CN111298956A - 一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法 - Google Patents

一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法，包括以下步骤：S1.破碎；S2.分级得到细粒级矿石、中粒级矿石和粗粒级矿石；S3.对中粒级矿石进行跳汰重选，得到中粒级精矿和尾矿Ⅰ；S4.对粗粒级矿石进行跳汰重选，得到粗粒级精矿和尾矿Ⅱ；S5.将中粒级精矿和粗粒级精矿合并得到重晶石精矿Ⅰ；将尾矿Ⅰ和尾矿Ⅱ合并，得到跳汰尾矿；S6.对跳汰尾矿进行色选，得到方解石矿物和色选尾矿；S7.将细粒级矿石和色选尾矿合并磨矿，得到入浮物料；S8.分离浮选，得到萤石精矿和浮选尾矿；S9.对浮选尾矿进行溜槽重选，得到重晶石精矿Ⅱ和溜槽尾矿；该方法达到了获得优品质酸级萤石精矿(CaF2≥98％)和重晶石精矿，并且浮选回水能够循环利用的效果。

Description

一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法
技术领域
本发明涉及萤石重晶石共生矿选矿技术领域，具体是一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法。
背景技术
萤石是一种具有战略意义的非金属矿产资源，应用领域涵盖冶金、化工、建材、陶瓷、航空、制冷、医药、原子能工业、氟化工等传统行业和新兴行业。欧美及我国均将其列为重要战略矿产资源，对其开发利用采取多种保护措施。
目前，全球萤石产量的一半以上用于制取氢氟酸(化学工业需要高品位的萤石精矿，一般在酸级以上，即CaF2≥97％)。氟化工产品是高新技术产业所必须的基础材料之一，氢氟酸是氟化工产业链的起点，而萤石是制取氢氟酸最经济、最关键的矿物原料。在2018年以前，我国一直是萤石纯出口国，近年来，随着我国氟化工等高新产业的持续发展，我国对酸级萤石精粉的需求与日俱增，2018年我国萤石进口量达51万吨(主要为CaF2≥97％的酸级萤石精矿)，首次超越出口量而成为纯进口国。
重晶石也是一种非常重要的非金属矿产资源，其最突出的物理性质是比重大，为4.3～4.7；另外，重晶石化学性能稳定、不溶于水和盐酸、无磁性和毒性。重晶石主要用于钻井用泥浆加重剂，占到了其用量的50％；其作为原料还可用于制造氧化钡、碳酸钡、氯化钡、硝酸钡、沉淀硫酸钡、氢氧化钡等化工原料。在油漆工业中，重晶石粉填料可以增加漆膜厚度、强度及耐久性；在造纸工业、橡胶和塑料工业中，将重晶石作为填料能提高橡胶和塑料的硬度、耐磨性及耐老化性。
萤石重晶石共生矿广泛分布在我国川、渝、黔以及山东、湖南等地区，其特点是：①储量丰富、资源潜力巨大；②分布集中、开发条件较好；③萤石品位低，一般CaF2在25％以下；④矿石中除萤石外，还含有重晶石、方解石等碱土金属盐类矿物，且方解石含量一般在5％以上，萤石、重晶石和方解石三者含量之和大于90％。另外，这几种矿物表面阳离子质点均为Ca2+、Sr2+、Ba2+离子，晶体性质和物理化学性质相似，浮选过程中彼此相互干扰，且可浮性相近，造成这几种矿物间的选矿分离十分困难。
一直以来，这类资源的开发利用普遍集中在萤石含量大于40％的中富矿，且以回收萤石为主，矿石中的大部分重晶石矿物作为尾矿堆放。另一方面，回收萤石矿物采用的选矿方法主要为手选和浮选为主。其中，手选是将含CaF260％以上的块矿卖给冶金工业做熔剂，剩余的粉矿通过浮选获得含CaF294％左右的萤石精粉，而其采用的浮选工艺普遍为两次粗选三次扫选七次精选的“混合浮选-分离浮选”工艺。但是，该工艺浮选流程繁冗，碱性矿浆条件下萤石和重晶石矿物混合浮选，酸性矿浆条件下萤石与重晶石矿物分离浮选的选别环境，造成矿物上浮量巨大、杂质夹带及萤石重晶石互含严重的问题，以至于获得的萤石精矿回收率低、产品质量不高，达不到酸级萤石的质量要求；同时，由于浮选药剂种类繁多，浮选回水无法回用，造成了资源浪费和环境污染问题。
