一种难选尾矿中铁和硫酸钡的分离及回收利用选矿方法与流程

1.本发明属于冶金和矿物加工悬浮流态化焙烧技术领域，具体涉及一种难选尾矿中铁和硫酸钡的分离及回收利用选矿方法。


背景技术：

2.矿产资源在国民经济发展过程中占有非常重要的地位，我国有95％以上的能源和85％的工业原料取自于矿产资源，矿产资源是一种不可再生的自然资源。近年来，随着我国经济的高速增长和现代化进程的快速推进，矿产资源的消费量快速增长，导致矿山固体废弃物的产生量和贮存量逐年增加。为了提高矿产资源的利用率，延长使用年限，也为了保护人类赖以生存的生态环境。人们越来越重视尾矿的综合利用及治理问题。
3.我国目前堆存的废弃物已达200亿t之多。而且还在以每年几亿吨的速度增加。目前我国的尾矿综合利用率低，大量的尾矿只能堆放在尾矿库或一些自然场地中，如此之多的尾矿不可避免地带来一系列的问题。我国矿产资源的利用率低致使总回收率比发达国家低很多。据不完全统计，冶金矿山每年排放尾矿量达1.5亿t以上，而其中铁的品位平均为11％，有的高达27％；我国矿产资源共、伴生组分丰富，其中铁矿石中大约有30多种有价成分，能回收的就有20多种，一些金属元素尚遗留在尾矿中，每年矿产资源开发损失总价值约780亿元。而对于尾矿中的大半乃至90％以上的非金属组分更是极少开发利用。铁尾矿综合利用是一项多学科、多层次、多因素的系统工程，也是一个带有战略性的大课题，是保护有限的矿产资源、促进经济发展、保护人类环境的一种有效手段。铁尾矿资源的综合利用，任务艰巨，形势迫切。
4.工业发达的国家已把矿业废料的开发利用作为矿山开发的新目标，把尾矿的综合利用及治理的程度作为衡量一个国家科技水平和经济发达程度的标志。我国这方面的研究起步较晚，但是迫于形势所需，人们越发认识到尾矿综合利用及治理是提高矿产资源利用率及保持矿业可持续发展的必要措施。对保护人类赖以生存的生态环境有着重要意义。
5.由于尾矿成分复杂、分布不均，也因地域的不同其中有价组分的种类及含量差别很大，所以尾矿的综合利用要具体问题具体分析，不同的矿石性质不同的选矿方法。
6.目前我国尾矿的综合利用主要集中在以下两方面。
7.⑴
尾矿再选—从尾矿中回收有价成分
8.⑵
尾矿用作建筑材料
9.但是，传统方法存在如下问题，从尾矿中回收有价成分的品位不高，回收率偏低：例如，某含铁硫酸钡尾矿，获得的硫酸钡精矿，即重晶石精矿品质较差，无法满足化工需求，且回收率低；磁选获得铁精矿品质较差，且回收率低；
10.为解决矿山固体废物所带来的资源浪费、环境污染以及安全等问题，国家鼓励企业发展低品位选矿高效回收利用技术，并出台了一系列激励政策(如免征或者减征资源税)和法律法规规范等引领矿山固体废弃物资源化综合利用，以大力提高矿山固体废弃物的综合利用率，实现尾矿的减量化、资源化和无害化。
11.本发明响应国家政策导向，针对某矿山选厂尾矿库约1.12亿吨，铁品位约21％、bao含量约8％左右的复杂难选氧化铁矿石，设计了一种多组分矿物分离与回收工艺、方法，旨在回收铁、钡等资源并实现分选后尾矿砂的综合利用。


技术实现要素：

12.本发明旨在针对含铁硫酸钡尾矿的开发利用，具体设计了一种难选尾矿中铁和硫酸钡的分离及回收利用选矿方法，即尾矿弱磁-强磁预富集-悬浮焙烧，一段弱磁-再磨-两段弱磁-一粗一精四扫反浮选；预富集尾矿分级-溜槽、摇床重选，重选精矿磨矿分级一粗五精浮选工艺。以实现尾矿资源的减量化和铁矿物、硫酸钡资源的高效回收利用。
