高咸度碱水环境下萤石浮选方法

本发明涉及一种高砷硫精矿除砷的浮选方法，属于选矿技术领域。

背景技术：

砷元素符号As，在元素周期表位于第4周期、第VA族，原子序数33，是一种类金属元素，也属于稀有金属。砷元素广泛的存在于自然界，共有数百种的砷矿物是已被发现，但大都与其它各种有色金属矿物共生。自然界中砷主要呈2种类型存在，一是以矿物分子组成元素形态，是砷的主要存在形式，主要矿物是毒砂、砷黝铜矿、黝铜矿；二是呈类质同象或吸附离子形式存在的分散态。

在我国资源总储量 80%的共伴生矿产中，硫铁矿是最常见的共生矿物，在共伴生矿床中常常伴生有以毒砂为主要存在形式的砷化物，由于毒砂的可浮性与黄铁矿、磁黄铁矿相近，导致其与有用矿物间浮选分离困难，极易导致硫精矿中砷杂质超标。硫精矿是含铜、铁、硫、砷相对较高的副产硫化物。其中的各种有价元素和杂质之间结合致密、结晶粒度细，而各种硫化物的表面性质差异小，因此单一的选矿方式难以达到有效分离，因此，如何降低硫精矿中砷等有害元素的含量，并尝试综合回收砷，已成为选矿工作者必须面对的研究课题。

我国对多金属硫化矿的回收方法仍然以浮选为主，由于毒砂的可浮性与黄铁矿、磁黄铁矿相近，因此在浮选过程中对砷的抑制是降砷的关键，常见的砷有机抑制剂有腐殖酸钠、木素磺酸钠、鞣酸、纤维素、栲胶、单宁、巯基乙酸钠等，无机抑制剂有石灰、氯化铵、亚硫酸钠等。陈红兵利用石灰和SSCH药剂配合使用抑制含砷矿物，并采用 “一粗一扫两精” 优先浮选流程将云锡卡房分公司高砷硫精矿中的硫从28.85%提高至43.01%，砷从4.713%降低1.43%；内蒙古某银铅锌矿矿石中，砷是多以半自形粒状的毒砂存在，马忠成采用石灰、亚硫酸钠与氯化铵作为组合抑制剂抑制砷，采用全优先浮选工艺流程获得含铅 50.06%、含砷 0.442%的铅精矿和含锌46.81%、含砷0.486%的锌精矿；广西某高砷铜锌矿原矿中含砷1.2%，黄锦庆采用类如栲胶的高分子有机化合物对毒砂、磁黄铁矿等含铁高的矿物进行抑制，利用脱碳-优先选铜-锌硫混浮分离流程，得到三种含砷低于0.3%的精矿。

随着矿山资源的不断开发与消耗，矿物组成愈发复杂，提硫降砷也更加困难，目前尚未有人研究低品位、高砷的硫精矿(砷的质量分数为3%~7%)的浮选方法。

技术实现要素：

针对现有高砷的硫精矿的浮选技术问题，本发明提供一种高砷硫精矿除砷的浮选方法，本发明方法可降低硫精矿中砷的含量，得到合格硫精矿产品，实现降低产品中的有害杂质砷，从而回收砷、硫等资源，同时提高企业的效益。

一种高砷硫精矿除砷的浮选的方法，具体步骤如下：

（1）将水和碳酸钠加入到高砷硫精矿中调浆至矿浆pH为9~11，矿浆浓度为15~20%；

（2）将步骤（1）所得矿浆进行球磨磨矿至矿浆中矿物粒度为-0.037mm含量大于90%；

（3）将粗选药剂加入步骤（2）所得磨矿的矿浆中混合均匀并进行一次粗选浮选3~5min得到粗选浮选精矿和粗选浮选尾矿；其中粗选药剂为水玻璃100~500 g/t，硫酸铁铵100~500 g/t，铁氰化钾100~500 g/t，羧乙基纤维素100~500 g/t，丁基黄药80~120 g/t，2#油45~75g/t；

