CN104437825A - 一种处理含泥细粒铌矿的选矿工艺 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种处理含泥细铌矿的选矿工艺。该工艺利用超细提纯分级机的复合力场作用，脱除-0.01mm粒级的细泥，沉砂进行强磁粗选-浮选-强磁精选组合流程处理，得到铌精矿；强磁粗选和浮选的尾矿再磨后再进行超细提纯分级。利用该工艺能显著脱除-0.01mm粒级的细泥，大大改善磁选、浮选的矿浆环境，提升富集效果，大幅提高铌的回收率，并简化脱泥流程、改善了脱泥效果，可为企业带来很好的经济效益。

Description

一种处理含泥细粒铌矿的选矿工艺

技术领域

本发明涉及一种处理含泥细粒铌矿的选矿工艺，属于选矿技术领域。

背景技术

我国的铌矿床中含铌矿物多达30余种，具有工业价值的主要有黄绿石、铌铁矿、铌钽铁矿、铌锰矿、褐钇铌矿、黑稀金矿、易解石、铌铁金红石等，但含铌矿物性脆，在矿石的磨矿过程中含铌矿物易过磨泥化，易损失在矿泥中。

损失在矿泥中的铌回收较为困难，因为矿泥一般含量高、质量小、表面能高、活性大，若直接浮选，它将无选择性地吸附捕收剂，在大量消耗药剂的同时，又附着在粗颗粒钽铌矿物表面上，使浮选过程恶化，浮选泡沫发粘，脉石矿物机械夹带加重，甚至无法进行浮选；若采用传统重选、磁选设备直接选别，一是重选、磁选分离时有用矿物与脉石矿物选择性差，富集比低；二是传统的重、磁设备回收的粒度有限，大量的细粒的铌损失于细泥中；若采用化学选矿处理，其分选效率虽比物理选矿法高，但化学选矿过程需消耗大量的化学药剂，对设备材质和固液分离等的要求也高。

金属矿的脱泥设备按照其物理性质来分可分为重选设备和磁选设备，重选设备按照不同的工作原理主要可分为螺旋溜槽、摇床、离心溜槽、离心摇床等；磁选设备按照不同的磁场大小及给矿方式等又可分为永磁圆筒磁选机、感应式强磁选机、脉动高梯度磁选机、周期式高梯度磁选机、连续式高梯度磁选机等。但是以上这些传统的重磁设备处理矿石时存在粒度极限，并且含泥量对其分选效果影响极大。一般来说，若分选粒度小于30微米或含泥量（<20微米）超过25%时，上述传统设备分选效果极差。

因此有必要开发一种新的工艺，对过磨的矿物进行精细脱泥，回收有用矿物，提高铌的回收率。

发明内容

本发明的目的是提供一种处理含泥细粒铌矿的选矿工艺，其利用超细提纯分级-强磁粗选-浮选-强磁精选的组合工艺处理含泥细粒铌矿，该工艺利用超细分级机复合力场的精细脱泥和富集的作用，它优于水力旋流器、螺旋溜槽等常规脱泥设备；且利用无泥时重选、磁选和浮选富集比高的特点，形成了一种新的合理的工艺流程，该流程大大改善了磁选、浮选的矿浆环境，显著提高铌的回收率。

实现上述的发明目的采用以下技术方案来实现：

一种处理含泥细粒铌矿的选矿工艺，包括以下步骤：

A.超细提纯分级：将原矿磨至粒度为-0.074mm70-80%，利用超细分级机脱除-0.01mm的粒级细泥；

B.弱磁除铁：超细提纯分级获得的沉砂进行弱磁除铁，获得铁与弱磁尾矿；

C.强磁粗选：弱磁除铁步骤获得的尾矿进行强磁粗选；

D.浮选：强磁粗选获得的粗精矿进行浮选；

E.强磁精选：浮选得到的浮选精矿再进行强磁精选，得到铌精矿。

如上所述的选矿工艺，优选地，所述泥是指原矿经碎矿、磨矿后产生大量粒度小于10微米的次生矿泥；所述的细粒铌矿为平均嵌布粒度为0.03～0.12mm的铌铁矿、褐钇铌矿、铌铁金红石等具有弱磁性的含铌矿物。

