CN106563561A - 一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法 - Google Patents

一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN106563561A
CN106563561A CN201610765533.8A CN201610765533A CN106563561A CN 106563561 A CN106563561 A CN 106563561A CN 201610765533 A CN201610765533 A CN 201610765533A CN 106563561 A CN106563561 A CN 106563561A
Authority
CN
China
Prior art keywords
rare earth
grade
ore
flotation
chats
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Pending
Application number
CN201610765533.8A
Other languages
English (en)
Inventor
李梅
高凯
张栋梁
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Individual
Original Assignee
Individual
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Individual filed Critical Individual
Priority to CN201610765533.8A priority Critical patent/CN106563561A/zh
Publication of CN106563561A publication Critical patent/CN106563561A/zh
Pending legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03BSEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
    • B03B7/00Combinations of wet processes or apparatus with other processes or apparatus, e.g. for dressing ores or garbage
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03BSEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
    • B03B9/00General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00Flotation
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D2201/00Specified effects produced by the flotation agents
    • B03D2201/02Collectors
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D2201/00Specified effects produced by the flotation agents
    • B03D2201/04Frothers
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D2201/00Specified effects produced by the flotation agents
    • B03D2201/06Depressants
    • BPERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03DFLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D2203/00Specified materials treated by the flotation agents; specified applications
    • B03D2203/02Ores
    • B03D2203/04Non-sulfide ores

