CN114505166B - 一种将钡渣无害化并回收钡盐的方法 - Google Patents
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Abstract
一种将钡渣无害化并回收钡盐的方法,包括以下步骤:钡渣无害化;离心分选;浓缩;泡沫浮选粗选;泡沫浮选精选。本发明利用磷化工厂渣库中的酸性水,高效的固化钡渣中的可溶性钡,大幅度降低了钡渣中有害离子的浓度,能够满足我国危险废物填埋污染控制标准要求GB18958‑2001;在实现钡渣无害化的同时,采用离心选矿+泡沫浮选联合工艺,有效的回收了钡渣中的有用钡盐矿物,其钡精矿干基中BaO品位≥50%,可以作为钡化工的原料,实现了资源的高效综合利用,减少了尾渣的排放。
Description
技术领域
本发明涉及一种钡渣无害化的方法,具体涉及一种钡渣无害化并回收钡盐的方法。
背景技术
在碳酸钡的生产过程中,重晶石与煤粉在高温下煅烧形成硫化钡,硫化钡水解后通入二氧化碳后可生成碳酸钡,同时产出的含钡固体废渣即为钡渣,其中的有害成分主要为钡离子,对人体的呼吸道、肌肉细胞、心血管功能和黏膜等都有损害,如若直接堆存,不但不能满足危险废物规范管理要求,并且占用大量土地,影响环境美观。同时钡盐浸出工艺中,重晶石的利用率仅为70~75%,还有大量的钡盐留存在钡渣中,直接作为废弃物丢弃造成大量的资源浪费,同时也增加了尾渣的排放量。
目前,钡渣的无害化主要通过添加硫酸、亚硫酸或硫酸盐来去除钡渣中可溶性的钡离子,同时也有通过向钡渣中添加磷石膏、赤泥、锰渣和水泥熟料等物质来实现解毒的目的。
CN 107597801 A公开了一种利用磷石膏无害化处理钡渣的方法;该方法是通过将钡渣和磷石膏粉碎混合搅拌,利用磷石膏中酸根离子沉淀固化钡渣中的可溶性的钡离子;CN 110681669 A 公开了一种利用赤泥无害化处理钡渣的方法;该方法是通过将赤泥和钡渣混合搅拌,然后中低温焙烧,实现钡渣的无害化;CN 106734056 A公开了一种钡渣无害化处理方法,该方法是通过将钡渣和锰渣混合搅拌,实现钡渣的无害化;上述方法虽然能够实现钡渣的解毒,但是引入的石膏、赤泥和锰渣会大量增加废渣的量,增加尾矿库的负担。
CN 104496223 A公开了一种钡渣解毒方法;该方法是将钡渣加入到水泥生料中,搅拌混匀后经回转窑煅烧水泥熟料,实现钡渣的无害化,但由于钡渣属于危废,难以运输至水泥厂,配套建设水泥厂的设想由于区位因素难以实现,该技术方案难以应用于实际生产中。
CN 108176700 A公开了一种钡渣的无害化处理方法;该方法是通过在搅拌条件下使钡渣在水中与硫酸快速、充分反应生成硫酸钡沉淀,再经过固液分离出钡渣的方式进行无害化处理。该方法虽然能够对钡渣进行无害化处理,但钡盐并不能回收利用,造成资源浪费。
CN 109970089 A公开了一种利用钡渣制备硫酸钡的方法和***;该发明是通过重力选矿的方法回收钡渣中的硫酸钡。单独的重力分选效率较低,细粒级的钡盐回收效果较差。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是,克服现有技术存在的上述缺陷,提供一种方法简单、钡回收率高的将钡渣无害化并回收钡盐的方法。
