一种分步回收萤石和重晶石的方法与流程

本发明涉及一种分步回收萤石和重晶石的方法，属于矿物加工技术领域。

背景技术：

随着近年氟化工行业的迅速发展，萤石资源需求日益高涨，许多国家已把萤石作为战略储备资源限制出口。攻克复杂难选的萤石分选技术，深度开发适合我国低贫杂的萤石选矿工艺和选择性好的新药剂，对于充分发挥和利用我国萤石资源具有重要作用。

重晶石通常与重晶石一起伴生，萤石与重晶石的分离提纯历来是一个选矿难题。在脂肪酸类捕收剂体系中，两种矿物表面活性相似，常使浮选分离发生困难，在含有方解石的情况下更是难以有效回收矿石中的有用矿物。国内外学者对萤石虽已有较多的研究，但主要集中在石英型、方解石型等矿物组成相对简单的矿石分选研究，对于与可浮性相近的重晶石-萤石的分离，仅有少量文献报道，但在工业生产中应用难以实现，绝大多数厂家都处于停产或亏损状态。

重晶石和萤石分离是提高萤石与重晶石矿产资源回收利用率及产品质量最关键的技术之一，然而就目前而言，对于重晶石和萤石分选的捕收剂主要是脂肪酸类捕收剂，由于重晶石和萤石表面性质比较相似，其对重晶石和萤石的选择性差，难以实现对重晶石和萤石的有效分离。因此，开发出高效、选择性好的重晶石、萤石捕收剂以及重晶石与萤石分选的工艺，对深度开发利用我国萤石、重晶石的资源具有重要意义。

技术实现要素：

针对现有萤石-重晶石表面性质相似，难以实现有效分离的问题，本发明提供了一种分步回收萤石和重晶石的方法，该方法对重晶石-萤石矿石可以实现较好的分离和回收。

为了实现上述目的，本发明方法具体步骤如下：

（1）先将含有重晶石、萤石的矿石粗磨至萤石单体解离，粗磨细度为-0.074mm占40%~70%；

（2）加入碳酸钠调节矿浆ph=7~9；

（3）加入水玻璃400g/t~2000g/t作为硅质和钙质脉石的抑制剂，搅拌3~8min；

（4）加入萤石捕收剂100g/t~1500g/t进行粗选至充分作用，将泡沫产品刮出作为萤石粗精矿；

（5）将萤石粗精矿进行1~3次精选得到萤石精矿，精选过程中加入糊精100g/t~1000g/t作为抑制剂，精选作业的尾矿返回粗磨作业；

（6）将步骤（4）萤石浮选尾矿采用螺旋溜槽进行重晶石的分离，螺旋溜槽的精矿为重晶石粗精矿，螺旋溜槽中矿进行再磨并返回步骤（4）粗选作业中，其中中矿磨矿细度为-0.074mm占70%~90%；螺旋溜槽尾矿直接抛尾；

（7）重晶石粗精矿进行1~3次螺旋溜槽精选后得到重晶石精矿和尾矿，重晶石精选作业的尾矿进行再磨后返回步骤（4）萤石粗选作业中。

上述方法中添加物的量均以含有重晶石、萤石的矿石的量计算。

所述步骤（4）中的萤石捕收剂，选用十二烷基氨基丙酸钠、硫酸铵、十二烷基硫酸钠的组合物作为捕收剂，各组成物及质量百分比为：十二烷基氨基丙酸钠10~80wt%、硫酸铵10~80wt%、十二烷基硫酸钠10~80wt%。

本发明具有以下优点和积极效果：

（1）该方法可以实现萤石-重晶石的有效分离和回收，而且工艺流程简单，容易实现；

（2）该组合捕收剂对萤石具有较好的选择性和捕收能力，只需添加少量的捕收剂和抑制剂就可以取得理想的分选效果；

（3）本发明对重晶石的回收主要采用重选的方法，不需要添加任何药剂和动力，经济而且环保。

附图说明

图1为本发明的工艺流程示意图。

具体实施方式

下面结合附图和实施例对本发明作进一步详细说明，但发明的保护范围并不限于所述内容；方法中添加物的量均以含有重晶石、萤石的矿石的量计算。

实施例1

如图1所示，云南某萤石原矿中caf2品位39.08%，baso4品位18.35%，其中萤石和重晶石伴生，具体步骤如下：

（1）先将含有重晶石、萤石的矿石粗磨至大部分萤石单体解离，粗磨细度为-0.074mm占40%；

（2）自然矿浆条件ph=7；

（3）加入水玻璃2000g/t作为硅质和钙质脉石的抑制剂，搅拌3min；

（4）加入萤石捕收剂1500g/t进行粗选至充分作用，将泡沫产品刮出作为萤石粗精矿，其中萤石捕收剂组成物及质量百分比为十二烷基氨基丙酸钠80wt%、硫酸铵10wt%、十二烷基硫酸钠10wt%；

（5）将萤石粗精矿进行1次精选得到萤石精矿，精选过程中加入糊精100g/t，作为抑制剂，精选作业的尾矿返回粗磨作业中；

（6）将萤石浮选尾矿采用螺旋溜槽进行重晶石的分离，螺旋溜槽的精矿为重晶石粗精矿，螺旋溜槽中矿则进行再磨并返回步骤（4）粗选作业中，磨矿细度为-0.074mm占70%；螺旋溜槽尾矿直接抛尾；