中国专利文献CN200910114165.0，申请日20090622，名称为：低品位萤石重晶石浮选分离方法，通过单一的浮选法对萤石和重晶石进行处理，其浮选药剂包括水玻璃、酸化水玻璃、硫酸钠、淀粉和六偏磷酸钠。
上述专利文献虽然能够同时回收萤石和重晶石，但萤石精矿品位仅为95％。
中国专利文献CN201510202332.2，申请日20170616，名称为：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，同样采用单一的浮选法对萤石和重晶石进行处理，首先采用脱泥浮选(即萤石重晶石混合浮选)，浮选药剂为碳酸钠、水玻璃、捕收剂CA；然后分离浮选抑制重晶石上浮萤石得到萤石精矿，浮选药剂为硫酸铝、木质素磺酸钠和捕收剂CA；最后分离浮选尾矿再添加活性炭、水玻璃和捕收剂CA浮选重晶石得到重晶石精矿。
上述专利文献虽然能够同时回收萤石和重晶石，但此工艺采用了三种药剂制度，药剂种类繁多，使浮选回水无法循环利用；并且此方法获得的萤石精矿品位同样不高，仅为94～98％。
综上所述，我们亟需一种能合理的开发萤石重晶石共生矿，特别是大量萤石含量小于25％的低品位矿，从而获得优品质酸级萤石精矿(CaF2≥98％)和重晶石精矿，并且能够解决浮选回水无法循环利用问题的分离方法。
发明内容
本发明的目的在于克服现有技术的不足，提供一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法，以达到获得优品质酸级萤石精矿和重晶石精矿，并且浮选回水能够循环利用的效果。
本发明的目的是通过以下技术方案来实现的：一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1.对原矿进行破碎，得到破碎矿石；
S2.对所述破碎矿石进行分级，得到细粒级矿石、中粒级矿石和粗粒级矿石；
S3.对所述中粒级矿石进行跳汰重选，得到中粒级精矿和尾矿Ⅰ；
S4.对所述粗粒级矿石进行跳汰重选，得到粗粒级精矿和尾矿Ⅱ；
S5.将所述中粒级精矿和粗粒级精矿合并得到重晶石精矿Ⅰ，将所述尾矿Ⅰ和尾矿Ⅱ合并，得到跳汰尾矿；
S6.对所述跳汰尾矿进行色选，得到方解石矿物和色选尾矿；
S7.将所述细粒级矿石和色选尾矿合并磨矿，得到入浮物料；
S8.对所述入浮物料进行分离浮选，得到萤石精矿和浮选尾矿；
S9.对所述浮选尾矿进行溜槽重选，得到重晶石精矿Ⅱ和溜槽尾矿。
通过上述技术方案，采用所述跳汰重选将结晶较好的重晶石预先选出，能够大幅降低后续抑制重晶石上浮萤石的作业压力，达到了提高所述萤石精矿品位和显著降低所述抑制剂的用量及药剂成本的效果；采用所述色选将方解石选出，大幅降低了方解石对萤石浮选的影响，达到了确保所述萤石精矿中CaF2含量≥98％的效果。
其中，本方法适用于我国普遍的低品位萤石重晶石共生矿，即方解石的重量百分比大于5％、萤石的重量百分比小于25％，重晶石、萤石和方解石的重量百分比之和大于90％；若共生矿中方解石的重量百分比小于5％，萤石的重量百分比大于25％，则本发明能获得更为优质的萤石精矿。
进一步的，所述跳汰重选、分离浮选和溜槽重选后均包括过滤分离的步骤，所述过滤分离得到的选矿用水可返回至步骤S3～S4和/或步骤S8～S9以循环利用。
通过上述技术方案，仅采用单一药剂制度对萤石进行浮选，而重晶石通过重选法回收，使得浮选pH值保持在6.5～7.0的弱酸性范围，达到了使浮选回水能够循环利用的效果。
进一步的，所述破碎矿石的粒度为-20mm；所述细粒级矿石的粒度为-1mm，所述中粒级矿石的粒度为+1～-8mm，所述粗粒级矿石的粒度为+8～-20mm。
进一步的，所述破碎矿石的粒度为-15mm；所述细粒级矿石的粒度为-1mm，所述中粒级矿石的粒度为+1～-5mm，所述粗粒级矿石的粒度为+5～-15mm。
通过上述技术方案，限定所述细粒级矿石、中粒级矿石和粗粒级矿石的粒度有利于使所述跳汰重选取得最优的选别效果。