本发明解决其技术问题所采用的技术方案如下:一种将钡渣无害化并回收钡盐的方法,包括以下步骤:
(1)钡渣无害化:将钡渣与磷化工厂的渣库水混合后进行湿法磨矿,过筛,得矿浆;
(2)离心分选:将步骤(1)所得矿浆采用离心选矿机进行漂洗和离心分选,分选出的密度大的矿物为离心精矿,密度小的矿物为离心尾矿;
(3)浓缩:将步骤(2)所得的离心精矿进行沉降浓缩,得浓缩底流和溢流液,溢流液返回步骤(2)作漂洗液;
(4)泡沫浮选粗选:将步骤(3)所得浓缩底流进行湿磨,过筛,得湿磨矿浆;将湿磨矿浆置于浮选槽中,加入磷化工厂的渣库水调浆,加入抑制剂,搅拌,再加入捕收剂,搅拌,最后加入起泡剂,搅拌,充气浮选,浮选槽中产品作为浮选尾矿,浮选泡沫产品为粗选精矿;
(5)泡沫浮选精选:将步骤(4)所得粗选精矿置于浮选槽中,加入磷化工厂的渣库水调浆,加入抑制剂,搅拌,充气浮选,浮选槽中产品作为中矿,返回至步骤(4)的泡沫浮选粗选作业,浮选泡沫产品为最终精矿产品。
所述钡渣中,碳酸钡含量20~25 wt%,硫酸钡含量8~12 wt%,BaS含量2.5~4.5 wt%,碳素5~8 wt%,SiO2含量20~25 wt%;所述磷化工厂的渣库水中,磷酸根浓度为4500~6000mg/L,硫酸根浓度为12000~16000mg/L,渣库水的pH值为1.8~2.2。
优选地,步骤(1)中,钡渣采用棒磨机湿磨,磨矿后粒度小于0.15mm的矿物质量等于总原矿质量的90%以上。
优选地,步骤(1)中,渣库水的质量为钡渣质量的0.5~0.8倍。
优选地,步骤(2)中,所述离心选矿机为SL型离心选矿机。
优选地,步骤(2)中,离心分选的给料浓度为10~20%,离心选矿机转鼓的转速为500~800rpm,矿浆处理量为0.6~1.5Kg/min,漂洗液的流速为0.4~1.0L/min。
优选地,步骤(3)中,所述浓缩底流的浓度为60~64%。
优选地,步骤(4)中,浓缩底流采用棒磨机湿磨,湿磨后粒度小于0.074mm的矿物质量等于总原矿质量的65~75%。
优选地,步骤(4)中,加渣库水调浆至矿浆的质量浓度为25~38%,pH值为5.5~6.5。
优选地,步骤(4)中或步骤(5)中,所述抑制剂为硫酸酸化的水玻璃,水玻璃与硫酸的质量比为100:1~5,水玻璃的模数为2.5~3.0。
优选地,步骤(4)中,所述抑制剂的用量为200~500g/t;用于抑制硅酸盐矿物,实现硅酸盐矿物和钡盐矿物的分离。
优选地,步骤(4)中,加入抑制剂后搅拌的时间为2~4min。
优选地,步骤(4)中,所述捕收剂为棕榈酸钠、肉豆蔻酸钠、月桂酸钠中的一种或两种以上。
优选地,步骤(4)中,所述捕收剂的用量为100~500g/t。
优选地,步骤(4)中,加入捕收剂后搅拌的时间为3~5min。
优选地,步骤(4)中,所述起泡剂为烷基磷酸酯、乙氧基化脂肪酸磷酸酯、烷基酚醚磷酸酯中的一种或两种以上。
优选地,步骤(4)中,所述起泡剂的用量为50~200g/t。
优选地,步骤(4)中,加入起泡剂后搅拌的时间为1~2min。
优选地,步骤(4)中,所述充气浮选的时间为2~8min。
优选地,步骤(5)中,调浆至矿浆的pH值为5.5~6.5。
优选地,步骤(5)中,所述抑制剂的用量为50~100g/t。
