一种分离低品级方解石-重晶石-萤石型矿石的分步浮选工艺，属于矿物加工技术领域，按以下步骤进行：将低品级萤石矿原矿破碎至-1.0mm，给入球磨机，磨细至-0.074mm的部分占70~95%，加水制成原矿浆；将矿浆放入脱泥浮选机中，搅拌下先加入调整剂碳酸钠，再加入水玻璃和捕收剂CA，调整矿浆的pH值；脱泥浮选的泡沫给入粗选浮选机，先加入组合抑制剂YS搅拌，然后加入正浮选捕收剂CA搅拌，进行正浮选粗选，分选出含重晶石的尾矿；正浮选粗选获得的粗精矿进行正浮选精选，获得萤石精矿，正浮选粗选获得的尾矿进行正浮选精选，获得重晶石精矿。本发明专利技术提出的分步浮选工艺，针对重晶石-萤石矿具有很好的分选效果，节能减排，易于实现萤石和重晶石的综合回收利用。
【技术实现步骤摘要】
一种分离低品级方解石-重晶石-萤石型矿石的分步浮选方法
本专利技术属于矿物加工
，特别涉及一种分离低品级方解石-重晶石-萤石型矿石的分步浮选方法。
技术介绍
萤石是一种战略性矿产资源，是制取含氟化合物的主要原料，不但广泛应用于冶金、化工、陶瓷、建材以及机械、电机、航空、农业、医药、精密仪器等工业部门，而且是原子能、火箭、宇航等尖端科学和新兴工业的重要高能材料。目前，随着全球氟碳化合物、含氟聚合物和含氟精细化学品的快速发展，国际市场萤石精粉面临着严重短缺，萤石已经成为一种极具重要的资源，因此如何利用和保护资源，保证我国氟化工稳定生产具有非常重要的现实意义。我国的萤石矿床主要有石英-萤石型矿石、方解石-萤石型矿石、硫化矿-萤石型矿石和萤石-重晶石-方解石型矿石等，其中萤石-重晶石-方解石型矿石的分离难度最大，主要是原矿矿物组成复杂，矿物共生关系密切，嵌布粒度较细，难于完全单体解离，尤其重晶石和萤石的可浮性相近，分离难度很大。常规流程由于在粗选时，矿浆中存在大量矿泥，矿泥本身会吸附在矿物表面，使矿物不能与捕收剂作用而不能上浮，从而导致尾矿中有用矿物含量高，大部分有用矿物富集在中矿中，精矿中有用矿物回收率降低。
技术实现思路
本专利技术所要解决的技术问题是针对现有技术的不足，提供一种方法设计合理、浮选药剂高效、有效解决萤石-重晶石-方解石型矿石的综合回水的分离低品级方解石-重晶石-萤石型矿石的分步浮选方法。本专利技术所要解决的技术问题是通过以下的技术方案来实现的。本专利技术是一种分离低品级方解石-重晶石-萤石型矿石的分步浮选方法，其特点是，其步骤如下：（1）将低品级萤石矿原矿破碎至-1mm，破碎后的物料给入球磨机，磨细至-0.074mm的部分占全部物料总重量的70~95%，然后加水制成重量浓度为20~40%的原矿浆；（2）将原矿浆放入浮选设备中，在搅拌速度1200~1800rpm条件下，先加入调整剂碳酸钠1500~2500g/t，调整矿浆的pH值为9.5~10.5，再加入分散剂水玻璃1200~2000g/t，搅拌，然后加入捕收剂CA300~600g/t，搅拌，进行脱泥浮选，分选出含石英和方解石的尾矿；（3）脱泥浮选获得的混合粗精矿进行1次正浮选粗选，获得萤石粗精矿，浮选时先加入组合抑制剂YS，在搅拌速度1200~1800rpm条件下搅拌，再加入捕收剂CA，搅拌，其中粗选时组合抑制剂YS的加入量为500~2000g/t，捕收剂CA的加入量为200~500g/t；（4）粗选精矿进行2~6次正浮选精选，获得萤石精矿，每次正浮选精选时先加入组合抑制剂YS，在搅拌速度1200~1800rpm条件下搅拌，其中正浮选精选时组合抑制剂YS的加入量为800~1500g/t，正浮选精选的尾矿逐级要返回到上一个浮选作业；（5）粗选尾矿进行2-5次正浮选精选，获得重晶石精矿，每次正浮选精选时除首次先加入脱药剂活性炭600~1200g/t，其它都是先加入水玻璃2000~5000g/t，在搅拌速度1200~1800rpm条件下搅拌，正浮选精Ⅰ的尾矿直接抛尾，正浮选精选Ⅱ的尾矿逐级返回到上一个浮选作业；所述的捕收剂CA为阴离子捕收剂C12-C20烷基脂肪酸或脂肪酸钠盐或脂肪酸钾盐；所述的组合抑制剂YS为硫酸铝与木质素磺酸钠按重量配比15:1~40:1配成的混合物。