CN109225606A - 一种碳酸盐型萤石矿的分选***及分选工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明提供了一种碳酸盐型萤石矿的分选***及分选工艺，所述分选***包括按照物料输送方向依次相连的预处理机构、消化机构、浮选机构及后处理机构；所述分选工艺是将碳酸盐型萤石矿颗粒煅烧后，研磨成粉，再与水进行消化反应，得到氢氧化钙浆液，对其进行固液分离得到氢氧化钙乳液和料渣，对料渣进行浮选，以氟化钙为主的上浮物质经固液分离、干燥得到精矿；收集以二氧化硅为主的尾矿和浮选液体。本发明的分选***及工艺设计科学合理，工艺步骤少，操作简便，能耗低，分选效率高，得到以氟化钙为主的精矿和以二氧化硅为主的尾矿，还能得到氢氧化钙和/或碳酸钙副产品，合理利用水资源，具有良好的环境效益和经济效益。
Description
技术领域
本发明涉及一种矿石的分选***及分选工艺，具体地说是涉及一种碳酸盐型萤石矿的分选***及分选工艺。
背景技术
我国萤石矿产资源的潜力大，但富矿少，贫矿多，难选别的多，易选别的少；单一型萤石矿床多，但储量少；共伴生型矿床数量少，但是储量大。根据矿床的成因及共伴生矿物的不同，我国萤石矿主要分为三类：硅酸盐型萤石矿、碳酸盐型-硫酸盐型萤石矿、多金属共伴型萤石矿。目前以开发单一型萤石矿床为主，对共伴生型萤石矿的开发才刚刚开始。因技术受限，共伴生型萤石矿的综合回收难度大且资源浪费严重。针对不同萤石矿可采用不同的选矿工艺和方法，拣选、磁选、重选和浮选在萤石选矿中均有得到运用。
碳酸盐型萤石矿是未来开发的重点，目前大多以浮选的分离方法为主，但此类矿物成分复杂，选别难度大，资源综合利用率低。这是由于碳酸盐型萤石矿中存在萤石和方解石，萤石和方解石的晶格中均含有相同的金属阳离子——钙离子，且两者溶解性相似，部分萤石和方解石会溶解在溶液中，并以离子形式存在，溶解离子F-和CO3 2-会在其他矿物表面发生反应，使萤石和方解石矿物表面离子相互转化，则两种矿物具有相似的表面物理化学性质，且性质较为复杂，致使萤石和方解石的分离困难。此外，方解石饱和溶液中的平衡常数受矿浆pH值的影响较大，即浮选过程中的萤石和方解石之间的相互转化受矿浆pH值的影响较大，使得萤石和方解石的浮选分离的难度增大。同时，常规的抑制剂对碳酸钙含量较高的萤石矿难以实现对精矿中方解石进行有效的脱除。
现今在萤石矿选矿方面，阶段磨矿、阶段选别、多次精选是萤石浮选的主体工艺（如图1所示），但该工艺存在结构复杂，占地面积广、能耗大等缺点，而且仅限于萤石矿中氟化钙的提取，尾矿中氟化钙含量为14.78wt%，碳酸钙含量为50.05wt%，二氧化硅含量为19.61%，不能充分利用萤石矿，浪费资源，所得到的大量尾矿堆积如山，污染环境。此外，虽然行业内对方解石分离的浮选药剂进行了大量研究，也取得了许多研究成果，但浮选分离及浮选药剂应用的局限性仍然很大，目前尚未开发出成熟的浮选***及工艺，而且鲜有高效、稳定的抑制剂。因此，亟需开发可用于碳酸盐型萤石矿分选的新型浮选设备和浮选工艺。
发明内容
本发明的目的之一是提供一种碳酸盐型萤石矿的分选***。
本发明的目的之二是提供一种碳酸盐型萤石矿的分选工艺。
本发明的目的之一是这样实现的：
一种碳酸盐型萤石矿的分选***，包括预处理机构、消化机构、浮选机构及后处理机构；
所述预处理机构包括按照物料输送方向依次相连的煅烧炉和研磨装置，所述煅烧炉用于煅烧颗粒状碳酸盐型萤石矿，所述研磨装置用于将煅烧后的碳酸盐型萤石矿颗粒研磨成粉；
