专利名称:浮选萤石的方法本发明属于对用调整剂浮选萤石矿方法的改进。我国萤石矿储量丰富，年产萤石精矿达100万吨，除手选块矿外，萤石浮选沿用传统的常规工艺，即以碳酸钠、水玻璃作调整剂，氧化石腊皂或油酸作捕收剂进行加温(30-40℃)浮选，主要目的在于分离萤石与石英等硅酸盐矿物，因矿浆呈碱性(PH≥8)，尾矿沉降困难，尤其是油酸皂化物的影响，尾矿水混浊，需要加入硫酸铝或明矾处理之后才能排放，精矿含杂质较高，若矿石中含BaSO4＞1.0%或CaCO3＞1.0%，则萤石精矿的质量更差，实际上达不到国家一级或特级品标准(GB5690-85)的要求。如在1984年出版的第6期<有色金属，选矿部分>杂志上刊登的“萤石与重晶石浮选分离研究”一文中介绍的方法，其粗选采用碳酸钠，水玻璃，油酸对萤石和重晶石进行混合浮选矿浆PH＝9，精选分离时添加水玻璃900+200克/吨，硫酸铝900+200克/吨，获得萤石精矿回收率87.70%，品位97.48%CaF2，夹杂BaSO4为0.4(折算含S≥0.06%)，因含S量太高，且品位较低，达不到标准一级产品要求，至今尚未工业化;又如1985年第1期<有色金属。选矿部分>上刊登的;萤石与方解石浮选分离的研究”一文中介绍的方法，它的粗选工序也是沿用碳酸钠，水玻璃，油酸浮选(PH≥8.0，矿石品位含CaF231-35%，CaCO31.8-3.3%)，精选时加入酸化水玻璃进行工业试验(在其碱性浮选小型试验过程中，曾补加羧甲基纤维素，以下简称CMC，未得到好的效果，而导致精矿回收率下降)，其工业试验结果，萤石精矿回收率79.14%，品位97.62%CaF2，含SiO20.99%，CaCO30.91%，但由于药剂制度的不合理，未达到一级品标准。上述二种方法前者用于选别萤石与重晶石，因其药剂制度选择不当，收不到好的效果;而後者用酸化水玻璃分离萤石与方解石，也未能获得好效果，二者的浮选流程均采用单一回路，中矿依次返回，因此存在共同问题，即循环矿量大。为解决上述方法与流程所存在的问题，经过长期深入的探索研究，本发明人认为首先，要有效地分离萤石与其他矿物，提高精矿质量，关键在于改善其药剂制度;其次要减少循环矿量，就必须改变单一回路流程。因此，本发明之目的就是要提供一种有效地分离萤石与重晶石或方解石及其他杂矿物，工艺较简单，操作方便，过程稳定的浮选方法。本发明的要点是1、采用新的药剂制度，即在粗选和精选中使用一种新的自配混合药剂作为调整剂，它由酸、碱和增效剂组成，酸为H2SO4，碱是Na2SiO3，增效剂是羧甲基纤维素(CMC)或六偏磷酸钠或氟硅酸钠，用油酸或橡油酸钠作捕收剂，在进乎中性(PH＝6.5-7.0)，常温条件下进行浮选;2、浮选流程采用“复合回路”，即第二次(或第三次)精选中矿(槽内)返回前一作业，第一次精选中矿直接弃为尾矿(或在必要时与粗选槽内合并进入扫选)，此为第一回路;第三次(或第四次)精选中矿超前返入粗选，後续精选中矿依次返回前一作业，形成第二回路(即复合回路)，第五(或六)次精选泡沫即为一级或特级萤石精矿。本发明的具体方法如下采取矿样(品位一般在50%CaF2以上)，将矿石磨至相应的细度(单体解离≥95%)後，用水稀成浓度为25-30%(固体)的粗选矿浆，加入混合调整剂200-500克/吨矿，搅拌3-5分钟，加入油酸400-600克/吨，在常温(18-22℃)，PH＝6.5-7的条件下浮选6-8分钟，泡沫经一次精选後，第二次精选添加混合调整剂200-350克/吨，中矿2返回第一次精选，中矿1(槽内)排入尾矿，第三次精选不必加药，中矿3返回粗选，第四次精选再加混合调整剂200-150克/吨，中矿4返入第三次精选，第五，六次精选依次返回前一作业，全部选别过程均在普通浮选机中进行，混合调整剂总耗量为600-1000克/吨。在进行浮选前，应将混合调整剂配制好，本方法使用的各种药剂均可采用市场上销售的任一厂家生产的同类标准产品，将各组成药剂配成溶液，按常规方法混合即成，其混合比为H2SO4∶Na2SiO3∶CMC＝0.5-1∶1-0.5∶0.02-0.2，最佳混合配比为1∶1∶0.1。对于含硫低(s＜0.05%)，含碳酸盐高(CaCO3＞1.0%)的矿石，可用六偏磷酸钠取代CMC;对于含碳酸盐少(CaCO3＜1.0%)，含硅多(SiO2＞50%)的矿石，可用氟硅酸钠代替CMC，当原矿含BaSO4＞10%，有回收价值时，可以先进行萤石与重晶石的混合浮选，然後分离，则第二-四次精选中矿为重晶石产品，最终泡沫为萤石精矿。