CN104607312B

CN104607312B - 氟碳铈矿选矿工艺

Info

Publication number: CN104607312B
Application number: CN201510022903.4A
Authority: CN
Inventors: 周继海; 林强; 尹斌; 王全根
Original assignee: LESHAN SHENGHE RARE EARTH CO Ltd
Current assignee: LESHAN SHENGHE RARE EARTH CO Ltd
Priority date: 2015-01-16
Filing date: 2015-01-16
Publication date: 2017-04-26
Anticipated expiration: 2035-01-16
Also published as: CN104607312A

Abstract

本发明公开了一种适用于风化层的氟碳铈矿的选矿工艺，该工艺包括如下步骤：a、强磁选；b、强磁选精矿矿浆浓缩至质量浓度30～50％；c、浓缩后的矿浆进行浮选；d、浮选精矿进行强磁选得到REO50‑72％的稀土精矿。该工艺采用“磁—浮—磁”的流程，不仅适用于常规的氟碳铈矿，而且特别适用于处于风化层的氟碳铈矿，解决了现有工艺对泥化粉末化严重、稀土矿物呈明显的粗细不均匀嵌布的风化层氟碳铈矿稀土难以回收的问题，即保证了稀土品位，又保证了稀土回收率，杜绝了稀土的过度浪费，成本低，效益高，具有较高的经济效益和社会效益，值得推广和应用。

Description

氟碳铈矿选矿工艺

技术领域

本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种位于风化层的氟碳铈矿选矿工艺。

背景技术

四川攀西地区的稀土占有量位居全国第二，该地区的德昌大陆槽稀土矿和冕宁牦牛坪稀土矿是我国最重要的单一氟碳铈矿型稀土资源。冕宁牦牛坪稀土矿是较常规的稀土矿，发现早、研究程度深、嵌布粒度粗，比较容易通过简单的选矿工艺获取高质量的稀土精矿。而德昌大陆槽稀土矿主要的稀土矿物为氟碳铈矿，位于风化层，受地表风化蚀变严重，样品普遍呈土状，矿物结晶较差，部分呈非晶质出现；氟碳铈矿因风化作用导致粒度变细、嵌布关系趋于复杂，原矿在-3+1mm粒级中TREO分布率为17.90％，-0.037mm粒级中分布率高达23.31％；氟碳铈矿在矿石中可见呈独立的粒状分布，亦可见与萤石、方解石、重晶石、天青石等包裹或相连生镶嵌；锶、钡的主要矿物为碳酸锶矿、天青石及重晶石矿物，其中重晶石和天青石都是硫酸盐矿物，锶和钡可够成类质同象，矿石中呈纯粹以天青石和重晶石成分出现的矿物含量很低，大部分呈其间的过渡形式存在；由此，采用传统的选矿工艺难以得到合格质量的稀土精矿。

如申请人采用摇床重选的选矿方式处理德昌大陆槽稀土矿，但在试验中稀土精矿的回收率最大只达到52.14％，矿泥中稀土损失率较大导致稀土回收率较低，并且随着磨矿细度的增加，矿泥的产率增大，矿泥中稀土损失量增大。如申请人采用处理氟碳铈矿的常规选矿方式重-磁联合工艺分别处理德昌大陆槽稀土矿和冕宁牦牛坪稀土矿，选矿指标如表1：

表1不同地区稀土矿选矿指标对比

从表1可以看出，两个地区采用的选矿工艺均为重-磁联合工艺，冕宁地区的稀土精矿品位在60％以上，稀土回收率也在70％以上，可以满足生产的要求。但德昌地区尽管稀土精矿品位跟冕宁相当，但稀土的选矿回收率却仅为30％左右，难以满足生产要求。因此，德昌地区稀土矿石因风化作用导致粒度变细、嵌布关系复杂，其不同于常见氟碳铈矿，如果采用同样常规的选矿工艺将造成了大量的稀土资源得不到有效回收利用。