所述消化机构包括按照物料输送方向依次相连的消化罐、第一固液分离装置及乳液罐，所述消化罐与所述研磨装置的出料口相接，用于使煅烧后的碳酸盐型萤石矿颗粒与水进行消化反应，得到氢氧化钙浆液；所述第一固液分离装置用于分离来自所述消化罐的氢氧化钙浆液，所述乳液罐用于储存来自所述第一固液分离装置的氢氧化钙乳液；
所述浮选机构包括浮选机、第二固液分离装置和尾矿储罐，所述浮选机的进料口与所述第一固液分离装置的料渣出口相接，用于对来自所述第一固液分离装置的料渣进行浮选，分离其中的氟化钙和二氧化硅；所述第二固液分离装置与所述浮选机的上浮物质收集料槽相接，用于分离来自所述浮选机的上浮物质氟化钙；所述尾矿储罐与所述浮选机的液体出口相接，用于储存来自所述浮选机的液体和尾矿；
所述后处理机构包括干燥装置，所述干燥装置的入口与所述第二固液分离装置的固体出口相接，用于干燥来自所述第二固液分离装置的固体。
所述预处理机构还可包括破碎机，其出料口与所述煅烧炉的进料口相接，用于将碳酸盐型萤石矿破碎。
优选地，所述破碎机与所述煅烧炉之间通过第一皮带输送机相连，所述煅烧炉与所述研磨装置之间通过第二皮带输送机相连；所述研磨装置优选为球磨机。
所述消化机构还可包括m个用于进一步分离所述氢氧化钙乳液中的固体和液体的旋液分离器，m≥1；在所述消化机构内设置有n个乳液罐，n=m+1；所述第一旋液分离器的进料口与所述第一乳液罐的出口相接，所述第一旋液分离器的出渣口与所述浮选机的进料口相接，所述第一旋液分离器的液体出口与所述第二乳液罐的进料口相接，依次类推，所述第m个旋液分离器的进料口与所述第m个乳液罐的出口相接，所述第m个旋液分离器的出渣口与所述浮选机的进料口相接，所述第m个旋液分离器的液体出口与所述第m+1个乳液罐的进料口相接。
在所述消化罐上设置有进料口、进水口及出料口，优选地，所述消化罐的进料口与所述研磨装置的出料口通过封闭式计量螺旋输送机连接，以将煅烧后的碳酸盐型萤石矿粉末输送至消化罐，并计量重量；在所述消化罐的进水口设置有计量泵，以计量进入所述消化罐的水的量。
在所述第一固液分离装置上设置有废渣收集装置，所述废渣收集装置的出料口与所述浮选机的进料口相接；优选地，所述废渣收集装置为刮板输送机。
所述第一固液分离装置可为振动筛或其他固液分离装置，以分离来自所述消化罐的氢氧化钙浆液。
所述浮选机构还可包括电解浮选装置和废水储罐，所述电解浮选装置用于净化分离浮选后的水，在所述尾矿储罐上设置有水泵，用以将其中的水输送至所述电解浮选装置，所述电解浮选装置的料渣收集槽与所述第二固液分离装置的进料口相接，所述电解浮选装置的出料口与废水储罐相接。
所述第二固液分离装置可为压滤机或其他固液分离装置。
所述第二固液分离装置的液体出口可与储水罐相接，用于对第二固液分离装置所分离得到的液体（水）进行回收利用，所述储水罐中的水可作为消化罐、浮选机的物料用水，也可用于振动筛等设备的清洗。
本发明的目的之二是这样实现的：
一种碳酸盐型萤石矿的分选工艺，包括如下步骤：
（a）将颗粒状碳酸盐型萤石矿于900~1050℃煅烧30~100min，并将所得煅烧后的碳酸盐型萤石矿颗粒研磨成粉；
（b）将步骤（a）所得煅烧后的碳酸盐型萤石矿粉末与水进行消化反应，得到氢氧化钙浆液，对所得氢氧化钙浆液进行固液分离，得到氢氧化钙乳液和料渣，将氢氧化钙乳液存储在乳液罐中；
（c）对步骤（b）所得的料渣进行浮选，以氟化钙为主的上浮物质经固液分离、干燥得到精矿；收集以二氧化硅为主的尾矿和浮选液体。
