CN103394408A

CN103394408A - 稀土尾矿中综合回收有价矿物的方法

Info

Publication number: CN103394408A
Application number: CN2013103177070A
Authority: CN
Inventors: 董颖博; 林海; 张悦; 许晓芳; 高月娇; 王鑫; 张文通; 周闪闪
Original assignee: University of Science and Technology Beijing USTB
Current assignee: University of Science and Technology Beijing USTB
Priority date: 2013-07-26
Filing date: 2013-07-26
Publication date: 2013-11-20

Abstract

本发明涉及一种从稀土尾矿中综合回收稀土、铁、铌、萤石有价成分的方法，属资源综合利用技术和矿物加工工程领域。针对稀土尾矿中含多种有价成分的特性，本发明采用“稀土尾矿-磨矿-弱磁选-弱磁尾矿进强磁-强磁尾矿浮选萤石-强磁精矿浮选分离稀土与铁和铌-底流还原焙烧、弱磁分离铁与铌-弱磁尾矿浮选铌”的方法从稀土尾矿中高效、综合回收稀土、铁、铌、萤石，与单一回收一种或两种有价成分相比，很好的实现了从稀土尾矿中综合回收有价成分的目的，可以充分利用二次资源，具有良好的经济和社会效益。

Description

稀土尾矿中综合回收有价矿物的方法

技术领域

本发明涉及一种从稀土尾矿中综合回收稀土、铁、铌、萤石的方法。属于资源综合利用和矿物加工工程领域。

背景技术

我国稀土选矿技术发展缓慢，存在着生产成本高、精矿质量低、回收率低、稀土资源及相伴生的有用组分综合利用率水平低等问题。目前国内国有稀土矿山的资源回收率一般为60%，民营矿山普遍不足40%。我国特有的南方地区离子型稀土矿，属于世界罕见、储量有限的中重稀土资源，目前的平均利用率只有20%～50%。我国最大的包头混合型稀土矿回收利用稀土仅为开采量的10%左右，其余90%进入尾矿坝储存。

稀土矿属于多金属共生矿，受选冶技术的限制，尾矿中仍富含大量可回收有价金属，尤其稀土、铌等含量较高，品位比原矿品位略高，其价值相当可观。目前，包钢集团尾矿坝已成为世界级的人工堆积稀土、铌、钍矿山。近年来随着稀土矿产资源开采规模的扩大，国内稀土尾矿坝已存尾矿1.8亿多吨，保有稀土氧化物1200万吨左右、铁矿物4500万吨、萤石2000万吨。

随着稀土矿产资源的大量开发和利用，矿石日益贫乏，稀土尾矿作为二次资源再利用也己受到世界各国的重视，我国加强了对稀土矿产的保护，减少开采量，转而增加科技投入研究从稀土尾矿中回收稀土等有价矿物的技术。另外，矿山尾矿的堆积占用大量土地，尾矿中直接携带超标的重金属、硫、砷等污染物质及残存的选矿药剂，尤其是稀土尾矿中含有的微量稀土元素，在尾矿风化过程中形成溶于水的化合物或重金属离子，经地表水或地下水严重污染周围水系及土壤，危害人体健康，影响农作物、森林、禽畜和鱼类的生长和繁殖。因此，无论从环境、安全以及经济利益的角度来看，稀土尾矿中有价成分的综合回收利用具有非常重要的意义，并且迫在眉睫。

目前国内一些学者和科研单位，对浮选稀土尾矿中稀土、铌、铁、萤石等的回收进行了研究，取得了一定的成果，已有的文献和专利报道大多只针对稀土尾矿中的一种或两种有价成分同时进行回收，未见综合回收4种有价成分的报道，同时由于白云鄂博稀土尾矿组成比较复杂、有用矿物品位较低，故有价元素回收率均不高，资源利用率低。

发明内容

为了解决上述问题，本发明的目的是提供一种稀土尾矿中综合回收稀土、铁、铌和萤石的工艺，一方面实现稀土尾矿中有价成分的再利用，提高企业的经济效益；另一方面。减少尾矿的排放量和实现尾矿资源化、无害化，有利于环境保护。

一种从稀土尾矿中综合回收有价矿物的方法，具体包括以下步骤：

1、首先将原料（即：稀土尾矿，下同）磨矿至200目以下含量占85-90%，使稀土、铁铌与萤石结合体单体解离；考虑到稀土尾矿中含有少量强磁性铁矿物，故磨矿后先在1600-1800奥斯特的磁场强度下进行弱磁选，获得铁品位大于60%、回收率为20-25%的铁精矿产品；弱磁选的尾矿再在15000-20000奥斯特的磁场强度下进行强磁选，获得含有铁、铌和稀土的强磁选精矿，以及含有萤石的强磁选尾矿。