进一步的，所述重晶石精矿Ⅰ中BaSO4的重量百分比≥88％，所述重晶石精矿Ⅱ中BaSO4的重量百分比≥90％。
进一步的，S6中，先将所述跳汰尾矿滤干至含水量小于5％，再进行色选。
通过上述技术方案，降低所述跳汰尾矿的水分，能够提高色选效果。
进一步的，S7中，所述入浮物料中粒度为-0.074mm矿物的重量百分比为75％～85％。
通过上述技术方案，对粒度为-0.074mm矿物的含量进行限定，一方面能够防止其由于含量过低而不能有效解离，从而影响所述萤石精矿的品位，另一方面能够防止其由于含量过高而造成矿石过磨，从而影响所述萤石精矿的回收率以及增加能耗。
进一步的，S8中，所述分离浮选的抑制剂包括酸化水玻璃、黄腐酸和萘磺酸钠；所述分离浮选的捕收剂可根据现有技术进行选择，多为市面上常见的油酸或油酸钠。
通过上述技术方案，所述酸化水玻璃、黄腐酸和萘磺酸钠通过协同作用对重晶石、方解石和少量硅酸盐矿物进行选择性抑制，相比于现有技术需要进行6～8次精选，本发明仅需3～5次精选即可获得CaF2含量≥98％的优品质酸级萤石精矿，达到了提高浮选效率的效果；其中，所述酸化水玻璃对方解石和硅酸盐矿物起抑制作用，所述黄腐酸和萘磺酸钠对重晶石起抑制作用，具体是其在重晶石表面能够产生较强的化学吸附，增加了重晶石的亲水性，而其在萤石表面的吸附性较弱，从而扩大了萤石与重晶石的可浮性差异，有利于实现二者的浮选分离。
进一步的，所述酸化水玻璃、黄腐酸和萘磺酸钠的质量比为1:1:2。
进一步的，所述抑制剂的用量为1000～2000g/t·入浮物料，所述抑制剂的质量浓度为1％～10％。
通过上述技术方案，对所述抑制剂的用量进行限定，主要为保证其对矿石的选择性抑制效果，用量过低则对重晶石和方解石抑制效果不够，用量过高则有可能对萤石也产生抑制作用。
进一步的，S9中，所述溜槽重选包括至少一次粗选、至少一次扫选和至少一次精选。
本发明的有益效果是：
1.本发明的一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法，通过所述跳汰重选大幅降低后续抑制重晶石上浮萤石的作业压力，达到了提高所述萤石精矿品位和显著降低所述抑制剂的用量及药剂成本的效果；通过所述色选大幅降低了方解石对萤石浮选的影响，达到了确保所述萤石精矿中CaF2含量≥98％的效果。
2.本发明的一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法，仅采用单一药剂制度对萤石进行浮选，而重晶石通过重选法回收，达到了使浮选回水能够循环利用的效果。
3.本发明的一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法，通过所述酸化水玻璃、黄腐酸和萘磺酸钠通过协同作用对重晶石、方解石和少量硅酸盐矿物进行选择性抑制，仅需3～5次精选即可获得CaF2含量≥98％的优品质酸级萤石精矿，达到了提高浮选效率的效果。
附图说明
图1为本发明的一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法的流程图。
具体实施方式
下面进一步详细描述本发明的技术方案，但本发明的保护范围不局限于以下所述。
实施例1
一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿，原矿主要含CaF219.83wt％，BaSO463.42wt％，CaCO37.15wt％，其分离方法如图1所示，包括以下步骤：
S1.采用颚式破碎机和圆锥破碎剂对原矿进行两段破碎，得到粒度为-20mm的破碎矿石；
S2.对破碎矿石进行分级，得到粒度为-1mm的细粒级矿石、粒度为+1～8mm的中粒级矿石以及粒度为+8～20mm的粗粒级矿石；
S3.采用细粒跳汰机对中粒级矿石进行跳汰重选，得到中粒级精矿和尾矿Ⅰ；
S4.采用粗粒跳汰机对粗粒级矿石进行跳汰重选，得到粗粒级精矿和尾矿Ⅱ；