行业内已知煅烧时间、煅烧温度、粒度三者之间的线性关系确定煅烧时间，即：900℃时，其煅烧速度约为每小时3mm；1000℃时，其煅烧速度约为每小时7mm；1050℃时，其煅烧速度约为每小时10mm；1100℃时，其煅烧速度约为每小时16mm。本发明的煅烧温度和煅烧时间适用于粒度为1~2cm的碳酸盐型萤石矿颗粒。
优选地，步骤（a）中，将粒状碳酸盐型萤石矿于1000℃煅烧40min。
优选地，将煅烧后的碳酸盐型萤石矿颗粒研磨至200目。
优选地，步骤（b）中，煅烧后的碳酸盐型萤石矿粉末与45~55℃的水的质量比为1∶3~4，消化反应的时间为30min。
步骤（c）中，进行浮选时，浮选机内的水与料渣的质量比为1∶4，并采用0.01mol/L的碳酸钠溶液调节溶液的pH值为9左右；以硅酸钠为抑制剂，其加入质量为料渣质量的0.04%，以油酸钠为浮选剂，其加入质量为料渣质量的1.5%。
优选地，碳酸盐型萤石矿的分选工艺还可包括：（d）分离步骤（b）所得氢氧化钙乳液中的固体和液体，将所得固体于步骤（b）中所得的料渣混合，并继续按步骤（c）进行处理。
优选地，碳酸盐型萤石矿的分选工艺还可包括：（e）将步骤（c）中所得尾矿和浮选液体静置，将所得液体再进行电解浮选，经电解浮选所得到的以氟化钙为主的上浮物质经固液分离、干燥得到精矿。
煅烧后的碳酸盐型萤石矿为200目时，进行电解浮选时所采用的电流强度是100mA，阴极孔径为74um，以浓度为5*10-5mol/L的油酸钠为浮选剂。
本发明通过将碳酸盐型萤石矿颗粒进行煅烧后球磨成粉，之后与水进行消化反应，得到氢氧化钙浆液，并分离其中的氢氧化钙乳液和料渣，再对料渣进行浮选和电解浮选，无需进行后续的再浮选过程，即可将碳酸盐型萤石矿中的萤石和方解石的分离，得到以氟化钙为主的精矿和以二氧化硅为主的尾矿，还能得到氢氧化钙和/或碳酸钙副产品，实现对矿石的最大限度利用，节约资源，避免污染；同时，可将电解浮选后的水及压滤机中所产生的水回用，合理利用水资源。
本发明的分选***及工艺设计科学合理，工艺步骤少，操作简便，占地面积小，能耗低，碳酸盐型萤石矿分选效率高，且能够合理利用不可再生资源并减少环境污染，具有良好的环境效益和经济效益，具有广泛的工业应用前景。
附图说明
图1是现有碳酸盐型萤石矿的分选工艺流程图。
图2是本发明碳酸盐型萤石矿分选***的结构示意图。
图3是本发明碳酸盐型萤石矿分选工艺的流程图。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明做进一步的阐述，下述实施例仅作为说明，并不以任何方式限制本发明的保护范围。
在下述实施例中未详细描述的过程和方法是本领域公知的常规方法，实施例中所用试剂均为分析纯或化学纯，且均可市购或通过本领域普通技术人员熟知的方法制备。下述实施例均实现了本发明的目的。
下述实施例中的碳酸盐型萤石矿经破碎后的粒度约为1~2cm，其主要成分包括31.145wt%氟化钙、44.89 wt%碳酸钙和8.14 wt%二氧化硅。
如图2所示，本发明的碳酸盐型萤石矿的分选***包括预处理机构、消化机构、浮选机构及后处理机构。
预处理机构包括按照物料输送方向依次相连的破碎机11、煅烧炉12和研磨装置13。在破碎机11上设置有进料口和出料口，进料口用于使原矿石经斗式提升机进入破碎机11，在破碎机出料口的下部设置有分选筛，用于将破碎后的矿石筛分，得到具有合适粒度的矿石，并将其进行后续处理。在破碎机11的出料口与煅烧炉12的进料口之间设置有第一皮带输送机，其位于分选筛的下方，用于将分选得到的具有合适粒度的矿石输送到煅烧炉12的进料口。在煅烧炉12的出料口与研磨装置13的入料口之间设置有第二皮带输送机，以将煅烧后的物料输送到研磨装置。图2中示出的研磨装置为球磨机，还可以根据需要采用其他的研磨装置。
