CN104826738A - 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 - Google Patents
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Abstract
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。
Description
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，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。
背景技术
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。
发明内容
本发明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。
本发明所要解决的技术问题是通过以下的技术方案来实现的。本发明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。
本发明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CaO 35.0~45.0%，SiO2 10.0~20.0%，BaO 15.00~25.00%，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。而本发明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，本发明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。本发明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，本发明方法设计合理，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为本发明的一种工艺流程图。
具体实施方式
以下进一步描述本发明的具体技术方案，以便于本领域的技术人员进一步地理解本发明，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CA 300g/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，在搅拌速度1200rpm条件下搅拌，其中正浮选精选时组合抑制剂YS的加入量为800g/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600g/t，其它都是先加入水玻璃2000g/t，在搅拌速度1200rpm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配成的混合物。
实施例2，一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95%，然后加水制成重量浓度为40%的原矿浆；
（2）将原矿浆放入浮选设备中，在搅拌速度1800rpm条件下，先加入调整剂碳酸钠2500g/t，调整矿浆的pH值为10.5，再加入分散剂水玻璃2000g/t，搅拌，然后加入捕收剂CA 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2000g/t，捕收剂CA的加入量为500g/t；
（4）粗选精矿进行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1200g/t，其它都是先加入水玻璃5000g/t，在搅拌速度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40:1配成的混合物。
实施例3，一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75%，然后加水制成重量浓度为25%的原矿浆；
（2）将原矿浆放入浮选设备中，在搅拌速度1400rpm条件下，先加入调整剂碳酸钠1800g/t，调整矿浆的pH值为9.8，再加入分散剂水玻璃 1500g/t，搅拌，然后加入捕收剂CA400g/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1400rpm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1000g/t，捕收剂CA的加入量为300g/t；
（4）粗选精矿进行3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1400rpm条件下搅拌，其中正浮选精选时组合抑制剂YS的加入量为1000g/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3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800g/t，其它都是先加入水玻璃3000g/t，在搅拌速度1400rpm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25:1配成的混合物。
实施例4，一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85%，然后加水制成重量浓度为35%的原矿浆；
（2）将原矿浆放入浮选设备中，在搅拌速度1600rpm条件下，先加入调整剂碳酸钠2200g/t，调整矿浆的pH值为10.2，再加入分散剂水玻璃 1800g/t，搅拌，然后加入捕收剂CA 500g/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1600rpm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1500g/t，捕收剂CA的加入量为400g/t；
（4）粗选精矿进行4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1600rpm条件下搅拌，其中正浮选精选时组合抑制剂YS的加入量为1200g/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1000g/t，其它都是先加入水玻璃4000g/t，在搅拌速度1600rpm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30:1配成的混合物。
实施例5，一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80%，然后加水制成重量浓度为30%的原矿浆；