（4）将步骤（3）所得粗选浮选精矿进行一次精选2~4min得到低砷硫精矿和一次精选尾矿；

（5）将一次扫选药剂加入到步骤（3）所得粗选浮选尾矿中混合均匀并进行一次扫选3~5min得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿；一次扫选精矿与步骤（4）所得一次精选尾矿合并返回步骤（3）进行一次粗选浮选；其中一次扫选药剂为水玻璃200~300 g/t，硫酸铁铵120~250 g/t，铁氰化钾100~200 g/t，羧乙基纤维素50~150 g/t，丁基黄药50~100 g/t，2#油15~30g/t；

（6）将二次扫选药剂加入到步骤（5）所得一次扫选尾矿中混合均匀并进行二次扫选2~4min得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿；二次扫选精矿返回步骤（5）进行一次扫选；其中二次扫选药剂为水玻璃50~150 g/t，硫酸铁铵50~150 g/t，铁氰化钾50~100 g/t，羧乙基纤维素20~80 g/t，丁基黄药10~50 g/t，2#油5~15g/t。

本发明针对金属提取作业前对砷含量高的硫精矿，砷主要是以毒砂为主要存在形式的砷化物，由于毒砂的可浮性与黄铁矿、磁黄铁矿相近，导致常规浮选方法无法将其与有用矿物间浮选分离，该情况使得硫精矿常常砷杂质超标；本发明方法中铁氰化钾可以弱氧化砷黄铁矿表面，选择性在其表面形成氧化位点，利用羧乙基纤维素在氧化位点上特异吸附性质，使其受到抑制；同时，利用硫酸铁铵在浮选中的翼庇效应，选择性保护黄铁矿不被氧化，不影响黄药在其表面的吸附行为，再浮出黄铁矿，最终降低硫精矿中砷含量。

本发明的有益效果：本发明方法具有成本较低、可操作性强、环境友好的特点；本发明方法可解决目前高砷硫精矿在冶炼过程中大部分砷以硫化物或盐的状态不同程度地进入“三废”而污染环境的难题，通过简单的浮选作业，可为后一步低砷硫精矿的冶炼提质时，减少砷的排放。

附图说明

图1为本发明工艺流程图。

具体实施方式

下面结合具体实施方式对本发明作进一步详细说明，但本发明的保护范围并不限于所述内容。

实施例1：本实施例以云南蒙自某高砷硫精矿为对象，高砷硫精矿中含砷5.28%，含硫37.11%，含铅0.38%，含锌0.25%，含铜0.05%，其中氧化砷占有率为0.63%，硫化砷占有率为 99.37%；硫化砷主要以毒砂形式存在，硫铁矿主要为磁黄铁矿和黄铁矿；

一种高砷硫精矿除砷的浮选的方法，具体步骤如下：

（1）在搅拌速度为300 r/min条件下，将水和碳酸钠加入到高砷硫精矿中调浆至矿浆pH为10，矿浆浓度为20%；

（2）将步骤（1）所得矿浆加入球磨机进行球磨磨矿至矿浆中矿物粒度为-0.037mm含量为90.85%；

（3）将粗选药剂加入步骤（2）所得磨矿的矿浆中在搅拌速度为200 r/min条件下混合均匀并进行一次粗选浮选3min得到粗选浮选精矿和粗选浮选尾矿；其中粗选药剂为水玻璃100 g/t，硫酸铁铵100 g/t，铁氰化钾300 g/t，羧乙基纤维素500 g/t，丁基黄药80g/t，2#油45 g/t；

（4）将步骤（3）所得粗选浮选精矿进行一次精选4min得到低砷硫精矿和一次精选尾矿；

（5）将一次扫选药剂加入到步骤（3）所得粗选浮选尾矿中混合均匀并进行一次扫选4min得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿；一次扫选精矿与步骤（4）所得一次精选尾矿合并返回步骤（3）进行一次粗选浮选；其中一次扫选药剂为水玻璃200 g/t，硫酸铁铵120g/t，铁氰化钾200 g/t，羧乙基纤维素100 g/t，丁基黄药100 g/t，2#油15 g/t；

（6）将二次扫选药剂加入到步骤（5）所得一次扫选尾矿中混合均匀并进行二次扫选3min得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿；二次扫选精矿返回步骤（5）进行一次扫选；其中二次扫选药剂为水玻璃50 g/t，硫酸铁铵50g/t，铁氰化钾75g/t，羧乙基纤维素20 g/t，丁基黄药10 g/t，2#油5 g/t；