本专利技术所述的分离低品级方解石-重晶石-萤石型矿石的分步浮选方法技术方案中，进一步优选的技术方案或者技术特征是：1.步骤（1）中所述的低品级萤石矿原矿优选的主要成分按重量百分比含CaO35.0~45.0%，SiO210.0~20.0%，BaO15.00~25.00%，余量为杂质。2.步骤（1）中，破碎后的物料给入球磨机，磨细至-0.074mm的部分优选占全部物料总重量的75~85%，然后加水制成重量浓度优选为25~35%的原矿浆。3.步骤（2）和（3）中所述的搅拌的时间优选为3~4分钟。4.步骤（2）中，调整剂碳酸钠优选按1800~2200g/t加入，调整矿浆的pH值优选为9.8~10.2；分散剂水玻璃优选按1500~1800g/t加入；捕收剂CA优选按400~500g/t加入。5.步骤（3）中，粗选时组合抑制剂YS的加入量优选为1000~1500g/t，捕收剂CA的加入量优选为300~400g/t。6.步骤（4）中，粗选精矿优选进行3~4次正浮选精选；正浮选精选时组合抑制剂YS的加入量优选为1000~1200g/t。7.步骤（5）中，粗选尾矿优选进行2-3次正浮选精选；每次正浮选精选时除首次先加入脱药剂活性炭800~1000g/t，其它都是先加入水玻璃3000~4000g/t。8.步骤（4）与/或（5）中:在搅拌速度1200~1800rpm条件下搅拌，再加入捕收剂CA，捕收剂的加入量为50~300g/t。9.所述的组合抑制剂YS为硫酸铝与木质素磺酸钠优选按重量配比25:1~30:1配成的混合物。常规流程由于在粗选时，矿浆中存在大量矿泥，矿泥本身会吸附在矿物表面，使矿物不能与捕收剂作用而不能上浮，从而导致尾矿中有用矿物含量高，大部分有用矿物富集在中矿中，精矿中有用矿物回收率降低。而本专利技术首先在碱性条件下进行脱泥浮选，直接脱除了大量的石英和细泥，为下一步实现萤石和重晶石的分选提供了很好的浮选环境，然后抑制重晶石、方解石等脉石矿石优先浮选萤石，最后从粗尾矿中分选出重晶石，很好的实现了矿物的综合利用。传统的重晶石抑制剂选择性较差，本专利技术选用的重晶石抑制剂为组合抑制剂YS，选择性很强，药剂之间有很强的协同作用，重晶石、萤石捕收剂CA为混合捕收剂，有较好的抗硬水性，可以实现常温浮选。本专利技术方法获得的最终精矿中，萤石精矿（CaO）的品位为94.0~98.0%，萤石精矿回收率按重量百分比可以达到78.0~85.0%；重晶石精矿（BaO）的品位为90.0~95.0%，其回收率按重量百分比可以达到70.0~80.0%。与现有技术相比，本专利技术方法设计合理，所提出的分步浮选工艺，针对重晶石-萤石矿具有很好的分选效果，节能减排，有效地实现萤石和重晶石的综合回收利用。附图说明图1为本专利技术的一种工艺流程图。具体实施方式以下进一步描述本专利技术的具体技术方案，以便于本领域的技术人员进一步地理解本专利技术，而不构成对其权利的限制。实施例1，一种分离低品级方解石-重晶石-萤石型矿石的分步浮选方法，其步骤如下：（1）将低品级萤石矿原矿破碎至-1mm，破碎后的物料给入球磨机，磨细至-0.074mm的部分占全部物料总重量的70%，然后加水制成重量浓度为20%的原矿浆；（2）将原矿浆放入浮选设备中，在搅拌速度1200rpm条件下，先加入调整剂碳酸钠1500g/t，调整矿浆的pH值为9.5，再加入分散剂水玻璃1200g/t，搅拌，然后加入捕收剂CA300g/t，搅拌，进行脱泥浮选，分选出含石英和方解石的尾矿；（3）脱泥浮选获得的混合粗精矿进行1次正浮选粗选，获得萤石粗精矿，浮选时先加入组合抑制剂YS，在搅拌速度1200rpm条件下搅拌，再加入捕收剂CA，搅拌，其中粗选时组合抑制剂YS的加入量为500g/t，捕收剂CA的加入量为200g/t；（4）粗选精矿进行2次正浮选精选，获得萤石精矿，每次正浮选精选时先加入组合抑制剂YS，在搅拌速本文档来自技高网...