13.一种难选尾矿中铁和硫酸钡的分离及回收利用选矿方法，按以下步骤进行：
14.(1)尾矿预富集
15.尾矿调浆后经过弱磁，强磁粗、扫选分选提精抛尾，得到预选精矿和预选尾矿；其中，弱磁选磁场强度1500-2500oe，强磁粗选场强10000-13000oe，强磁扫选场强13000-15000oe；
16.(2)铁精矿系统
17.将所述预选精矿浓缩过滤，得到水分低于11％的脱水矿粉；所述脱水矿粉经过预热、加热、还原，在悬浮状态下与还原气体混合进行还原，获得焙砂；所述还原气有效还原组分为co和h2，还原气体的浓度≥45％。所述预热温度为350～500℃，预热时间3～5min；加热温度为630-680℃，加热时间1.5～3min；还原温度为530-590℃，还原时间为30-40min，还原气过剩系数不低于1.3；
18.所述焙砂搅拌造浆后由泵送至一次弱磁选分选，获得一段弱磁选精矿和一段弱磁选尾矿；一段弱磁选尾矿返回硫酸钡系统进行磨矿分级；一段弱磁选精矿磨矿分级后，进行二、三次弱磁选作业；其中，一段弱磁选磁场强度2500-4000oe，二段弱磁选磁场强度2000-3500oe，三段弱磁选磁场强度1500-3000oe；
19.将三段弱磁选精矿加入胺类阳离子捕收剂，用量为粗选110-150g/t，精选45-85g/t，ph调整剂硫酸用量3500～4500g/t，抑制剂淀粉400g/t-600g/t，采用一粗、一精、多段扫选反浮选流程，去浓缩过滤得到铁精矿，弱磁二段、三段磁选尾矿和浮选尾矿浓缩后输送至尾矿坝；
20.(3)硫酸钡系统
21.将步骤(1)所述的预选尾矿经旋流器分级后通过溜槽、摇床分级后，摇床分级后的粗粒级物料经重选精矿磨矿分级后，加入调整剂、捕收剂、起泡剂；捕收剂氧化石蜡皂200-400克/吨，起泡剂2#油20-80克/吨，ph调整剂碳酸钠800-1500克/吨，采用一粗选五精选的正浮选工艺，得到重晶石精矿；
22.摇床分级后的细粒级物料经过细筛控制分级后的筛上物料可以作为建筑材料，直接用于制作蒸压砖用于制作蒸压砖，其强度高于普通红砖，筛下物料浓缩后输送至尾矿坝。
23.进一步地，所述尾矿属于复杂难选氧化铁矿，所述尾矿铁品位20～24％，尾矿中的bao含量达6％～9％；尾矿细度-0.074mm含量60％以上。
24.进一步地，步骤(1)所述的弱磁磁场强度为1500～2500oe，强磁磁场强度为10000～15000oe，抛尾产率为25％-30％。
25.进一步地，步骤(2)所述的预选精矿浓缩过滤后水分低于11％的脱水矿粉经过预热、加热、还原，在流态化状态下与还原气体混合进行还原，获得焙砂；所述还原气有效还原组分为co和h2，还原气体的浓度≥45％。所述预热温度为350～500℃，预热时间3～5min；加热温度为630-680℃，加热时间1.5～3min；还原温度为530-590℃，还原时间为30-40min，还原气过剩系数不低于1.3。
26.进一步地，步骤(2)所述的一段弱磁选的磁场强度为：卸矿区500～1500oe、分选区1500～3000oe、扫选区3000～4000oe；所述二段、三段弱磁选的磁场强度为：卸矿区500～1000oe、分选区1000～2000oe、扫选区2000～3000oe。