公开号为102500465A的发明专利一种氟碳铈矿的选矿方法，是将原矿磨矿后分级，然后磁选得到强磁选精矿和尾矿；各级强磁选精矿分别进行摇床重选，得到摇床精矿、摇床中矿和摇床尾矿；合并各级摇床精矿和摇床中矿，湿式高梯度磁选后，获得磁选氟碳铈精矿和磁选中矿；合并磁选中矿和摇床尾矿，再磨矿后进行一次粗选，三次扫选，三次精选的闭路浮选，中矿循环返回，获得浮选氟碳铈精矿和浮选尾矿。磁选氟碳铈精矿和浮选氟碳铈精矿为稀土总精矿，稀土REO品位大于65％，总回收率达到75-86％。虽然该工艺对常规的氟碳铈矿选矿效果较好，但是其对于本发明所述的风化严重的氟碳铈矿效果差，回收率太低。公开号为1403203的发明专利一种氟碳铈矿选矿工艺、公开号为103962232A的发明专利稀土矿的选矿方法等公开的选矿方式，都不适于本发明针对的氟碳铈矿。《稀有金属》第27卷第4期，2003年7月公开了一种氟碳铈矿粗细分选新工艺，其依据稀土矿石粒度特征及其物理、化学性质，研究了矿粒群间各矿物可选性差异，应用粗细分选技术和物理选矿与化学选矿相结合的方法回收氟碳铈稀土矿。粗粒矿群中的氟碳铈稀土用重选方法回收，中粒矿群中的氟碳铈稀土用磁选方法回收，微细粒矿群中的氟碳铈稀土用浮选方法回收，虽然最终获得的精矿品位和回收率都较高，但是其不能一次性对精矿进行回收。因此，现在亟需找到一种适合于风化严重的氟碳铈矿的选矿工艺，使该种氟碳铈矿的精矿能够一次性达到高品位和高回收率，从而满足实际生产的要求。

发明内容

本发明所要解决的技术问题是提供一种氟碳铈矿的选矿工艺，该工艺主要针对处于风化层的氟碳铈矿泥化粉末化严重、稀土矿物呈明显的粗细不均匀嵌布现象，由此导致的稀土难以回收和回收率低的问题。

本发明解决其技术问题所采用的技术方案是：氟碳铈矿选矿工艺，是对于磨矿工序得到的矿浆，先磁选、再浮选、再磁选得到稀土精矿。

本发明所指的氟碳铈矿可以是常规的氟碳铈矿，但主要是指处于风化层的氟碳铈矿，该矿因风化作用导致粒度变细、嵌布关系趋于复杂，采用传统选矿工艺难以得到合格质量的稀土精矿。