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明涉及一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法。其特点是采用以下步骤:首先对混合型稀土矿进行磨矿,磨至粒度为‑200目占85%以上,然后进行调浆并浮选,浮选包括粗选、扫选、和精选,浮选温度大于80℃,通过提高浮选温度增强捕收剂的活性,从而降低捕收剂的用量,且保证稀土回收率,采用了闭路循环与开路流程相结合的浮选流程,浮选产生的中矿经过水洗脱药脱泥浓密后或者直接依次返回到上一级浮选,浮选可同时得到较高品位稀土精矿和一种或者多种中品位稀土精矿、以及低品位稀土尾矿等多种产品,或者只得到较高品位稀土精矿和低品位稀土尾矿两种产品,采用的药剂为:抑制剂为硅酸钠,捕收剂为羟肟酸类捕收剂,起泡剂为松醇油,该方法适用范围广,产品种类多,药剂用量少,稀土回收率高,可直接运用到大型稀土选矿厂,实现混合型稀土精矿产品多元化。

Description

一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法
技术领域
本发明涉及一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法,属于选矿领域。
背景技术
混合型稀土矿是指由氟碳铈矿与独居石按照一定比例组成的稀土矿,主要指包头白云鄂博混合型轻稀土矿。包头白云鄂博矿稀土储量居世界第一,占我国的83%,是我国最先发现、最早开发的稀土矿床之一,但受制于白云鄂博矿的复杂性和长期以铁定产为导向的开发方针,稀土利用率不足10%,大部分稀土资源随着铁的开采被排放到包钢尾矿坝堆存,经过五十年的慢慢堆积,该尾矿的堆存量已超过2亿吨,而且还在不断地增加。
目前回收稀土资源的途径主要是从包钢选铁的尾矿中进行回收,有少量稀土选矿厂直接从白云鄂博原矿、围岩中进行回收,从包钢尾矿坝中回收稀土只进行过试验研究,没有大规模的生产回收稀土。冶炼工艺决定了稀土精矿产品的种类,目前稀土选矿厂只生产品位50%左右和品位55~60%的两种稀土精矿产品,品位50%左右稀土精矿用于浓硫酸焙烧法提取稀土,品位55~60%的稀土精矿用于烧碱分解法提取稀土,两种主流工艺都存在一定的三废污染问题无法解决,稀土选矿厂的生产方式是以包钢选铁后的尾矿为原料,原料稀土品位8~10%,粒度在-200目过80~85%,采用开路流程生产品位50%的稀土精矿,排尾稀土品位2~5%左右,稀土回收率在60%左右,当原料粒度较细时或者浮选条件较优时,便生产品位55~60%的稀土精矿,但稀土回收率有所下降,因此稀土选矿厂没有一套全面的浮选工艺流程来控制精矿的品位、种类、回收率,只是在生产中根据实际浮选情况来制定精矿的品位、种类、回收率,限制了稀土选矿的发展。
为了解决稀土行业的精矿种类单一和冶炼三废污染的问题,由内蒙古科技大学李梅教授团队研发的品位65%以上稀土精矿酸浸碱溶选冶联合新工艺解决了稀土冶炼的三废污染问题,新工艺建成了65%稀土精矿的生产示范线,并生产65%稀土精矿2000余吨,但是由于稀土冶炼的生产需求,65%稀土精矿的生产示范线并没有与稀土选矿厂的生产线相结合进行大规模生产,稀土选矿厂仍然按照旧工艺只生产品位50%左右和品位55~60%的两种稀土精矿产品,限制了稀土选矿、冶炼的发展。
因此,包头白云鄂博混合型轻稀土资源亟需一种新的选矿工艺,可以同时满足多种稀土冶炼工艺的对精矿的要求,可以同时得到各种品级的稀土精矿和保证稀土回收率,本专利一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法即可以根据对精矿品位、种类的需求,同时生产两种或者多种稀土产品,该方法适用范围广,产品种类多,稀土回收率高,可直接运用到大型稀土选矿厂,实现混合型稀土精矿产品多元化。
发明内容
本发明的目的在于提供一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法,运用该方法能够同时得到各种品级的稀土精矿
技术解决方案:本发明采用如下步骤 :
1)磨矿:将混合型稀土矿磨至其粒度为-200目占85%以上;
2)粗选:将经过磨矿后的混合型稀土矿加水混合调浆后加入到浮选槽中,并开始搅拌进行浮选,粗选矿浆质量浓度为30~70%,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次按重量比加入:抑制剂2~5kg/t,捕收剂0.5~1.0kg/t,起泡剂0.05~0.15kg/t,粗选时矿浆的pH为8~11 ,粗选后的产品为粗选精矿和粗选尾矿;
3)扫选:将粗选得到的粗选尾矿加水混合调浆后加入到浮选槽中,并开始搅拌进行浮选,矿浆质量浓度为 30~70%,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次按重量比加入:抑制剂 0.1~1.5kg/t,捕收剂0.1~0.5kg/t,起泡剂0.02~0.08kg/t,扫选过程中矿浆的pH为8~11,每一级扫选都产出扫选中矿和扫选尾矿,扫选中矿都依次经水洗脱药脱泥浓密后或者直接返回到上一级浮选,扫选尾矿作为下一级扫选的原料,加入到下一级扫选槽中继续进行扫选,扫选的级数为1级≤级数≤N级,具体级数根据工艺对尾矿产品的要求而定;