S5.将中粒级精矿和粗粒级精矿合并，得到含BaSO490.23wt％，CaF22.15wt％，CaCO33.11wt％的重晶石精矿Ⅰ；将尾矿Ⅰ和尾矿Ⅱ合并，得到含CaF223.83wt％，BaSO456.23wt％，CaCO39.35wt％的跳汰尾矿；
S6.将跳汰尾矿滤干至含水量小于5％，再进行色选，得到含CaCO332.03wt％，CaF28.20wt％，BaSO435.35wt％的方解石矿物和含CaF226.77wt％，BaSO460.17wt％，CaCO35.67wt％的色选尾矿；
S7.将细粒级矿石和色选尾矿合并磨矿，得到入浮物料，其中粒度为-0.074mm矿物的重量百分比为82.00％；
S8.向入浮物料中加入浓度为1％的方解石、重晶石抑制剂和萤石捕收剂进行萤石浮选，得到含CaF298.15wt％，BaSO40.71wt％，CaCO30.68wt％的萤石精矿和含CaF24.22wt％，BaSO478.23wt％，CaCO36.59wt％的浮选尾矿；
其中，浮选工艺为两次粗选和五次精选，抑制剂总用量为1800g/t·入浮物料；方解石、重晶石抑制剂为质量比为1:1:2的酸化水玻璃、黄腐酸和萘磺酸钠，萤石捕收剂为市场上常用的油酸；
S9.对浮选尾矿进行溜槽重选，得到含BaSO492.87wt％，CaF21.57wt％，CaCO32.09wt％的重晶石精矿Ⅱ和含CaF29.58wt％，BaSO448.50wt％，CaCO313.88wt％的溜槽尾矿；
其中，溜槽重选工艺为一次粗选、一次扫选和一次精选。
实施例2
一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿，原矿主要含CaF224.36wt％，BaSO458.15wt％，CaCO38.13wt％，其分离方法如图1所示，包括以下步骤：
S1.采用颚式破碎机和圆锥破碎剂对原矿进行两段破碎，得到粒度为-15mm的破碎矿石；
S2.对破碎矿石进行分级，得到粒度为-1mm的细粒级矿石、粒度为+1～5mm的中粒级矿石以及粒度为+5～15mm的粗粒级矿石；
S3.采用细粒跳汰机对中粒级矿石进行跳汰重选，得到中粒级精矿和尾矿Ⅰ；
S4.采用粗粒跳汰机对粗粒级矿石进行跳汰重选，得到粗粒级精矿和尾矿Ⅱ；
S5.将中粒级精矿和粗粒级精矿合并，得到含BaSO488.21wt％，CaF22.85wt％，CaCO33.46wt％的重晶石精矿Ⅰ；将尾矿Ⅰ和尾矿Ⅱ合并，得到含CaF229.62wt％，BaSO449.37wt％，CaCO310.32wt％的跳汰尾矿；
S6.将跳汰尾矿滤干至含水量小于5％，再进行色选，得到含CaCO334.03wt％，CaF210.02wt％，BaSO428.92wt％的方解石矿物和含CaF233.39wt％，BaSO453.31wt％，CaCO35.76wt％的色选尾矿；
S7.将细粒级矿石和色选尾矿合并磨矿，得到入浮物料，其中粒度为-0.074mm矿物的重量百分比为78.00％；
S8.向入浮物料中加入浓度为3％的方解石、重晶石抑制剂和萤石捕收剂进行萤石浮选，得到含CaF298.56wt％，BaSO40.65wt％，CaCO30.52wt％的萤石精矿和含CaF24.06wt％，BaSO477.04wt％，CaCO37.79wt％的浮选尾矿；
其中，浮选工艺为两次粗选和五次精选，抑制剂总用量为1200g/t·入浮物料；方解石、重晶石抑制剂为质量比为1:1:2的酸化水玻璃、黄腐酸和萘磺酸钠，萤石捕收剂为市场上常用的油酸钠；
S9.对浮选尾矿进行溜槽重选，得到含BaSO490.12wt％，CaF22.10wt％，CaCO33.13wt％的重晶石精矿Ⅱ和含CaF28.33wt％，BaSO448.50wt％，CaCO317.97wt％的溜槽尾矿；
其中，溜槽重选工艺为一次粗选、一次扫选和两次精选。
实施例3
一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿，原矿主要含CaF222.56wt％，BaSO459.35wt％，CaCO38.65wt％，其分离方法如图1所示，包括以下步骤：
