重晶石-石英-萤石伴生矿选矿试验研究

汪　巍，高惠民，2，喻福涛，窦　帅

(1.武汉理工大学资源与环境工程学院，湖北 武汉 430070；2.武汉理工大学矿物资源加工与环境湖北省重点实验室，湖北 武汉 430070)

重晶石-石英-萤石伴生矿选矿试验研究

汪巍1，高惠民1，2，喻福涛1，窦帅1

(1.武汉理工大学资源与环境工程学院，湖北 武汉 430070；2.武汉理工大学矿物资源加工与环境湖北省重点实验室，湖北 武汉 430070)

摘要：湖南某重晶石矿与石英、萤石和铅锌矿等伴生，为综合开发利用该矿产资源，对其进行选矿试验研究。矿石中含0.98%的铅锌矿，具有一定回收价值，试验采用硫酸铜、乙基钠黄药优先回收铅锌混合粗精矿，浮选铅锌尾矿则采用水玻璃作石英等脉石矿物抑制剂，十二烷基硫酸钠为捕收剂浮出重晶石精矿。通过混浮铅锌、一粗、一扫和五精重晶石浮选闭路流程，获得了铅锌品位35.49%、产率2.54%的铅锌混合粗精矿，BaSO4品位92.15%、BaSO4回收率94.33%、比重4.3g/cm3的重晶石精矿，以及BaSO4品位仅5.07%的重晶石尾矿，实现了重晶石、铅锌矿与石英等脉石矿物的有效分离。铅锌混合粗精矿可进一步浮选获得合格的铅精矿与锌精矿。

关键词：重晶石；石英；萤石；浮选

重晶石是一类重要的含钡工业矿物，广泛应用于石油、天然气钻井泥浆加重剂与制造各种含钡的化工产品等[1-3]。湖南重晶石矿床多为沉积型，矿石组成复杂，常与石英、黏土矿物、萤石和铅锌矿等伴生[1]，而重晶石与萤石可浮性极为近似，浮选分离困难[4]，因此重晶石、石英和萤石的高效分离是一个重要的研究课题。

针对湖南某伴生石英、萤石和铅锌的重晶石矿，采用优先回收铅锌混合粗精矿后浮出重晶石精矿的选矿工艺对其进行综合回收，得到了铅锌品位35.49%、产率2.54%的铅锌混合粗精矿，BaSO4品位92.15%、BaSO4回收率94.33%、比重4.3g/cm3的重晶石精矿，以及BaSO4品位仅5.07%的重晶石尾矿，实现了重晶石、铅锌矿与重晶石、铅锌矿与石英等脉石矿物的有效分离，为该地重晶石矿的高效利用提供了一种可行的技术方案。

1试样性质

试样取自湖南某重晶石矿山，呈灰白色，泥化严重，有明显砂感。试样多元素化学分析和XRD物相分析图谱分别见表1和图1。

表1　试样多元素化学分析结果/%

由表1和图1可知，试样主要矿物为重晶石、石英、萤石、方解石、天青石和白云母。其矿物组成(w/%)为：重晶石，46；石英，31；萤石，6；方解石，2；天青石，1.6；方铅矿，0.48；闪锌矿，0.40；其他(黏土类)，12。重晶石、石英和萤石总量为83%，因此试验主要考虑三者之间的浮选分离，同时铅锌含量为0.98%，具有一定经济价值，可考虑优先回收。

图1　试样XRD物相分析图谱

2试验设备与药剂

试验设备包括SP-60×100颚式破碎机(贵阳探矿机械厂)，XPS-Φ250×150对辊破碎机(武汉探矿机械厂)和PK/FD型单槽浮选机(武汉洛克粉磨设备制造有限公司)。

试验所用药剂为水玻璃(工业级，市购)，碳酸钠和十二烷基硫酸钠(均为分析纯，国药集团化学试剂有限公司)。

3选矿试验

试样中含0.98%的铅锌矿，具有一定的经济价值，同时铅锌存在于重晶石精矿中对其品质(白度等)有较大影响[5]，因此试验采取优先回收铅锌混合粗精矿后浮出重晶石精矿的工艺对该矿进行综合回收。硫酸铜与乙基钠黄药可有效浮选铅锌，试验通过图2流程得到了铅锌品位35.49%、产率2.54%的铅锌混合粗精矿；得到的浮选铅锌尾矿则采用水玻璃作石英等脉石矿物抑制剂，十二烷基硫酸钠为捕收剂浮出重晶石精矿，并进行后续浮选试验。由于试样中黏土矿物较多，而水玻璃具有很好的分散效果，同时又能较好的抑制石英、萤石和方解石等脉石矿物[6]，因此试验以水玻璃为重晶石浮选的抑制剂和分散剂；十二烷基硫酸钠是重晶石浮选常用阴离子捕收剂，其抗硬水能力、水溶性和耐低温性能均较好[7]，因此以十二烷基硫酸钠为重晶石浮选的捕收剂。