（7）重晶石粗精矿进行1次螺旋溜槽精选后得到重晶石精矿和尾矿，重晶石精选作业的尾矿进行再磨后返回步骤（4）萤石粗选作业。

最终得到萤石精矿中caf2品位93.15%，回收率97.61%，重晶石精矿中baso4品位88.15%，回收率58.61%。

实施例2

贵州某萤石-重晶石混合中矿caf2品位49.08%，baso4品位67.91%，其中萤石和重晶石伴生，具体步骤如下：

（1）先将含有重晶石、萤石的矿石粗磨至大部分萤石单体解离，粗磨细度为-0.074mm占60%；

（2）加入碳酸钠调整矿浆ph=8；

（3）加入水玻璃1000g/t作为硅质和钙质脉石的抑制剂，搅拌5min；

（4）加入萤石捕收剂800g/t进行粗选至充分作用，将泡沫产品刮出作为萤石粗精矿，其中萤石捕收剂组成物及质量百分比为十二烷基氨基丙酸钠10wt%、硫酸铵80wt%、十二烷基硫酸钠10wt%；

（5）将萤石粗精矿进行3次精选得到萤石精矿，精选过程中加入糊精500g/t，作为抑制剂，每个精选作业的尾矿合并后返回粗磨作业；

（6）将步骤（4）萤石浮选尾矿采用螺旋溜槽进行重晶石的分离，螺旋溜槽的精矿为重晶石粗精矿，螺旋溜槽中矿则进行再磨返回步骤（4）粗选作业中，其中中矿磨矿细度为-0.074mm占80%；螺旋溜槽尾矿直接抛尾；

（7）重晶石粗精矿进行3次螺旋溜槽精选后得到重晶石精矿和尾矿，重晶石精选作业的尾矿合并进行再磨后返回步骤（4）萤石粗选作业。

最终得到萤石精矿中caf2品位95.46%，回收率98.50%，重晶石精矿中baso4品位93.16%，回收率87.65%。

实施例3

湖北某萤石-重晶石混合粗精矿中caf2品位55.17%，baso4品位46.82%，其中萤石和重晶石伴生，具体步骤如下：

（1）先将含有重晶石、萤石的矿石粗磨至大部分萤石单体解离，粗磨细度为-0.074mm占70%；

（2）加入碳酸钠调整矿浆ph=9；

（3）加入水玻璃400g/t作为硅质和钙质脉石的抑制剂，搅拌8min；

（4）加入萤石捕收剂100g/t进行粗选至充分作用，将泡沫产品刮出作为萤石粗精矿，其中萤石捕收剂组成物及质量百分比为十二烷基氨基丙酸钠10wt%、硫酸铵10wt%、十二烷基硫酸钠80wt%；

（5）将萤石粗精矿进行2次精选得到萤石精矿，精选过程中加入糊精1000g/t，作为抑制剂，每个精选作业的尾矿合并后返回粗磨作业；

（6）将步骤（4）萤石浮选尾矿采用螺旋溜槽进行重晶石的分离，螺旋溜槽的精矿为重晶石粗精矿，螺旋溜槽中矿则进行再磨返回步骤（4）粗选作业中，其中中矿磨矿细度为-0.074mm占90%；螺旋溜槽尾矿直接抛尾；

（7）重晶石粗精矿进行2次螺旋溜槽精选后得到重晶石精矿和尾矿，重晶石精选作业的尾矿合并进行再磨后返回步骤（4）萤石粗选作业。

最终得到萤石精矿中caf2品位94.81%，回收率96.42%，重晶石精矿中baso4品位91.53%，回收率86.46%。

实施例4

福建某萤石-重晶石混合粗精矿caf2品位61.84%，baso4品位67.86%，其中萤石和重晶石伴生，具体步骤如下：

（1）先将含有重晶石、萤石的矿石粗磨至大部分萤石单体解离，粗磨细度为-0.074mm占50%；

（2）加入碳酸钠调整矿浆ph=8；

（3）加入水玻璃800g/t作为硅质和钙质脉石的抑制剂，搅拌6min；

（4）加入萤石捕收剂1200g/t进行粗选至充分作用，将泡沫产品刮出作为萤石粗精矿，其中萤石捕收剂组成物及质量百分比为十二烷基氨基丙酸钠40wt%、硫酸铵30wt%、十二烷基硫酸钠30wt%；

（5）将萤石粗精矿进行2次精选得到萤石精矿，精选过程中加入糊精400g/t，作为抑制剂，每个精选作业的尾矿合并后返回粗磨作业；

（6）将步骤（4）萤石浮选尾矿采用螺旋溜槽进行重晶石的分离，螺旋溜槽的精矿为重晶石粗精矿，螺旋溜槽中矿则进行再磨返回步骤（4）粗选作业中，其中磨矿细度为-0.074mm占85%；螺旋溜槽尾矿直接抛尾；

（7）重晶石粗精矿进行2次螺旋溜槽精选后得到重晶石精矿和尾矿，重晶石精选作业的尾矿合并进行再磨后返回萤石粗选作业。

最终得到萤石精矿中caf2品位95.88%，回收率98.40%，重晶石精矿中baso4品位92.53%，回收率91.05%。