4)精选:将粗选得到的粗选精矿经水洗脱药脱泥浓密后或者直接加入到浮选槽中调浆、搅拌,进行精选,精选的矿浆质量浓度为30~70%,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次按重量比加入:抑制剂1.0~2.0kg/t,捕收剂0.1~0.5kg/t,起泡剂0.02~0.10kg/t,矿浆的pH为8~11 ,每一级精选都产出精选精矿和精选中矿,精选中矿依次经水洗脱药脱泥浓密后或者直接返回到上一级浮选,或者根据品位的需求直接作为产品,精选精矿作为下一级精选的原料,加入到下一级精选槽中继续进行精选,精选的级数为1级≤级数≤N级,具体级数根据工艺对精矿产品的品位和种类要求而定,最终可以得到一种或者多种不同品级的稀土精矿。
所述的混合型稀土矿为白云鄂博原矿中REO品位在2~10%之间含氟碳铈与独居石的混合稀土矿、或者包钢选矿厂选铁后REO品位在2~15%之间含氟碳铈与独居石的尾矿、或者包钢尾矿坝中REO品位在2~15%之间含氟碳铈与独居石的尾矿中的一种。
所述的抑制剂为硅酸钠。
所述的捕收剂为羟肟酸类捕收剂。
所述的起泡剂为松醇油。
所述的经水洗脱药脱泥浓密,是指矿浆或者浮选泡沫,通过浓密机加水进行水洗脱药脱泥后或者加入脱药剂进行脱药脱泥后,经浓密机将矿浆或者浮选泡沫提高到矿浆质量浓度为 30~70%后,返回到浮选槽中。
所述的精选中矿依次经水洗脱药脱泥浓密后或者直接返回到上一级浮选,或者根据品位的需求直接作为产品中,中矿依次返回到上一级浮选的过程是根据中矿含泥、含药、浓度不同的具体情况而定是否需要进行水洗脱药脱泥浓密,中矿作为产品是根据工艺流程对浮选产品种类的要求而定。
本发明从丰富混合型稀土资源稀土精矿的品位、种类以满足稀土冶炼需求的角度出发,发明了一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法,该方法先对混合型稀土进行矿磨,保证了稀土矿物的单体解离度,再利用闭路循环与开路流程相结合的浮选方法,能够有效的生产出较高品位稀土精矿和一种或者多种中品位稀土精矿、以及低品位稀土尾矿等多种产品,或者只得到较高品位稀土精矿和低品位稀土尾矿两种产品,该方法适用范围广,产品种类多,稀土回收率高,可直接运用到大型稀土选矿厂,实现混合型稀土精矿产品多元化。
具体优点如下:
本发明通过提高浮选温度增强捕收剂的活性,从而降低捕收剂的用量,减少生产成本,且能保证稀土回收率,同时本发明采用了闭路循环与开路流程相结合的浮选方法,能够生产出同时生产两种或者多种稀土产品,该方法适用范围广,可以适用于白云鄂博原矿、包钢选矿厂选铁尾矿、包钢尾矿坝尾矿等混合型稀土矿。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面通过实施例详细描述本发明,但本发明不限于这些实施例。
实施例1
以包钢氧化矿选铁尾矿为原料,稀土REO品位为7.5%,粒度为-200目占85%,利用本发明的工艺技术,原料的粒度符合本技术的要求,直接采用一次粗选、二次扫选、三次精选的闭路循环和开路流程相结合的选矿工艺流程对该原料进行浮选稀土的操作,所使用的抑制剂为水玻璃,所使用的捕收剂为林峰8#药剂,所使用的起泡剂为2#油。
1)粗选:将原料加水混合调浆后加入到浮选槽中,并开始搅拌,粗选矿浆质量浓度为55%,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次按重量比加入:抑制剂3.5kg/t,捕收剂0.8kg/t,起泡剂0.05kg/t,粗选时矿浆的pH为8.5,粗选后的产品为粗选精矿和粗选尾矿;
2)第一级扫选:将粗选得到的粗选尾矿加入到浮选槽中,加水混合调浆并搅拌,矿浆质量浓度为50%,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次按重量比加入:抑制剂 1.0kg/t,捕收剂0.2kg/t,起泡剂0.02kg/t,扫选过程中矿浆的pH为8.0,第一级扫选得到扫选中矿和扫选尾矿,扫选中矿直接返回粗选槽中进行调浆再进行粗选,扫选尾矿继续进行第二级扫选;
3)第二级扫选:将第一级扫选得到的扫选尾矿加入到浮选槽中,加水混合调浆并搅拌,矿浆质量浓度为45%,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次按重量比加入:抑制剂0.5kg/t,捕收剂0.1kg/t,起泡剂0.02kg/t,扫选过程中矿浆的pH为8.0,第二级扫选得到扫选中矿和扫选尾矿,扫选中矿直接返回第一级扫选槽中进行调浆再进行第一级扫,扫选尾矿作为最终尾矿产品,稀土品位1.8%;
4)第一级精选:将粗选精矿加入到第一级精选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在45%,并开始搅拌,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂1.5kg/t,捕收剂0.2kg/t,起泡剂为0.02kg/t,矿浆的pH为8.0,得到第一级精选稀土精矿和第一级精选中矿,第一级精选稀土精矿继续进行第二级精选,第一级精选中矿经过水洗脱药脱泥浓密后返回下一次的粗选槽中;
5)第二级精选:将第一级精选稀土精矿加入到第二级精选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在40%,并开始搅拌,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂1.0kg/t,捕收剂0.2kg/t,起泡剂为0.02kg/t,矿浆的pH为8.0,得到第二级精选稀土精矿和第二级精选中矿,第二级精选稀土精矿继续进行第三级精选,第二级精选中矿经过水洗脱药脱泥浓密后返回上一级精选;