优选地,步骤(5)中,加入抑制剂后搅拌的时间2~5min。
优选地,步骤(5)中,所述充气浮选的时间为3~5min。
离心尾矿和浮选尾矿合并作为最终尾矿,按《危险废物鉴别标准-浸出毒性鉴别》(GB5085.3-2007)进行溶液pH测定、毒性浸出分析。
本发明原理:磷化工厂渣库中的酸性水中含有大量的硫酸根和磷酸根离子,在棒磨机机械力的活化作用下,能够高效的固化钡渣中的可溶性钡,有效降低钡渣中可溶性的钡离子,降低其毒性。同时,在离心力场存在的条件下,利用钡盐矿物与脉石矿物的运动轨迹的差异性,优先预抛出一部分脉石矿物,提高钡盐矿物BaO品位,最后通过浮选药剂增加钡盐矿物与脉石矿物表面疏水性的差异,利用泡沫浮选工艺进一步提高钡盐矿物BaO品位,可以获得高品位的钡盐精矿,可以作为钡化工的原料,实现资源的回收利用,减少钡渣的排放量。
我国的钡资源及其化工工业大部分集中在贵州地区,同时贵州也是我国的重要的磷化工基地,磷化工厂渣场水是湿法磷酸生产过程中排放的一种酸性废水,排放量大。因此利用渣库水实现钡渣的解毒具有成本低廉的优点,同时不增加废渣的排放量。另外采用离心分选和泡沫浮选的方法可以回收钡渣中的钡盐矿物,既实现资源的高效利用,同时减少尾渣的排放。
本发明的有益效果如下:
(1)本发明利用磷化工厂渣库中的酸性水,高效的固化钡渣中的可溶性钡,大幅度降低了钡渣中有害离子的浓度,能够满足我国危险废物填埋污染控制标准要求GB18958-2001;
(2)本发明在实现钡渣无害化的同时,采用离心选矿+泡沫浮选联合工艺,有效的回收了钡渣中的有用钡盐矿物,其钡精矿干基中BaO品位≥50%,可以作为钡化工的原料,实现了资源的高效综合利用,减少了尾渣的排放。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明作进一步说明。
如无特殊说明,本发明各实施例中的百分比均为质量百分比。
本发明实施例所使用的原料或化学试剂,如无特殊说明,均通过常规商业途径获得。
各实施例中,样品的化学成分采用ICP仪器检测。
实施例1
本实施例所用钡渣为贵州某钡渣,碳酸钡含量22%,硫酸钡含量10%,BaS含量3.3%,碳素5.5%,SiO2含量22%,pH=11.2。
本实施例所用磷化工厂的渣库水,磷酸根浓度为5500mg/L,硫酸根浓度为15000mg/L,pH值=1.9。
本实施例所用酸化水玻璃按水玻璃∶硫酸的质量比为100∶2配成,水玻璃的模数为2.8。
本实施例将钡渣无害化并回收钡盐的方法,具体步骤如下:
(1)将钡渣与磷化工厂的渣库水按质量比10∶7混合后进行湿法磨矿,过筛,磨矿后粒度小于0.15mm的矿物质量等于总原矿质量的92%,得矿浆;
(2)将步骤(1)所得矿浆采用SL型离心选矿机进行漂洗和离心分选,分选出的密度大的矿物为离心精矿,密度小的矿物为离心尾矿;离心分选给料浓度为12%,离心选矿机转鼓转速为500rpm,矿浆处理量为0.8Kg/min,漂洗液的流速为0.6L/min;
(3)将步骤(2)所得离心精矿进行沉降浓缩,得浓缩底流和溢流液,溢流液返回步骤(2)作漂洗液;沉降底流浓度为64%;
