阅读说明：本技术 一种高泥复杂萤石矿的选矿方法 (Beneficiation method for high-mud complex fluorite ore ) 是由 龙冰 王小生 陈克锋 陈玉林 谢加文 徐涛 黄春海 许道刚 段瑶 于 2019-08-21 设计创作，主要内容包括：本发明公开了一种高泥复杂萤石矿的选矿方法,包括如下步骤：S1、粗选；S2、精一；S3、精二；S4、精三；S5、精四；S6、精五；S7、精六,所述步骤S1中搅拌时间为2-4分钟,水玻璃含量2000-2800g/t,油酸80-120g/t,浮选冲气刮泡4-6分钟,所述步骤S2中精扫选包括如下步骤：加入油酸15-25g/t,搅拌0.8-1.3分钟,充气刮泡2-4分钟,泡沫进入下一次精选一,尾矿即为精选尾矿丢尾,本发明结构科学合理,使用安全方便,能够高效回收该高泥复杂萤石矿,提高萤石精矿品位和回收率,提高资源的利用率,增加经济效益,采用一次粗选、六次精选和一次精扫选的闭路工艺流程,获得了最终萤石精矿品位89.77％、回收率70.61％的试验指标,降低了资源的损耗。(the invention discloses a beneficiation method of high-mud complex fluorite ore, which comprises the following steps: s1, roughing; s2, refining; s3, refining II; s4, refinement III; s5, refining; s6, refining; s7, refining, wherein the stirring time in the step S1 is 2-4 minutes, the water glass content is 2000-2800g/t, the oleic acid content is 80-120g/t, and the flotation air-flushing bubble-scraping time is 4-6 minutes, and the refining in the step S2 comprises the following steps: 15-25g/t of oleic acid is added, stirring is carried out for 0.8-1.3 minutes, air inflation is carried out for 2-4 minutes, foam enters the next concentration, and tailings are concentrated tailings lost tails.)

一种高泥复杂萤石矿的选矿方法

技术领域

本发明涉及萤石矿的选矿技术领域，具体为一种高泥复杂萤石矿的选矿方法。

背景技术

高泥铜锡萤石多金属矿，主干流程为：铜优先浮选—硫浮选—铁磁选—锡浮选—锡重选—萤石浮选，其中萤石给矿为锡摇床重选尾矿，经浓缩后作为萤石浮选给矿，该萤石矿给矿含泥高，-10微米粒级含量高达38.35％，给矿萤石品位28.60％，含方解石5.75％；

现有技术方案：采用一次粗选、五次精选和两次精扫选的闭路工艺流程，获得了最终萤石精矿品位83.05％、回收率38.61％的试验指标，过程如下：粗选，先加碳酸钠800g/t，搅拌3分钟，pH值8.6，再加入水玻璃1000g/t，搅拌3分钟，再加入BK410(一种油酸类改性捕收剂)60g/t，搅拌3分钟，再浮选冲气刮泡5分钟，得到泡沫进入精选一作业，尾矿即直接作为粗选尾矿丢尾；精一，加酸化水玻璃(水玻璃：浓硫酸质量比＝4:1，以下配比阶同)200g/t，搅拌1分钟，浮选充气刮泡4分钟，得到泡沫产品进入精选二，尾矿进入精扫选一；精扫一，加入BK410 10g/t，搅拌1分钟，充气刮泡3分钟，泡沫进入下一次精选一，尾矿进入精扫选二；精扫二，加入BK410 5g/t，搅拌1分钟，充气刮泡2分钟，泡沫进入下一次精扫选二，尾矿即为精选尾矿丢尾；精二，加酸化水玻璃160g/t，搅拌1分钟，充气刮泡3分钟，得到泡沫进入精选三，尾矿进入下一次的精选一；精三，加酸化水玻璃120g/t，搅拌1分钟，充气刮泡3分钟，得到泡沫进入下一次的精选四，尾矿返回下一次精选三；精四，加入酸化水玻璃100g/t，搅拌1分钟，充气刮泡3分钟，泡沫进入精选五，尾矿返回下一次精选四；精五，加入酸化水玻璃40g/t，搅拌1分钟，充气刮泡2分钟，得到泡沫即为萤石精矿，尾矿返回下一次精选四；

现有技术中含泥高，严重影响了萤石上浮，该选矿工艺不适用高效回收该萤石矿，导致萤石精矿品位、回收率低，没有充分回收该萤石矿。

发明内容

本发明提供一种高泥复杂萤石矿的选矿方法，可以有效解决上述背景技术中提出现有技术中含泥高，严重影响了萤石上浮，该选矿工艺不适用高效回收该萤石矿，导致萤石精矿品位、回收率低，没有充分回收该萤石矿的问题。