本实施例中低砷硫精矿的硫品位为45.22%，硫的回收率为73.5%，砷品位降至0.73%。

实施例2：本实施例以云南个旧某高砷硫精矿为对象，高砷硫精矿中含砷4.55%，含硫39.7%，含铅0.51%，含锌0.62%，含铜0.02%，其中氧化砷占有率为0.4%，硫化砷占有率为 99.6%；硫化砷主要以毒砂、雄黄形式存在，少量辉砷矿，硫铁矿主要为黄铁矿；

一种高砷硫精矿除砷的浮选的方法，具体步骤如下：

（1）在搅拌速度为250 r/min条件下，将水和碳酸钠加入到高砷硫精矿中调浆至矿浆pH为11，矿浆浓度为15%；

（2）将步骤（1）所得矿浆加入球磨机进行球磨磨矿至矿浆中矿物粒度为-0.037mm含量为93.4%；

（3）将粗选药剂加入步骤（2）所得磨矿的矿浆中在搅拌速度为200 r/min条件下混合均匀并进行一次粗选浮选4min得到粗选浮选精矿和粗选浮选尾矿；其中粗选药剂为水玻璃300 g/t，硫酸铁铵500 g/t，铁氰化钾500 g/t，羧乙基纤维素300 g/t，丁基黄药120 g/t，2#油75g/t；

（4）将步骤（3）所得粗选浮选精矿进行一次精选3min得到低砷硫精矿和一次精选尾矿；

（5）将一次扫选药剂加入到步骤（3）所得粗选浮选尾矿中混合均匀并进行一次扫选3min得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿；一次扫选精矿与步骤（4）所得一次精选尾矿合并返回步骤（3）进行一次粗选浮选；其中一次扫选药剂为水玻璃250 g/t，硫酸铁铵250g/t，铁氰化钾150 g/t，羧乙基纤维素150 g/t，丁基黄药75 g/t，2#油23 g/t；

（6）将二次扫选药剂加入到步骤（5）所得一次扫选尾矿中混合均匀并进行二次扫选2min得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿；二次扫选精矿返回步骤（5）进行一次扫选；其中二次扫选药剂为水玻璃150 g/t，硫酸铁铵150g/t，铁氰化钾100 g/t，羧乙基纤维素80 g/t，丁基黄药50 g/t，2#油10 g/t；

本实施例中低砷硫精矿的硫品位为46.41%，硫的回收率为72.89%，砷品位降至0.52%。

实施例3：本实施例以内蒙古鄂尔多斯某高砷硫精矿为对象，高砷硫精矿中含砷3.26%，含硫37.5%，含铅0.42%，含锌0.37%，含铜0.24%，其中氧化砷占有率为1.63%，硫化砷占有率为 98.37%；硫化砷主要以毒砂形式存在，少量砷锑矿、雌黄、雄黄，硫铁矿主要为黄铜矿、黄铁矿；

一种高砷硫精矿除砷的浮选的方法，具体步骤如下：

（1）在搅拌速度为220 r/min条件下，将水和碳酸钠加入到高砷硫精矿中调浆至矿浆pH为9，矿浆浓度为18%；

（2）将步骤（1）所得矿浆加入球磨机进行球磨磨矿至矿浆中矿物粒度为-0.037mm含量为91.2%；

（3）将粗选药剂加入步骤（2）所得磨矿的矿浆中在搅拌速度为300 r/min条件下混合均匀并进行一次粗选浮选5min得到粗选浮选精矿和粗选浮选尾矿；其中粗选药剂为水玻璃500 g/t，硫酸铁铵300 g/t，铁氰化钾100 g/t，羧乙基纤维素100 g/t，丁基黄药100 g/t，2#油60 g/t；

（4）将步骤（3）所得粗选浮选精矿进行一次精选2min得到低砷硫精矿和一次精选尾矿；

（5）将一次扫选药剂加入到步骤（3）所得粗选浮选尾矿中混合均匀并进行一次扫选5min得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿；一次扫选精矿与步骤（4）所得一次精选尾矿合并返回步骤（3）进行一次粗选浮选；其中一次扫选药剂为水玻璃300 g/t，硫酸铁铵185 g/t，铁氰化钾100 g/t，羧乙基纤维素50 g/t，丁基黄药50 g/t，2#油30 g/t；