6)第三级精选:将第二级精选稀土精矿加入到第三级精选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在40%并开始搅拌,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂0.8kg/t,捕收剂0.2kg/t,起泡剂为0.02kg/t,矿浆的pH为8.0,在此条件下进行第三级精选,得到第三级精选稀土精矿和第三级精选中矿,第三级精选稀土精矿作为高品位稀土精矿产品,品位为66.55%,第三级精选中矿作为较高品位稀土精矿产品,品位为51.05%。
按此工艺技术进行多次试验循环,得到结果基本相同,同时得到品位50%左右的稀土精矿和品位大于65%的高品位稀土精矿,两种精矿产品的总回收率大于75%,尾矿产品品位在2%左右,若经过磨矿处理后还可以进一步回收稀土,提高稀土回收率。
实施例2
仍以实施例1中的包钢氧化矿选铁尾矿为原料,稀土REO品位为7.5%,粒度为-200目占85%,利用本发明的工艺技术进行浮选回收稀土,为了提高稀土回收率,首先对原料进行磨矿至-200目占95%以上,然后采用一次粗选、二次扫选、三次精选的闭路循环和开路流程相结合的选矿工艺流程对该原料进行浮选稀土的操作,所使用的抑制剂为水玻璃,所使用的捕收剂为林峰8#药剂,所使用的起泡剂为2#油。
1)粗选:将原料加水混合调浆后加入到浮选槽中,并开始搅拌,粗选矿浆质量浓度为55%,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次按重量比加入:抑制剂3.5kg/t,捕收剂0.8kg/t,起泡剂0.05kg/t,粗选时矿浆的pH为8.5,粗选后的产品为粗选精矿和粗选尾矿;
2)第一级扫选:将粗选得到的粗选尾矿加入到浮选槽中,加水混合调浆并搅拌,矿浆质量浓度为50%,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次按重量比加入:抑制剂 1.0kg/t,捕收剂0.2kg/t,起泡剂0.02kg/t,扫选过程中矿浆的pH为8.0,第一级扫选得到扫选中矿和扫选尾矿,扫选中矿直接返回粗选槽中进行调浆再进行粗选,扫选尾矿继续进行第二级扫选;
3)第二级扫选:将第一级扫选得到的扫选尾矿加入到浮选槽中,加水混合调浆并搅拌,矿浆质量浓度为45%,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次按重量比加入:抑制剂0.5kg/t,捕收剂0.1kg/t,起泡剂0.02kg/t,扫选过程中矿浆的pH为8.0,第二级扫选得到扫选中矿和扫选尾矿,扫选中矿直接返回第一级扫选槽中进行调浆再进行第一级扫,扫选尾矿作为最终尾矿产品,稀土品位0.8%;
4)第一级精选:将粗选精矿经过水洗脱药脱泥浓密后加入到第一级精选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在45%,并开始搅拌,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂1.5kg/t,捕收剂0.2kg/t,起泡剂为0.02kg/t,矿浆的pH为8.0,得到第一级精选稀土精矿和第一级精选中矿,第一级精选稀土精矿继续进行第二级精选,第一级精选中矿经过水洗脱药脱泥浓密后返回下一次的粗选槽中。
5)第二级精选:将第一级精选稀土精矿加入到第二级精选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在40%,并开始搅拌,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂1.0kg/t,捕收剂0.2kg/t,起泡剂为0.02kg/t,矿浆的pH为8.0,得到第二级精选稀土精矿和第二级精选中矿,第二级精选稀土精矿继续进行第三级精选,第二级精选中矿经过水洗脱药脱泥浓密后返回上一级精选。
6)第三级精选:将第二级精选稀土精矿加入到第三级精选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在40%并开始搅拌,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂0.8kg/t,捕收剂0.2kg/t,起泡剂为0.02kg/t,矿浆的pH为8.0,在此条件下进行第三级精选,得到第三级精选稀土精矿和第三级精选中矿,第三级精选稀土精矿作为高品位稀土精矿产品,品位为65.36%,第三级精选中矿作为较高品位稀土精矿产品,品位为50.45%。
按此工艺技术进行多次试验循环,得到结果基本相同,同时得到品位50%左右的稀土精矿和品位大于65%的高品位稀土精矿,两种精矿产品的总回收率大于88%,尾矿产品品位在小于1%左右,在同样原料、同样浮选温度、药剂制度的情况下,经过磨矿处理后,稀土回收率提高了13%,此实施例证实此方法不仅可以得到多种稀土精矿产品,而且可以提高稀土回收率。
