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1、10申请公布号CN102091673A43申请公布日20110615CN102091673ACN102091673A21申请号200910231003522申请日20091211B03D1/00200601B03D1/018200601B03B1/00200601B03D101/06200601B03D103/0220060171申请人山东招金集团有限公司地址265400山东省招远市罗峰街道办文化路2号72发明人窦源东李守生王慧刘云杰杨殿基贾珍王文胜杨爱军54发明名称低品位萤石降硅选矿工艺57摘要一种低品位萤石降硅的选矿工艺，除由粗选，至少5次精选，扫选工艺组成外，其不同之处在于在第一次精选之。
2、后，增加再磨工艺，并在第二次精选和第四次精选中加入抑制剂，因而，能有效的使石英与萤石分离，有效的延长了药效时间，制作容易，使用方便，效果明显，可以很好的改善浮选环境，减少矿泥对萤石浮选的影响，大大提高萤石精矿品级，特别适合于低品位萤石矿降硅的选矿之用。51INTCL19中华人民共和国国家知识产权局12发明专利申请权利要求书1页说明书3页CN102091679A1/1页21一种低品位萤石降硅选矿工艺，由粗选，至少5次精选，扫选工艺组成，其特征在于它还包括以下步骤1再磨在第一次精选之后，增加再磨工艺，利用球磨机对一精浮选精矿进行磨矿，增加萤石与石英的单体解离度，矿物粒度至0038MM80；2第二次。
3、精选在所述的第二次精选过程中加入抑制剂，抑制剂由硫酸、水玻璃、草酸分别稀释到510百分比浓度溶液，再按体积比122的比例混合而成；3第四次精选在所述的第四次精选过程中加入抑制剂，抑制剂由硫酸、水玻璃、草酸分别稀释到510百分比浓度溶液，再按体积比122的比例混合而成。2根据权利要求1所述的低品位萤石降硅选矿工艺，其特征在于还包括分级工艺再磨之后的精矿进入旋流器，通过旋流器的分级，充分保证第二次精选的粒度。权利要求书CN102091673ACN102091679A1/3页3低品位萤石降硅选矿工艺技术领域0001本发明涉及一种低品位萤石矿降硅的选矿工艺，尤其适用于从低品位岩浆岩萤石矿中选出一级萤石。
4、精矿。背景技术0002目前，国内外萤石降硅的选矿方法主要还是浮选法，通过合适的选矿工艺，使其单体解理，选用适合的浮选药剂，从而达到使其分离的目的。从目前的萤石选矿来分析对低品位萤石矿的利用，国外内的报道，还是非常少见。国内许多低品位萤石矿，由于矿石中CAF2含量较低CAF2含量2030，多年来对于这类萤石矿的采选加工一直没有突破。随着优势萤石矿床的日渐枯竭和冶金级萤石精矿价格的提高，利用低贫难选萤石矿生产冶金辅料开始受到生产企业的关注。中国矿业2007年4月第四期刊登的“内蒙某地低贫萤石矿浮选提纯工艺研究”一文对内蒙某萤石矿CAF2含量4692进行了研究，介绍了某低贫萤石矿浮选分离工艺，研究了。
5、内蒙某低贫萤石矿生产优质低硅萤石精矿的浮选药剂和工艺流程。通过采用一次粗选、七次精选、碱性介质精选的浮选工艺，获得含CAF29460、SIO2420，回收率为7682的冶金级萤石精矿。但它较适合品位高的萤石矿，同时，未对抑制剂有新的阐述。矿冶工程1988年6月第二期刊登的“萤石浮选新流程”分析了湖南桃林铅锌护选矿精矿含硅高、含硫高和细度不够等问题，提出了萤石浮选新流程。实践表明，阶段磨选比一段细磨优越，不仅可避免矿石过磨，而且能使萤石石英连生体充分解离。在阶段磨选方案中，三精再磨选比粗精再磨选降硫指标好。提出的“萤石浮选三精再磨选”工艺，能使萤石一石英连生体得到充分解离，基本解决了萤石精矿含硅。