S1.采用颚式破碎机和圆锥破碎剂对原矿进行两段破碎，得到粒度为-15mm的破碎矿石；
S2.对破碎矿石进行分级，得到粒度为-1mm的细粒级矿石、粒度为+1～5mm的中粒级矿石以及粒度为+5～15mm的粗粒级矿石；
S3.采用细粒跳汰机对中粒级矿石进行跳汰重选，得到中粒级精矿和尾矿Ⅰ；
S4.采用粗粒跳汰机对粗粒级矿石进行跳汰重选，得到粗粒级精矿和尾矿Ⅱ；
S5.将中粒级精矿和粗粒级精矿合并，得到含BaSO488.65wt％，CaF22.35wt％，CaCO33.75wt％的重晶石精矿Ⅰ；将尾矿Ⅰ和尾矿Ⅱ合并，得到含CaF227.37wt％，BaSO450.77wt％，CaCO311.07wt％的跳汰尾矿；
S6.将跳汰尾矿滤干至含水量小于5％，再进行色选，得到含CaCO336.12wt％，CaF28.86wt％，BaSO429.16wt％的方解石矿物和含CaF231.44wt％，BaSO455.52wt％，CaCO35.56wt％的色选尾矿；
S7.将细粒级矿石和色选尾矿合并磨矿，得到入浮物料，其中粒度为-0.074mm矿物的重量百分比为80.00％；
S8.向入浮物料中加入浓度为3％的方解石、重晶石抑制剂和萤石捕收剂进行萤石浮选，得到含CaF298.32wt％，BaSO40.69wt％，CaCO30.58wt％的萤石精矿和含CaF24.31wt％，BaSO477.92wt％，CaCO37.38wt％的浮选尾矿；
其中，浮选工艺为两次粗选和五次精选，抑制剂总用量为1250g/t·入浮物料；方解石、重晶石抑制剂为质量比为1:1:2的酸化水玻璃、黄腐酸和萘磺酸钠，萤石捕收剂为市场上常用的油酸；
S9.对浮选尾矿进行溜槽重选，得到含BaSO490.03wt％，CaF21.98wt％，CaCO33.01wt％的重晶石精矿Ⅱ和含CaF29.00wt％，BaSO453.50wt％，CaCO316.20wt％的溜槽尾矿；
其中，溜槽重选工艺为一次粗选、一次扫选和两次精选。
实施例4
一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿，原矿主要含CaF220.98wt％，BaSO460.35wt％，CaCO35.89wt％，其分离方法如图1所示，包括以下步骤：
S1.采用颚式破碎机和圆锥破碎剂对原矿进行两段破碎，得到粒度为-20mm的破碎矿石；
S2.对破碎矿石进行分级，得到粒度为-1mm的细粒级矿石、粒度为+1～8mm的中粒级矿石以及粒度为+8～20mm的粗粒级矿石；
S3.采用细粒跳汰机对中粒级矿石进行跳汰重选，得到中粒级精矿和尾矿Ⅰ；
S4.采用粗粒跳汰机对粗粒级矿石进行跳汰重选，得到粗粒级精矿和尾矿Ⅱ；
S5.将中粒级精矿和粗粒级精矿合并，得到含BaSO489.83wt％，CaF22.15wt％，CaCO33.41wt％的重晶石精矿Ⅰ；将尾矿Ⅰ和尾矿Ⅱ合并，得到含CaF225.60wt％，BaSO450.58wt％，CaCO37.17wt％的跳汰尾矿；
S6.将跳汰尾矿滤干至含水量小于5％，再进行色选，得到含CaCO325.52wt％，CaF28.01wt％，BaSO430.58wt％的方解石矿物和含CaF229.57wt％，BaSO455.10wt％，CaCO33.03wt％的色选尾矿；
S7.将细粒级矿石和色选尾矿合并磨矿，得到入浮物料，其中粒度为-0.074mm矿物的重量百分比为82.00％；
S8.向入浮物料中加入浓度为5％的方解石、重晶石抑制剂和萤石捕收剂进行萤石浮选，得到含CaF298.10wt％，BaSO40.75wt％，CaCO30.45wt％的萤石精矿和含CaF23.90wt％，BaSO476.53wt％，CaCO34.32wt％的浮选尾矿；
其中，浮选工艺为两次粗选和五次精选，抑制剂总用量为1300g/t·入浮物料；方解石、重晶石抑制剂为质量比为1:1:2的酸化水玻璃、黄腐酸和萘磺酸钠，萤石捕收剂为市场上常用的油酸；