如上所述的选矿工艺，优选地，所述工艺还包括尾矿二次选矿步骤：浮选尾矿与强磁粗选尾矿经过再磨后，返回超细提纯分级机再进行超细提纯分级，重复弱磁除铁、强磁粗选、浮选和强磁精选步骤。

如上所述的选矿工艺，优选地，所述步骤A中超细提纯分级机的矿浆调浆浓度为5-10%（重量比），工作压力为0.65～0.85Mpa。

如上所述的选矿工艺，优选地，所述步骤B弱磁除铁的给矿浓度为10～20%（重量比），弱磁磁场强度为1200～1600Oe。

如上所述的选矿工艺，优选地，所述步骤C强磁粗选的给矿浓度为10%～15%（重量比），强磁磁场强度为18000～22000Oe。

如上所述的选矿工艺，优选地，所述步骤D中的浮选选择pH调整剂为草酸，pH值为4.5～5.5；抑制剂为水玻璃，用量为400～600g/t；捕收剂为苯乙烯膦酸和环烷基羟肟酸，两者的配比为重量比1：2，捕收剂用量为200～400g/t；浮选时间为5-8min。

如上所述的选矿工艺，优选地，所述步骤E中强磁精选的给矿浓度为5%～10%（重量比），磁场强度为12000～15000Oe。

如上所述的选矿工艺，优选地，所述尾矿二次选矿步骤中步骤D获得的浮选尾矿与强磁粗选的尾矿再磨后，再进行超细提纯分级，再磨细度为-0.038mm85～90%。

如上所述的选矿工艺，优选地，所述超细分级机为具有复合力场的超细分级机；更优选为超细离心分级机；在本发明的一个优选实施方式中使用北京古生代粉体科技有限公司生产的超细提纯分级机。

本发明的有益效果在于：利用该工艺可显著脱除-0.01mm粒级细泥，大大改善磁选、浮选的矿浆环境，消除细泥对磁选、浮选的不利影响，提高磁选、浮选的富集效果，提高铌的回收率，比传统组合工艺提高了约20个百分点，并简化传统的重选脱泥流程，可为企业带来很好的经济效益。

附图说明

图1为本发明提供的处理含泥细粒铌矿选矿工艺流程图。

图2为传统分段磨矿-重-磁-浮组合工艺流程图，用于与本发明对比。

具体实施方式

下面通过实施例进一步描述本发明：

实施例1

福建南平某细粒铌矿石，矿石中的含铌矿物主要为褐钇铌矿（富含重稀土的铌矿物）、复稀金矿，其次为微量铌铁矿和铌铁金红石，脉石矿物主要是云母、石英和方解石。矿石含铌0.04%，含钽<0.005%。

（一）利用本发明方法选矿

将原矿磨至-0.074mm70%，采用超细提纯分级机（北京古生代粉体科技有限公司生产）重选脱泥，重选浓度为10%（重量比），工作压力为0.70MPa。重选沉砂在磁场强度为1200Oe，给矿浓度10%（重量比）条件下进行弱磁除铁。沉砂除铁后进行强磁粗选，强磁粗选给矿浓度为15%，磁场强度为20000Oe。强磁粗选的粗精矿进行浮选，浮选前将矿浆浓度调至30%（重量比），用草酸将pH调整至5，水玻璃用量为400g/t，捕收剂为苯乙烯膦酸、环烷基羟肟酸（配比为重量比1：2），捕收剂用量为300g/t，浮选时间为8分钟。浮选精矿进行强磁精选得到铌精矿，强磁精选矿浆浓度为10%，磁场强度为15000Oe。强磁粗选和浮选的尾矿再磨后进行超细提纯分级重选脱泥，再磨细度为-0.038mm90%，重选浓度为10%（重量比），工作压力为0.70MPa。重复弱磁除铁、强磁粗选、浮选和强磁精选步骤。工艺流程见图1，试验结果见表1。

