一种从尾矿中回收超低品位重晶石的选矿方法与流程

本发明涉及重晶石选矿技术领域，特别涉及一种从尾矿中回收超低品位重晶石的选矿方法。

背景技术：

重晶石是钡最重要的组成矿物，化学成分为baso4，具有密度大(4.3g/cm3～4.5g/cm3)、莫氏硬度低(2.5～3.5)、化学性质稳定、不溶于水和盐酸、无磁性和毒性的特点。因此，重晶石被广泛用于油气勘探与钻探、各种钡化工原料、添加料、建筑材料等众多领域。目前，重晶石最大工业用途是作石油、天然气等钻井泥浆的加重剂，可以抵抗在钻井过程中来自地层的压力防止坍塌，并阻止地层中其它流体进入井孔。

我国重晶石资源储量和产量居世界首位，但大部分重晶石矿床是和其它的矿种伴生，随着我国工业化进程加快，单一、高品位重晶石不断开发利用，导致目前开发的重晶石矿大多具有贫、细、杂等特点，开发利用难度大、经济效益差。在我国的经济发展中，重晶石有着极重要的作业，研究重晶石的选矿方法提高产品品位有着重要的现实意义。

目前在我国重晶石的选矿方法主要是重选和浮选以及与其他方法结合的联合选矿法。因重晶石的可浮性较好，浮选重晶石主要采用正浮选。而目前能开发利用的重晶石矿，大多重晶石品位均在30％以上，且杂质含量较少。例如：1、浙江平水铜尾矿，尾矿中重晶石含量67.9％，萤石含量13.7％，其它杂质含量18.4％。2、衡阳县某重晶石矿，原矿中重晶石含量35.6％。3、福建永安地区重晶石矿，原矿中重晶石含量71.50％，4、武陵山系萤石重晶石矿，原矿中重晶石含量30％～60％。

四川省凉山州某氟碳铈矿，经其选矿流程分选后，留下的磁选尾矿中含稀土、萤石、重晶石、石英、碳酸盐及其它脉石，重晶石含量仅为5％～8％，且含泥量高，组成复杂，相比其它重晶石矿，品位仅为其1/10，属于超低品位重晶石尾矿(重晶石品位在10％以下为超低品位)。

1、如果采用现有常规工艺阶段浮选、中矿阶段返回的重晶石浮选工艺，则最终得到的重晶石精矿其他矿物含量多(例如萤石)，品位无法达到重晶石市场应用标准(品位95％，比重4.3)。如果优先选萤石，则必先抑制重晶石，重晶石抑制后难以活化，重晶石浮选困难。

另外，由于尾矿中泥含量高，常规重晶石捕收剂浮选过程中泡沫量大，易于跑槽，且虚泡偏重，泡沫带上的泥及杂质含量较高，如阶段返回，必然造成精选次数增加，选矿成本增加，重晶石的作业回收率偏低，企业利润低。

中国专利cn108176517a公开了一种重晶石矿石的选矿工艺，其工艺大致步骤为：对重晶石原矿球磨后，通过1粗+5精+酸浸的选矿工艺，把品位为74％的重晶石原矿经浮选后品位提高至88.27％，再经酸浸后品位提高至93.79％。在其说明书中，对比例2采用的是1粗+1扫+3精的浮选工艺，其最终浮选结果是，重晶石浮选精矿品位达不到精矿品级要求。

然而，采用1粗+5精+酸浸的选矿工艺只适合用于高品位的重晶石原矿的重晶石分选，其并不适合含超低品位重晶石的尾矿的分选，主要缘由在于，高品位的重晶石原矿在浮选时，其磨矿产品细度较粗，一般大于100微米级，泡沫产生量不大，含泥量少，进而能够方便重晶石捕收剂捕收重晶石，捕收效果好，回收率高，即使浮选粒度小于100微米级，由于泥含量和泡沫量相对较少，重晶石捕收剂捕收的重晶石中泥含量少，经过多次精选浮选后，浮选效果也能得到保证，但是对于细度在100微米以下、含泥量高的低品位重晶石尾矿来说，在浮选时，由于细度很细，含泥量高，导致泡沫量大，易于跑槽，且虚泡偏重，泡沫带上的泥及杂质含量较高，重晶石捕收剂无法聚集捕收，浮选精矿的品位始终达不到要求，回收率也很低，因此，上述方法也不能用于低品位重晶石尾矿的分选。

