CN106269208B - 一种含钡碳酸盐矿回收碳酸钡的选矿工艺 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种含钡碳酸盐矿回收碳酸钡的选矿工艺。首先将含钡碳酸盐矿原矿进行磨矿获得细粒级产物;将所得细粒级产物进行摇床选别,获得摇床精矿、摇床中矿和摇床尾矿;然后将所得摇床中矿和摇床尾矿混合,混合物再磨,所得磨矿产物进行预先反浮选脱碳,得到浮选碳质泡沫和浮选底流;再将浮选底流与浮选药剂作用,进行正浮选,得到浮选泡沫和浮选底流,该浮选泡沫为浮选精矿;所得摇床精矿浮选精矿混合,即得碳酸钡精矿。本发明可从含碳酸钡中低品位的含钡碳酸盐矿有效获得优质的碳酸钡精矿,使含钡碳酸盐矿得到有效的回收利用,碳酸钡回收率高,具有重要的实际价值和经济意义。

Description

一种含钡碳酸盐矿回收碳酸钡的选矿工艺
技术领域
本发明涉及矿物加工技术领域,尤其涉及一种含钡碳酸盐矿回收碳酸钡的选矿工艺。
背景技术
碳酸盐矿物作为盐类矿物的一种,主要分布于地壳中,其中钙和镁的碳酸盐最为常见,钡的碳酸盐则相对较少。含钡碳酸盐矿主要有毒重石和钡解石两种。
毒重石碳酸钡是自然界的碳酸盐型钡矿除重晶石BaSO4外的另一种主要含钡矿物,晶体呈假六方双锥体,集合体呈粒状、块状、球状、肾状,也有的呈脉状和纤维状。它呈无色或灰黄色,玻璃光泽.硬度3~4,比重4.2~4.3,易溶于碳酸水和弱酸,有毒。毒重石具有比重大、硬度低、吸收X射线和γ射线等特性,广泛应用于油气钻探、化工、轻工、冶金、建材、医药等工业部门,尤其是作为生产工业碳酸钡及钡盐化工产品的优质钡原料。
钡解石CaBa(CO3)2属于一种罕见的含钡矿种,其硬度为4~4.5,比重为3.67~3.71,与Sr的含量有关,通常呈白色或灰色,有金属光泽、白色条痕,透明至半透明,在紫外线作用下发出微弱的黄色荧光。
相比重晶石,毒重石和钡解石的工业价值更优,但它们由于性质相似,在自然状态下经常呈互利共生关系,难以富集成独立呈独立矿床。当前世界上的含钡碳酸盐矿不仅分布零散,而且储量较小,而国内的含钡碳酸盐矿主要存在于渝陕交界处的大巴山脉一带。通常含钡碳酸盐矿还有其他脉石矿物伴生,这些伴生矿物使得含钡碳酸盐矿碳酸钡含量低,目前国内外对于含钡碳酸盐矿的选矿研究报导较少,偶有报道提及通过浮选方法进行处理,但存在精矿碳酸钡品位和回收率不理想等问题。
发明内容
本发明的目的是提供一种含钡碳酸盐矿的选矿工艺,该工艺可从低品位的含钡碳酸盐矿中有效获得优质的碳酸钡精矿,使含钡碳酸盐矿得到有效的回收利用,精矿碳酸钡回收率高,具有重要的实际价值和经济意义。
为实现上述目的,本发明采用的技术方案为:
一种含钡碳酸盐矿的选矿工艺,它包括如下步骤:
1)将含钡碳酸盐矿原矿进行粗磨;
2)将步骤1)所得粗磨产物进行筛分分级,得粗粒级产品和细粒级产品;
3)将所得粗粒级产品返回步骤1)中形成闭路磨矿,得细粒级产品;
4)将所得细粒级产品进行摇床选别,得摇床精矿、摇床中矿和摇床尾矿;
5)将所得摇床中矿和摇床尾矿混合,所得混合物进行再磨,所得磨矿产物进行反浮选预先脱碳,得到浮选碳质泡沫和浮选底流;
6)将浮选底流与浮选药剂进行正浮选,得到浮选泡沫和浮选底流,该浮选泡沫为浮选精矿;
7)将步骤4)所得摇床精矿与步骤6)所得浮选精矿混合,得碳酸钡精矿。
优选的,所述粗磨步骤中磨矿细度为-0.074mm的矿粒质量分数占75-85%。
优选的,所述粗粒级产品的细度要求为不小于0.074mm(+0.074mm);细粒级产品(步骤2)和步骤3))的细度要求为小于0.074mm(-0.074mm)。