（6）将二次扫选药剂加入到步骤（5）所得一次扫选尾矿中混合均匀并进行二次扫选4min得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿；二次扫选精矿返回步骤（5）进行一次扫选；其中二次扫选药剂为水玻璃100 g/t，硫酸铁铵100 g/t，铁氰化钾50 g/t，羧乙基纤维素50 g/t，丁基黄药25 g/t，2#油15 g/t；

本实施例中低砷硫精矿的硫品位为48.45%，硫的回收率为76.83%，砷品位降至0.51%。



技术特征：

1.一种高砷硫精矿除砷的浮选的方法，其特征在于，具体步骤如下：

（1）将水和碳酸钠加入到高砷硫精矿中调浆至矿浆pH为9~11，矿浆浓度为15~20%；

（2）将步骤（1）所得矿浆进行球磨磨矿至矿浆中矿物粒度为-0.037mm含量大于90%；

（3）将粗选药剂加入步骤（2）所得磨矿的矿浆中混合均匀并进行一次粗选浮选3~5min得到粗选浮选精矿和粗选浮选尾矿；其中粗选药剂为水玻璃100~500 g/t，硫酸铁铵100~500 g/t，铁氰化钾100~500 g/t，羧乙基纤维素100~500 g/t，丁基黄药80~120 g/t，2#油45~75g/t；

（4）将步骤（3）所得粗选浮选精矿进行一次精选2~4min得到低砷硫精矿和一次精选尾矿；

（5）将一次扫选药剂加入到步骤（3）所得粗选浮选尾矿中混合均匀并进行一次扫选3~5min得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿；一次扫选精矿与步骤（4）所得一次精选尾矿合并返回步骤（3）进行一次粗选浮选；其中一次扫选药剂为水玻璃200~300 g/t，硫酸铁铵120~250 g/t，铁氰化钾100~200 g/t，羧乙基纤维素50~150 g/t，丁基黄药50~100 g/t，2#油15~30g/t；

（6）将二次扫选药剂加入到步骤（5）所得一次扫选尾矿中混合均匀并进行二次扫选2~4min得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿；二次扫选精矿返回步骤（5）进行一次扫选；其中二次扫选药剂为水玻璃50~150 g/t，硫酸铁铵50~150 g/t，铁氰化钾50~100 g/t，羧乙基纤维素20~80 g/t，丁基黄药10~50 g/t，2#油5~15g/t。

技术总结

本发明公开了一种高砷硫精矿除砷的浮选方法，属于选矿技术领域。本发明将水和碳酸钠加入到高砷硫精矿中进行调浆；将矿浆进行球磨磨矿；将粗选药剂加入磨矿的矿浆中混合均匀并进行一次粗选浮选3~5min得到粗选浮选精矿和粗选浮选尾矿；将粗选浮选精矿进行一次精选2~4min得到低砷硫精矿和一次精选尾矿；将一次扫选药剂加入到粗选浮选尾矿中混合均匀并进行一次扫选3~5min得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿；一次扫选精矿与一次精选尾矿合并进行一次粗选浮选；将二次扫选药剂加入到一次扫选尾矿中混合均匀并进行二次扫选2~4min得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿；二次扫选精矿返回进行一次扫选。本发明方法可降低硫精矿中砷含量，回收砷、硫等资源。

技术研发人员：梁远琴;刘全军;余力;赵刘闯;念家飞

受保护的技术使用者：昆明理工大学

技术研发日：2018.01.08

技术公布日：2018.06.29

专利名称：一种高咸度碱水环境下萤石浮选方法

技术领域：

本发明涉及一种萤石选矿方法，尤其涉及一种高咸度碱水环境下萤石浮选方法。

背景技术：

对于高咸度碱水环境下萤石的选矿，由于生产用水中含有大量的Na+、Ca2+、S042_、 Cl—等离子，使得常规的油酸、脂肪酸等萤石捕收剂很难附着在萤石表面，对萤石产生捕收效果。而采用滤膜对水中的离子进行过滤不但成本高，而且处理量小，很难供应选厂生产用水。因此对于水资源缺乏，生产用水中含有大量Na+、Ca2+、S042_、Cr等离子地区萤石资源的开发很难。对于高咸度碱水环境下萤石的选矿，现有技术中的方法回收率极低或者说基本上生产不出合格的萤石精矿，且药剂用量极大，容易造成环境污染。鉴于高咸度碱水环境下萤石资源开发存在的种种制约，因此找到一种低碳环保、 经济可行的高咸度碱水环境下萤石浮选方法具有重要意义。发明内容