3.1粗选条件试验

3.1.1磨矿细度试验

适宜的磨矿细度是获得高品位重晶石精矿的前提[6]。采用Na2CO3调节矿浆pH值为7，水玻璃用量为500g/t，十二烷基硫酸钠用量为400g/t，分别在-0.074mm含量为61.76%、69.66%、77.73%和85.84%的磨矿细度下对试样进行粗选条件试验，试验结果见图3。

由图3可知：随着磨矿细度从-0.074mm 61.76%提高到-0.074mm 85.84%，重晶石粗精矿的品位先升高后降低，而回收率不断升高。当磨矿细度为-0.074mm 69.66%时，重晶石与脉石矿物已较好解离，重晶石粗精矿品位为58.03%，回收率为88.39%，综合指标最佳。故确定试样适宜的磨矿细度为-0.074mm 69.66%。

3.1.2粗选pH值条件试验

适宜的pH值是实现重晶石、石英和萤石浮选分离的重要条件[7]。在磨矿细度-0.074mm 69.66%，水玻璃用量为500g/t，十二烷基硫酸钠用量为400g/t的固定条件下，改变矿浆pH值进行粗选试验，试验结果见图4。

3.1.3粗选水玻璃用量试验

在磨矿细度为-0.074mm 69.66%，矿浆pH=9，十二烷基硫酸钠用量为400g/t的固定条件下，改变水玻璃用量进行粗选试验，试验结果见图5。

由图5可知：随着水玻璃用量增加，重晶石粗精矿的品位和回收率均先升高后下降，在水玻璃用量为800g/t时，粗精矿品位均达最高值60.21%，回收率较高为98.51%。这是因为水玻璃在水溶液中形成了较多的细小硅酸胶粒，能增强对石英、黏土和方解石等脉石矿物的抑制效果并提高矿泥的分散作用，但当其用量过大时，不仅抑制脉石矿物，也抑制重晶石[3]，因此在浮选中水玻璃用量要适当控制，同时要及时调整捕收剂用量。故确定适宜粗选水玻璃用量为800g/t。

3.1.4粗选十二烷基硫酸钠用量试验

在磨矿细度为-0.074mm 69.66%，矿浆pH=9，水玻璃用量为800g/t的固定条件下，改变十二烷基硫酸钠用量进行粗选试验，试验结果见图6。

由图6可知：随着十二烷基硫酸钠用量增加，重晶石粗精矿品位先升高后降低再升高，回收率则不断升高。当十二烷基硫酸钠用量为300g/t时，重晶石粗精矿品位为62.52%、回收率为96.68%，综合指标最佳。故确定适宜粗选水玻璃用量为300g/t。

3.2精选I水玻璃用量试验

粗选重晶石精矿品质不佳，为进一步提高重晶石精矿品位，固定精选I矿浆pH=9，进行精选I水玻璃用量条件试验，试验结果见图7。

图2　试验流程

图3　磨矿细度对浮选指标的影响

图4　矿浆pH值对浮选指标的影响

图5　水玻璃对浮选指标的影响

图6　十二烷基硫酸钠对浮选指标的影响

图7　精选I水玻璃对浮选指标的影响

由图7可知：随着精选I水玻璃用量增加，重石精矿品位先降低后升高再降低，回收率则先升高后降低再升高。当精选I水玻璃用量为600g/t时，重晶石精矿品位达到最高值72.18%，相应的回收率为93.79%，综合指标最佳。故确定精选I水玻璃用量为600g/t。

3.3开路试验流程

在混浮铅锌、粗选条件和精选I条件试验的基础上，进行开路流程试验，试验流程见图8，试验结果见表2。

由表2可知，试样经混浮铅锌、1次重晶石粗选和5次重晶石精选流程，获得了铅锌品位35.49%、产率2.54%的铅锌混合粗精矿，BaSO4品位94.81%、BaSO4回收率75.54%、比重4.4g/cm3的重晶石精矿。

3.4闭路试验

在开路流程试验的基础上进行了闭路流程试验。为了保证精矿品位，闭路试验增加1次扫选，闭路试验流程及条件见图9，试验结果见表3，闭路试验重晶石精矿XRF荧光分析结果见表4。