上述方案中,所述摇床选别流程为一次粗选和一次精选步骤,粗选和精选步骤的水流速、冲程和冲次相同,其中,水流速为100~150L/h,冲程为15~25mm,冲次为1300~1400次/min;而粗选步骤的横向床面倾角小于精选步骤的横向床面倾角。
上述方案中,所述粗选步骤的横向床面倾角为0.60°~0.80°,精选步骤的横向倾角为0.90°~1.20°。
上述方案中,步骤5)中所述再磨步骤的磨矿浓度为40~60%。
上述方案中,所述预先脱碳步骤采用的脱碳设备为单槽浮选机,脱碳药剂选用碳质捕收剂煤油和2#油起泡剂,相对含钡碳酸盐矿原矿的用量分别为30~40g/t和25~40g/t。
上述方案中步骤6)中所述正浮选步骤采用的浮选药剂为抑制剂单宁酸和捕收剂油酸钠,相对含钡碳酸盐矿原矿的用量分别为150~250g/t和650~850g/t。
上述方案中,步步骤6)中所述正浮选步骤采用一次粗选后再进行两到三次精选的浮选流程。
上述方案中,所述粗磨、闭路磨矿和再磨步骤采用的设备均为锥型球磨机。
上述方案中,所述摇床选别采用的设备为矿泥摇床。
上述方案中,采用的浮选设备为单槽浮选机。
优选地,步骤5)中预先脱碳和步骤6)的正浮选步骤均在矿浆pH=7.5~8.4条件下进行。
本发明尤其适用于中低品位含钡碳酸盐矿的选矿,所述含钡碳酸钡矿中钡元素的含量为38.2~40.3wt%;碳酸钡的含量一般为55~58wt%。(含钡碳酸钡矿中的碳酸钡既来源于毒重石,也来源于其他含钡矿物如钡解石和铝硅钡石的分解)
本发明所述碳酸钡精矿的产率为35%~44%;碳酸钡的含量为64~69wt%,碳酸钡精矿的回收率为43%~50%,(碳酸钡精矿中碳酸钡既来源于毒重石,也来源于其他含钡矿物如钡解石和铝硅钡石的分解)。
本发明的有益效果为:
1)含钡碳酸盐矿属于稀有矿种,储量较小,同时有效成分碳酸钡含量较少,本发明为钡矿石选矿开辟了一条新的途径。
2)本发明采用的摇床工艺无需添加任何浮选药剂,只需经过简单的摇床选矿即能回收部分碳酸钡成分,从而降低经济成本。
3)本发明所用药剂对于浮选回收含钡碳酸盐矿的碳酸钡成分有较强针对性,且药剂均可从市场直接购买。
4)本发明可针对以毒重石、钡解石为主要成分的含钡碳酸盐矿,利用毒重石、钡解石两种矿物化学成分相似的特点,设计流程既能富集毒重石中的钡,也能富集钡解石中的钡,提高选矿效率。
5)本发明涉及的选矿工艺简单,可有效避免了焙烧不利于保护环境的弊端。
附图说明
下面结合具体实施例对本发明作进一步说明。
图1为本发明实施例1所述含钡碳酸盐矿的选矿工艺的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合具体实施例和附图,对本发明的技术方案进行清楚、完整的描述。基于本发明的实施例,本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例,都属于本发明的保护范围。
以下实施例中所述实验方法,如无特殊说明,均为常规方法;所述试剂和材料,如无特殊说明,均可从商业途径获得。
以下实施例中,碳酸钡的化验方法依据中华人民共和国国家标准GB1614-2011工业碳酸钡化学分析方法:称量约1g试样,精确至0.0002g,置于250ml烧杯中,加25ml水,盖上表面皿;再加5ml盐酸溶液,待试样溶解后,加热至沸;移置恒温水浴上,待溶液澄清后,用慢速滤纸过滤,用热水洗涤残渣至无氯离子(用硝酸银溶液检验);将滤液及洗液装入500ml烧杯中,加水使溶液体积约300ml,加热至沸后,取下立即在不断搅拌下一次加入10ml热的硫酸溶液移至约80ml水浴锅中保温1h;然后用慢速滤纸过滤,用热水洗涤残渣至无氯离子(用硝酸银溶液检验);将沉淀及滤纸移入已恒重的瓷坩埚中,在低温灰化后,放在800℃±20℃的高温炉内灼烧至恒重;