本发明的目的是提供一种回收率高、精矿品位高，且不容易造成环境污染的高咸度碱水环境下萤石浮选方法。本发明的目的是通过以下技术方案实现的本发明实施方式提供一种高咸度碱水环境下萤石浮选方法，包括以下步骤原矿经过磨矿后进行萤石粗选得到萤石粗精矿，萤石粗精矿经过再磨后进行多次萤石精选，得到萤石精矿；所述的磨矿和再磨之后首先分别加入钠化淀粉，所述钠化淀粉用量根据矿浆中离子浓度进行调整；所述的多次萤石精选作业中，每次萤石精选作业分别加入草酸、水玻璃两种调整剂。由上所述本发明提供的技术方案可以看出，本发明所述的高咸度碱水环境下萤石浮选方法，由于原矿首先经过磨矿后进行萤石粗选，之后萤石粗精矿经过再磨后进行多次精选，得到萤石精矿；磨矿和再磨之后分别加入钠化淀粉消除了矿浆中Na+、Ca2+、SO42-, Cl—等离子对萤石捕收剂的影响，达到强化萤石捕收剂-改性油酸在萤石表面吸附的效果； 多次萤石精选作业中，每次萤石精选步骤分别加入草酸、水玻璃两种调整剂。淀粉和草酸、 水玻璃、碳酸钠四种药剂的使用解决了高咸度碱水环境下萤石浮选回收率低、精矿品位不理想、含杂高等问题，该方法可获得含CaF2 > 97%，回收率达到81. 97%的萤石精矿，同时还具有添加方便、使用安全等优点，抑制剂用量少、污染少，是一种高咸度碱水环境下萤石浮选的有效方法。