其中，上述工艺包括如下步骤：

a、强磁选；

b、强磁选精矿矿浆浓缩至质量浓度30～50％；

c、浓缩后的矿浆进行浮选；

d、浮选精矿进行强磁选得到品位50～72％的稀土精矿。

其中，上述工艺中，对于磨矿工序得到的矿浆，在步骤a的强磁选之前还进行弱磁选，磁场强度0.4～0.6T，弱磁选尾矿再进入强磁选。

进一步的，弱磁选磁场强度0.5T。

其中，上述工艺中，强磁选的磁场强度都为1.0～1.5T，包括浮选前的强磁选，也包括浮选后的强磁选。

进一步的，强磁选的磁场强度都为1.2T。

进一步的，浮选前的强磁选可采用一级或多级强磁选，本领域技术人员可根据回收率的要求合理布置，但是，回收率越高，磁选品位越低，相反，磁选品位越高，回收率越低。

其中，上述工艺中，磨矿工序得到的矿浆，矿浆中矿物的粒度为过200目筛矿物质量百分比60～85％。

其中，本发明氟碳铈矿的品位1.0～5.0％。氟碳铈矿品位有高低、质量有好坏，本发明主要针对风化层的氟碳铈矿，因此更进一步的，所述氟碳铈矿的品位1.8～3.0％。

其中，上述工艺中的浮选流程如下：向经浓缩后的磁选精矿矿浆中加入浮选药剂并搅拌均匀，然后粗选；粗选精矿进行三级闭路精选得到浮选精矿；第一级精选的尾矿浆经过一级精扫得到扫选精矿；粗选尾矿浆进行三级扫选，一级扫选的尾矿浆进入二级扫选，二级扫选的尾矿浆进入三级扫选，三级扫选的尾矿浆即为浮选尾矿；一级扫选的精矿返回到粗选工序，三级扫选的精矿返回到二级扫选；二级扫选的精矿送入精扫工序，而精扫的尾矿浆送入到二级扫选工序。

本发明采用的浮选药剂为市售的常规药剂，包括常规的捕收剂、起泡剂和调整剂。捕收剂如张家口凯盛选矿药剂有限公司生产的H₂₀₅，如内蒙古包钢稀土包林峰科技有限公司生产的LF-P8。起泡剂如张家口凯盛选矿药剂有限公司生产的浮选起泡剂。调整剂是水玻璃和氢氧化钠。浮选药剂的用量本领域技术人员根据生产要求和矿物组成的变化灵活调整即可。

上述三级闭路精选即为图1所示，粗选的精矿依次进行三次浮选的精选，精选Ⅰ的精矿进入精选Ⅱ，精选Ⅱ的精矿进入精选Ⅲ，而尾矿的走向相反，精选Ⅲ的尾矿进入精选Ⅱ，精选Ⅱ的尾矿再回到精选Ⅰ。上述精扫是指对精选的尾矿浆进行的一次扫选。

其中，上述工艺浮选后的强磁选流程如下：将浮选精矿送入高一段磁选得到的精矿直接送入高二段磁选，高二段磁选的精矿为磁选精矿，即产品稀土精矿；将扫选精矿送入低一段磁选得到的尾矿直接送入低二段磁选，低二段磁选的尾矿即为最终的磁选尾矿；低一段磁选的精矿、低二段磁选的精矿和高二段磁选的尾矿一同送入高一段磁选；高一段磁选的尾矿送入低一段磁选。

上述的“高一段磁选”即为一段或一级磁选而已，无其他特别的含义。“高”是指磁选的物料品位相对而言更高，“一段”是指浮选精矿的第一级或第一次磁选。同理，上述的“高二段磁选”是指浮选精矿经高一段磁选后的第二级或第二次磁选；上述的“低一段磁选”是指对扫选精矿(品位相对较低)的第一级或第一次磁选。

其中，上述工艺中，浮选前的强磁选所得精矿品位3～10％。本领域技术人员可以理解的是，本发明浮选前的强磁选精矿品位的控制和原矿的品位相关，原矿品位越高，磁选品位越高，相反，原矿品位越低，磁选品位越低，因此，本发明限定浮选前的强磁选所得精矿品位3～10％虽然与上述的氟碳铈矿品位1.0～5.0％的数据交叉，但这并不冲突，不影响本领域技术人员对本发明的理解。进一步的，相对于品位1.8～3.0％的氟碳铈矿，优选浮选前的强磁选所得精矿品位4～6％。

其中，上述工艺中，浮选得到的精矿品位20～60％，包括上述的浮选精矿和扫选精矿，为平均品位。本领域技术人员可以理解的是，此处浮选得到的精矿品位也和原矿相关，和浮选前得磁选品位相关，原矿质量好、品位高，浮选前得磁选品位也高，那么控制浮选得到的品位也高，本领域技术人员应根据实际情况在20～60％内调节。