碳酸钡含量的计算方法见式(1):
式中,m1为瓷坩埚和硫酸钡的总质量;m0为瓷坩埚的质量;m为试样的质量。
实施例1
一种含钡碳酸盐矿的选矿工艺,其工艺流程见图1;其中采用的含钡碳酸盐矿的主要矿物组成为:毒重石含量为45.53wt%、钡解石含量为15.96wt%、铝硅钡石和重晶石含量均小于1%(由于含量较少,无法测出具体值)、石英17.56%、方解石7.47%、白云石11.82%、黄铁矿和有机质均小于1%(由于含量较少,无法测出具体值);物相分析表明,所述含钡碳酸盐矿以毒重石、钡解石为主,另含杂质矿物石英、方解石和少量的白云石、重晶石;经测定,原矿碳酸钡含量为56.85%(原矿碳酸钡既来源于毒重石,也来源于其他含钡矿物如钡解石和铝硅钡石的分解),其选矿工艺包括如下步骤:
1)将含钡碳酸盐矿原矿采用锥型球磨机进行粗磨,磨矿细度为-0.074mm的矿粒质量分数占80.49%;
2)将步骤1)所得粗磨产物进行筛分分级,得到粗粒级产品和细粒级产品;粗粒级产品和细粒级产品分别为+0.074mm和-0.074mm;
3)将步骤2)所得粗粒级产品返回步骤1)中形成闭路磨矿(锥型球磨机),得到细粒级产品,细粒级产品为-0.074mm;
4)收集所得细粒级产品进行摇床选别,得到摇床精矿、摇床中矿和摇床尾矿;摇床选别流程为一次粗选和一次精选步骤,粗选步骤采用的水流速、横向床面倾角、冲程和冲次分别为106.20L/h、0.75°、20mm、1350次/min,精选步骤采用的水流速、横向床面倾角、冲程和冲次分别为106.20L/h、0.95°、20mm、1350次/min;
5)将步骤4)所得摇床中矿和摇床尾矿混合,混合物进行再磨,所得磨矿产物进行预先脱碳,得到浮选碳质泡沫和浮选底流;再磨步骤的磨矿浓度为50%,预先脱碳步骤采用的设备为RK/FD型单槽浮选机,采用的脱碳药剂为:碳质捕收剂煤油35.2g/t(相对含钡碳酸盐矿的添加量),2#油作碳质起泡剂32g/t(相对含钡碳酸盐矿的添加量);
6)将步骤5)所得浮选底流与浮选药剂作用,进行正浮选(碳酸钡),得到浮选泡沫和浮选底流,该浮选泡沫为浮选精矿;采用的浮选设备为RK/FD型单槽浮选机,浮选药剂为:抑制剂单宁酸192g/t(相对含钡碳酸盐矿的添加量),捕收剂油酸钠704g/t(相对含钡碳酸盐矿的添加量),采用一次粗选后再进行两次精选的浮选流程;
7)将步骤4)所得摇床精矿与步骤6)所得浮选精矿混合,得最终精矿,即碳酸钡精矿。
本实施例所述选矿工艺的结果为:获得碳酸钡精矿的产率为37.74%、碳酸钡精矿中碳酸钡含量为67.97wt%、碳酸钡的回收率为45.09wt%的优质碳酸钡精矿(由精矿指标换算出的 原矿碳酸钡含量为56.89wt%,该值为理论碳酸钡含量值,故与原矿中测定的碳酸钡含量值56.85%存在微小误差,下同)。
实施例2
一种含钡碳酸盐矿的选矿工艺;其中采用的含钡碳酸盐矿的主要矿物组成为:毒重石含量为45.53wt%、钡解石含量为15.96wt%、铝硅钡石和重晶石含量均小于1%(由于含量较少,无法测出具体值)、石英17.56%、方解石7.47%、白云石11.82%、黄铁矿和有机质均小于1%(由于含量较少,无法测出具体值);物相分析表明,所述含钡碳酸盐矿以毒重石、钡解石为主,另含杂质矿物石英、方解石和少量的白云石、重晶石;经测定,原矿碳酸钡含量为56.85%(原矿碳酸钡既来源于毒重石,也来源于其他含钡矿物如钡解石和铝硅钡石的分解),其选矿工艺包括如下步骤:
1)将含钡碳酸盐矿原矿采用锥型球磨机进行粗磨,磨矿细度为-0.074mm的矿粒质量分数占76.35%;
2)将步骤1)所得粗磨产物进行筛分分级,得到粗粒级产品和细粒级产品;粗粒级产品和细粒级产品分别为+0.074mm和-0.074mm;
3)将步骤2)所得粗粒级产品返回步骤1)中形成闭路磨矿(锥型球磨机),得到细粒级产品,细粒级产品为-0.074mm;
4)收集所得细粒级产品进行摇床选别,得到摇床精矿、摇床中矿和摇床尾矿;摇床选别流程为一次粗选和一次精选步骤,粗选步骤采用的水流速、横向床面倾角、冲程和冲次分别为102.55L/h、0.60°、15mm、1300次/min,精选步骤采用的水流速、横向床面倾角、冲程和冲次分别为102.55L/h、0.90°、15mm、1300次/min;
5)将步骤4)所得摇床中矿和摇床尾矿混合,混合物进行再磨,所得磨矿产物进行反浮选预先脱碳,得到浮选碳质泡沫和浮选底流;再磨步骤的磨矿浓度为42%,反浮选预先脱碳步骤采用的设备为RK/FD型单槽浮选机,采用的脱碳药剂为:碳质捕收剂煤油32g/t(相对含钡碳酸盐矿的添加量),2#油作碳质起泡剂27g/t(相对含钡碳酸盐矿的添加量);
6)将步骤5)所得浮选底流与浮选药剂作用,进行正浮选(碳酸钡),得到浮选泡沫和浮选底流,该浮选泡沫为浮选精矿;采用的浮选设备为RK/FD型单槽浮选机,浮选药剂为:抑制剂单宁酸153g/t(相对含钡碳酸盐矿的添加量),捕收剂油酸钠654g/t(相对含钡碳酸盐矿的添加量),采用一次粗选、两次精选的浮选流程;
7)将步骤4)所得摇床精矿与步骤6)所得浮选精矿混合,得最终精矿,即碳酸钡精矿。
本实施例所述选矿工艺的结果为:获得碳酸钡精矿的产率为43.56wt%、碳酸钡精矿中碳酸钡含量为64.22wt%、碳酸钡的回收率为49.17wt%的优质碳酸钡精矿。
实施例3
一种含钡碳酸盐矿的选矿工艺,其中采用的含钡碳酸盐矿的主要矿物组成为:毒重石含量为45.53wt%、钡解石含量为15.96wt%、铝硅钡石和重晶石含量均小于1%(由于含量较少,无法测出具体值)、石英17.56%、方解石7.47%、白云石11.82%、黄铁矿和有机质均小于1%(由于含量较少,无法测出具体值);物相分析表明,所述含钡碳酸盐矿以毒重石、钡解石为主,另含杂质矿物石英、方解石和少量的白云石、重晶石;经测定,原矿碳酸钡含量为56.85%(原矿碳酸钡既来源于毒重石,也来源于其他含钡矿物如钡解石和铝硅钡石的分解),其选矿工艺包括如下步骤:
1)将含钡碳酸盐矿原矿采用锥型球磨机进行粗磨,磨矿细度为-0.074mm的矿粒质量分数占84.52%;
2)将步骤1)所得粗磨产物进行筛分分级,得到粗粒级产品和细粒级产品;粗粒级产品和细粒级产品分别为+0.074mm和-0.074mm;
3)将步骤2)所得粗粒级产品返回步骤1)中形成闭路磨矿(锥型球磨机),得到细粒级产品,细粒级产品为-0.074mm;
4)收集所得细粒级产品进行摇床选别,得到摇床精矿、摇床中矿和摇床尾矿;摇床选别流程为一次粗选和一次精选步骤,粗选步骤采用的水流速、横向床面倾角、冲程和冲次分别为148.91L/h、0.80°、25mm、1400次/min,精选步骤采用的水流速、横向床面倾角、冲程和冲次分别为148.91L/h、1.20°、25mm、1400次/min;
5)将步骤4)所得摇床中矿和摇床尾矿混合,混合物进行再磨,所得磨矿产物进行反浮选预先脱碳,得到浮选碳质泡沫和浮选底流;再磨步骤的磨矿浓度为55%,预先脱碳步骤采用的设备为RK/FD型单槽浮选机,采用的脱碳药剂为:碳质捕收剂煤油38g/t(相对含钡碳酸盐矿的添加量),2#油作碳质起泡剂37g/t(相对含钡碳酸盐矿的添加量);