2、将步骤1中获得的强磁选尾矿进行萤石的浮选富集回收。首先进行调浆，矿浆浓度控制在33-40%，同时加入碳酸钠固体调整pH值为8.5-9.5，搅拌3-5min；然后加入水玻璃和苛性淀粉溶液抑制铁和硅酸盐矿物等，搅拌4-6min，再加入捕收剂油酸钠，搅拌8-10min，开启充气阀门，刮泡8-12min，获得萤石粗精矿；经过精选，得到品位大于80%、回收率70-75%的萤石精矿和1号尾矿。

上述的水玻璃的用量为1200-1600g/t原料、苛性淀粉用量为600-800g/t原料、油酸钠用量为600-800g/t原料。

3、将步骤1中获得的强磁选精矿进行稀土与铁铌的分离，即进行稀土的浮选富集回收。矿浆浓度控制在40-45%，同时加入氢氧化钠固体调整pH值为8.5-9.5，搅拌3-5min；然后加入水玻璃和苛性淀粉溶液抑制铁矿物，搅拌4-6min，再加入捕收剂LD，搅拌10-15min，开启充气阀门，刮泡8-12min，获得稀土粗精矿；经精选，得到品位大于35%、回收率40-45%的稀土精矿和2号尾矿（含有弱磁性铁矿物和铌矿物）。

上述的水玻璃的用量为1600-2000g/t原料、苛性淀粉用量为800-1000g/t原料、捕收剂LD由H₂₀₅和D41按照3:1的比例复配所得，用量为400-600g/t原料。

4、将步骤3所得的2号尾矿加入还原剂和助熔剂，混合均匀，然后放进马弗炉进行还原焙烧，焙烧温度为1000-1300℃，焙烧时间为60-120min，获得焙烧矿；将焙烧矿自然冷却、磨矿至200目以下含量占80～90%，将获得微细粒物料在1200-1600奥斯特的磁场强度下进行弱磁选，获得品位90-93%、回收率50-55%的铁产品和3号尾矿（含铌矿物）。

上述还原剂的用量为2号尾矿总质量的10-40%、助熔剂用量为2号尾矿总质量的3-5%。

5、将步骤4中获得的3号尾矿进行铌的浮选富集回收。首先进行调浆，矿浆浓度控制在30-35%，同时加入碳酸钠固体调整pH值为8.0-8.5，搅拌3-5min；然后加入捕收剂ZBQ，搅拌8-10min，开启充气阀门，刮泡8-12min，获得铌粗精矿；经过精选，得到品位0.6-0.8%、回收率35-40%的铌精矿和4号尾矿，1号尾矿和4号尾矿成为最终尾矿。

上述的捕收剂ZBQ由羟肟酸类药剂ZG-0108和ZG-1702按照5:1的比例复配获得，用量为2500-3000g/t原料。

所述原料为稀土尾矿，主要有价成分重量百分含量为铁15.56-19.73%、稀土4.8-5.6%、铌0.13-0.19%、萤石24.57-26.42%；其余矿物为硅酸盐矿物、碳酸盐矿物及少量磷灰石、重晶石、石英、长石、黄铁矿、锰矿物。

与公知技术相比本发明具有的优点及积极效果。

（1）本方法与公知技术相比，是较全面地回收稀土尾矿中有价矿物，包括稀土、铁、铌、萤石等，与单一回收一种或两种有价矿物相比，实现了从稀土尾矿中综合回收有价矿物的目的，可以充分利用二次资源，具有良好的经济效益。

（2）本发明在稀土浮选和铌矿物浮选过程中，利用了复配捕收剂和组合抑制剂的“协同效应”原理。通过确定最佳复配捕收剂种类和用量比例，获得矿物浮游所需的最佳捕收剂覆盖面积、吸附密度和强度，形成协调的物理吸附与化学吸附比，从而达到矿物浮选捕收性和选择性同时优化的效果；组合抑制剂是针对主要脉石矿物，选择多种抑制剂，使其发挥各自抑制功能的协同。