技术实现要素：

本发明的发明目的在于：针对上述存在的问题，提供一种从尾矿中回收超低品位重晶石的选矿方法，通过利用重晶石可浮性较好的特性，采用优先浮选重晶石的工艺流程，再通过配制专用的浮选药剂，利用絮凝浮选法，在未增加分选工艺工序的情况下，实现了从超低品位重晶石矿中分选出高品位重晶石精矿，解决了现有重晶石分选工艺不能分选超低品位重晶石矿的缺陷。

本发明采用的技术方案如下：一种从尾矿中回收超低品位重晶石的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：

步骤1、对尾矿进行重晶石粗选浮选，得到粗选精矿和粗选尾矿，其中，粗选时，加入重晶石捕收剂0.9－3.0kg/t、2.3－2.5模数水玻璃0.9－3.0kg/t和高分子絮凝剂50－200g/t；

步骤2、对粗选精矿进行三次精选浮选后，得到品位合格的重晶石精矿。

在上述方法中，最重要的创新点在于粗选时浮选药剂的选择，选择重晶石捕收剂是为了对重晶石进行选择性捕收，重晶石捕收剂可以为常用的十二烷基磺酸钠，在浮选时加入水玻璃的主要目的是作为分散剂使用，由于尾矿中含泥量很高，泡沫量大，加入水玻璃后，泡沫现象得到有效改善，泡沫产生量得到控制，能够强烈地抑制与重晶石具有相近可浮性的脉石矿物，为捕收剂提供良好捕收环境，高分子絮凝剂的使用不仅具有一定的消泡作用，其还能使泡沫稳定，进而避免跑槽和大量虚泡的产生，泡沫稳定后，泡沫带上大量的泥及杂质沉降并与泡沫分离，并对重晶石进行选择性絮凝(即利用絮凝浮选法)，然后再通过捕收剂将主要由重晶石构成的絮状小团浮出，捕收剂的捕收效果突出，捕收得到的重晶石杂质及含泥量低，进而得到了品位合格的浮选精矿，浮选精矿经过3次精选浮选后，即得到品位达标的重晶石精矿。通过配制专用的浮选药剂，在未增加分选工艺工序的情况下，实现了从超低品位重晶石矿中分选出高品位重晶石精矿，解决了现有重晶石分选工艺不能分选超低品位重晶石矿的缺陷。

进一步，上述浮选药剂中，重晶石捕收剂的添加量可以为0.9kg/t、1.2、1.3kg/t、1.8kg/t、2.2kg/t、2.4kg/t、2.7kg/t、3.0kg/t等，2.3－2.5模数水玻璃的添加量可以为0.9kg/t、1.3、1.4kg/t、1.9kg/t、2.1kg/t、2.3kg/t、2.6kg/t、3.0kg/t等，高分子絮凝剂可以为聚丙烯酰胺或者淀粉，也可以为其他高分子聚合物，其添加量可以为50g/t、60g/t、70g/t、80g/t、200g/t等。

进一步，所述尾矿粗选浮选时的磨矿产品－0.075mm含量不小于70％，优选不小于80％。

进一步，为了提高回收率，在步骤1中，粗选尾矿经扫选浮选后得到扫选尾矿和扫选精矿，扫选精矿返回粗选浮选中继续浮选，扫选尾矿作为最终尾矿。

进一步，在步骤2中，粗选精矿先进行第一次精选浮选，第一次精选浮选得到的第一次精选精矿输送至第二次精选浮选中进行浮选，第一次精选尾矿则返回粗选浮选工艺中进行浮选；第二次精选浮选得到的第二次精选精矿输送至第三次精选浮选中进行浮选，第二次精选尾矿则返回粗选浮选工艺中进行浮选；第三次精选浮选得到的第三次精选精矿即为品位合格的重晶石精矿，第三次精选尾矿则返回第二次精选浮选工艺中继续浮选。