消化机构包括按照物料输送方向依次相连的消化罐21、第一固液分离装置22、乳液罐23及旋液分离器24。图2中示出的第一固液分离装置22为振动筛，还可选用其他的固液分离装置。消化罐21的进料口与球磨机的出料口之间采用封闭式计量螺旋输送机连接，用于将球磨后的粉末输送到消化罐21进行消化，并计量进入消化罐21的粉末重量。在消化罐21上的自来水进水口处设置有计量泵，用于计量注入消化罐内的自来水的量，通常进水量（重量）是计量式螺旋输送机所输送粉末的量的3倍。
在消化罐21和振动筛之间设置有物料泵，物料泵的进口与消化罐的出料口相接，物料泵的出口与振动筛的进口管道相接，从而将经消化罐21消化后的物料经物料泵输入振动筛。振动筛上的液体出口设置在振动筛的下方，其经管道与第一乳液罐相接；振动筛的料渣出口设置在其上部，优选地，料渣出口与滤渣收集装置的进料口相接，滤渣收集装置可为刮板输送机，以高效地收集自振动筛的料渣出口而出的料渣。
在消化机构中可设置m个旋液分离器和n个乳液罐，m为正整数且m≥1，n=m+1。每个乳液罐上均设置有乳液泵，且乳液罐与旋液分离器形成一个组合，以将乳液罐内少量的料渣分离出来；其中，第一乳液罐底部的出料口与第一乳液泵的进料口经管道相接，第一乳液泵的出料口与第一旋液分离器的上部经管道相接，第一旋液分离器的下部进料口与第二乳液罐经管道相接，第一旋液分离器上部的出渣口与浮选机的进料口或滤渣收集装置刮板输送机相连接，依次类推，所述第m个旋液分离器的进料口与所述第m个乳液罐的出口相接，所述第m个旋液分离器的出渣口与所述浮选机的进料口或滤渣收集装置刮板输送机相接，所述第m个旋液分离器的液体出口与所述第m+1个乳液罐的进料口相接。
浮选机构包括浮选机31、第二固液分离装置32、尾矿储罐33、电解浮选装置34和废水储罐35，第二固液分离装置32可为压滤机。浮选机31的进料口与振动筛的料渣出口或废渣收集装置刮板输送机的出料口相接，且在两者之间设置有计量装置，可采用封闭式计量螺旋输送机，用于按照进入浮选机的滤渣的量来计算浮选剂的用量。浮选机31可以采用现有的结构，在浮选机31上设置有收集料槽和出水口，以使浮选机中的上浮物质进入收集料槽，收集料槽与压滤机的进料口之间经第一渣浆泵相接，压滤机的固体出口与干燥机的入口经第三皮带输送机相接。优选地，考虑到压滤机的处理量限制或故障问题，浮选机31的收集料槽还可与废渣存储罐36相接，如遇特殊情况，可将上浮物质暂时存放在废渣存储罐36中。在浮选机31中进行浮选后的水和尾矿流入尾矿储罐33，在尾矿储罐33内设置有水泵，以将浮选后的废水输送至电解浮选装置34。
电解浮选装置34用于净化分离浮选后的水，电解浮选装置34也可采用现有的结构，在其上设置有进料口、料渣收集槽和出料口，进料口与尾矿储罐33上的水泵出口相接，料渣收集槽与压滤机的进料口经第二渣浆泵相接，出料口与废水储罐35相接。
此外，压滤机的液体出口可与储水罐相接，用于对压滤机所分离得到的液体（水）进行回收利用。储水罐中的水可作为消化罐、浮选机的物料用水，也可用于振动筛等设备的清洗。
后处理机构包括干燥装置41，本实施例中的干燥装置为干燥机，还可采用其他干燥装置。干燥机的入口与压滤机的固体出口相接，用于干燥来自压滤机的固体氟化钙，干燥后所得的氟化钙即为精矿。