实施例3
仍实施例1中的包钢氧化矿选铁尾矿为原料,稀土REO品位为7.5%,粒度为-200目占85%,利用本发明的工艺技术进行浮选回收稀土,原料的粒度符合本技术的要求,直接采用一次粗选、二次扫选、三次精选的闭路循环和开路流程相结合的选矿工艺流程对该原料进行浮选稀土的操作,所使用的抑制剂为水玻璃,所使用的捕收剂为林峰8#药剂,所使用的起泡剂为2#油。
1)粗选:将原料加水混合调浆后加入到浮选槽中,并开始搅拌,粗选矿浆质量浓度为55%,矿浆温度为60℃;在搅拌的同时依次按重量比加入:抑制剂3.5kg/t,捕收剂0.8kg/t,起泡剂0.05kg/t,粗选时矿浆的pH为8.5 ,粗选后的产品为粗选精矿和粗选尾矿;
2)第一级扫选:将粗选得到的粗选尾矿加入到浮选槽中,加水混合调浆并搅拌,矿浆质量浓度为50%,矿浆温度为60℃;在搅拌的同时依次按重量比加入:抑制剂 1.0kg/t,捕收剂0.2kg/t,起泡剂0.02kg/t,扫选过程中矿浆的pH为8.0,第一级扫选得到扫选中矿和扫选尾矿,扫选中矿直接返回粗选槽中进行调浆再进行粗选,扫选尾矿继续进行第二级扫选;
3)第二级扫选:将第一级扫选得到的扫选尾矿加入到浮选槽中,加水混合调浆并搅拌,矿浆质量浓度为45%,矿浆温度为60℃;在搅拌的同时依次按重量比加入:抑制剂 0.5kg/t,捕收剂0.1kg/t,起泡剂0.02kg/t,扫选过程中矿浆的pH为8.0,第二级扫选得到扫选中矿和扫选尾矿,扫选中矿直接返回第一级扫选槽中进行调浆再进行第一级扫,扫选尾矿作为最终尾矿产品,稀土品位3.2%;
4)第一级精选:将粗选精矿经过水洗脱药脱泥浓密后加入到第一级精选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在45%,并开始搅拌,矿浆温度为60℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂1.5kg/t,捕收剂0.2kg/t,起泡剂为0.02kg/t,矿浆的pH为8.0,得到第一级精选稀土精矿和第一级精选中矿,第一级精选稀土精矿继续进行第二级精选,第一级精选中矿经过水洗脱药脱泥浓密后返回下一次的粗选槽中;
5)第二级精选:将第一级精选稀土精矿加入到第二级精选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在40%,并开始搅拌,矿浆温度为60℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂1.0kg/t,捕收剂0.2kg/t,起泡剂为0.02kg/t,矿浆的pH为8.0,得到第二级精选稀土精矿和第二级精选中矿,第二级精选稀土精矿继续进行第三级精选,第二级精选中矿经过水洗脱药脱泥浓密后返回上一级精选;
6)第三级精选:将第二级精选稀土精矿加入到第三级精选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在40%并开始搅拌,矿浆温度为60℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂0.8kg/t,捕收剂0.2kg/t,起泡剂为0.02kg/t,矿浆的pH为8.0,在此条件下进行第三级精选,得到第三级精选稀土精矿和第三级精选中矿,第三级精选稀土精矿作为高品位稀土精矿产品,品位为55.35%,第三级精选中矿作为较高品位稀土精矿产品,品位为41.06%。
此实施例浮选温度均小于80℃,在此方法的药剂制度下,只得到品位55%左右和品位41%左右的稀土精矿,两种精矿产品的总回收率在60%左右,尾矿产品品位在3.2%左右,说明降低了浮选温度后,无法实现较小的药剂用量制度得到较高的浮选指标。
实施例3对比例:在温度控制在60℃以下,经过多次试验,改变浮选的药剂制度,在粗选流程依次按重量比加入:抑制剂4.5kg/t,捕收剂2.0kg/t,起泡剂0.05kg/t,粗选时矿浆的pH为8.5的情况下,加大了捕收剂的用量,在扫选和精选工艺过程也依次加大捕收剂的用量,经过多次试验循环可以得到与实施例1基本相同的结果,充分验证了本方法的工艺流程的优越性和浮选温度的重要性。
实施例4
仍实施例1中的包钢氧化矿选铁尾矿为原料,稀土REO品位为7.5%,粒度为-200目占85%,利用本发明的工艺技术进行浮选回收稀土,原料的粒度符合本技术的要求,直接采用一次粗选、二次扫选、二次精选的闭路循环和开路流程相结合的选矿工艺流程对该原料进行浮选稀土的操作,所使用的抑制剂为水玻璃,所使用的捕收剂为林峰8#药剂,所使用的起泡剂为2#油。
1)粗选:将原料加水混合调浆后加入到浮选槽中,并开始搅拌,粗选矿浆质量浓度为55%,矿浆温度大于80℃;在搅拌的同时依次按重量比加入:抑制剂3.5kg/t,捕收剂0.5kg/t,起泡剂0.05kg/t,粗选时矿浆的pH为8.5 ,粗选后的产品为粗选精矿和粗选尾矿;
2)第一级扫选:将粗选得到的粗选尾矿加入到浮选槽中,加水混合调浆并搅拌,矿浆质量浓度为50%,矿浆温度大于80℃;在搅拌的同时依次按重量比加入:抑制剂 1.5kg/t,捕收剂0.2kg/t,起泡剂0.02kg/t,扫选过程中矿浆的pH为8.3,第一级扫选得到扫选中矿和扫选尾矿,扫选中矿直接返回粗选槽中进行调浆再进行粗选,扫选尾矿继续进行第二级扫选;