（2）将原矿浆放入浮选设备中，在搅拌速度1500rpm条件下，先加入调整剂碳酸钠2000g/t，调整矿浆的pH值为10，再加入分散剂水玻璃 1650g/t，搅拌，然后加入捕收剂CA 450g/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1600rpm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1250g/t，捕收剂CA的加入量为350g/t；
（4）粗选精矿进行3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1600rpm条件下搅拌，其中正浮选精选时组合抑制剂YS的加入量为1100g/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3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900g/t，其它都是先加入水玻璃3500g/t，在搅拌速度1600rpm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27:1配成的混合物。
实施例6，实施例1－5任何一项所述的分步浮选方法中：步骤（1）中所述的低品级萤石矿原矿主要成分按重量百分比含CaO 35.0~45.0%，SiO2 10.0~20.0%，BaO 15.00~25.00%，余量为杂质。
实施例7，实施例1－6任何一项所述的分步浮选方法中：步骤（2）和（3）中所述的搅拌的时间为3~4分钟。
实施例8，实施例1－5任何一项所述的分步浮选方法中：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。
下面的实施例实验中，采用的捕收剂CA、反浮选抑制剂水玻璃、重晶石抑制剂YS、碳酸钠均为工业级产品。采用的浮选设备为XFLB型微型闭路连续浮选机。选用的低品级伴生萤石矿为河北地区矿产，主要脉石矿物为重晶石、方解石、石英、白云石及少量的高岭土、绿泥石；菱镁矿嵌布粒度较细，共生关系密切，有用矿物和脉石之间难以完全单体解离，存在萤石、重晶石的包裹体和连生体；其主要成分按重量百分比含CaO 35.0~45.0%，SiO2 10.0~20.0%，BaO 15.00~25.00%，余量为杂质，该矿石属难选矿石。低品级伴生萤石矿磨细采用的设备为XMG—63型三辊四筒磨矿机。
实施例9，一种分离低品级方解石-重晶石-萤石型矿石的分步浮选方法实验一，其步骤如下：
选用的低品级伴生萤石矿主要成分按重量百分比含主要成分按重量百分比含CaO 38.70%，SiO2 12.5%，BaO 20.5%，余量为杂质。
（1）将低品级萤石矿原矿破碎至-1mm，破碎后的物料给入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75.00%，然后加水制成重量浓度25.00%的原矿浆；
（2）将原矿浆放入浮选设备中，在搅拌速度1600rpm条件下，先加入调整剂碳酸钠2000g/t，调整矿浆的pH值为9.5，再加入分散剂水玻璃 1500g/t，搅拌3~4min，然后加入正浮选捕收剂CA 500g/t,，搅拌3~4min，进行4~5min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1600rpm条件下搅拌3~4min，再加入捕收剂CA，搅拌3~4min，其中粗选时组合抑制剂的加入量为1500g/t，捕收剂的加入量为400g/t；
（4）粗选精矿进行4~6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1600rpm条件下搅拌3~4min，再加入捕收剂CA，搅拌3~4min，其中正浮选精选时组合抑制剂YS的加入量为1000g/t，捕收剂的加入量为200g/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2~3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800g/t，其它都是先加入水玻璃4000g/t，在搅拌速度1600rpm条件下搅拌3~4min，再加入捕收剂CA，搅拌3~4min，其中正浮选精选时水玻璃的加入量为2000g/t，捕收剂的加入量为250g/t，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。
上述方法中获得的最终精矿的成分按重量百分比为上述方法中获得的萤石精矿品位为96.0%，上述方法中获得的萤石精矿回收率按重量百分比为80.0%，重晶石精矿品位为92.0%，回收率为78.0%。
实施例10，一种分离低品级方解石-重晶石-萤石型矿石的分步浮选方法实验二，其步骤如下：
上述方法中的萤石矿主要成分按重量百分比含CaO 35.5.0%，SiO2 16.0%，BaO 21.0%，余量为杂质。
（1）将低品级萤石矿原矿破碎至-1mm，破碎后的物料给入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80.0%，然后加水制成重量浓度20.0%的原矿浆；
（2）将原矿浆放入浮选设备中，在搅拌速度1800rpm条件下，先加入调整剂碳酸钠1500~2500g/t，调整矿浆的pH值为10.0，再加入分散剂水玻璃 1600g/t，搅拌3~4min，然后加入正浮选捕收剂CA 450g/t,，搅拌3~4min，进行4~5min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1800rpm条件下搅拌3~4min，再加入捕收剂CA，搅拌3~4min，其中粗选时组合抑制剂的加入量为1500g/t，捕收剂的加入量为400g/t；
（4）粗选精矿进行4~6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1800rpm条件下搅拌3~4min，再加入捕收剂CA，搅拌3~4min，其中正浮选精选时组合抑制剂YS的加入量为1400g/t，捕收剂的加入量为200g/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2~3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1000g/t，其它都是先加入水玻璃1800g/t，在搅拌速度1800rpm条件下搅拌3~4min，再加入捕收剂CA，搅拌3~4min，其中正浮选精选时水玻璃的加入量为1500g/t，捕收剂的加入量为300g/t，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。