其中，采用本发明优选工艺最终得到的稀土精矿品位65～72％。

其中，本发明工艺稀土总回收率在63～75％。

本发明的有益效果是：本发明提供了一种新的氟碳铈矿选矿工艺，该工艺创造性的采用“磁—浮—磁”的流程，不仅适用于常规的氟碳铈矿，而且特别适用于处于风化层的氟碳铈矿，解决了现有工艺对泥化粉末化严重、稀土矿物呈明显的粗细不均匀嵌布的风化层氟碳铈矿稀土难以回收的问题，即保证了稀土品位，又保证了稀土回收率，杜绝了稀土的过度浪费，成本低，效益高，具有较高的经济效益和社会效益，值得推广和应用。

本发明优选的浮选流程、优选的磁选流程和优选的各段工艺对精矿品位的控制、磁选强度、磨矿粒度等，都有利于最终稀土品位和回收率的提高，为氟碳铈矿的选矿工艺提供了一种更加具体、有效的措施和参数，为实现风化层氟碳铈矿的选矿回收率和品位提供了保证。

附图说明

图1为本发明提供的选矿工艺中的一种浮选工艺流程图；

图2为本发明提供的选矿工艺中浮选后的磁选工艺流程图；

图3为本发明对比例四所采用浮选工艺；

图4为本发明对比例五所采用磁选工艺。

具体实施方式

本发明氟碳铈矿的选矿工艺具体可以按照以下方式实施，包括如下步骤：

a、强磁选：对于磨矿工序得到的矿浆，矿浆中矿物的粒度为过200目筛60～85％，矿浆中矿物的品位1.0～5.0％，先进行强磁选；强磁选所得精矿品位3～10％，强磁选磁场强度1.0～1.5T；

b、强磁选精矿矿浆浓缩至质量浓度30～50％；

c、浓缩后的矿浆进行浮选：向经浓缩后的磁选精矿矿浆中加入浮选药剂并搅拌均匀，然后粗选；粗选精矿进行三级闭路精选得到浮选精矿；第一级精选的尾矿浆经过一级精扫得到扫选精矿；粗选尾矿浆进行三级扫选，一级扫选的尾矿浆进入二级扫选，二级扫选的尾矿浆进入三级扫选，三级扫选的尾矿浆即为浮选尾矿；一级扫选的精矿返回到粗选工序，三级扫选的精矿返回到二级扫选；二级扫选的精矿送入精扫工序，而精扫的尾矿浆送入到二级扫选工序；浮选得到的精矿品位20～60％，为浮选精矿和扫选精矿平均品位；

d、浮选精矿进行强磁选得到稀土精矿：将浮选精矿送入高一段磁选得到的精矿直接送入高二段磁选，高二段磁选的精矿为磁选精矿，即产品稀土精矿；将扫选精矿送入低一段磁选得到的尾矿直接送入低二段磁选，低二段磁选的尾矿即为最终的磁选尾矿；低一段磁选的精矿、低二段磁选的精矿和高二段磁选的尾矿一同送入高一段磁选；高一段磁选的尾矿送入低一段磁选；强磁选磁场强度1.0～1.5T。

本发明选矿工艺针对的氟碳铈矿矿浆中矿物的粒度为过200目筛60～85％，磨矿细度的改变对于稀土精矿中的回收率影响显著，随着磨矿细度的增加，越来越多的稀土矿物得到解离，稀土精矿的REO回收率也随之上升，当磨矿细度超过200目筛85％时，由于粒度过细，矿浆中的矿泥含量增加，部分细粒级稀土矿物夹杂于铅精矿中损失，导致稀土精矿的回收率降低。由此，无论是矿物粒度过粗或者过细，都不利于稀土精矿的回收，严重影响稀土精矿的品位和回收率，在实际生产中，需采用多级磨矿和筛分的方式实现矿物粒度在本发明范围内，杜绝过磨的现象。

优选的，在步骤a的强磁选之前还可进行弱磁选，磁场强度0.4～0.6T，弱磁选尾矿再进入强磁选。本发明进行弱磁选，可以除去矿浆中含有的铁，有利于进一步提高最终稀土精矿品位。进一步的，弱磁选磁场强度优选0.5T。