27.进一步地，步骤(2)所述的磨矿分级采用旋流器，所述旋流器溢流粒度-0.037mm 85％～95％。
28.进一步地，步骤(2)所述的捕收剂采用胺类阳离子捕收剂，硫酸ph调整剂，淀粉抑制剂；其中，胺类阳离子捕收剂用量，粗选作业为110-150g/t，精选作业为45-85g/t，ph调整剂硫酸用量3500～4500g/t，抑制剂淀粉400g/t-600g/t。
29.进一步地，所述铁精矿品位为57％-61％，铁回收率为56％-60％。
30.进一步地，步骤(3)所述的浮选药剂ph调整剂为碳酸钠，用量为800-1500克/吨，起泡剂采用2#油，用量20-80千克/吨，捕收剂采用氧化石蜡，用量200-400克/吨。
31.进一步地，所述重晶石精矿硫酸钡品位为85％-92％，硫酸钡回收率为48-53％。
32.本发明的有益效果：
33.⑴
通过尾矿预富集-悬浮磁化焙烧-磁选-反浮选选矿方法，通过旋流器、螺旋溜槽、摇床重选富集-磨矿分级-一粗五精正浮选选矿方法。最终可获得铁品位57％以上，金属回收率56％以上的铁精矿；富集过程丢弃的尾砂通过浮选工艺回收重晶石，获得bao含量60.09％(baso4含量91.5％)，bao回收率53.27％(浮选作业baso4回收率85％)综合回收指标，回收所得重晶石质量达到国家化工用重晶石2级标准；同时尾矿作为粉状物料可作为建筑材料，直接用于制作蒸压砖，在配比为60％时，强度完全满足行业标准，并高于普通红砖；
34.⑵
增加了企业铁精矿的自给率，在一定程度上缓解企业对高品位铁矿石的对外依赖，减轻矿山开采压力，提高矿山服务年限，为企业资源战略创造良好条件；
35.⑶
尾矿是选矿分选作业的产物中有用目标组分含量低而无法用于生产的部分，通过固体废弃物综合利用先进工艺技术处理后，实现了变废为宝，既保护了资源，又充分利用了资源，同时又净化了环境，可谓一举多得；
36.⑷
尾矿是有待挖潜的宝藏，矿山固体废弃物的资源化综合利用，不仅可以解决堆存带来的各种安全隐患问题和环境保护问题，还可以变废为宝，回收其中的资源，解决资源浪费与部分资源紧张的问题，同时还能带来良好的经济和环境效益。因此，开发利用长期搁置的大量尾矿是我国矿业循环经济当前的首要任务，也是市场化需求的必然结果。
附图说明
37.图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
38.本发明实施例的工艺流程图，如图1所示。
39.实施例1
40.(1)尾矿预富集
41.本实施里中的尾矿细度-0.074mm含量67.5％、铁品位21.5％、bao含量6.95％、sio2含量为40％的难选尾矿，库内回采采用干式回采工艺，用履带液压式挖掘机挖掘，运输设备选用自卸汽车运输，尾矿库尾矿采用制浆泵送，制浆包括受料槽，带式输送机，搅拌槽，渣浆泵、除渣筛及管道等。尾矿库内尾矿经二次造浆后，由泵送至选矿厂内预选系统预富集选别，经过弱磁，强磁粗、扫选分选提精抛尾后泵送至新建的焙烧前浓缩过滤系统：具体工艺是通过磁场强度为1893oe的弱磁选机选出少量磁铁矿后，弱磁性的难选铁尾矿砂通过立环、平环强磁选机进行分选抛尾，粗选磁场强度为11800，扫选磁场强度为14500oe，尾矿预富集抛尾，得到预选精矿和预选尾矿；抛尾产率32.6％，可大幅减少入悬浮磁化焙烧炉矿量并提高入炉品位；