3)第二级扫选:将第一级扫选得到的扫选尾矿加入到浮选槽中,加水混合调浆并搅拌,矿浆质量浓度为45%,矿浆温度大于80℃;在搅拌的同时依次按重量比加入:抑制剂 1.0kg/t,捕收剂0.2kg/t,起泡剂0.02kg/t,扫选过程中矿浆的pH为8.0,第二级扫选得到扫选中矿和扫选尾矿,扫选中矿直接返回第一级扫选槽中进行调浆再进行第一级扫,扫选尾矿作为最终尾矿产品,稀土品位1.6%;
4)第一级精选:将粗选精矿经过水洗脱药脱泥浓密后加入到第一级精选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在50%,并开始搅拌,矿浆温度大于80℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂1.5kg/t,捕收剂0.8kg/t,起泡剂为0.02kg/t,矿浆的pH为8.0,得到第一级精选稀土精矿和第一级精选中矿,第一级精选稀土精矿继续进行第二级精选,第一级精选中矿经过水洗脱药脱泥浓密后返回下一次的粗选槽中;
5)第二级精选:将第一级精选稀土精矿加入到第二级精选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在45%,并开始搅拌,矿浆温度大于80℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂1.0kg/t,捕收剂0.2kg/t,起泡剂为0.02kg/t,矿浆的pH为8.0,得到第二级精选稀土精矿和第二级精选中矿,第二级精选稀土精矿作为高品位稀土精矿产品,品位为59.58%,第二级精选中矿作为中矿产品,品位为50.12%。
按此工艺技术进行多次试验循环,得到结果基本相同,同时得到品位50%左右的稀土精矿和品位60%的高品位稀土精矿,两种精矿产品的总回收率大于80%,尾矿产品品位在1.6%左右,若经过磨矿处理后还可以进一步回收稀土,提高稀土回收率。
实施例4对比例:与实施例4完全相同的原料,北方稀土选矿厂按照一粗一精的浮选流程进行浮选稀土,浮选温度为75℃,药剂制度为粗选:抑制剂6.0 kg/t,捕收剂2.0kg/t;精选:抑制剂4.0kg/t,捕收剂1.2kg/t,最终得到一种品位50%的精矿产品,尾矿品位3%左右,稀土回收率60%左右;
实施例5
以包钢尾矿坝的尾矿为原料,稀土REO品位为8.5%,粒度为-200目占60%,利用本发明的工艺技术,首先对原料磨矿至粒度-200目占85%以上,直接采用一次粗选、二次扫选、四次精选的闭路循环和开路流程相结合的选矿工艺流程对该原料进行浮选稀土的操作,所使用的抑制剂为水玻璃,所使用的捕收剂为林峰8#药剂,所使用的起泡剂为2#油。
1)粗选:将原料加水混合调浆后加入到浮选槽中,并开始搅拌,粗选矿浆质量浓度为60%,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次按重量比加入:抑制剂3.5kg/t,捕收剂0.8kg/t,起泡剂0.05kg/t,粗选时矿浆的pH为8.5 ,粗选后的产品为粗选精矿和粗选尾矿;
2)第一级扫选:将粗选得到的粗选尾矿加入到浮选槽中,加水混合调浆并搅拌,矿浆质量浓度为55%,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次按重量比加入:抑制剂 1.0kg/t,捕收剂0.2kg/t,起泡剂0.02kg/t,扫选过程中矿浆的pH为8.0,第一级扫选得到扫选中矿和扫选尾矿,扫选中矿经过水洗脱药脱泥浓密后返回粗选槽中进行调浆再进行粗选,扫选尾矿继续进行第二级扫选;
3)第二级扫选:将第一级扫选得到的扫选尾矿加入到浮选槽中,加水混合调浆并搅拌,矿浆质量浓度为45%,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次按重量比加入:抑制剂0.5kg/t,捕收剂0.1kg/t,起泡剂0.02kg/t,扫选过程中矿浆的pH为8.0,第二级扫选得到扫选中矿和扫选尾矿,扫选中矿经过水洗脱药脱泥浓密后返回第一级扫选槽中进行调浆再进行第一级扫,扫选尾矿作为最终尾矿产品,稀土品位1.5%;
4)第一级精选:将粗选精矿经过水洗脱药脱泥浓密后加入到第一级精选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在55%,并开始搅拌,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂1.5kg/t,捕收剂0.2kg/t,起泡剂为0.02kg/t,矿浆的pH为8.0,得到第一级精选稀土精矿和第一级精选中矿,第一级精选稀土精矿继续进行第二级精选,第一级精选中矿经过水洗脱药脱泥浓密后返回下一次的粗选槽中;