S9.对浮选尾矿进行溜槽重选，得到含BaSO491.12wt％，CaF21.76wt％，CaCO32.18wt％的重晶石精矿Ⅱ和含CaF28.31wt％，BaSO446.44wt％，CaCO38.74wt％的溜槽尾矿；
其中，溜槽重选工艺为一次粗选、一次扫选和两次精选。
对照例1
采用本发明实施例1中分离富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的各项指标与对照例1进行对比，其中对照例1采用实施例1中的原矿，其分离方法为：中国专利文献CN201510202332.2中记载的技术方案(本对照例是与现有技术进行对比，用于证明本发明的分离方法效果更好)。
对照例2
采用本发明实施例1中分离富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的各项指标与对照例2进行对比，其中对照例2采用实施例1中的原矿，其分离方法为：不包括步骤S3～S5，并将实施例1中的S6替换为直接对中粒级矿石和粗粒级矿石进行色选，得到方解石矿物和色选尾矿；其他条件如药剂用量、磨矿细度和后续采用的工艺流程等与本发明实施例1均相同(本对照例是与无跳汰重选步骤进行对比，用于证明本发明的分离方法效果更好)。
对照例3
采用本发明实施例1中分离富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的各项指标与对照例3进行对比，其中对照例3采用实施例1中的原矿，其分离方法为：不包括步骤S6，并将实施例1中的S7直接替换为将细粒级矿石和跳汰尾矿合并磨矿，得到入浮物料；其他条件如药剂用量、磨矿细度和后续采用的工艺流程等与本发明实施例1均相同(本对照例是与无色选步骤进行对比，用于证明本发明的分离方法效果更好)。
对照例4
采用本发明实施例1中分离富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的各项指标与对照例4进行对比，其中对照例4采用实施例1中的原矿，其分离方法为：抑制剂替换为现有技术的糊精磺化菲、单宁酸、腐殖酸钠等；其他条件如药剂用量、磨矿细度和后续采用的工艺流程等与本发明实施例1均相同(本对照例是与将抑制剂替换为现有技术进行对比，用于证明本发明的抑制剂分离效果更好)。
试验效果
1.为了验证本发明的分离方法的效果，对实施例1～4和对照例1～4各分离所得矿物的产率、品位和回收率进行了测试，结果如下表所示：
Figure BDA0002406116510000081
Figure BDA0002406116510000091
由上表可知，相比于实施例1，对照例1中萤石精矿的产率无明显变化，但其中CaF2的品位和回收率明显下降；重晶石精矿的产率无明显变化，但其中BaSO4的品位和回收率下降；
对照例2中萤石精矿的产率无明显变化，但其中CaF2的品位和回收率明显下降；重晶石精矿的产率、BaSO4的品位和回收率均明显下降；这说明跳汰重选能够提高萤石精矿中CaF2的品位和回收率，重晶石精矿的产率以及其中BaSO4的品位和回收率；
对照例3中萤石精矿的产率无明显变化，但其中CaF2的品位和回收率明显下降；重晶石精矿的产率和BaSO4的回收率均明显下降，BaSO4的品位无明显变化；这说明色选能够提高萤石精矿中CaF2的品位和回收率、重晶石精矿的产率以及其中BaSO4的回收率；
对照例4中萤石精矿的产率无明显变化，但其中CaF2的品位和回收率明显下降；重晶石精矿的产率、BaSO4的品位和回收率无明显变化；这说明本发明的抑制剂能够提高萤石精矿中CaF2的品位和回收率。
2.为了验证本发明的选矿用水循环利用的效果，进行了对比试验。试验分为实验组、对照组A和对照组B，并分别对其浮选入料以及所得萤石精矿和浮选尾矿的产率、CaF2品位和CaF2回收率进行了测试；其中，实验组为将实施例1所得选矿用水用于浮选分离，对照组A为将清水用于浮选分离，对照组B为将对照例1所得选矿用水用于浮选分离，浮选分离的方法均与实施例1相同。结果如下表所示：
Figure BDA0002406116510000101