优选的，上述工艺中，强磁选的磁场强度都为1.2T。

采用上述工艺，不仅能够保证在实际生产中稀土精矿品位65～70％，而且还能使稀土总回收率高达63～75％，对于风化层氟碳铈矿的选矿，取得了预想不到的技术效果。

下面通过实施例对本发明工艺做进一步的说明，但并不因此将本发明保护范围限制在实施例之中。

本发明实施例采用的是德昌大陆槽稀土矿，处于风化层，粉末化严重，呈明显的粗细不均匀嵌布现象，原矿在-3+1mm粒级中TREO分布率为17.90％，-0.037mm粒级中分布率高达23.31％，原矿化学分析结构如表2所示。

表2原矿化学多项分析结果/％

元素	TREO	SiO₂	CaF₂	Ba	Fe₂O₃	Al₂O₃	MgO	CaO	S
										含量	2.40	28.59	14.98	3.99	3.07	9.31	1.20	16.40	1.92

元素	K₂O	MnO	Ti	Pb	SrO	ThO₂	Zn	-	-
										含量	4.48	0.23	0.31	0.20	8.36	0.0073	0.023	-	-

实施例一采用本发明方法

对原矿进行破碎，经过孔径20mm圆振筛，筛上物返回破碎，然后依次经过三级(5mm、1.5mm和0.15mm)筛分和磨矿，得到的矿物粒度过200目筛矿物质量分数70％左右。然后送入弱磁选机，在0.5T的磁场强度下进行除铁，除铁后的矿浆送入四级强磁选机进行强磁选，磁场强度都为1.2T,四级强磁选得到的精矿品位5％左右，然后通过斜板浓缩，将矿浆浓度浓缩至40％左右，直接送入浮选流程，浮选采用如图1所示的流程进行操作，浮选药剂为市售的常规药剂：捕收剂、起泡剂和调整剂；捕收剂为张家口凯盛选矿药剂有限公司生产的H₂₀₅，起泡剂为张家口凯盛选矿药剂有限公司生产的浮选起泡剂，调整剂是水玻璃和氢氧化钠。浮选之后得到浮选精矿和扫选精矿平均品位20-30％，然后送入如图2所示的磁选流程进行操作，磁选机的磁场强度都为1.2T，最终得到稀土精矿，品位65-68％，回收率高达70％。

对比例一仅采用磁选-浮选工艺

该对比例的实施方式同实施例一的前部分，唯一不同的是省略最后一步的磁选过程，得到稀土精矿的品位35％左右，总回收率达到80％左右，如果调整磁选和浮选工艺控制，如采用更强选择性的高价药剂水杨羟肟酸并且浮选矿浆进行加温，使最终稀土精矿的品位达到50-60％，那么总回收率只达到45-50％，并且由于药剂和加温措施，使得总成本大幅度提高，不能满足实际工业生产的要求。

由此可见，采用磁选-浮选工艺处理本发明风化层的氟碳铈矿，并不能满足工业生产的要求。

对比例二仅采用浮选-磁选工艺

该对比例的实施方式是不采用浮选前的磁选工序，其余工序都同实施例一，通过浮选后得到精矿的平均品位15-40％，然后磁选得到稀土精矿的品位50-65％。由于该方式先采用浮选，全部原矿进入浮选工序，浮选处理量大，消耗的药剂比本发明工艺要增加40-50％，且风化、泥化的细粒度矿在进入浮选前浓缩过程中不能形成沉淀而流失，造成收率远低于本发明工艺，总回收率只能达到30-40％。