(4)将步骤(3)所得浓缩底流进行湿磨,过筛,湿磨后粒度小于0.074mm的矿物质量等于总原矿质量的65%;湿磨矿浆置于浮选槽中,加入磷化工厂的渣库水调浆,至矿浆的质量浓度为25%,矿浆pH为5.5,加入酸化水玻璃,用量为200g/t浮选原矿,搅拌2min,再加入棕榈酸钠,用量为100g/t浮选原矿,搅拌3min,最后加入烷基磷酸酯,用量为50g/t浮选原矿,搅拌1min,充气浮选5min,浮选槽中产品作为浮选尾矿,浮选泡沫产品为粗选精矿;
(5)将步骤(4)所得粗选精矿置于浮选槽中,加入磷化工厂的渣库水调浆,至pH值为5.5,加入酸化水玻璃,用量为50g/t浮选原矿,搅拌2min,充气浮选3min,浮选槽中产品作为中矿返回至步骤(4)的泡沫浮选粗选作业,浮选泡沫产品为最终精矿产品。
经检测,本实施例所得精矿干基中BaO含量为55%,可以作为钡化工的原料。
离心尾矿和浮选尾矿合并作为最终尾矿,按《危险废物鉴别标准-浸出毒性鉴别》(GB5085.3-2007)进行溶液pH测定、毒性浸出分析。检测结果为:最终尾矿的pH值为7.5,最终尾矿浸出液中钡及其化合物的浓度为20.5mg/L,满足钡渣入场填埋的要求。
实施例2
本实施例所用钡渣为贵州某钡渣,碳酸钡含量20%,硫酸钡含量12%,BaS含量3%,碳素5%,SiO2含量25%,pH=11.5。
本实施例所用磷化工厂的渣库水,磷酸根浓度为5500mg/L,硫酸根浓度为15000mg/L,pH值=1.9。
本实施例所用酸化水玻璃按水玻璃∶硫酸的质量比为100∶3配成,水玻璃的模数为2.7。
本实施例将钡渣无害化并回收钡盐的方法,具体步骤如下:
(1)将钡渣与磷化工厂的渣库水按质量比10∶6混合后进行湿法磨矿,过筛,磨矿后粒度小于0.15mm的矿物质量等于总原矿质量的95%,得矿浆;
(2)将步骤(1)所得矿浆采用SL型离心选矿机进行漂洗和离心分选,分选出的密度大的矿物为离心精矿,密度小的矿物为离心尾矿;离心分选给料浓度为15%,离心选矿机转鼓转速为600rpm,矿浆处理量为1.0Kg/min,漂洗液的流速为0.8L/min;
(3)将步骤(2)所得离心精矿进行沉降浓缩,得浓缩底流和溢流液,溢流液返回步骤(2)作漂洗液;沉降底流浓度为64%;
(4)将步骤(3)所得浓缩底流进行湿磨,过筛,湿磨后粒度小于0.074mm的矿物质量等于总原矿质量的70%;湿磨矿浆置于浮选槽中,加入磷化工厂的渣库水调浆,至矿浆的质量浓度为25%,矿浆pH为5.5,加入酸化水玻璃,用量为300g/t浮选原矿,搅拌2min,再加入肉豆蔻酸钠,用量为200g/t浮选原矿,搅拌3min,最后加入乙氧基化脂肪酸磷酸酯,用量为80g/t浮选原矿,搅拌2min,充气浮选5min,浮选槽中产品作为浮选尾矿,浮选泡沫产品为粗选精矿;
(5)将步骤(4)所得粗选精矿置于浮选槽中,加入磷化工厂的渣库水调浆,至pH值为5.5,加入酸化水玻璃,用量为50g/t浮选原矿,搅拌2min,充气浮选3min,浮选槽中产品作为中矿,返回至步骤(4)的泡沫浮选粗选作业,浮选泡沫产品为最终精矿产品。
经检测,本实施例所得精矿干基中BaO含量为52%,可以作为钡化工的原料。
离心尾矿和浮选尾矿合并作为最终尾矿,按《危险废物鉴别标准-浸出毒性鉴别》(GB5085.3-2007)进行溶液pH测定、毒性浸出分析。检测结果为:最终尾矿的pH值为7.5,最终尾矿浸出液中钡及其化合物的浓度为25.6mg/L,满足钡渣入场填埋的要求。
