2，粗选一的尾矿进入粗选二作业(或者称为扫选作业)：对矿浆中难浮萤石进行强化浮选，采用改性油酸钠YB
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2作为萤石捕收剂。粗选二浮选的药剂制度为：混合碱用量50～500g/t，水玻璃用量100～1000g/t，YB
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2用量100～200g/t，粗选二的尾矿直接丢弃；分质浮选由粗选一和粗选二两作业组成，分别获得两个可浮性有显著差异的萤石粗精矿；
[0013]S3，粗选一精矿首先进入高度萤石精一作业，精一水玻璃用量200～400g/t；精一精矿进入高梯度强磁选作业，磁场强度0.5～1.0T，磁性产品与粗选二精选作业的精矿合并，非磁性产品进入萤石精二作业；强磁选在工艺中起脱硅脱铁作用，是分步抑制脉石矿物，提高精一萤石精矿品位；精二作业添加盐酸用量为1000～2000g/t，酸化水玻璃用量为100～200g/t，YB
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1用量为120～180g/t；本技术所用酸化水玻璃为水玻璃与硫酸复配而成，两者的质量比为(1～5):1；精三至精六作业仅添加酸化水玻璃，用量分别为：精三100～200g/t、精四100～150g/t、精五60～100g/t和精六40～60g/t；
[0014]S4，粗选二的精矿在进行一次精选后，与泡沫产物、磁性产物和精二扫尾矿合并，进入分级—磨矿作业，分级设备采用旋流器，再磨细度控制在
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200目占89
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91％；
[0015]S5，一粗一扫和四精的低度萤石选矿：添加纯碱用量为200～400g/t，水玻璃200～300g/t，萤石捕收剂60～100g/t；扫选作业添加萤石捕收剂为10～20g/t；精一添加水玻璃100～200g/t；精二添加盐酸300～500g/t，酸化水玻璃100～200g/t；精三添加酸化水玻璃100～150g/t；精四添加酸化水玻璃60～120g/t，精四精矿即为低度萤石精矿。分步抑制为高度萤石精矿精选和低度萤石精选作业组成，在酸性条件下抑制钙类脉石矿物，分别得到高度萤石精矿和低度萤石精矿。
[0016]作为本专利技术所述的多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法的一种优选方案，其中：所述抑钙剂设置为YZ4
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1型抑钙剂，所述S1步骤中萤石捕收剂采用改性油酸YB
‑
1。
[0017]作为本专利技术所述的多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法的一种优选方案，其中：所述S2步骤中萤石捕收剂采用改性油酸YB
‑
2。
[0018]作为本专利技术所述的多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法的一种优选方案，其中：所述S3步骤中萤石捕收剂采用改性油酸YB
‑
1。
[0019]作为本专利技术所述的多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法的一种优选方案，其中：所述S5步骤中萤石捕收剂采用改性油酸YB
‑
2。
[0020]与现有技术相比：
[0021]1、通过本技术专利技术，可获得一个高品级的萤石精矿。利用萤石矿物在矿浆中可浮性的差异，并通过分质浮选—分步抑制技术，将禀赋相对好的萤石与禀赋相对差的萤石，在粗选作业段就分离开来，较大程度地保留了萤石矿的可选性，避免了“一把拉”再精选对萤
石矿物表面造成的不可逆性损毁，有本文档来自技高网...

【技术保护点】

【技术特征摘要】
1.多金属伴生萤石矿采用分质浮选—分步抑制的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：S1，萤石的分质浮选：将浮钨尾矿作为萤石浮选给矿，首先进行萤石粗选一作业；粗选一作业主要利用易浮萤石的天然可浮性，采用较少的药剂进行浮选；药剂制度为：碳酸钠用量200～800g/t，水玻璃用量500～2000g/t，抑钙剂用量50～200g/t，萤石捕收剂用量100～400g/t；S2，粗选一的尾矿进入粗选二作业(或者称为扫选作业)：对矿浆中难浮萤石进行强化浮选，采用改性油酸钠YB
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2作为萤石捕收剂。粗选二浮选的药剂制度为：纯碱用量50～500g/t，水玻璃用量100～1000g/t，YB
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2用量100～200g/t，粗选二的尾矿直接丢弃；分质浮选由粗选一和粗选二两作业组成，分别获得两个可浮性有显著差异的萤石粗精矿；S3，粗选一精矿首先进入高度萤石精一作业，精一水玻璃用量200～400g/t；精一精矿进入高梯度强磁选作业，磁场强度0.5～1.0T，磁性产品与粗选二精选作业的精矿合并，非磁性产品进入萤石精二作业；强磁选在工艺中起脱硅脱铁作用，不仅是分步抑制脉石矿物的重要环节，还可以提高精一萤石精矿品位；精二作业添加盐酸用量为1000～2000g/t，酸化水玻璃用量为100～200g/t，YB
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1用量为120～180g/t；本技术所用酸化水玻璃为水玻璃与硫酸复配而成，两者的质量比为(1～5):1；精三至精六作业仅添加酸化水玻璃，用量分别为：精三100～200g/t、精四100～150g/t、精五60～100g/t和精六40～60g/t；S...

【专利技术属性】
技术研发人员：谢加文，何斌全，过建光，龙冰，张宗生，吕清纯，胡新红，
申请(专利权)人：湖南柿竹园有色金属有限责任公司，
类型：发明
国别省市：