在上述精选浮选工艺中，第一次精选浮选后得到的第二次精选尾矿的处理尤为重要，其并没有按照惯用思维将其返回第一次精选浮选工艺中继续浮选，以形成常见的闭路选矿流程，其而是直接返回至粗选浮选工艺中进行浮选，缘由在于，第二次精选尾矿中含泥量较高，如果直接返回第一次精选浮选工艺中，则由于含泥量高，精选浮选效果较差，在浮选循环中，会对每个精选浮选工艺造成影响，导致至少需要5次以上的精选浮选工艺才能得到品位合格的重晶石精矿，而直接返回粗选浮选工艺中，则在保证重晶石回收率时，避免了高含泥量对精选浮选的不利影响。

进一步，在第一次精选浮选时，需要加入30－80g/t的2.3－2.5模数水玻璃，第二次精选浮选、第三次精选浮选和扫选浮选则均为空白浮选，由此在保证浮选效果的同时，减少了浮选药剂的使用，降低了浮选成本。2.3－2.5模数水玻璃的加入量为30g/t、40g/t、50g/t、60g/t、80g/t等。

在本发明中，粗选浮选的浮选效果尤为重要，粗选浮选时加入了专用的浮选药剂就是为了保证粗选浮选效果，否则无法实现超低品位重晶石矿到高品位的分选，因此，为了进一步保证粗选浮选的浮选效果和提高回收率，所述粗选浮选的次数分2次进行，第一次粗选精矿和第二次粗选精矿直接进行精选浮选，第一次粗选尾矿直接作为第二次粗选浮选的浮选原矿，第二次粗选尾矿作为粗选尾矿送至扫选浮选工艺中进行扫选作业。通过2次粗选浮选左右，进一步保证了粗选浮选精矿的品位达到了精选浮选工艺的入选要求，提高了回收率。

进一步，扫选精矿和第二次精选尾矿共同被输送至第二次粗选浮选工艺中进行浮选。

进一步，浮选工艺中采用自吸式浮选机，粗选浮选机组为2－7台，单台容积为4－28m³，精一浮选机组为1－4台，单台容积为2－10m³，精二浮选机组为1－4台，单台容积2－10m³，精三浮选机组为1－4台，单台容积2－10m³，扫选浮选机组为1－5台，单台容积为4－28m³。

进一步，所述超低品位重晶石的品位在10％以下，所述尾矿为稀土尾矿。

综上所述，由于采用了上述技术方案，本发明的有益效果是：

1、本发明通过利用重晶石可浮性较好的特性，采用优先浮选重晶石的工艺流程，再通过配制专用的浮选药剂，利用絮凝浮选法，在未增加分选工艺工序的情况下，实现了从超低品位重晶石矿中分选出高品位重晶石精矿，解决了现有重晶石分选工艺不能分选超低品位重晶石矿的缺陷；

2、本发明将第二次精选浮选得到的浮选尾矿返回粗选浮选工艺中进行处理，避免了含泥量高对精选浮选的影响，减少了精选浮选次数，降低了分选工艺成本；

3、本发明的分选方法从含5－8％的超低品位重晶石的尾矿中回收得到了品位在95％以上的重晶石精矿，为超低品位重晶石矿分选提供了一条切实可行的道路，实现了尾矿资源综合化利用，增加了企业效益，降低了运行成本，减少了尾矿排放，有效促进了节能减排。

附图说明

图1是本发明的一种从尾矿中回收超低品位重晶石的选矿方法的设备联系示意图；

图2是本发明的一种从尾矿中回收超低品位重晶石的选矿方法工艺流程示意图。

图中标记：1、4、5为矿浆池，2、6为渣浆泵，3、7为水力旋流器机组，8为球磨机，9为搅拌桶，10为第一粗选浮选机组，11为第一精选浮选机组，12为第二粗选浮选机组，13为扫选浮选机组，14为第二精选浮选机组，15为第三精选浮选机组，16为浓密机。

具体实施方式

下面结合附图，对本发明作详细的说明。

为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合附图及实施例，对本发明进行进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。