为实现上述目的，本发明提供如下技术方案：一种高泥复杂萤石矿的选矿方法，包括如下步骤：

S1、粗选：先加碳酸钠2200g/t，搅拌后，pH值9.9，再加入水玻璃，搅拌3分钟，再加入油酸，搅拌3分钟，再浮选冲气刮泡，得到泡沫进入精选一作业，尾矿即直接作为粗选尾矿丢尾；

S2、精一：加水玻璃150g/t，搅拌后，浮选充气刮泡，得到泡沫产品进入精选二，尾矿进入精扫选；

S3、精二：加酸化水玻璃60g/t，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选三，尾矿进入下一次的精选一；

S4、精三：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选四，尾矿返回下一次精选二；

S5、精四：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，泡沫进入精选五，尾矿返回下一次精选三；

S6、精五：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选六，尾矿返回下一次精选四；

S7、精六：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫即为萤石精矿，尾矿返回下一次精选五。

根据上述技术方案，步骤S1中搅拌时间为2-4分钟，水玻璃含量2000-2800g/t，油酸80-120g/t，浮选冲气刮泡4-6分钟。

根据上述技术方案，步骤S2中精扫选包括如下步骤：加入油酸15-25g/t，搅拌0.8-1.3分钟，充气刮泡2-4分钟，泡沫进入下一次精选一，尾矿即为精选尾矿丢尾。

根据上述技术方案，步骤S3-S7中水玻璃：浓硫酸质量比＝2.5:1。

根据上述技术方案，S2-S7中搅拌时间为0.8-1.3分钟。

根据上述技术方案，步骤S2-S7中浮选充气刮泡3-5分钟。

根据上述技术方案，步骤S4中酸化水玻璃80-120g/t。

根据上述技术方案，步骤S5中酸化水玻璃60-100g/t。

根据上述技术方案，步骤S6中酸化水玻璃30-60g/t。

根据上述技术方案，步骤S7中酸化水玻璃20-35g/t。

与现有技术相比，本发明的有益效果：本发明结构科学合理，使用安全方便，能够高效回收该高泥复杂萤石矿，提高萤石精矿品位和回收率，提高资源的利用率，增加经济效益，采用一次粗选、六次精选和一次精扫选的闭路工艺流程，获得了最终萤石精矿品位89.77％、回收率70.61％的试验指标，降低了资源的损耗。

附图说明

附图用来提供对本发明的进一步理解，并且构成说明书的一部分，与本发明的实施例一起用于解释本发明，并不构成对本发明的限制。在附图中：

图1是本发明的流程结构示意图。

具体实施方式

以下结合附图对本发明的优选实施例进行说明，应当理解，此处所描述的优选实施例仅用于说明和解释本发明，并不用于限定本发明。

实施例1：如图1所示，本发明提供技术方案，一种高泥复杂萤石矿的选矿方法，包括如下步骤：

S1、粗选：先加碳酸钠2200g/t，搅拌后，pH值9.9，再加入水玻璃，搅拌3分钟，再加入油酸，搅拌3分钟，再浮选冲气刮泡，得到泡沫进入精选一作业，尾矿即直接作为粗选尾矿丢尾；

S2、精一：加水玻璃150g/t，搅拌后，浮选充气刮泡，得到泡沫产品进入精选二，尾矿进入精扫选；

S3、精二：加酸化水玻璃60g/t，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选三，尾矿进入下一次的精选一；

S4、精三：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选四，尾矿返回下一次精选二；

S5、精四：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，泡沫进入精选五，尾矿返回下一次精选三；

S6、精五：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选六，尾矿返回下一次精选四；

S7、精六：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫即为萤石精矿，尾矿返回下一次精选五。

根据上述技术方案，步骤S1中搅拌时间为3分钟，水玻璃含量2500g/t，油酸100g/t，浮选冲气刮泡5分钟。

根据上述技术方案，步骤S2中精扫选包括如下步骤：加入油酸20g/t，搅拌1分钟，充气刮泡3分钟，泡沫进入下一次精选一，尾矿即为精选尾矿丢尾。

根据上述技术方案，步骤S3-S7中水玻璃：浓硫酸质量比＝2.5:1。

根据上述技术方案，S2-S7中搅拌时间为1分钟。

根据上述技术方案，步骤S2-S7中浮选充气刮泡3分钟。

根据上述技术方案，步骤S4中酸化水玻璃100g/t。

根据上述技术方案，步骤S5中酸化水玻璃80g/t。

根据上述技术方案，步骤S6中酸化水玻璃50g/t。

根据上述技术方案，步骤S7中酸化水玻璃30g/t。

实施例2：如图1所示，本发明提供技术方案，一种高泥复杂萤石矿的选矿方法，包括如下步骤：

S1、粗选：先加碳酸钠2200g/t，搅拌后，pH值9.9，再加入水玻璃，搅拌3分钟，再加入油酸，搅拌3分钟，再浮选冲气刮泡，得到泡沫进入精选一作业，尾矿即直接作为粗选尾矿丢尾；