42.(2)铁精矿系统
43.将所述预选精矿矿浆浓缩过滤，得到水分10.63％的脱水矿粉；所述脱水矿粉由带式输送机输送至焙烧前原料仓，仓内尾矿砂由上料带式输送机送至焙烧悬浮给料漏斗，脱水矿粉送入悬浮磁化焙烧炉，经过预热、加热、还原，在悬浮状态下与还原气体混合进行还原，其中还原温度为565℃，还原时间为33min，还原完成后获得焙砂，尾矿经过悬浮磁化焙烧后由难选弱磁性铁矿砂还原为易选强磁性磁铁矿；
44.所述焙砂冷却至165
°
以下给入料浆搅拌槽内进行搅拌造浆，造浆后，55℃浆体由泵送至一次弱磁选分选，获得一段弱磁选精矿和一段弱磁选尾矿；一段弱磁选尾矿返回硫酸钡系统进行磨矿分级；一段弱磁选精矿磨矿分级后，进行二、三次弱磁选作业；经过焙烧磁选后的铁尾砂中bao含量不低于8％，仍然具备回收价值，将尾砂返回硫酸钡系统进行磨矿分级；
45.一段弱磁选的磁场强度：卸矿区750oe、分选区2138oe、扫选区3439oe，获得一段弱磁选精矿和一段弱磁选尾矿；一段弱磁精矿给入磨矿分级系统，采用旋流器磨矿，所述旋流器溢流粒度-0.037mm93.5％，自流至二、三次弱磁机进行磁选作业，二段、三段弱磁选的磁场强度：卸矿区612oe、分选区1693oe、扫选区2654oe；
46.由于磁选铁精矿中sio2含量较高，需要进一步浮选脱硅提精，将三段弱磁选精矿输送去浮选，浮选作业采用一粗、一精、多段扫选反浮选流程，药剂制度：胺类阳离子捕收剂，粗选作业为132克/吨、精选作业为63克/吨，抑制剂淀粉503克/吨、ph调整剂硫酸4078克/吨，浮选精矿浓缩过滤得到铁精矿，弱磁二段、三段磁选尾矿和浮选尾矿浓缩后输送至尾矿坝；
47.(3)硫酸钡系统
48.步骤1所述的预选尾矿采用螺旋溜槽、摇床分级后，摇床分级后的粗粒级物料经重选精矿磨矿分级后去浮选分选，浮选工艺采用正浮选，浮选药剂制度：ph调整剂采用碳酸钠1254克/吨、起泡剂采用2#油，用量50克/吨，捕收剂采用氧化石蜡，用量303克/吨。经过一粗选五精选的正浮选工艺，得到重晶石精矿；
49.旋流器、螺旋溜槽、摇床分级后的细粒级物料经过细筛控制分级后的筛上物料用于制作蒸压砖；分级溢流和筛下产物浓缩后输送至尾矿坝。
50.得到铁精矿品位58.67％、铁回收率57.82％，重晶石精矿品位85.00％，重晶石回
收率52.09％，回收所得重晶石质量达到国家化工用重晶石2级标准；同时回收的尾矿细砂粉状物料可以作为建筑材料，直接用于制作蒸压砖，在配比为60％时，强度完全满足行业标准，并高于普通红砖。
51.实施例2
52.(1)尾矿预富集
53.本实施里中的尾矿细度-0.074mm含量73.2％、铁品位22.03％、bao含量7.38％、sio2含量为38.9％的难选尾矿，尾矿库尾矿采用制浆泵送，经二次造浆后，由泵送至选矿厂内预选系统预富集选别，经过弱磁，强磁粗、扫选分选提精抛尾后泵送至新建的焙烧前浓缩过滤系统：具体工艺是通过磁场强度为1805oe的弱磁选机选出少量磁铁矿后，弱磁性的难选铁尾矿砂通过立环、平环强磁选机进行分选抛尾，粗选磁场强度为10500，扫选磁场强度为14100oe，尾矿预富集抛尾，得到预选精矿和预选尾矿；抛尾产率33.13％，可大幅减少入悬浮磁化焙烧炉矿量并提高入炉品位；