图8　开路试验流程

表2　开路试验流程结果/%

表3　闭路试验结果/%

表4　闭路试验重晶石精矿XRF分析结果

图9　重晶石闭路试验

由表3可看出，试样经过混浮铅锌、1次重晶石粗选、1次重晶石扫选和5次重晶石精选闭路流程，获得了铅锌品位35.49%、产率2.54%的铅锌混合粗精矿，BaSO4品位92.15%、BaSO4回收率94.33%、比重4.3g/cm3的重晶石精矿。

4结论

1)湖南某重晶石-石英-萤石型伴生矿中主要矿物为重晶石、石英和萤石以及黏土类矿物，还有少量天青石、方解石、方铅矿和闪锌矿。

2)采用硫酸铜、乙基钠黄药优先回收铅锌混合精矿，浮选铅锌尾矿则采用水玻璃作石英等脉石矿物抑制剂，十二烷基硫酸钠为捕收剂浮出重晶石精矿，对该矿进行了综合回收。通过混浮铅锌，1次重晶石粗选、1次重晶石扫选和5次重晶石精选闭路流程获得了铅锌品位35.49%、产率为2.54%的铅锌混合粗精矿、BaSO4品位为92.15%、BaSO4回收率为94.33%和比重4.3g/cm3的重晶石精矿，以及BaSO4品位仅5.07%的重晶石尾矿。

参考文献

[1]李占远.我国重晶石资源分布于开发前景[J].中国非金属矿工业导刊，2004(5)：86-88.

[2]李文光.重晶石矿资源特点及利用[J].矿产保护与利用，1991(1)：25-27.

[3]史文涛，高惠民.桃林某萤石与重晶石共生矿选矿试验研究[D].武汉：武汉理工大学，2012.

[4]B.Bernard-Michel，M.N.Pons，H.Vivier.Quantification，by image analysis，of effect of operational conditions on size and shape of precipitated barium sulphate[J].Chemical Engineering Journal，2002，87(2)：135-147.

[5]肖琴.超细活性重晶石的制备工艺研究[D].长沙：中南大学，2013.

[6]周晓四，王资，武崇德.萤石-重晶石浮选分离试验研究[J].昆明冶金高等专科学校学报，1996(4)：74-79.

[7]岳成林.萤石、重晶石和方解石的可浮性研究[J].化工矿物与加工，2001(9)：8-10.

[8]王淀佐.浮选剂作用原理及应用[M].北京：冶金工业出版社，1982：295-299.

[9]孙传尧，印万忠.硅酸盐矿物浮选原理[M].北京：科学出版社，2001.

Experimental study on beneficiation for associated minerals of barite，quart and fluorite

WANG Wei1，GAO Hui-min1，2，YU Fu-tao1，DOU Shuai1

(1.School of Resources & Environment Engineering，Wuhan University of Technology，Wuhan 430070，China；2.Hubei Key Laboratory of Mineral Resources Processing and Environment，Wuhan University of Technology，Wuhan 430070，China)

Abstract:A certain barite in Hunan was associated with quartz，fluorite and lead-zinc ore.An experimental study on beneficiation had been carried out in order to develop and utilize the mineral resources comprehensively.The ore contained 0.98% of lead-zinc ore，which had certain collection value.Primarily，the copper sulfate and sodium ethyl xanthenes were used to collect lead-zinc mixed rough concentrate.Then the barite concentrate was obtained with sodium silicate as inhibitor of gangue minerals such as quart，and sodium dodecyl sulfate as collector from the tailings of lead-zinc flotation.The lead-zinc mixed rough concentrate with lead-zinc grade 35.49% and yield 2.54%，the barite concentrate with BaSO4 grade 92.15%，BaSO4 recovery 94.33% and density 4.3g/cm3，barite tailings with BaSO4 grade 5.07% were obtained through mixed flotation of lead-zinc and closed-circuit barite flotation process of one roughing，one scavenging and five cleaning.An effective separation of barite and lead-zinc ore with gangue minerals such as quart was realized.The qualified lead concentrate and zinc concentrate can be gotten by further flotation from lead-zinc mixed rough concentrate.

Key words：barite；quart；fluorite；flotation

收稿日期：2015-03-14

作者简介：汪巍(1992-)，男，硕士研究生，主要从事非金属材料的研究。E-mail：1148377404@qq.com。 通讯作者：高惠民(1958-)，男，教授，博士，主要从事非金属材料的研究。E-mail：gaohuimin1958@126.com。

中图分类号：TD985

文献标识码：A

文章编号：1004-4051(2016)02-0139-05