采用该分选***进行碳酸盐型萤石矿分选时，如图3所示，首先将碳酸盐型萤石矿原矿石置于斗式提升机的进料口，经斗式提升机将原矿石送入破碎机11进行破碎，破碎后的矿石经分选筛分选后得到合适粒度的矿石，之后将其经第一皮带输送机输送至煅烧炉12的进料口，并在煅烧炉12中进行煅烧。优选的煅烧温度为900~1050℃，在已知煅烧温度和破碎后的矿石粒度的情况下，根据行业内已知的煅烧时间、煅烧温度、粒度三者之间的线性关系确定煅烧时间，即：900℃时，其煅烧速度约为每小时3mm；1000℃时，其煅烧速度约为每小时7mm；1050℃时，其煅烧速度约为每小时10mm；1100℃时，其煅烧速度约为每小时16mm。
煅烧完成后，经第二皮带输送机将煅烧后的物料输送到球磨机，对物料进行球磨，得到所需粒度的物料。将球磨后具有特定粒度的物料经封闭式计量螺旋输送机输送到消化罐21进行消化，并计量所输送的物料的量，根据所输送物料的量向消化罐21内注入自来水。优选地，自来水为45~55℃的热水。在消化罐内可设置有搅拌桨，对其中的料浆进行搅拌，以更充分地消化，得到氢氧化钙浆液。
消化完成后，通过第一物料泵将氢氧化钙浆液泵入振动筛，进行过筛冲洗过滤，所得氢氧化钙乳液经管道进入乳液罐23，再经旋液分离器24进行分离，除去氢氧化钙乳液中的废渣。振动筛中分离出的料渣与旋液分离器24中所得到的废渣均被输送至浮选机31，并向其中加入浮选药剂，以采用浮选法分离料渣中的物料（主要包含氟化钙和二氧化硅）。为更高效地利用并分离碳酸盐型萤石矿的物质，本发明中的浮选分为两步，首先采用油酸钠作为浮选剂在浮选机31中进行初选，之后采用电解浮选法在电解浮选装置34中对初选后的废水进行净化分离。
经浮选机31浮选后的上浮物质（以氟化钙为主）泵入压滤机，经压滤机压滤后，将所浮选的上浮物质送入干燥机进行干燥，即可得到以氟化钙为主的精矿。浮选机31浮选后的尾矿和废水进入尾矿储罐33，静置沉淀，将浮选后的废水经设置在尾矿储罐内的水泵输送至电解浮选装置34，以对初选后的废水进行净化分离，在尾矿储罐33内即可得到以二氧化硅为主的尾矿。将电解浮选装置中所得到的上浮物质也送入压滤机压滤，再经干燥机进行干燥。
实施例1
将碳酸盐型萤石矿颗粒置于煅烧炉中于900℃煅烧100min，之后将煅烧后的萤石矿在球磨机中研磨至200目。将煅烧后的萤石矿粉末送入消化罐中，与50℃左右的热水按照质量比为1∶3进行消化，得到氢氧化钙浆液。将氢氧化钙浆液输入至振动筛，经冲洗过滤后，得到氢氧化钙乳液和料渣，所得料渣主要为氟化钙和二氧化钙，所得氢氧化钙乳液中主要含有氢氧化钙及少量的氟化钙和二氧化硅等。用旋液分离器分离出氢氧化钙乳液中的废渣（氟化钙和二氧化硅为主），之后与料渣一同进行浮选，采用浮选法分离其中的氟化钙和二氧化硅。
进行初选时，根据滤渣和料渣中的氟化钙和二氧化硅的质量向浮选机内加入水，使料浆中所含料渣的质量浓度为20%，此时料浆的pH为7.0~7.50，用0.01mol/L碳酸钠溶液调节pH值至9左右，2min后加入适量的浓度为0.0004g/ml的硅酸钠溶液，其添加量为矿粉质量的0.04%，搅拌3min后加入油酸钠固体，油酸钠固体添加质量为矿粉质量的1.5%。经过初选后，上浮物质主要以氟化钙为主，液体和尾矿中主要以二氧化硅为主。
将初选后的液体采用电解浮选法进行净化分离，由于废水的pH都维持在7.50~11.00之间，为萤石浮选的最佳pH范围，故不需对矿浆pH进行调整。根据球磨机得到的物料粒度选择合适的电流强度和阴极孔径。当矿石粒度为200目时，电解浮选的电流强度为100mA，阴极孔径为74μm。向电解浮选机中加入油酸钠，调节油酸钠的浓度为5*10-5mol/L。
实施例2
将碳酸盐型萤石颗粒置于煅烧炉中于950℃煅烧60min，之后将煅烧后的萤石矿在球磨机中研磨至200目。将煅烧后的萤石矿粉末按照实施例1的步骤和参数进行消化、浮选和电解浮选。