由上表可知，相比于对照组A，实验组所得萤石精矿的产率以及其中CaF2的品位和回收率无明显变化；对照组B所得萤石精矿的产率无明显变化，但其中CaF2的品位和回收率明显下降。因此，现有技术的选矿用水循环利用时会明显降低所得萤石精矿中CaF2的品位和回收率；但本发明的选矿用水可循环利用，且效果与清水无明显区别。
综上所述，本发明的一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法，能够获得优品质酸级萤石精矿和重晶石精矿，并且浮选回水能够循环利用。
以上所述仅是本发明的优选实施方式，应当理解本发明并非局限于本文所披露的形式，不应看作是对其他实施例的排除，而可用于各种其他组合、修改和环境，并能够在本文所述构想范围内，通过上述教导或相关领域的技术或知识进行改动。而本领域人员所进行的改动和变化不脱离本发明的精神和范围，则都应在本发明所附权利要求的保护范围内。

Claims (9)

1.一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1.对原矿进行破碎，得到破碎矿石；
S2.对所述破碎矿石进行分级，得到细粒级矿石、中粒级矿石和粗粒级矿石；
S3.对所述中粒级矿石进行跳汰重选，得到中粒级精矿和尾矿Ⅰ；
S4.对所述粗粒级矿石进行跳汰重选，得到粗粒级精矿和尾矿Ⅱ；
S5.将所述中粒级精矿和粗粒级精矿合并得到重晶石精矿Ⅰ；将所述尾矿Ⅰ和尾矿Ⅱ合并，得到跳汰尾矿；
S6.对所述跳汰尾矿进行色选，得到方解石矿物和色选尾矿；
S7.将所述细粒级矿石和色选尾矿合并磨矿，得到入浮物料；
S8.对所述入浮物料进行分离浮选，得到萤石精矿和浮选尾矿；
S9.对所述浮选尾矿进行溜槽重选，得到重晶石精矿Ⅱ和溜槽尾矿。
2.根据权利要求1所述的一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法，其特征在于，所述破碎矿石的粒度为-20mm；所述细粒级矿石的粒度为-1mm，所述中粒级矿石的粒度为+1～-8mm，所述粗粒级矿石的粒度为+8～-20mm。
3.根据权利要求1所述的一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法，其特征在于，所述破碎矿石的粒度为-15mm；所述细粒级矿石的粒度为-1mm，所述中粒级矿石的粒度为+1～-5mm，所述粗粒级矿石的粒度为+5～-15mm。
4.根据权利要求1所述的一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法，其特征在于，S6中，先将所述跳汰尾矿滤干至含水量小于5％，再进行色选。
5.根据权利要求1所述的一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法，其特征在于：S7中，所述入浮物料中粒度为-0.074mm矿物的重量百分比为75％～85％。
6.根据权利要求1所述的一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法，其特征在于，S8中，所述分离浮选的抑制剂包括酸化水玻璃、黄腐酸和萘磺酸钠。
7.根据权利要求6所述的一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法，其特征在于，所述酸化水玻璃、黄腐酸和萘磺酸钠的质量比为1:1:2。
8.根据权利要求6或7任一项所述的一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法，其特征在于，所述抑制剂的用量为1000～2000g/t·入浮物料。
9.根据权利要求1所述的一种富含方解石的低品位萤石重晶石共生矿的分离方法，其特征在于，S9中，所述溜槽重选包括至少一次粗选、至少一次扫选和至少一次精选。
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