54.(2)铁精矿系统
55.将所述预选精矿矿浆浓缩过滤后得到水分9.42％的脱水矿粉送入悬浮磁化焙烧炉，经过预热、加热、还原，在悬浮状态下与还原气体混合进行还原，其中还原温度为547℃，还原时间为34.5min，还原完成后获得焙砂，尾矿经过悬浮磁化焙烧后由难选弱磁性铁矿砂还原为易选强磁性磁铁矿；
56.所述焙砂冷却至155
°
以下给入料浆搅拌槽内进行搅拌造浆，造浆后浆体由泵送至一次弱磁选分选，获得一段弱磁选精矿和一段弱磁选尾矿；一段弱磁选尾矿返回硫酸钡系统进行磨矿分级；一段弱磁选精矿磨矿分级后，进行二、三次弱磁选作业；经过焙烧磁选后的铁尾砂中bao含量8.97％，仍然具备回收价值，将尾砂返回硫酸钡系统进行磨矿分级；
57.一段弱磁选精矿磨矿分级后，进行二、三次弱磁选作业；其中，一段弱磁选磁场强度2879oe，二段弱磁选磁场强度2313oe，三段弱磁选磁场强度1877oe。
58.磁选后的三段弱磁选精矿输送去浮选，浮选作业采用一粗、一精、多段扫选反浮选流程，药剂制度：胺类阳离子捕收剂，粗选作业为125克/吨、精选作业为77克/吨，抑制剂淀粉483克/吨、ph调整剂硫酸4318克/吨，浮选精矿浓缩过滤得到铁精矿，弱磁二段、三段磁选尾矿和浮选尾矿浓缩后输送至尾矿坝；
59.(3)硫酸钡系统
60.步骤1所述的预选尾矿采用螺旋溜槽、摇床分级后，摇床分级后的粗粒级物料经重选精矿磨矿分级后去浮选分选，浮选工艺采用正浮选，浮选药剂制度：ph调整剂采用碳酸钠1287克/吨、起泡剂采用2#油，用量55克/吨，捕收剂采用氧化石蜡，用量317克/吨。经过一粗选五精选的正浮选工艺，得到重晶石精矿；
61.旋流器、螺旋溜槽、摇床分级后的细粒级物料经过细筛控制分级后的筛上物料用于制作蒸压砖；分级溢流和筛下产物浓缩后输送至尾矿坝。
62.得到铁精矿品位59.25％、铁回收率57.34％，重晶石精矿品位85.69％，重晶石回收率51.65％，回收所得重晶石质量达到国家化工用重晶石2级标准；同时回收的尾矿细砂粉状物料可以作为建筑材料，直接用于制作蒸压砖，在配比为62％时，强度完全满足行业标准，并高于普通红砖。
63.实施例3
64.(1)尾矿预富集
65.本实施里中的尾矿细度-0.074mm含量76.9％、铁品位20.45％、bao含量7.03％、sio2含量为41.07％的难选尾矿，尾矿库尾矿经二次造浆后，由泵送至选矿厂内预选系统预富集选别，经过弱磁，强磁粗、扫选分选提精抛尾后泵送至新建的焙烧前浓缩过滤系统：具体工艺是通过磁场强度为1818oe的弱磁选机选出少量磁铁矿后，弱磁性的难选铁尾矿砂通过立环、平环强磁选机进行分选抛尾，粗选磁场强度为11350，扫选磁场强度为14810oe，尾矿预富集抛尾，得到预选精矿和预选尾矿；抛尾产率32.19％；
66.(2)铁精矿系统
67.将所述预选精矿矿浆浓缩过滤后得到水分10.05％的脱水矿粉送入悬浮磁化焙烧炉，经过预热、加热、还原矿相转化，其中还原温度为569℃，还原时间为31.5min，还原完成后获得焙砂，尾矿经过悬浮磁化焙烧后由难选弱磁性铁矿砂还原为易选强磁性磁铁矿；