一种从尾矿中回收超低品位重晶石的选矿方法，其设备联系关系如图1所示，在图1中，矿浆由矿浆池1经渣浆泵2输送至水力旋流器机组3内，经脱泥，分级溢流进入矿浆池4内，沉沙进入矿浆池5内，然后由渣浆泵6输送至水力旋流器机组7内，分级沉沙进入球磨机8中，组成一个闭路循环，溢流进入搅拌桶9内，由搅拌桶9搅拌并输送至浮选机组内。

浮选作业：矿浆经搅拌桶9搅拌后进入第一粗选浮选机组10内，第一粗选浮选机组10浮选得到的精矿被输送至第一精选浮选机组11内，尾矿输送至第二粗选浮选机组12内，第二粗选浮选机组12浮选得到的精矿被输送至第一精选浮选机组11内，尾矿输送至扫选浮选机组13内，扫选浮选机组13扫选得到的扫选精矿被输送至第二粗选浮选机组12内继续浮选，扫选尾矿被输送至矿浆池4中，第一精选浮选机组11浮选得到的精矿被输送至第二精选浮选机组14内，尾矿被输送至第一粗选浮选机组10内，第二精选浮选机组14浮选得到的精矿被输送至第三精选浮选机组15内，尾矿被输送至被输送至第二粗选浮选机组12内继续浮选，第三精选浮选机组15浮选得到的精矿进入浓密机16中，尾矿则被输送至第二精选浮选机组14内继续浮选。

在上述中，浮选机采用自吸式浮选机，粗选浮选机组为2－7台，单台容积为4－28m³，第一次精选的浮选机组为1－4台，单台容积为2－10m³，第二次精选的浮选机组为1－4台，单台容积2－10m³，第三次精选的浮选机组为1－4台，单台容积2－10m³，扫选浮选机组为1－5台，单台容积为4－28m³。

本发明的超低品位重晶石浮选分选工艺如图2所示，含5－8％品位的重晶石尾矿经球磨至－200目(大于80％)后，调配成浓度为40％的矿浆输送至第一粗选浮选工序中进行第一次粗选，在粗选时，先加入2.3－2.5模数水玻璃0.9－3.0kg/t和高分子絮凝剂50－200g/t，后再加入重晶石捕收剂0.9－3.0kg/t，各药剂具体添加量视实际情况决定，矿浆经第一次粗选后，精矿直接输送至第一精选浮选工序中进行精选，尾矿则输送至第二粗选浮选工序中进行第二次粗选，第二次粗选得到的精矿输送至第一精选浮选工序中进行精选，尾矿输送至扫选浮选工序中进行扫选，扫选浮选得到的扫选精矿输送至第二粗选浮选工序中继续浮选，扫选尾矿作为最终尾矿，粗选精矿经第一精选浮选后，得到第一浮选精矿和第一浮选尾矿，第一精选浮选过程中，加入2.3－2.5模数水玻璃30－80g/t，具体添加量视实际情况决定，第一浮选精矿被输送至第二精选浮选工序中再次精选，第一浮选尾矿则返回粗选作业中继续浮选，第二精选浮选得到第二浮选精矿和第二浮选尾矿，第二浮选精矿被输送至第三精选浮选工序中再次精选，第二浮选尾矿则返回粗选作业中继续浮选，第三精选浮选得到第三浮选精矿和第三浮选尾矿，第三浮选尾矿被输送至第二精选浮选工序中再次精选，第三浮选精矿即为品位合格的重晶石精矿。

采用图2中的选矿工艺，现场考察得到了3天9班的工业试验平均数据，如表1所示：

表13天9班的超低品位重晶石矿选矿流程工业试验平均数据

试验结果表明：采用图2的工艺流程，经过工业试验考察，得到了95.86％品位、作业收率77.18％的高品位重晶石精矿，由此实现了从超低品位重晶石矿中分选出高品位重晶石精矿，解决了现有重晶石分选工艺不能分选超低品位重晶石矿的缺陷，为超低品位重晶石矿分选提供了一条切实可行的道路，实现了尾矿资源综合化利用，增加了企业效益，降低了运行成本，减少了尾矿排放，有效促进了节能减排。

以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。