【技术保护点】
一种分离低品级方解石‑重晶石‑萤石型矿石的分步浮选方法，其特征在于，其步骤如下：（1）将低品级萤石矿原矿破碎至‑1mm，破碎后的物料给入球磨机，磨细至‑0.074mm的部分占全部物料总重量的70~95%，然后加水制成重量浓度为20~40%的原矿浆；（2）将原矿浆放入浮选设备中，在搅拌速度1200~1800rpm条件下，先加入调整剂碳酸钠1500~2500g/t，调整矿浆的pH值为9.5~10.5，再加入分散剂水玻璃 1200~2000g/t，搅拌，然后加入捕收剂CA 300~600g/t，搅拌，进行脱泥浮选，分选出含石英和方解石的尾矿；（3）脱泥浮选获得的混合粗精矿进行1次正浮选粗选，获得萤石粗精矿，浮选时先加入组合抑制剂YS，在搅拌速度1200~1800rpm条件下搅拌，再加入捕收剂CA，搅拌，其中粗选时组合抑制剂YS的加入量为500~2000g/t，捕收剂CA的加入量为200~500g/t；（4）粗选精矿进行2~6次正浮选精选，获得萤石精矿，每次正浮选精选时先加入组合抑制剂YS，在搅拌速度1200~1800rpm条件下搅拌，其中正浮选精选时组合抑制剂YS的加入量为800~1500g/t，正浮选精选的尾矿逐级要返回到上一个浮选作业；（5）粗选尾矿进行2‑5次正浮选精选，获得重晶石精矿，每次正浮选精选时除首次先加入脱药剂活性炭600~1200g/t，其它都是先加入水玻璃2000~5000g/t，在搅拌速度1200~1800rpm条件下搅拌，正浮选精Ⅰ的尾矿直接抛尾，正浮选精选Ⅱ的尾矿逐级返回到上一个浮选作业；所述的捕收剂CA为阴离子捕收剂C12‑C20烷基脂肪酸或脂肪酸钠盐或脂肪酸钾盐；所述的组合抑制剂YS 为硫酸铝与木质素磺酸钠按重量配比15:1~40:1配成的混合物。...
【技术特征摘要】
1.一种分离低品级方解石-重晶石-萤石型矿石的分步浮选方法，其特征在于，其步骤如下：（1）将低品级萤石矿原矿破碎至-1mm，破碎后的物料给入球磨机，磨细至-0.074mm的部分占全部物料总重量的70~95%，然后加水制成重量浓度为20~40%的原矿浆；（2）将原矿浆放入浮选设备中，在搅拌速度1200~1800rpm条件下，先加入调整剂碳酸钠1500~2500g/t，调整矿浆的pH值为9.5~10.5，再加入分散剂水玻璃1200~2000g/t，搅拌，然后加入捕收剂CA300~600g/t，搅拌，进行脱泥浮选，分选出含石英和方解石的尾矿；（3）脱泥浮选获得的混合粗精矿进行1次正浮选粗选，获得萤石粗精矿，浮选时先加入组合抑制剂YS，在搅拌速度1200~1800rpm条件下搅拌，再加入捕收剂CA，搅拌，其中粗选时组合抑制剂YS的加入量为500~2000g/t，捕收剂CA的加入量为200~500g/t；（4）粗选精矿进行2~6次正浮选精选，获得萤石精矿，每次正浮选精选时先加入组合抑制剂YS，在搅拌速度1200~1800rpm条件下搅拌，其中正浮选精选时组合抑制剂YS的加入量为800~1500g/t，正浮选精选的尾矿逐级要返回到上一个浮选作业；（5）粗选尾矿进行2-5次正浮选精选，获得重晶石精矿，每次正浮选精选时除首次先加入脱药剂活性炭600~1200g/t，其它都是先加入水玻璃2000~5000g/t，在搅拌速度1200~1800rpm条件下搅拌，正浮选精Ⅰ的尾矿直接抛尾，正浮选精选Ⅱ的尾矿逐级返回到上一个浮选作业；所述的捕收剂CA为阴离子捕收剂C12-C20烷基脂肪酸或脂肪酸钠盐或脂肪酸钾盐；所述的组合抑制剂YS为硫酸铝与木质素磺酸钠按重量配比15:1~40:1配成的混合物。2.根据权利要求1所述的分步浮选方法，...
【专利技术属性】
技术研发人员：李丰，杨勇，刘国举，李青海，刘星强，刘云涛，
申请(专利权)人：中蓝连海设计研究院，
类型：发明
国别省市：江苏;32
还没有人留言评论。发表了对其他浏览者有用的留言会获得科技券。