实施例3
本实施例所用钡渣为贵州某钡渣,碳酸钡含量24%,硫酸钡含量11%,BaS含量3%,碳素6%,SiO2含量22%,pH=11.6。
本实施例所用磷化工厂的渣库水,磷酸根浓度为5500mg/L,硫酸根浓度为15000mg/L,pH值=1.9。
本实施例所用酸化水玻璃按水玻璃∶硫酸的质量比为100∶4配成,水玻璃的模数为2.8。
本实施例将钡渣无害化并回收钡盐的方法,具体步骤如下:
(1)将钡渣与磷化工厂的渣库水按质量比10∶5混合后进行湿法磨矿,过筛,磨矿后粒度小于0.15mm的矿物质量等于总原矿质量的98%,得矿浆;
(2)将步骤(1)所得矿浆采用SL型离心选矿机进行漂洗和离心分选,分选出的密度大的矿物为离心精矿,密度小的矿物为离心尾矿;离心分选给料浓度为10%,离心选矿机转鼓转速为700rpm,矿浆处理量为1.2Kg/min,漂洗液的流速为0.5L/min;
(3)将步骤(2)所得离心精矿进行沉降浓缩,得浓缩底流和溢流液,溢流液返回步骤(2)作漂洗液;沉降底流浓度为64%;
(4)将步骤(3)所得浓缩底流进行湿磨,过筛,湿磨后粒度小于0.074mm的矿物质量等于总原矿质量的75%;湿磨矿浆置于浮选槽中,加入磷化工厂的渣库水调浆,至矿浆的质量浓度为25%,矿浆pH为5.5,加入酸化水玻璃,用量为200g/t浮选原矿,搅拌2min,再加入月桂酸钠,用量为400g/t浮选原矿,搅拌3min,最后加入烷基酚醚磷酸酯,用量为100g/t浮选原矿,搅拌2min,充气浮选5min,浮选槽中产品作为浮选尾矿,浮选泡沫产品为粗选精矿;
(5)将步骤(4)所得粗选精矿置于浮选槽中,加入磷化工厂的渣库水调浆,至pH值为5.5,加入酸化水玻璃,用量为100g/t浮选原矿,搅拌2min,充气浮选3min,浮选槽中产品作为中矿,返回至步骤(4)的泡沫浮选粗选作业,浮选泡沫产品为最终精矿产品。
经检测,本实施例所得精矿干基中BaO含量为58%,可以作为钡化工的原料。
离心尾矿和浮选尾矿合并作为最终尾矿,按《危险废物鉴别标准-浸出毒性鉴别》(GB5085.3-2007)进行溶液pH测定、毒性浸出分析。检测结果为:最终尾矿的pH值为7.5,最终尾矿浸出液中钡及其化合物的浓度为16.5mg/L,满足钡渣入场填埋的要求。
实施例4
本实施例所用钡渣为贵州某钡渣,碳酸钡含量21%,硫酸钡含量8%,BaS含量3.5%,碳素5%,SiO2含量25%,pH=11.6。
本实施例所用磷化工厂的渣库水,磷酸根浓度为5500mg/L,硫酸根浓度为15000mg/L,pH值=1.9。
本实施例所用酸化水玻璃按水玻璃∶硫酸的质量比为100∶5配成,水玻璃的模数为2.6。
本实施例将钡渣无害化并回收钡盐的方法,具体步骤如下:
(1)将钡渣与磷化工厂的渣库水按质量比10∶8混合后进行湿法磨矿,过筛,磨矿后粒度小于0.15mm的矿物质量等于总原矿质量的98%,得矿浆;
(2)将步骤(1)所得矿浆采用SL型离心选矿机进行漂洗和离心分选,分选出的密度大的矿物为离心精矿,密度小的矿物为离心尾矿;离心分选给料浓度为15%,离心选矿机转鼓转速为800rpm,矿浆处理量为0.6Kg/min,漂洗液的流速为0.4L/min;