实施例3
将碳酸盐型萤石矿颗粒置于煅烧炉中于1000℃煅烧40min，之后将煅烧后的萤石矿在球磨机中研磨至200目。将煅烧后的萤石矿粉末按照实施例1的步骤和参数进行消化、浮选和电解浮选。
实施例4
将碳酸盐型萤石矿颗粒置于煅烧炉中于1050℃煅烧30min，之后将煅烧后的萤石矿在球磨机中研磨至200目。将煅烧后的萤石矿粉末按照实施例1的步骤和参数进行消化、浮选和电解浮选。
对比例1
将碳酸盐型萤石矿颗粒置于煅烧炉中于1100℃煅烧20min。煅烧结束后，矿石烧焦。
对比例2
将碳酸盐型萤石矿颗粒在球磨机中研磨至200目，之后置于煅烧炉中于950℃煅烧60min，并在煅烧过程中向煅烧炉中通入氧气。
煅烧后得到的矿石粉末烧焦而且结块，无法进行后续的消化、浮选过程。分析煅烧后的萤石矿中各成分含量，其中氟化钙为39.66wt%，氧化钙为54.97wt%。
对比例3
将碳酸盐型萤石矿颗粒在球磨机中研磨至200目，之后置于煅烧炉中于1000℃煅烧40min，并在煅烧过程中向煅烧炉中通入氧气。
煅烧后得到的矿石粉末烧焦而且结块，无法进行后续的消化、浮选过程。分析煅烧后的萤石矿中各成分含量，其中氟化钙为39.91wt%，氧化钙为56.66wt%。
由于碳酸盐型萤石矿中钙的氧化物主要为碳酸钙，煅烧后的萤石矿中，钙的氧化物主要以氧化钙的形式存在，为便于比较，将氧化钙折算为相应的碳酸钙的量。由对比例2和对比例3的成分分析可知，煅烧后的萤石矿颗粒中氟化钙、氧化钙的含量高于未经煅烧的萤石矿，也就是说，将萤石矿颗粒先磨粉后再进行煅烧，没有明显降低萤石矿中的碳酸钙的含量，反而由于在煅烧过程中通入氧气而增加了对设备和工艺的要求。
实施例5
将未煅烧的萤石矿及实施例2~3煅烧后的萤石矿、消化后所得料渣及实施例3的浮选过程前后物料进行成分分析，结果分别如下表1~3所示。
在下表中，由于碳酸盐型萤石矿中钙的氧化物主要为碳酸钙，煅烧后的萤石矿中，钙的氧化物主要以氧化钙的形式存在，为便于比较，将氧化钙折算为相应的碳酸钙的量，其中，实施例2、3煅烧后的萤石矿中氧化钙的含量分别为29.13wt%、28.73wt%。
表1 未煅烧的萤石矿与煅烧后的萤石矿成分分析
表2 消化后所得料渣成分分析
从表2中可以看出，萤石矿煅烧后，对氟化钙和二氧化硅无影响；消化分离过程会损失一部分的氟化钙，碳酸钙含量由44.89wt%，降低为3.655wt%（平均值），碳酸钙含量降低91.86wt%。
表3 浮选过程前后物料成分分析
注：氢氧化钙浆液过筛分离，氟化钙含量有损失。
Claims (10)
1.一种碳酸盐型萤石矿的分选***，其特征在于，包括预处理机构、消化机构、浮选机构及后处理机构；
所述预处理机构包括按照物料输送方向依次相连的煅烧炉和研磨装置，所述煅烧炉用于煅烧颗粒状碳酸盐型萤石矿，所述研磨装置用于将煅烧后的碳酸盐型萤石矿颗粒研磨成粉；
所述消化机构包括按照物料输送方向依次相连的消化罐、第一固液分离装置及乳液罐，所述消化罐与所述研磨装置的出料口相接，用于使煅烧后的碳酸盐型萤石矿粉末与水进行消化反应，得到氢氧化钙浆液；所述第一固液分离装置用于分离来自所述消化罐的氢氧化钙浆液，所述乳液罐用于储存来自所述第一固液分离装置的氢氧化钙乳液；
所述浮选机构包括浮选机、第二固液分离装置和尾矿储罐，所述浮选机的进料口与所述第一固液分离装置的料渣出口相接，用于对来自所述第一固液分离装置的料渣进行浮选，分离其中的氟化钙和二氧化硅；所述第二固液分离装置与所述浮选机的上浮物质收集料槽相接，用于分离来自所述浮选机的上浮物质氟化钙；所述尾矿储罐与所述浮选机的液体出口相接，用于储存来自所述浮选机的液体和尾矿；