6、高的问题，基本完善了萤石磨选流程。但未对极低品位且石英嵌布粒度极细、萤石与石英共生密切的萤石矿提出较为理想的解决思路和办法，同时也没有对抑制剂的应用进行介绍。发明内容0003本发明目的就是针对目前低品位、萤石与石英共生紧密、嵌布粒度细的难选萤石矿，提供一种工艺简单，可行的低品位萤石降硅工艺，从而有效的使石英与萤石分离，同时提供一种抑制剂，有效的延长了药效时间，制作容易，使用方便，效果明显，可以很好的改善浮选环境，减少矿泥对萤石浮选的影响，大大提高萤石精矿品级。0004本发明的目的是这样实现的一种低品位萤石降硅选矿工艺，由粗选，至少5次精选，扫选工艺组成，其特征在于它还包括以下步骤00051再磨。
7、在第一次精选之后，增加再磨工艺，利用球磨机对一精浮选精矿进行磨矿，增加萤石与石英的单体解离度，矿物粒度至0038MM80；00062第二次精选在所述的第二次精选过程中加入抑制剂，抑制剂由硫酸、水玻璃、草酸分别稀释到510百分比浓度溶液，再按体积比122的比例混合而成；00073第四次精选在所述的第四次精选过程中加入抑制剂，抑制剂由硫酸、水玻璃、草酸分别稀释到510百分比浓度溶液，再按体积比122的比例混合而成。说明书CN102091673ACN102091679A2/3页40008本发明一个最佳实施方案增加分级工艺，即再磨之后的精矿进入旋流器，通过旋流器的分级，充分保证第二次精选的粒度。000。
8、9本发明与现有技术相比具有以下优点0010由于在第一次精选后增加再磨工艺，同时在第二、四次精选中加入了抑制剂的工艺方法，因而00111适合于萤石与石英紧密共生、嵌布粒度细的浮选；00122适合低品位萤石矿，工艺简单；00133药剂成本低，易控制；00144改变浮选介质的PH值，有利于矿泥的分散；00155酸性去活化作用水中存在CA2，MG2金属离子，在磨矿过程中会活化石英。因此，在用脂肪酸作捕收剂浮选时，石英会因受到活化而上浮；00166改善浮选的泡沫特性，增强消泡作用，有利于精选除杂。具体实施方式0017实施例100181粗选矿石经过破碎之后，进入球磨机中磨矿，形成矿浆，在磨矿过程中加入NA。
9、2CO3，水玻璃对矿浆进行调整，在搅拌槽中加入油酸进行调浆，然后利用浮选机进行粗选，浮选产生泡沫产品为精矿，进入精选，余下的产品作为中矿进入扫选，扫选产生尾矿由尾矿泵打入尾矿坝；00192第一次精选经过粗选的精矿用浮选机进行第一次精选，所产生的精矿进入再磨工艺，中矿返回上一级浮选作业；00203再磨工艺一次精之后的精矿进入到球磨机再磨，为了增加萤石与石英的单体解离度，精矿粒度磨至0038MM80，磨完后进行分级，再磨之后的精矿进入旋流器，通过旋流器的分级，充分保证第二次精选的粒度。00214二到七次精选作业通过分级之后，溢流进入第二次精选，选出的精矿进入下一次精选，中矿返回到上一次浮选作业，依。
10、次完成三精到七次精选，所不同的是，在第二次精选和第四次精选当中分别加入抑制剂，抑制剂由硫酸、水玻璃、草酸组成，硫酸稀释，浓度达到8，水玻璃稀释，浓度达到75，草酸稀释，浓度达到7，再将以上的溶液按体积比122混合而成。0022此方法适合于石英含量较低，泥含量较大的低品位萤石氧化矿。0023实施例2与实施例1不同之处在于0024抑制剂中的硫酸、水玻璃和草酸分别进行稀释，浓度各达到6、6、9，然后按体积比为122混合制成。0025此方法适合于对泥含量较少的低品位萤石矿。0026实施例3与实施例1不同之处在于0027抑制剂中的硫酸、水玻璃和草酸分别进行稀释，浓度各达到9、55、55，然后按体积比为122混合制成。0028此方法适合于对石英含量高，且共生关系密切的低品位萤石矿。0029上述抑制剂的配置步骤首先对硫酸、水玻璃、草酸按要求进行稀释，其次把1体说明书CN102091673ACN102091679A3/3页5积的稀硫酸溶液置于一个容器当中，再把2体积水玻璃溶液倒入硫酸当中，适当搅拌2分钟，最后把2体积草酸溶液倒入上述混合溶液当中，适当搅拌2分钟即可。说明书CN102091673A。