（二）利用传统方法选矿

将原矿同样磨至-0.074mm70%，采用螺旋溜槽和离心选矿机进行脱泥，螺旋溜槽和离心选矿机的沉砂进行再磨后弱磁除铁，再磨细度为-0.038mm90%，螺旋流槽和离心选矿机的给矿浓度分别为10%（重量比）和7%（重量比），弱磁场强为1200Oe，给矿浓度为10%（重量比）。弱磁的尾矿进行强磁粗选，强磁粗选精矿进行浮选，浮选的精矿再进行强磁精选，得到的铌精矿，强磁粗选尾矿和浮选尾矿返回至螺旋溜槽。强磁粗选和强磁精选的磁场强度分别为20000Oe和15000Oe，给矿浓度均为10%（重量比）。浮选的工艺条件为：浮选前将矿浆浓度调至30%（重量比），用草酸将pH调整至5，水玻璃用量为400g/t，捕收剂为苯乙烯膦酸、环烷基羟肟酸（配比为重量比1：2），捕收剂用量为300g/t，浮选时间为8分钟。工艺流程见图2，试验结果见表1。

表1

实施例2

四川康定某细粒铌矿石，矿石中的含铌矿物主要为铌铁矿，其次为铌铁金红石，脉石矿物主要是石英、高岭土和方解石。矿石含铌0.060%。

（一）利用本发明方法选矿

将原矿磨至-0.074mm78%，采用超细提纯分级机（北京古生代粉体科技有限公司生产）重选脱泥，重选浓度为10%（重量比），工作压力为0.75MPa；重选沉砂在磁场强度为1200Oe，给矿浓度10%（重量比）条件下进行弱磁除铁；沉砂除铁后进行强磁粗选，强磁粗选给矿浓度为15%，磁场强度为20000Oe；强磁（粗选）的粗精矿进行浮选，浮选前将矿浆浓度调至30%（重量比），用草酸将pH调整至4.5，水玻璃用量为600g/t，捕收剂为苯乙烯膦酸、环烷基羟肟酸（配比为重量比1：2），捕收剂用量为450g/t，浮选时间为7分钟；浮选精矿进行强磁精选，强磁精选矿浆浓度为10%，磁场强度为15000Oe。强磁粗选和浮选的尾矿再磨后进行超细提纯分级重选脱泥，再磨细度为-0.038mm85%，重选浓度为10%（重量比），工作压力为0.75MPa。工艺流程见图1，试验结果见表2。

（二）利用传统方法选矿

将原矿同样磨至-0.074mm70%，采用螺旋溜槽和离心选矿机进行脱泥，螺旋溜槽和离心选矿机的沉砂进行再磨后弱磁除铁，再磨细度为-0.038mm90%，螺旋流槽和离心选矿机的给矿浓度分别为10%（重量比）和7%（重量比），弱磁场强为1200Oe，给矿浓度为10%（重量比）。弱磁的尾矿进行强磁粗选，强磁粗选精矿进行浮选，浮选的精矿再进行强磁精选，得到的铌精矿，强磁粗选尾矿和浮选尾矿返回至螺旋溜槽。强磁粗选和强磁精选的磁场强度分别为20000Oe和15000Oe，给矿浓度均为10%（重量比）。浮选的工艺条件为：浮选前将矿浆浓度调至30%（重量比），用草酸将pH调整至5，水玻璃用量为400g/t，捕收剂为苯乙烯膦酸、环烷基羟肟酸（配比为重量比1：2），捕收剂用量为300g/t，浮选时间为8分钟。工艺流程见图2，试验结果见表1。工艺流程见图2，试验结果见表2。

表2

从图1和图2对比可知，与传统的流程相比，本发明工艺有效减少了矿泥（尤其是第二段磨矿所产生的大量细泥）对磁选、浮选的影响，大大改善了磁选、浮选的矿浆环境，并利用超细提纯分级机复合力场的精细分级作用，缩短了传统脱泥流程，降低了在细泥中铌矿物的损失。

由表1和表2试验结果可知，采用本发明工艺所得到的铌精矿中铌的品位和回收率均高于传统浮选工艺，尤其是铌的回收率，比传统组合工艺提高了约20个百分点；同时，对比本发明工艺和传统工艺细泥的平均粒径，传统组合工艺中细泥的平均粒径是本发明工艺的2倍多，说明本发明工艺中脱出的细泥相对传统工艺更为精细，因此损失在细泥中的铌比传统工艺也更少。