所述后处理机构包括干燥装置，所述干燥装置的入口与所述第二固液分离装置的固体出口相接，用于干燥来自所述第二固液分离装置的固体。
2.根据权利要求1所述的碳酸盐型萤石矿的分选***，其特征在于，所述预处理机构还包括破碎机，其出料口与所述煅烧炉的进料口相接，用于将碳酸盐型萤石矿破碎。
3.根据权利要求1所述的碳酸盐型萤石矿的分选***，其特征在于，所述消化机构还包括m个用于进一步分离所述氢氧化钙乳液中的固体和液体的旋液分离器，m≥1；在所述消化机构内设置有n个乳液罐，n=m+1；所述第一旋液分离器的进料口与所述第一乳液罐的出口相接，所述第一旋液分离器的出渣口与所述浮选机的进料口相接，所述第一旋液分离器的液体出口与所述第二乳液罐的进料口相接，依次类推，所述第m个旋液分离器的进料口与所述第m个乳液罐的出口相接，所述第m个旋液分离器的出渣口与所述浮选机的进料口相接，所述第m个旋液分离器的液体出口与所述第m+1个乳液罐的进料口相接。
4.根据权利要求1所述的碳酸盐型萤石矿的分选***，其特征在于，所述浮选机构还包括电解浮选装置和废水储罐，所述电解浮选装置用于净化分离浮选后的水，在所述尾矿储罐上设置有水泵，用以将其中的水输送至所述电解浮选装置，所述电解浮选装置的料渣收集槽与所述第二固液分离装置的进料口相接，所述电解浮选装置的出料口与废水储罐相接。
5.根据权利要求1所述的碳酸盐型萤石矿的分选***，其特征在于，在所述第一固液分离装置上设置有废渣收集装置，所述废渣收集装置的进料口与所述第一固液分离装置的料渣出口相接，所述废渣收集装置的出料口与所述浮选机的进料口相接；所述废渣收集装置为刮板输送机。
6.一种碳酸盐型萤石矿的分选工艺，其特征在于，包括如下步骤：
（a）将颗粒状碳酸盐型萤石矿于900~1050℃煅烧30~100min，并将煅烧后的碳酸盐型萤石矿颗粒研磨成粉；
（b）将步骤（a）所得煅烧后的碳酸盐型萤石矿粉末与水进行消化反应，得到氢氧化钙浆液，对所得氢氧化钙浆液进行固液分离，得到氢氧化钙乳液和料渣，将氢氧化钙乳液存储在乳液罐中；
（c）对步骤（b）所得的料渣进行浮选，以氟化钙为主的上浮物质经固液分离、干燥得到精矿；收集以二氧化硅为主的尾矿和浮选液体。
7.根据权利要求6所述的碳酸盐型萤石矿的分选工艺，其特征在于，将颗粒状碳酸盐型萤石矿于1000℃煅烧40min，并将煅烧后的碳酸盐型萤石矿研磨至200目。
8.根据权利要求6所述的碳酸盐型萤石矿的分选工艺，其特征在于，步骤（b）中，煅烧后的碳酸盐型萤石矿粉末与45~55℃水的质量比为1∶3~4，消化反应的时间为30min；步骤（c）中，进行浮选时，浮选机内的水与料渣的质量比为1∶4，并采用0.01mol/L的碳酸钠溶液调节溶液的pH值为9；以硅酸钠为抑制剂，其加入质量为料渣质量的0.04%，以油酸钠为浮选剂，其加入质量为料渣质量的1.5%。
9.根据权利要求6所述的碳酸盐型萤石矿的分选工艺，其特征在于，还包括：
（d）分离步骤（b）所得氢氧化钙乳液中的固体和液体，将所得固体与步骤（b）所得的料渣混合，进行后续处理；
（e）将步骤（c）中所得尾矿和浮选液体静置，其中，将所得液体再进行电解浮选，经电解浮选所得的以氟化钙为主的上浮物质经固液分离、干燥得到精矿。
10.根据权利要求8所述的碳酸盐型萤石矿的分选工艺，其特征在于，电解浮选所采用的电流强度是100mA，阴极孔径为74μm，以浓度为5*10-5mol/L的油酸钠为浮选剂。
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