(3)将步骤(2)所得离心精矿进行沉降浓缩,得浓缩底流和溢流液,溢流液返回步骤(2)作漂洗液;沉降底流浓度为64%;
(4)将步骤(3)所得浓缩底流进行湿磨,过筛,湿磨后粒度小于0.074mm的矿物质量等于总原矿质量的70%;湿磨矿浆置于浮选槽中,加入磷化工厂的渣库水调浆,至矿浆的质量浓度为25%,矿浆pH为5.5,加入酸化水玻璃,用量为500g/t浮选原矿,搅拌2min,再加入混合捕收剂(棕榈酸钠:月桂酸钠=2:1),用量为200g/t浮选原矿,搅拌3min,最后加入烷基酚醚磷酸酯,用量为150g/t浮选原矿,搅拌1min,充气浮选5min,浮选槽中产品作为浮选尾矿,浮选泡沫产品为粗选精矿;
(5)将步骤(4)所得粗选精矿置于浮选槽中,加入磷化工厂的渣库水调浆,至pH值为5.5,加入酸化水玻璃,用量为60g/t浮选原矿,搅拌2min,充气浮选3min,浮选槽中产品作为中矿,返回至步骤(4)的泡沫浮选粗选作业,浮选泡沫产品为最终精矿产品。
经检测,本实施例所得精矿干基中BaO含量为50.5%,可以作为钡化工的原料。
离心尾矿和浮选尾矿合并作为最终尾矿,按《危险废物鉴别标准-浸出毒性鉴别》(GB5085.3-2007)进行溶液pH测定、毒性浸出分析。检测结果为:最终尾矿的pH值为7.5,最终尾矿浸出液中钡及其化合物的浓度为18.9mg/L,满足钡渣入场填埋的要求。
Claims (12)
1.一种将钡渣无害化并回收钡盐的方法,其特征在于,包括以下步骤:
(1)钡渣无害化:将钡渣与磷化工厂的渣库水混合后进行湿法磨矿,过筛,得矿浆;
(2)离心分选:将步骤(1)所得矿浆采用离心选矿机进行漂洗和离心分选,分选出的密度大的矿物为离心精矿,密度小的矿物为离心尾矿;
(3)浓缩:将步骤(2)所得的离心精矿进行沉降浓缩,得浓缩底流和溢流液,溢流液返回步骤(2)作漂洗液;
(4)泡沫浮选粗选:将步骤(3)所得浓缩底流进行湿磨,过筛,得湿磨矿浆;将湿磨矿浆置于浮选槽中,加入磷化工厂的渣库水调浆,加入抑制剂,搅拌,再加入捕收剂,搅拌,最后加入起泡剂,搅拌,充气浮选,浮选槽中产品作为浮选尾矿,浮选泡沫产品为粗选精矿;
(5)泡沫浮选精选:将步骤(4)所得粗选精矿置于浮选槽中,加入磷化工厂的渣库水调浆,加入抑制剂,搅拌,充气浮选,浮选槽中产品作为中矿,返回至步骤(4)的泡沫浮选粗选作业,浮选泡沫产品为最终精矿产品;
所述钡渣中,碳酸钡含量20~25 wt%,硫酸钡含量8~12 wt%,BaS含量2.5~4.5 wt%,碳素5~8 wt%,SiO2含量20~25 wt%;所述磷化工厂的渣库水中,磷酸根浓度为4500~6000mg/L,硫酸根浓度为12000~16000mg/L,pH值为1.8~2.2;
步骤(1)中,钡渣采用棒磨机湿磨,磨矿后粒度小于0.15mm的矿物质量等于总原矿质量的90%以上;渣库水的质量为钡渣质量的0.5~0.8倍;
步骤(2)中,所述离心选矿机为SL型离心选矿机;离心分选的给料浓度为10~20%,离心选矿机转鼓的转速为500~800rpm,矿浆处理量为0.6~1.5Kg/min,漂洗液的流速为0.4~1.0L/min;
步骤(3)中,所述浓缩底流的浓度为60~64%;