6)将步骤5)所得浮选底流与浮选药剂作用,进行正浮选(碳酸钡),得到浮选泡沫和浮选底流,该浮选泡沫为浮选精矿;采用的浮选设备为RK/FD型单槽浮选机,浮选药剂为:抑制剂单宁酸246g/t(相对含钡碳酸盐矿的添加量),捕收剂油酸钠827g/t(相对含钡碳酸盐矿的添加量),采用一次粗选、两次精选的浮选流程;
7)将步骤4)所得摇床精矿与步骤6)所得浮选精矿混合,得最终精矿,即碳酸钡精矿。
本实施例所述选矿工艺的结果为:获得碳酸钡精矿的产率为35.86wt%、碳酸钡精矿中碳酸钡含量为68.56wt%、碳酸钡的回收率为43.22wt%的优质碳酸钡精矿。
以上所述,仅为本发明较佳的具体实施方式,但本发明的保护范围并不局限于此,任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明披露的技术范围内,可轻易想到的变化和替换,都应涵 盖在本发明的保护范围之内。因为,本发明的保护范围应该以权利要求书的保护范围为准。

Claims (10)

1.一种含钡碳酸盐矿的选矿工艺,其特征在于,包括如下步骤:
1)将含钡碳酸盐矿进行粗磨;
2)将步骤1)所得粗磨产物进行筛分分级,得粗粒级产品和细粒级产品;
3)将所得粗粒级产品返回步骤1)中形成闭路磨矿,得细粒级产品;
4)将所得细粒级产品进行摇床选别,得摇床精矿、摇床中矿和摇床尾矿;
5)将所得摇床中矿和摇床尾矿混合,混合物再磨,所得磨矿产物进行反浮选预先脱碳,得到浮选碳质泡沫和浮选底流;
6)将浮选底流与浮选药剂作用,进行正浮选,得到浮选泡沫和浮选底流,该浮选泡沫为浮选精矿;
7)将步骤4)所得摇床精矿与步骤6)所得浮选精矿混合,得碳酸钡精矿。
2.根据权利要求1中所述的选矿工艺,其特征在于,所述粗磨步骤中磨矿细度为-0.074mm的矿粒质量分数占75-85%。
3.根据权利要求1所述的选矿工艺,其特征在于,所述粗粒级产品的细度要求为不小于0.074mm;细粒级产品的细度要求为小于0.074mm。
4.根据权利要求1所述的选矿工艺,其特征在于,所述摇床选别流程包括一次粗选和一次精选步骤,粗选和精选均无需添加任何浮选药剂,粗选和精选步骤的水流速、冲程和冲次相同,其中,水流速为100~150L/h,冲程为15~25mm,冲次为1300~1400次/min;而粗选步骤的横向床面倾角小于精选步骤的横向床面倾角。
5.根据权利要求4所述的选矿工艺,其特征在于,所述粗选步骤的横向床面倾角为0.60o~0.80o,精选步骤的横向倾角为0.90o~1.20o
6.根据权利要求1所述的选矿工艺,其特征在于,步骤5)中所述再磨步骤的磨矿浓度40~60%。
7.根据权利要求1所述的选矿工艺,其特征在于,所述预先反浮选脱碳步骤采用的脱碳设备为单槽浮选机,脱碳药剂选用碳质捕收剂煤油和2#油起泡剂,相对含钡碳酸盐矿原矿的用量分别为30~40 g/t和25~40 g/t。
8.根据权利要求1所述的选矿工艺,其特征在于,步骤6)中所述正浮选步骤采用的浮选药剂为抑制剂单宁酸和捕收剂油酸钠,相对含钡碳酸盐矿的用量分别为150 ~250 g/t和650 ~850 g/t。
9.根据权利要求1所述的选矿工艺,其特征在于,步骤6)中所述正浮选步骤采用一次粗选和两到三次精选的浮选流程。
10.根据权利要求1所述的选矿工艺,其特征在于,所述含钡碳酸盐矿中,碳酸钡的含量要求55~58 wt%。
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