图1为本发明的具体实施例的工艺流程图。

具体实施例方式本发明的高咸度碱水环境下萤石浮选方法，其较佳的具体实施方式

如图1所示包括以下步骤原矿经过磨矿后进行萤石粗选得到萤石粗精矿，萤石粗精矿经过再磨后进行多次萤石精选，得到萤石精矿；所述的磨矿和再磨之后首先分别加入钠化淀粉，所述钠化淀粉用量根据矿浆中离子浓度进行调整；所述的多次萤石精选作业中，每次萤石精选作业分别加入草酸、水玻璃两种调整剂。所述萤石粗选尾矿经过两次扫选后得到最终尾矿，中矿循序返回。所述每次萤石精选作业后的中矿循序返回。所述高咸度碱水环境中包括的离子及其浓度为Na+4. 33g/l_6. 53g/l、Ca2+O. 55g/l_0. 79g/l、S0:2. 98g/l_3. 66g/l、CF5. 35g/ 1-8. 25g/L·比如，所述高咸度碱水环境中包括的离子及其浓度为Na+4. 93g/l、Ca2+O. 69g/l、S042_3. 52g/l、CF8. 99g/l。再如，所述高咸度碱水环境中包括的离子及其浓度为Na+4. 59g/l、Ca2+O. 72g/l、S042_3. 59g/l、CF7. 57g/l。所述多次萤石精选为7次萤石精选，可以根据需要选择次数。本发明是一种高咸度碱水环境下萤石浮选方法，以一种低碳环保经济的方式，实现在Na+、Ca2+、SO42-, CF等离子含量都非常高的高咸度碱水环境下萤石浮选，该方法中使用钠化淀粉消除水中Na+、Ca2+、S042-、Cr等离子的影响。在每次磨矿中加入碳酸钠，在每次磨矿之后加入钠化淀粉，在萤石精选作业使用草酸、水玻璃两种调整剂。经过1次粗选、7次精选、2 次扫选,可获得含 CaF2 > 97%, CaCO3 < 0. 61%, SiO2 < 0. 78%回收率达到 81. 97% 的萤石精矿。该方法解决了高咸度碱水环境下萤石浮选回收率低、精矿品位不理想、含杂高等问题，同时还具有添加方便、使用安全等优点，提供了一种抑制剂用量少、污染少、改善生产条件的高咸度碱水环境下萤石浮选回收的有效方法。实施例一本实施例中提供一种高咸度碱水环境下萤石浮选方法，高咸度碱水环境指水中 Na+4. 33g/l、Ca2+0. 55g/l、S042_2. 98g/l、Cr5. 35g/l的环境，在磨矿之后加入钠化淀粉，强化改性油酸对萤石表面的吸附，以利于萤石的回收，该方法具体包括原矿首先经过磨矿后进行萤石粗选，之后萤石粗精矿经过再磨后进行7次精选， 得到萤石精矿。所述的磨矿和再磨作业分别加入碳酸钠；所述的磨矿和再磨作业之后分别加入钠化淀粉；所述的多次萤石精选作业中，每次萤石精选作业分别加入草酸、水玻璃两种调整剂；每次所述萤石精选作业后的中矿循序返回到上一级作业；所述高咸度碱水环境指水中Na+4. 33g/l、Ca2+O. 55g/l、SO广2. 98g/l、CF5. 35g/l 的环境。在上述方法中，一种高咸度碱水环境下萤石浮选方法机理为萤石矿经过磨矿后裸露在外的萤石表面在高咸度碱水环境条件下，解离的脉石矿物容易再附着在萤石表面，使得捕收剂改性油酸很难吸附在萤石表面，产生捕收效果，加入钠化淀粉后，脉石这种再附着作用得到消除。本发明是一种在Na+、Ca2+、S042—、CF等离子含量都非常高的高咸度碱水环境下萤石浮选方法，该方法中使用钠化淀粉消除水中Na+、Ca2+、S042-、Cr等离子的影响。在每次磨矿中加入碳酸钠，在每次磨矿之后加入钠化淀粉，在萤石精选作业使用草酸、水玻璃两种调整剂。经过1次粗选、7次精选、2次扫选，闭路试验可获得含CaF2 >97%,CaCO3 <0.61%, SiO2 < 0. 78%回收率达到81. 97%的萤石精矿。该方法解决了高咸度碱水环境下萤石浮选回收率低、精矿品位不理想、含杂高等问题，同时还具有添加方便、使用安全等优点，提供了一种抑制剂用量少、污染少、改善生产条件的高咸度碱水环境下萤石浮选回收的有效方法。实施例二本实施例中提供一种高咸度碱水环境下萤石浮选方法，高咸度碱水环境指水中 Na+6. 53g/l、Ca2+0. 79g/l、S042_3. 66g/l、Cr8. 25g/l的环境，在磨矿之后加入钠化淀粉，强化改性油酸对萤石表面的吸附，以利于萤石的回收，该方法具体包括原矿首先经过磨矿后进行萤石粗选，之后萤石粗精矿经过再磨后进行7次精选， 得到萤石精矿。闭路试验可获得含CaF2 > 97%, CaCO3 < 0. 52%, SiO2 < 0. 63%回收率达到80. 55%的萤石精矿。所述的磨矿和再磨作业分别加入碳酸钠；所述的磨矿和再磨作业之后分别加入钠化淀粉；所述的多次萤石精选作业中，每次萤石精选作业分别加入草酸、水玻璃两种调整剂；每次所述萤石精选作业后的中矿循序返回到上一级作业。实施例三本实施例中提供一种高咸度碱水环境下萤石浮选方法，高咸度碱水环境指水中 Na+4. 93g/l、Ca2+0. 69g/l、S042_3. 52g/l、Cr8. 99g/l的环境，在磨矿之后加入钠化淀粉，强化改性油酸对萤石表面的吸附，以利于萤石的回收，该方法具体包括原矿首先经过磨矿后进行萤石粗选，之后萤石粗精矿经过再磨后进行7次精选， 得到萤石精矿。闭路试验可获得含CaF2 > 97%, CaCO3 < 0. 62%, SiO2 < 0. 43%回收率达到82. 37%的萤石精矿。所述的磨矿和再磨作业分别加入碳酸钠；所述的磨矿和再磨作业之后分别加入钠化淀粉；所述的多次萤石精选作业中，每次萤石精选作业分别加入草酸、水玻璃两种调整剂；每次所述萤石精选作业后的中矿循序返回到上一级作业。