5)第二级精选:将第一级精选稀土精矿加入到第二级精选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在50%,并开始搅拌,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂1.0kg/t,捕收剂0.2kg/t,起泡剂为0.02kg/t,矿浆的pH为8.0,得到第二级精选稀土精矿和第二级精选中矿,第二级精选稀土精矿继续进行第三级精选,第二级精选中矿作为中矿产品一,品位为50.58%;
6)第三级精选:将第二级精选稀土精矿加入到第三级精选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在45%并开始搅拌,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂0.8kg/t,捕收剂0.2kg/t,起泡剂为0.02kg/t,矿浆的pH为8.0,在此条件下进行第三级精选,得到第三级精选稀土精矿和第三级精选中矿,第三级精选稀土精矿继续进行第四级精选,第三级精选中矿经过水洗脱药脱泥浓密后返回上一级精选;
7)第四级精选:将第三级精选稀土精矿加入到第四级精选槽内,加水混合调浆使矿浆质量浓度控制在40%并开始搅拌,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次加入抑制剂0.5kg/t,捕收剂0.1kg/t,起泡剂为0.02kg/t,矿浆的pH为8.0,在此条件下进行第四级精选,得到第四级精选稀土精矿和第四级精选中矿,第四级精选稀土精矿作为高品位稀土精矿产品,品位为65.05%,第四级精选中矿作为中矿产品二,品位为60.15%。
按此工艺技术进行多次试验循环,得到结果基本相同,同时得到品位50%左右和60%左右的中矿产品,以及品位大于65%的高品位稀土精矿,三种精矿产品的总回收率大于84%,尾矿产品品位在1.5%左右,三种精矿产品可以分别用于浓硫酸工艺、碱法工艺、以及酸浸碱溶新工艺,提高了稀土精矿的利用率。
以包钢氧化矿选铁尾矿为原料,稀土REO品位为7.5%,粒度为-200目占85%,按照实施例5进行浮选,可以得到与实施例5基本相同的结果,证实了此方法的普遍使用性。
以上实施例的主要参数对比见下表:

Claims (7)

1.一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法,其特征在于,它包括如下步骤:
1)磨矿:将混合型稀土矿磨至其粒度为-200目占85%以上;
2)粗选:将经过磨矿后的混合型稀土矿加水混合调浆后加入到浮选槽中,并开始搅拌进行浮选,粗选矿浆质量浓度为30~70%,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次按重量比加入:抑制剂2~5kg/t,捕收剂0.5~1.0kg/t,起泡剂0.05~0.15kg/t,粗选时矿浆的pH为8~11 ,粗选后的产品为粗选精矿和粗选尾矿;
3)扫选:将粗选得到的粗选尾矿加水混合调浆后加入到浮选槽中,并开始搅拌进行浮选,矿浆质量浓度为 30~70%,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次按重量比加入:抑制剂 0.1~1.5kg/t,捕收剂0.1~0.5kg/t,起泡剂0.02~0.08kg/t,扫选过程中矿浆的pH为8~11,每一级扫选都产出扫选中矿和扫选尾矿,扫选中矿都依次经水洗脱药脱泥浓密后返回到上一级浮选、或者直接返回到上一级浮选,扫选尾矿作为下一级扫选的原料,加入到下一级扫选槽中继续进行扫选,扫选的级数为1级≤级数≤N级,具体级数根据工艺对尾矿产品的要求而定;
4)精选:将粗选得到的粗选精矿经水洗脱药脱泥浓密后加入到浮选槽中调浆、搅拌,或者直接加入到浮选槽中调浆、搅拌,进行精选,精选的矿浆质量浓度为30~70%,矿浆温度为大于80℃;在搅拌的同时依次按重量比加入:抑制剂1.0~2.0kg/t,捕收剂0.1~0.5kg/t,起泡剂0.02~0.10kg/t,矿浆的pH为8~11 ,每一级精选都产出精选精矿和精选中矿,精选中矿依次经水洗脱药脱泥浓密后或者直接返回到上一级浮选,或者根据品位的需求直接作为产品,精选精矿作为下一级精选的原料,加入到下一级精选槽中继续进行精选,精选的级数为1级≤级数≤N级,具体级数根据工艺对精矿产品的品位和种类要求而定,最终可以得到一种或者多种不同品级的稀土精矿;
2.根据权利要求1所述的一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法,其特征在于:所述的混合型稀土矿为白云鄂博原矿中REO品位在2~10%之间含氟碳铈与独居石的混合稀土矿、或者包钢选矿厂选铁后REO品位在2~15%之间含氟碳铈与独居石的尾矿、或者包钢尾矿坝中REO品位在2~15%之间含氟碳铈与独居石的尾矿中的一种。
3.根据权利要求1所述的一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法,其特征在于:所述的抑制剂为硅酸钠。
4.根据权利要求1所述的一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法,其特征在于:所述的捕收剂为羟肟酸类捕收剂。