68.所述焙砂冷却至145
°
后给入料浆搅拌槽内进行搅拌造浆，造浆后浆体由泵送至一次弱磁选分选，获得一段弱磁选精矿和一段弱磁选尾矿；一段弱磁选尾矿返回硫酸钡系统进行磨矿分级；一段弱磁选精矿磨矿分级后，进行二、三次弱磁选作业；经过焙烧磁选后的铁尾砂中bao含量9.12％，具备回收价值，将尾砂返回硫酸钡系统进行磨矿分级；
69.一段弱磁选精矿磨矿分级后，进行二、三次弱磁选作业；其中，一段弱磁选磁场强度2753oe，二段弱磁选磁场强度2438oe，三段弱磁选磁场强度1908oe。
70.磁选后的三段弱磁选精矿输送去浮选，浮选作业采用一粗、一精、多段扫选反浮选流程，药剂制度为：捕收剂采用胺类阳离子捕收剂，粗选作业为133克/吨、精选作业为68克/吨，抑制剂淀粉447克/吨、ph调整剂硫酸4209克/吨，浮选精矿浓缩过滤得到铁精矿，弱磁二段、三段磁选尾矿和浮选尾矿浓缩后输送至尾矿坝；
71.(3)硫酸钡系统
72.步骤1所述的预选尾矿采用螺旋溜槽、摇床分级后，摇床分级后的粗粒级物料经重选精矿磨矿分级后去浮选分选，浮选采用正浮选工艺，药剂制度：ph调整剂碳酸钠耗量1356克/吨、起泡剂采用2#油，用量59克/吨，捕收剂采用氧化石蜡，用量304克/吨。经过一粗选五精选的正浮选工艺，得到重晶石精矿；
73.旋流器、螺旋溜槽、摇床分级后的细粒级物料经过细筛控制分级后的筛上物料用于制作蒸压砖；分级溢流和筛下产物浓缩后输送至尾矿坝。
74.得到铁精矿品位58.35％、铁回收率57.99％，重晶石精矿品位86.19％，重晶石回收率51.22％，回收所得重晶石质量达到国家化工用重晶石2级标准；同时回收的尾矿细砂粉状物料可以作为建筑材料，直接用于制作蒸压砖，在配比为60.5％时，强度完全满足行业标准，并高于普通红砖。
75.实施例4
76.(1)尾矿预富集
77.本实施里中的尾矿细度-0.074mm含量72.43％、铁品位20.78％、bao含量7.93％、sio2含量为42.24％的难选尾矿，尾矿库尾矿经二次造浆后，由泵送至选矿厂内预选系统预富集选别，经过弱磁，强磁粗、扫选分选提精抛尾后泵送至新建的焙烧前浓缩过滤系统：具体工艺是通过磁场强度为1793oe的弱磁选机选出少量磁铁矿后，弱磁性的难选铁尾矿砂通过立环、平环强磁选机进行分选抛尾，粗选磁场强度为10550，扫选磁场强度为14190oe，尾
矿预富集抛尾，得到预选精矿和预选尾矿；抛尾产率31.85％；
78.(2)铁精矿系统
79.将所述预选精矿矿浆浓缩过滤后得到水分9.79％的脱水矿粉送入悬浮磁化焙烧炉，经过预热、加热、还原矿相转化，其中还原温度为555℃，还原时间为35min，还原完成后获得焙砂，尾矿经过悬浮磁化焙烧后由难选弱磁性铁矿砂还原为易选强磁性磁铁矿；
80.所述焙砂冷却至142
°
后给入料浆搅拌槽内进行搅拌造浆，造浆后浆体由泵送至一次弱磁选分选，获得一段弱磁选精矿和一段弱磁选尾矿；一段弱磁选尾矿返回硫酸钡系统进行磨矿分级；一段弱磁选精矿磨矿分级后，进行二、三次弱磁选作业；经过焙烧磁选后的铁尾砂中bao含量8.77％，具备回收价值，将尾砂返回硫酸钡系统进行磨矿分级；
81.一段弱磁选精矿磨矿分级后，进行二、三次弱磁选作业；其中，一段弱磁选磁场强度2807oe，二段弱磁选磁场强度2472oe，三段弱磁选磁场强度1994oe。