附图说明

图1是本发明的工艺流程图。

具体实施方式

下面结合具体实施方式对本发明的技术方案作进一步的说明。

实施例1

原料为包钢尾矿库的稀土尾矿，其中铁矿物主要为赤铁矿及少量的磁铁矿、硅酸铁和碳酸铁；稀土矿物主要为氟碳铈矿、氟碳钙铈矿和独居石；铌矿物主要为铌铁矿、铌铁金红石、黄绿石和易解石；其他矿物主要有硅酸盐矿物、萤石、碳酸盐矿物及少量磷灰石、重晶石、石英、长石、黄铁矿、锰矿物等。该稀土尾矿中其中全铁含量为19.73%，稀土、铌和萤石的品位分别为：4.8%、0.13%、26.42%，。稀土尾矿粒度为-200目36.95%。根据矿物的性质，综合回收有价成分的工艺如下：

将原料磨矿至200目以下含量占88.5%，然后在1650奥斯特的磁场强度下进行弱磁选，获得铁品位60.25%、回收率为23.51%的铁精矿产品；弱磁选的尾矿再在18000奥斯特的磁场强度下进行强磁选，获得含有铁、铌和稀土的强磁选精矿，以及含有萤石的强磁选尾矿。

强磁选尾矿进行萤石的浮选富集回收。首先进行调浆，矿浆浓度35%，同时加入碳酸钠固体，调整pH值为9.2，搅拌3min；然后加入1600g/t水玻璃和800g/t苛性淀粉，搅拌6min，再加入800g/t捕收剂油酸钠，搅拌10min，开启充气阀门，刮泡8min，获得萤石粗精矿；经过精选，得到品位80.16%、回收率72.65%的萤石精矿和1号尾矿。

强磁选精矿进行稀土与铁铌的浮选分离。矿浆浓度控制在40%，同时加入氢氧化钠固体，调整pH值为9.0，搅拌5min；然后加入2000g/t水玻璃和1000g/t苛性淀粉，搅拌5min，再加入500g/t捕收剂LD，搅拌15min，开启充气阀门，刮泡10min，获得稀土粗精矿；经精选，得到品位35.03%、回收率40.59%的稀土精矿和2号尾矿。

2号尾矿加入用量10%的还原剂无烟煤和5%助熔剂氧化钙，混合均匀，混合均匀的混合料表面添加按照强磁精矿总质量百分比为10%的含碳还原剂以保证还原气氛，然后放进马弗炉进行还原焙烧，焙烧温度为1100℃，焙烧时间为60min，焙烧矿自然冷却后送棒磨机磨矿，棒磨5分钟，磨矿粒度为-200目占80%；将获得微细粒物料在1480奥斯特的磁场强度下进行弱磁选，获得品位91.25%、回收率52.68%的铁产品和3号尾矿。

3号尾矿进行铌的浮选富集回收。首先进行调浆，矿浆浓度控制在30%，同时加入碳酸钠固体，调整pH值为8.3，搅拌3min；然后加入3000g/t捕收剂ZBQ，搅拌10min，开启充气阀门，刮泡12min，获得铌粗精矿；经过精选，得到品位0.68%、回收率38.56%的铌精矿和4号尾矿。

实施例2

本实例中的原料为南方某选矿厂浮选回收稀土后的尾矿，其中全铁含量为15.56%，稀土、铌和萤石的品位分别为：5.6%、0.19%、24.57%，矿石粒度可达-200目69.78%。

将原料磨矿至200目以下含量占90%，然后在1600奥斯特的磁场强度下进行弱磁选，获得铁品位61.46%、回收率为20.87%的铁精矿产品；弱磁选的尾矿再在18000奥斯特的磁场强度下进行强磁选，获得含有铁、铌和稀土的强磁选精矿，以及含有萤石的强磁选尾矿。

强磁选尾矿进行萤石的浮选富集回收。首先进行调浆，矿浆浓度33%，同时加入碳酸钠固体，调整pH值为9.5，搅拌3min；然后加入1500g/t水玻璃和600g/t苛性淀粉，搅拌6min，再加入750g/t捕收剂油酸钠，搅拌10min，开启充气阀门，刮泡10min，获得萤石粗精矿；经过精选，得到萤石精矿和1号尾矿。

强磁选精矿进行稀土与铁铌的浮选分离。矿浆浓度控制在40%，同时加入氢氧化钠固体，调整pH值为9.0，搅拌5min；然后加入1900g/t水玻璃和800g/t苛性淀粉，搅拌5min，再加入600g/t捕收剂LD，搅拌15min，开启充气阀门，刮泡10min，获得稀土粗精矿；精选后得到稀土精矿和2号尾矿。