上述方法中获得的最终精矿的成分按重量百分比为上述方法中获得的萤石精矿品位为97.0%，上述方法中获得的萤石精矿回收率按重量百分比为79.5%，重晶石精矿品位为93.0%，回收率为74.5%。
实施例11，一种分离低品级方解石-重晶石-萤石型矿石的分步浮选方法实验三，其步骤如下：
选用的低品级伴生萤石矿主要成分按重量百分比含主要成分按重量百分比含CaO 44.5%，SiO2 18.5%，BaO 21.5%，余量为杂质。
（1）将低品级萤石矿原矿破碎至-1mm，破碎后的物料给入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85.0%，然后加水制成重量浓度27.00%的原矿浆；
（2）将原矿浆放入浮选设备中，在搅拌速度1700rpm条件下，先加入调整剂碳酸钠2000g/t，调整矿浆的pH值为10.0，再加入分散剂水玻璃 2000g/t，搅拌3~4min，然后加入正浮选捕收剂CA 600g/t,，搅拌3~4min，进行4~5min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1700rpm条件下搅拌3~4min，再加入捕收剂CA，搅拌3~4min，其中粗选时组合抑制剂的加入量为1000g/t，捕收剂的加入量为450g/t；
（4）粗选精矿进行4~6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1700rpm条件下搅拌3~4min，再加入捕收剂CA，搅拌3~4min，其中正浮选精选时组合抑制剂YS的加入量为1400g/t，捕收剂的加入量为200g/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2~3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1000g/t，其它都是先加入水玻璃3000g/t，在搅拌速度1700rpm条件下搅拌3~4min，再加入捕收剂CA，搅拌3~4min，其中正浮选精选时水玻璃的加入量为1500g/t，捕收剂的加入量为200g/t，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。
上述方法中获得的最终精矿的成分按重量百分比为上述方法中获得的萤石精矿品位为96.0%，上述方法中获得的萤石精矿回收率按重量百分比为78.0%，重晶石精矿品位为92.5%，回收率为77.0%。
实施例12，一种分离低品级方解石-重晶石-萤石型矿石的分步浮选方法实验四，其步骤如下：
选用的低品级伴生萤石矿主要成分按重量百分比含主要成分按重量百分比含CaO 40.70%，SiO2 15.5%，BaO 21.5%，余量为杂质。
（1）将低品级萤石矿原矿破碎至-1mm，破碎后的物料给入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90.0%，然后加水制成重量浓度25.00%的原矿浆；
（2）将原矿浆放入浮选设备中，在搅拌速度1500rpm条件下，先加入调整剂碳酸钠2000g/t，调整矿浆的pH值为9.5，再加入分散剂水玻璃 1800g/t，搅拌3~4min，然后加入正浮选捕收剂CA 500g/t,，搅拌3~4min，进行4~5min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1500rpm条件下搅拌3~4min，再加入捕收剂CA，搅拌3~4min，其中粗选时组合抑制剂的加入量为2000g/t，捕收剂的加入量为400g/t；
（4）粗选精矿进行4~6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1500rpm条件下搅拌3~4min，再加入捕收剂CA，搅拌3~4min，其中正浮选精选时组合抑制剂YS的加入量为1000g/t，捕收剂的加入量为200g/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2~3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800g/t，其它都是先加入水玻璃4000g/t，在搅拌速度1500rpm条件下搅拌3~4min，再加入捕收剂CA，搅拌3~4min，其中正浮选精选时水玻璃的加入量为3500g/t，捕收剂的加入量为300g/t，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。
上述方法中获得的最终精矿的成分按重量百分比为上述方法中获得的萤石精矿品位为95.0%，上述方法中获得的萤石精矿回收率按重量百分比为82.0%，重晶石精矿品位为93.0%，回收率为78.0%。
Claims (10)
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。
2.根据权利要求1所述的分步浮选方法，其特征在于：步骤（1）中所述的低品级萤石矿原矿主要成分按重量百分比含CaO 35.0~45.0%，SiO2 10.0~20.0%，BaO 15.00~25.00%，余量为杂质。
3.根据权利要求1所述的分步浮选方法，其特征在于：步骤（1）中，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75~85%，然后加水制成重量浓度为25~35%的原矿浆。
4.根据权利要求1所述的分步浮选方法，其特征在于：步骤（2）和（3）中所述的搅拌的时间为3~4分钟。
5.根据权利要求1所述的分步浮选方法，其特征在于：步骤（2）中，调整剂碳酸钠按1800~2200g/t加入，调整矿浆的pH值为9.8~10.2；分散剂水玻璃按1500~1800g/t加入；捕收剂CA按 400~500g/t加入。
6.根据权利要求1所述的分步浮选方法，其特征在于：步骤（3）中，粗选时组合抑制剂YS的加入量为1000~1500g/t，捕收剂CA的加入量为300~400g/t。
7.根据权利要求1所述的分步浮选方法，其特征在于：步骤（4）中，粗选精矿进行3~4次正浮选精选；正浮选精选时组合抑制剂YS的加入量为1000~1200g/t。
8.根据权利要求1所述的分步浮选方法，其特征在于：步骤（5）中，粗选尾矿进行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。
9.根据权利要求1或7或8所述的分步浮选方法，其特征在于，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。
10.根据权利要求1所述的分步浮选方法，其特征在于：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25:1~30:1配成的混合物。
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