因此，本发明工艺不仅大大提高了铌的回收率，而且简化了脱泥工艺、改善了脱泥效果，与传统工艺比较，明显具有优越性。

Claims (10)

1.一种处理含泥细粒铌矿的选矿工艺，其特征在于，其包括以下步骤：

A.超细提纯分级：将原矿磨至粒度为-0.074mm70-80%，利用超细分级机脱除-0.01mm的粒级细泥；

B.弱磁除铁：超细提纯分级获得的沉砂进行弱磁除铁，获得铁与弱磁尾矿；

C.强磁粗选：弱磁除铁步骤获得的尾矿进行强磁粗选；

D.浮选：强磁粗选获得的粗精矿进行浮选；

E.强磁精选：浮选得到的浮选精矿再进行强磁精选，得到铌精矿。

2.如权利要求1所述的选矿工艺，其特征在于，所述泥是指原矿经碎矿、磨矿后产生大量粒度小于10微米的次生矿泥；所述的细粒铌矿为平均嵌布粒度为0.03～0.12mm的铌铁矿、褐钇铌矿、铌铁金红石等具有弱磁性的含铌矿物。

3.如权利要求2所述的选矿工艺，其特征在于，所述工艺还包括尾矿二次选矿步骤：浮选尾矿与强磁粗选尾矿经过再磨后，返回超细提纯分级机再进行超细提纯分级，重复弱磁除铁、强磁粗选、浮选和强磁精选步骤。

4.如权利要求2所述的选矿工艺，其特征在于，所述步骤A中超细提纯分级机的矿浆调浆浓度为5-10%（重量比），工作压力为0.65～0.85Mpa。

5.如权利要求2所述的选矿工艺，其特征在于，所述步骤B弱磁除铁的给矿浓度为10～20%（重量比），弱磁磁场强度为1200～1600Oe。

6.如权利要求2所述的选矿工艺，其特征在于，所述步骤C强磁粗选的给矿浓度为10%～15%（重量比），强磁磁场强度为18000～22000Oe。

7.如权利要求2所述的选矿工艺，其特征在于，所述步骤D中的浮选选择pH调整剂为草酸，pH值为4.5～5.5；抑制剂为水玻璃，用量为400～600g/t；捕收剂为苯乙烯膦酸和环烷基羟肟酸，两者的配比为重量比1：2，捕收剂用量为200～400g/t；浮选时间为5-8min。

8.如权利要求2所述的选矿工艺，其特征在于，所述步骤E中强磁精选的给矿浓度为5%～10%（重量比），磁场强度为12000～15000Oe。

9.如权利要求3所述的选矿工艺，其特征在于，所述尾矿二次选矿步骤中步骤D获得的浮选尾矿与强磁粗选的尾矿再磨后，再进行超细提纯分级，再磨细度为-0.038mm85～90%。

10.如权利要求3所述的选矿工艺，其特征在于，该工艺包括以下步骤：

A、超细提纯分级：将原矿磨至粒度为-0.074mm70-80%，利用超细分级机脱除-0.01mm的粒级细泥，矿浆调浆浓度为5-10%（重量比），工作压力为0.65～0.85Mpa；

B、弱磁除铁：超细提纯分级机获得的沉砂进行弱磁除铁，给矿浓度为10～20%（重量比），弱磁磁场强度为1200～1600Oe；

C、强磁粗选：弱磁除铁步骤获得的尾矿进行强磁粗选，强磁粗选的给矿浓度为10%～15%（重量比），强磁磁场强度为18000～22000Oe；

D、浮选：强磁粗选获得的粗精矿进行浮选，浮选选择pH调整剂为草酸，pH值为4.5～5.5；抑制剂为水玻璃，用量为400～600g/t；捕收剂为苯乙烯膦酸和环烷基羟肟酸，两者的配比为重量比1：2，捕收剂用量为200～400g/t；浮选时间为5-8min；

E、强磁精选：浮选精矿再进行强磁精选得到铌精矿，强磁精选的给矿浓度为5%～10%（重量比），磁场强度为12000～15000Oe；

F、尾矿二次选矿：步骤D获得的浮选尾矿与强磁粗选的尾矿再磨后返回超细提纯分级机，重复弱磁除铁、强磁粗选、浮选和强磁精选步骤，再磨细度为-0.038mm85～90%。