82.磁选后的三段弱磁选精矿输送去浮选，浮选作业采用一粗、一精、多段扫选反浮选流程，药剂制度为：捕收剂采用胺类阳离子捕收剂，粗选作业为139克/吨、精选作业为67克/吨，抑制剂淀粉452克/吨、ph调整剂硫酸4414克/吨，浮选精矿浓缩过滤得到铁精矿，弱磁二段、三段磁选尾矿和浮选尾矿浓缩后输送至尾矿坝；
83.(3)硫酸钡系统
84.步骤1所述的预选尾矿采用螺旋溜槽、摇床分级后，摇床分级后的粗粒级物料经重选精矿磨矿分级后去浮选分选，浮选采用正浮选工艺，药剂制度：ph调整剂碳酸钠耗量1406克/吨、起泡剂采用2#油，用量66克/吨，捕收剂采用氧化石蜡，用量334克/吨。经过一粗选五精选的正浮选工艺，得到重晶石精矿；
85.旋流器、螺旋溜槽、摇床分级后的细粒级物料经过细筛控制分级后的筛上物料用于制作蒸压砖；分级溢流和筛下产物浓缩后输送至尾矿坝。
86.得到铁精矿品位59.79％、铁回收率57.54％，重晶石精矿品位86.01％，重晶石回收率51.74％，回收所得重晶石质量达到国家化工用重晶石2级标准；同时回收的尾矿细砂粉状物料可以作为建筑材料，直接用于制作蒸压砖，在配比为61.65％时，强度完全满足行业标准，并高于普通红砖。

技术特征：
1.一种难选尾矿中铁和硫酸钡的分离及回收利用选矿方法，其特征在于，按以下步骤进行：(1)尾矿预富集尾矿调浆后经过弱磁，强磁粗、扫选分选提精抛尾，得到预选精矿和预选尾矿；其中，弱磁选磁场强度1500-2500oe，强磁粗选场强10000-13000oe，强磁扫选场强13000-15000oe；(2)铁精矿系统将所述预选精矿浓缩过滤，得到水分低于11％的脱水矿粉；所述脱水矿粉经过预热、加热、还原，在悬浮状态下与还原气体混合进行还原，获得焙砂；所述还原气有效还原组分为co和h2，还原气体的浓度≥45％；所述预热温度为350～500℃，预热时间3～5min；加热温度为630-680℃，加热时间1.5～3min；还原温度为530-590℃，还原时间为30-40min，还原气过剩系数不低于1.3；所述焙砂搅拌造浆后由泵送至一次弱磁选分选，获得一段弱磁选精矿和一段弱磁选尾矿；一段弱磁选尾矿返回硫酸钡系统进行磨矿分级；一段弱磁选精矿磨矿分级后，进行二、三次弱磁选作业；其中，一段弱磁选磁场强度2500-4000oe，二段弱磁选磁场强度2000-3500oe，三段弱磁选磁场强度1500-3000oe；将三段弱磁选精矿加入胺类阳离子捕收剂，用量为粗选110-150g/t，精选45-85g/t，ph调整剂硫酸用量3500～4500g/t，抑制剂淀粉400g/t-600g/t，采用一粗、一精、多段扫选反浮选流程，去浓缩过滤得到铁精矿，弱磁二段、三段磁选尾矿和浮选尾矿浓缩后输送至尾矿坝；(3)硫酸钡系统将步骤(1)所述的预选尾矿经旋流器分级后通过溜槽、摇床分级后，摇床分级后的粗粒级物料经重选精矿磨矿分级后，加入调整剂、捕收剂、起泡剂；捕收剂氧化石蜡皂200-400克/吨，起泡剂2#油20-80克/吨，ph调整剂碳酸钠800-1500克/吨，采用一粗选五精选的正浮选工艺，得到重晶石精矿；摇床分级后的细粒级物料经过细筛控制分级后的筛上物料可以作为建筑材料，直接用于制作蒸压砖用于制作蒸压砖，其强度高于普通红砖，筛下物料浓缩后输送至尾矿坝。