步骤(4)中,浓缩底流采用棒磨机湿磨,湿磨后粒度小于0.074mm的矿物质量等于总原矿质量的65~75%;加渣库水调浆至矿浆的质量浓度为25~38%,pH值为5.5~6.5。
2.根据权利要求1所述的将钡渣无害化并回收钡盐的方法,其特征在于,步骤(4)中或步骤(5)中,所述抑制剂为硫酸酸化的水玻璃,水玻璃与硫酸的质量比为100:1~5,水玻璃的模数为2.5~3.0。
3.根据权利要求1或2所述的将钡渣无害化并回收钡盐的方法,其特征在于,步骤(4)中,所述抑制剂的用量为200~500g/t;加入抑制剂后搅拌的时间为2~4min。
4.根据权利要求1或2所述的将钡渣无害化并回收钡盐的方法,其特征在于,步骤(4)中,所述捕收剂为棕榈酸钠、肉豆蔻酸钠、月桂酸钠中的一种或两种以上;所述捕收剂的用量为100~500g/t;加入捕收剂后搅拌的时间为3~5min。
5.根据权利要求3所述的将钡渣无害化并回收钡盐的方法,其特征在于,步骤(4)中,所述捕收剂为棕榈酸钠、肉豆蔻酸钠、月桂酸钠中的一种或两种以上;所述捕收剂的用量为100~500g/t;加入捕收剂后搅拌的时间为3~5min。
6.根据权利要求1或2所述的将钡渣无害化并回收钡盐的方法,其特征在于,步骤(4)中,所述起泡剂为烷基磷酸酯、乙氧基化脂肪酸磷酸酯、烷基酚醚磷酸酯中的一种或两种以上;所述起泡剂的用量为50~200g/t;加入起泡剂后搅拌的时间为1~2min;所述充气浮选的时间为2~8min。
7.根据权利要求3所述的将钡渣无害化并回收钡盐的方法,其特征在于,步骤(4)中,所述起泡剂为烷基磷酸酯、乙氧基化脂肪酸磷酸酯、烷基酚醚磷酸酯中的一种或两种以上;所述起泡剂的用量为50~200g/t;加入起泡剂后搅拌的时间为1~2min;所述充气浮选的时间为2~8min。
8.根据权利要求4所述的将钡渣无害化并回收钡盐的方法,其特征在于,步骤(4)中,所述起泡剂为烷基磷酸酯、乙氧基化脂肪酸磷酸酯、烷基酚醚磷酸酯中的一种或两种以上;所述起泡剂的用量为50~200g/t;加入起泡剂后搅拌的时间为1~2min;所述充气浮选的时间为2~8min。
9.根据权利要求1或2所述的将钡渣无害化并回收钡盐的方法,其特征在于,步骤(5)中,调浆至矿浆的pH值为5.5~6.5;所述抑制剂的用量为50~100g/t,加入抑制剂后搅拌的时间2~5min;所述充气浮选的时间为3~5min。
10.根据权利要求3所述的将钡渣无害化并回收钡盐的方法,其特征在于,步骤(5)中,调浆至矿浆的pH值为5.5~6.5;所述抑制剂的用量为50~100g/t,加入抑制剂后搅拌的时间2~5min;所述充气浮选的时间为3~5min。
11.根据权利要求4所述的将钡渣无害化并回收钡盐的方法,其特征在于,步骤(5)中,调浆至矿浆的pH值为5.5~6.5;所述抑制剂的用量为50~100g/t,加入抑制剂后搅拌的时间2~5min;所述充气浮选的时间为3~5min。
12.根据权利要求6所述的将钡渣无害化并回收钡盐的方法,其特征在于,步骤(5)中,调浆至矿浆的pH值为5.5~6.5;所述抑制剂的用量为50~100g/t,加入抑制剂后搅拌的时间2~5min;所述充气浮选的时间为3~5min。
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