实施例四本实施例中提供一种高咸度碱水环境下萤石浮选方法，高咸度碱水环境指水中 Na+4. 59g/l、Ca2+0. 72g/l、S042_3. 59g/l、Cr7. 57g/l的环境，在磨矿之后加入钠化淀粉，强化改性油酸对萤石表面的吸附，以利于萤石的回收，该方法具体包括原矿首先经过磨矿后进行萤石粗选，之后萤石粗精矿经过再磨后进行7次精选， 得到萤石精矿。闭路试验可获得含CaF2 > 97%, CaCO3 < 0. 41%, SiO2 < 0. 57%回收率达到81. 89%的萤石精矿。所述的磨矿和再磨作业分别加入碳酸钠；所述的磨矿和再磨作业之后分别加入钠化淀粉；所述的多次萤石精选作业中，每次萤石精选作业分别加入草酸、水玻璃两种调整剂；每次所述萤石精选作业后的中矿循序返回到上一级作业。以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式

，但本发明的保护范围并不局限于此， 任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。

权利要求

1.一种高咸度碱水环境下萤石浮选方法，其特征在于，包括以下步骤原矿经过磨矿后进行萤石粗选得到萤石粗精矿，萤石粗精矿经过再磨后进行多次萤石精选，得到萤石精矿；所述的磨矿和再磨之后首先分别加入钠化淀粉，所述钠化淀粉用量根据矿浆中离子浓度进行调整；所述的多次萤石精选作业中，每次萤石精选作业分别加入草酸、水玻璃两种调整剂。

2.根据权利要求1所述的高咸度碱水环境下萤石浮选方法，其特征在于，所述萤石粗选尾矿经过两次扫选后得到最终尾矿，中矿循序返回。

3.根据权利要求2所述的高咸度碱水环境下萤石浮选方法，其特征在于，所述每次萤石精选作业后的中矿循序返回。

4.根据权利要求1、2或3所述的高咸度碱水环境下萤石浮选方法，其特征在于，所述高咸度碱水环境中包括的离子及其浓度为Na+4. 33g/l-6. 53g/l、Ca2+O. 55g/l-0. 79g/l、SO广2. 98g/l-3. 66g/l、CF5. 35g/ 1-8. 25g/L·

5.根据权利要求4所述的高咸度碱水环境下萤石浮选方法，其特征在于，所述高咸度碱水环境中包括的离子及其浓度为Na+4. 93g/l、Ca2+O. 69g/l、SO42I 52g/l、CF8. 99g/l。

6.根据权利要求4所述的高咸度碱水环境下萤石浮选方法，其特征在于，所述高咸度碱水环境中包括的离子及其浓度为Na+4. 59g/l、Ca2+O. 72g/l、SO42I 59g/l、CF7. 57g/l。

7.根据权利要求4所述的高咸度碱水环境下萤石浮选方法，其特征在于，所述多次萤石精选为7次萤石精选。

全文摘要

本发明公开了一种高咸度碱水环境下萤石浮选方法，该方法包括采用高咸度碱水对原矿进行磨矿，磨矿后进行萤石粗选，萤石粗精矿经再磨后进行多次萤石精选，得到萤石精矿；磨矿和再磨之后分别加入钠化淀粉调整剂；多次萤石精选作业中，每次萤石精选作业分别加入草酸、水玻璃两种调整剂。该方法中，钠化淀粉消除了水中Na+、Ca2+、SO42-、Cl-等离子的影响，同时在精选作业中加入草酸、水玻璃两种药剂解决了高咸度碱水环境下萤石浮选回收率极低、精矿品位不理想、含杂高等问题，同时还具有添加方便、使用安全等优点，抑制剂用量少、污染少，达到提高萤石回收率，提高萤石精矿品质，减少药耗的效果。

文档编号B03B1/00GK102151615SQ20101059926

公开日2011年8月17日 申请日期2010年12月21日 优先权日2010年12月21日

发明者于传兵, 凌石生, 呼振峰, 宋振国, 尚衍波, 王中明, 肖婉琴, 肖巧斌 申请人:北京矿冶研究总院