由此可见，采用浮选-磁选工艺处理本发明风化层氟碳铈矿，也不能满足工业生产的要求。

对比例三过磨时选矿效果

对原矿进行破碎，经过孔径20mm圆振筛，筛上物返回破碎，然后磨矿，再用0.15mm高频筛进行筛分，筛上物返回磨矿，筛下物粒度过200筛95％，送入本发明“磁-浮-磁”工艺进行选矿，最终得到稀土精矿，品位65％左右，回收率50-60％。

由此可见，过磨现象对本发明选矿影响也较大，过细浮选后的磁选收率降低，如果过粗浮选药剂不能正常的浮起粗颗粒矿，浮选丢尾高，精矿粒度不够，也会造成杂质含量高、品位下降。

对比例四采用不同的浮选工艺

该对比例采用如图3所示的浮选工艺，其他工艺过程和浮选药剂以及用量等都与实施例一相同，那么最终得到稀土精矿的品位65-68％，总回收率到50-60％。原因在于，相对于本发明实施例一工艺，精扫尾矿未经过扫选Ⅱ和扫选Ⅲ，直接排放，不存在精扫尾矿与扫选Ⅱ和扫选Ⅲ精矿之间的循环过程，并且浮选出现两个排放口，降低了总回收率。

对比例五采用不同的磁选工艺

该对比例浮选后采用如图4所示的磁选工艺，其他工艺过程以及磁场强度控制等都与实施例一相同，那么最终得到稀土精矿的品位50-55％左右，总回收率高达70％。采用该常规磁选工艺，连续经过三段磁选工艺由此能充分提高磁选回收率，但是由于二段、三段磁选的品位低，由此导致总品位降低。

Claims

1.氟碳铈矿选矿工艺，其特征在于：氟碳铈矿的品位1.0～5.0％，对于磨矿工序得到的矿浆，先磁选、再浮选、再磁选得到稀土精矿，包括如下步骤：

a、强磁选；

b、强磁选精矿矿浆浓缩至质量浓度30～50％；

c、浓缩后的矿浆进行浮选；

d、浮选精矿进行强磁选得到品位50～72％的稀土精矿；

其中，强磁选的磁场强度都为1.0～1.5T；浮选流程如下：向经浓缩后的磁选精矿矿浆中加入浮选药剂并搅拌均匀，然后粗选；粗选精矿进行三级闭路精选得到浮选精矿；第一级精选的尾矿浆经过一级精扫得到扫选精矿；粗选尾矿浆进行三级扫选，一级扫选的尾矿浆进入二级扫选，二级扫选的尾矿浆进入三级扫选，三级扫选的尾矿浆即为浮选尾矿；一级扫选的精矿返回到粗选工序，三级扫选的精矿返回到二级扫选；二级扫选的精矿送入精扫工序，而精扫的尾矿浆送入到二级扫选工序。

2.根据权利要求1所述的氟碳铈矿选矿工艺，其特征在于：对于磨矿工序得到的矿浆，在步骤a的强磁选之前还进行弱磁选，磁场强度0.4～0.6T，弱磁选尾矿再进入强磁选。

3.根据权利要求1或2所述的氟碳铈矿选矿工艺，其特征在于：磨矿工序得到的矿浆，矿浆中矿物的粒度为过200目筛60～85％。

4.根据权利要求1所述的氟碳铈矿选矿工艺，其特征在于浮选后的强磁选流程如下：将浮选精矿送入高一段磁选得到的精矿直接送入高二段磁选，高二段磁选的精矿为磁选精矿，即产品稀土精矿；将扫选精矿送入低一段磁选得到的尾矿直接送入低二段磁选，低二段磁选的尾矿即为最终的磁选尾矿；低一段磁选的精矿、低二段磁选的精矿和高二段磁选的尾矿一同送入高一段磁选；高一段磁选的尾矿送入低一段磁选。

5.根据权利要求1或2所述的氟碳铈矿选矿工艺，其特征在于：浮选前的强磁选所得精矿品位3～10％。

6.根据权利要求5所述的氟碳铈矿选矿工艺，其特征在于：浮选得到的精矿品位20～60％。