本方法与现有工艺比较，具有如下优点1.选择性好，浮选速度快，终点明显;2.适应性强，应用范围广不仅适应萤石-重晶石，也适应于萤石-方解石(碳酸盐)矿，萤石-石英矿，或萤石-硫化矿的浮选分离;3.精矿产品质量好，萤石回收率高现有技术分离萤石与重晶石或方解石(原矿品位＞40-60%CaF2)的萤石精矿品位＜98%CaF2，回收率＜90%，含杂多，产品销售困难，利用本方法生产的萤石精矿品位≥98%CaF2，回收率≥90%，并且含杂低;含S≤0.03%，P≤0.02%，SiO2≤0.6%，CaCO3≤0.7%，达到或者超过国家特级品标准，保证了质量，使产品畅销，为出口创汇创造了有利条件;4.由于现有工艺是在碱性矿浆中进行，就带来了二方面的弊病一是沉降过滤比较困难，二是废液必须经过再处理才能排放;而本发明的矿浆近乎中性，不但萤石能充分浮游，而且尾矿容易沉降，精矿过滤容易，废水可直接排放，有利于保护环境。
5.以前的工艺流程采用单一回路，各次精选中矿依次返回，加大了循环矿量，工序较复杂，操作过程不稳定;本方法采用复合回路，第二次精选添加混合调整剂，中矿返回前一作业，充分发挥“药剂的二次作用”，有利于第一次精选的槽内矿浆直接排为尾矿(回路之一)，第三次精选中矿量较少，品位较高，返回粗选(复合回路)，可减少循环负荷，强化精选，使过程更加稳定;
6.本方法的药剂消耗少，节约了药剂费用，累计(平均)药剂费比现有技术降低1元/吨矿，而且由于尾矿水近于中性，不要再处理(节省药剂)，从而降低了成本，
本发明适应于各类萤石矿浮选厂应用，若能在全国推广，估计每年至少可多盈利2000万元。
例11号萤石矿，经手选之後的贫矿，含43%CaF2，6%BaSO4，采用传统的碱性浮选，萤石精矿回收率80%，品位95%CaF2，含SiO20.9%，S 1.5%。
采取代表性矿样，按本发明进行试验给矿磨至小于200目占88%，稀至矿浆浓度25%(固体)，加入混合剂210克/吨，搅拌3分钟;加入油酸360克/吨，搅拌3分钟，在常温(20-22℃)条件下浮选6分钟，泡沫经一次精选後，第二次精选加混合剂210克/吨，中矿2返回第一次精选，中矿1(槽内)排入尾矿，第四次精选再加混合剂210克/吨，中矿4返入第三次精选，中矿3与粗选给矿合并，第五，六次精选中矿依次返回前一作业，全部选别过程均采用普通浮选机，矿浆PH＝6.5-7.0，混合剂总耗量为630克/吨，最终萤石精矿回收率88.5%，品位98.29%CaF2，含SiO20.29%，CaCO30.20%，S 0.021%，P 0.007%。
例22号萤石矿含51.5%CaF2，1.46%CaCO3，采用传统碱法浮选，萤石精矿含CaCO3达1.45%，达不到出口产品要求(CaCO3＜0.7%)。
为解决萤石与碳酸盐矿物(方解石)的浮选分离，采取矿样按例1程序进行试验，调整油酸用量为500克/吨，混合剂用量分别为粗选420克/吨，精选2315克/吨，精选4210克/吨，获得萤石精矿回收率94.61%，品位98.14%，含SiO20.12%，CaCO30.15%，S 0.002%，P 0.011%。
例3方法同例1，结果如下3号给矿为硫化铅锌浮选槽内矿浆，含18.23%CaF2，经复合回路精选6次，添加混合剂315克/吨，油酸150克/吨，获得萤石精矿品位98.62%，回收率92.10%，含杂为SiO20.56%，CaCO30.35%，S 0.015%。
例4方法同例1，结果如下4号矿给矿品位65.53%，复合回路精选6次，添加混合剂900克/吨，油酸550克/吨;获得萤石精矿品位98.2%，回收率94.57%，含杂为SiO20.45%，CaCO30.17%，S 0.015%。
例5方法同例1，结果如下5号矿给矿品位63.57%，复合回路精选5次，添加混合剂820克/吨，油酸700克/吨获得萤石精矿品位98.62%，回收率96.86%，含杂为SiO20.30%，CaCO30.16%，S 0.010%。


本发明涉及用调整剂浮选萤石矿的方法。本发明采用由酸，碱和增效剂组成的混合剂作为调整剂，采用油酸或橡油酸钠作为捕收剂，工艺流程为复合回路，在近乎中性和常温条件下进行萤石矿的浮选，获得的萤石精矿回收率高，产品质量好，含杂低，药剂消耗少，成本低，适于各类萤石选矿厂应用。