2.根据权利要求1所述的选尾矿中铁和硫酸钡的分离及回收利用选矿方法，其特征在于，所述尾矿属于复杂难选氧化铁矿，所述尾矿铁品位20～24％，尾矿中的bao含量达6％～9％；尾矿细度-0.074mm含量60％以上。3.根据权利要求1所述的选尾矿中铁和硫酸钡的分离及回收利用选矿方法，其特征在于，步骤(1)所述的弱磁磁场强度为1500～2500oe，强磁磁场强度为10000～15000oe，抛尾产率为25％-30％。4.根据权利要求1所述的选尾矿中铁和硫酸钡的分离及回收利用选矿方法，其特征在于，步骤(2)所述的预选精矿浓缩过滤后水分低于11％的脱水矿粉经过预热、加热、还原，在流态化状态下与还原气体混合进行还原，获得焙砂；所述还原气有效还原组分为co和h2，还原气体的浓度≥45％；所述预热温度为350～500℃，预热时间3～5min；加热温度为630-680℃，加热时间1.5～3min；还原温度为530-590℃，还原时间为30-40min，还原气过剩系数不低于1.3。5.根据权利要求1所述的选尾矿中铁和硫酸钡的分离及回收利用选矿方法，其特征在
于，步骤(2)所述的一段弱磁选的磁场强度为：卸矿区500～1500oe、分选区1500～3000oe、扫选区3000～4000oe；所述二段、三段弱磁选的磁场强度为：卸矿区500～1000oe、分选区1000～2000oe、扫选区2000～3000oe。6.根据权利要求1所述的选尾矿中铁和硫酸钡的分离及回收利用选矿方法，其特征在于，步骤(2)所述的磨矿分级采用旋流器，所述旋流器溢流粒度-0.037mm 85％～95％。7.根据权利要求1所述的选尾矿中铁和硫酸钡的分离及回收利用选矿方法，其特征在于，步骤(2)所述的捕收剂采用胺类阳离子捕收剂，硫酸ph调整剂，淀粉抑制剂；其中，胺类阳离子捕收剂用量，粗选作业为110-150g/t，精选作业为45-85g/t，ph调整剂硫酸用量3500～4500g/t，抑制剂淀粉400g/t-600g/t。8.根据权利要求1所述的选尾矿中铁和硫酸钡的分离及回收利用选矿方法，其特征在于，所述铁精矿品位为57％-61％，铁回收率为56％-60％。9.根据权利要求1所述的选尾矿中铁和硫酸钡的分离及回收利用选矿方法，其特征在于，步骤(3)所述的浮选药剂ph调整剂为碳酸钠，用量为800-1500克/吨，起泡剂采用2#油，用量20-80千克/吨，捕收剂采用氧化石蜡，用量200-400克/吨。10.根据权利要求1所述的选尾矿中铁和硫酸钡的分离及回收利用选矿方法，其特征在于，所述重晶石精矿硫酸钡品位为85％-92％，硫酸钡回收率为48-53％。

技术总结
本发明提供一种难选尾矿中铁和硫酸钡的分离及回收利用选矿方法，属于冶金和矿物加工悬浮流态化焙烧技术领域。包括尾矿弱磁-强磁预富集-悬浮焙烧，一段弱磁-再磨-两段弱磁-一粗一精四扫反浮选；预富集尾矿分级-溜槽、摇床重选，重选精矿磨矿分级一粗五精浮选工艺。以实现尾矿资源的减量化和铁矿物、硫酸钡资源的高效回收利用。高效回收利用。高效回收利用。


技术研发人员：叶传勇 张剑廷 宁国栋 赖佳兴
受保护的技术使用者：上海逢石科技有限公司
技术研发日：2023.07.13
技术公布日：2023/8/31