S2、精一：加水玻璃150g/t，搅拌后，浮选充气刮泡，得到泡沫产品进入精选二，尾矿进入精扫选；

S3、精二：加酸化水玻璃60g/t，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选三，尾矿进入下一次的精选一；

S4、精三：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选四，尾矿返回下一次精选二；

S5、精四：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，泡沫进入精选五，尾矿返回下一次精选三；

S6、精五：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选六，尾矿返回下一次精选四；

S7、精六：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫即为萤石精矿，尾矿返回下一次精选五。

根据上述技术方案，步骤S1中搅拌时间为2分钟，水玻璃含量2000g/t，油酸80g/t，浮选冲气刮泡4分钟。

根据上述技术方案，步骤S2中精扫选包括如下步骤：加入油酸15g/t，搅拌0.8分钟，充气刮泡2分钟，泡沫进入下一次精选一，尾矿即为精选尾矿丢尾。

根据上述技术方案，步骤S3-S7中水玻璃：浓硫酸质量比＝2.5:1。

根据上述技术方案，S2-S7中搅拌时间为0.8分钟。

根据上述技术方案，步骤S2-S7中浮选充气刮泡3分钟。

根据上述技术方案，步骤S4中酸化水玻璃80g/t。

根据上述技术方案，步骤S5中酸化水玻璃60g/t。

根据上述技术方案，步骤S6中酸化水玻璃30g/t。

根据上述技术方案，步骤S7中酸化水玻璃20g/t。

实施例3：如图1所示，本发明提供技术方案，一种高泥复杂萤石矿的选矿方法，包括如下步骤：

S1、粗选：先加碳酸钠2200g/t，搅拌后，pH值9.9，再加入水玻璃，搅拌3分钟，再加入油酸，搅拌3分钟，再浮选冲气刮泡，得到泡沫进入精选一作业，尾矿即直接作为粗选尾矿丢尾；

S2、精一：加水玻璃150g/t，搅拌后，浮选充气刮泡，得到泡沫产品进入精选二，尾矿进入精扫选；

S3、精二：加酸化水玻璃60g/t，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选三，尾矿进入下一次的精选一；

S4、精三：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选四，尾矿返回下一次精选二；

S5、精四：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，泡沫进入精选五，尾矿返回下一次精选三；

S6、精五：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫进入精选六，尾矿返回下一次精选四；

S7、精六：加入酸化水玻璃，搅拌后，充气刮泡，得到泡沫即为萤石精矿，尾矿返回下一次精选五。

根据上述技术方案，步骤S1中搅拌时间为4分钟，水玻璃含量2800g/t，油酸120g/t，浮选冲气刮泡6分钟。

根据上述技术方案，步骤S2中精扫选包括如下步骤：加入油酸25g/t，搅拌1.3分钟，充气刮泡4分钟，泡沫进入下一次精选一，尾矿即为精选尾矿丢尾。

根据上述技术方案，步骤S3-S7中水玻璃：浓硫酸质量比＝2.5:1。

根据上述技术方案，S2-S7中搅拌时间为1.3分钟。

根据上述技术方案，步骤S2-S7中浮选充气刮泡5分钟。

根据上述技术方案，步骤S4中酸化水玻璃120g/t。

根据上述技术方案，步骤S5中酸化水玻璃100g/t。

根据上述技术方案，步骤S6中酸化水玻璃60g/t。

根据上述技术方案，步骤S7中酸化水玻璃35g/t。

根据实施例1-3对比，检测后对其制成如下表格：

对比项	实施例1	实施例2	实施例3
				精矿品位	89.77％	87.65％	84.39％
回收率	70.61％	68.23％	67.25％

通过对比，可知实施例1中的精矿品位和回收率最高，适合推广使用，而实施例2和实施例3中的精矿品位和回收率均略差于实施例1。

与现有技术相比，本发明的有益效果：本发明结构科学合理，使用安全方便，能够高效回收该高泥复杂萤石矿，提高萤石精矿品位和回收率，提高资源的利用率，增加经济效益，采用一次粗选、六次精选和一次精扫选的闭路工艺流程，获得了最终萤石精矿品位89.77％、回收率70.61％的试验指标，降低了资源的损耗。

最后应说明的是：以上所述仅为本发明的优选实例而已，并不用于限制本发明，尽管参照前述实施例对本发明进行了详细的说明，对于本领域的技术人员来说，其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改，或者对其中部分技术特征进行等同替换。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。