2号尾矿加入用量20%的还原剂烟煤和3%助熔剂氧化钙，混合均匀，混合均匀的混合料表面添加按照强磁精矿总质量百分比为15%的含碳还原剂以保证还原气氛，然后放进马弗炉进行还原焙烧，焙烧温度为1100℃，焙烧时间为90min，焙烧矿自然冷却后送棒磨机磨矿，棒磨10分钟，磨矿粒度为-200目占85%；将获得微细粒物料在1350奥斯特的磁场强度下进行弱磁选，获得铁产品和3号尾矿。

3号尾矿进行铌的浮选富集回收，矿浆浓度控制在30%，同时加入碳酸钠固体，调整pH值为8.5，搅拌3min；然后加入2500g/t捕收剂ZBQ，搅拌10min，开启充气阀门，刮泡10min，获得铌粗精矿；经过精选得到铌精矿和4号尾矿。具体选矿指标数据见表1。

表1稀土尾矿中综合回收稀土、铁、铌、萤石的指标

Claims

1.一种从稀土尾矿中综合回收有价矿物的方法，其特征在于：方法按以下步骤完成：

（1）将原料即稀土尾矿磨矿至200目以下含量占85-90%，然后先在1600-1800奥斯特的磁场强度下进行弱磁选，获得磁性铁精矿产品；弱磁选的尾矿再在15000-20000奥斯特的磁场强度下进行强磁选，获得含有铁、铌和稀土的强磁选精矿，以及含有萤石的强磁选尾矿；

（2）将步骤（1）中获得的强磁选尾矿进行萤石的浮选富集回收，矿浆浓度控制在33-40%，同时加入碳酸钠固体调整pH值为8.5-9.5，搅拌3-5min；然后加入水玻璃和苛性淀粉溶液抑制铁矿物，搅拌4-6min，再加入捕收剂油酸钠，搅拌8-10min，开启充气阀门，刮泡8-12min，获得萤石粗精矿；经过精选，得到萤石精矿和1号尾矿；

（3）将步骤（1）得到的强磁选精矿进行稀土与铁铌的浮选分离，矿浆浓度控制在40-45%，同时加入氢氧化钠固体调整pH值为8.5-9.5，搅拌3-5min；然后加入水玻璃和苛性淀粉溶液抑制铁矿物，搅拌4-6min，再加入捕收剂LD，搅拌10-15min，开启充气阀门，刮泡8-12min，获得稀土粗精矿；经精选得到稀土精矿和2号尾矿；

（4）2号尾矿加入还原剂和助熔剂，混合均匀，然后放进马弗炉进行还原焙烧，焙烧温度为1000-1300℃，焙烧时间为60-120min，获得焙烧矿；将焙烧矿自然冷却、磨矿至200目以下含量占80～90%，将获得微细粒物料在1200-1600奥斯特的磁场强度下进行弱磁选，获得铁产品和3号尾矿；

（5）3号尾矿进行铌的浮选富集回收，首先进行调浆，矿浆浓度控制在30-35%，同时加入碳酸钠固体调整pH值为8.0-8.5，搅拌3-5min；然后加入捕收剂ZBQ，搅拌8-10min，开启充气阀门，刮泡8-12min，获得铌粗精矿；经过精选得到铌精矿和4号尾矿，1号尾矿和4号尾矿成为最终尾矿。

2.根据权利要求1所述的从稀土尾矿中综合回收有价矿物的方法，其特征在于：稀土浮选中，采用组合抑制剂水玻璃和苛性淀粉，用量分别为1600-2000g/t原料、800-1000g/t原料，采用复配捕收剂LD，由H₂₀₅和D41按照3:1的比例复配所得，用量为400-600g/t原料。

3.根据权利要求1所述的从稀土尾矿中综合回收有价矿物的方法，其特征在于：铌矿物浮选中采用复配捕收剂ZBQ，由羟肟酸类药剂ZG-0108和ZG-1702按照5:1的比例复配获得，用量为2500-3000g/t原料。

4.根据权利要求1所述的从稀土尾矿中综合回收有价矿物的方法，其特征在于：还原剂为无烟煤和5%助熔剂氧化钙，还原剂的用量为2号尾矿总质量的10-40%、助熔剂用量为2号尾矿总质量的3-5%。

5.根据权利要求1所述的从稀土尾矿中综合回收有价矿物的方法，其特征在于：所述原料为稀土尾矿，主要有价成分重量百分含量为铁15.56-19.73%、稀土4.8-5.6%、铌0.13-0.19%、萤石24.57-26.42%；其余矿物为硅酸盐矿物、碳酸盐矿物及少量磷灰石、重晶石、石英、长石、黄铁矿、锰矿物。