5.根据权利要求1所述的一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法,其特征在于:所述的起泡剂为松醇油。
6.根据权利要求1所述的一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法,其特征在于:所述的经水洗脱药脱泥浓密,是指矿浆或者浮选泡沫,通过浓密机加水进行水洗脱药脱泥后或者加入脱药剂进行脱药脱泥后,经浓密机将矿浆或者浮选泡沫提高到矿浆质量浓度为 30~70%后,返回到浮选槽中。
7.根据权利要求1所述的一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法,其特征在于:所述的精选中矿依次经水洗脱药脱泥浓密后或者直接返回到上一级浮选,或者根据品位的需求直接作为产品中,中矿依次返回到上一级浮选的过程是根据中矿含泥、含药、浓度不同的具体情况而定是否需要进行水洗脱药脱泥浓密,中矿作为产品是根据工艺流程对浮选产品种类的要求而定。
CN201610765533.8A 2016-08-31 2016-08-31 一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法 Pending CN106563561A (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201610765533.8A CN106563561A (zh) 2016-08-31 2016-08-31 一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201610765533.8A CN106563561A (zh) 2016-08-31 2016-08-31 一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法

Publications (1)

Publication Number Publication Date
CN106563561A true CN106563561A (zh) 2017-04-19

Family

ID=58532398

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201610765533.8A Pending CN106563561A (zh) 2016-08-31 2016-08-31 一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN106563561A (zh)

Cited By (7)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110449257A (zh) * 2019-07-31 2019-11-15 中国恩菲工程技术有限公司 氟碳铈矿的选矿方法
CN111151374A (zh) * 2020-01-07 2020-05-15 包钢集团矿山研究院(有限责任公司) 一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法
CN111359774A (zh) * 2020-03-17 2020-07-03 北京矿冶科技集团有限公司 一种从海底沉积物中回收稀土矿物的方法
CN114074029A (zh) * 2020-08-18 2022-02-22 包头稀土研究院 高品位混合稀土精矿的选矿方法
CN114471955A (zh) * 2022-01-05 2022-05-13 肃北县金鹰黄金有限责任公司 基于浮选工艺的高效回收尾矿中金的方法
CN114700180A (zh) * 2022-03-21 2022-07-05 中南大学 一种回收废弃抛光粉中稀土组分的方法
CN115591676A (zh) * 2022-10-31 2023-01-13 湖南中核金原新材料有限责任公司(Cn) 热活化过硫酸盐去除独居石浮选精矿表面有机药剂的方法

Citations (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS60238173A (ja) * 1984-05-12 1985-11-27 Kobe Steel Ltd 希土類鉱物の浮遊選鉱法
CN87107882A (zh) * 1986-11-14 1988-05-25 住友金属矿山株式会社 稀土类矿石的选矿法
CN1035448A (zh) * 1988-02-29 1989-09-13 冶金工业部包头稀土研究院 浮选分离氟碳铈矿和独居石的选矿工艺
CN102274796A (zh) * 2011-07-28 2011-12-14 内蒙古科技大学 一种提纯氟碳铈精矿的选矿方法
CN102319631A (zh) * 2011-07-28 2012-01-18 内蒙古科技大学 一种从白云鄂博尾矿中浮选稀土的方法
CN102319630A (zh) * 2011-07-28 2012-01-18 内蒙古科技大学 一种稀土矿提高稀土品位的方法
CN102886300A (zh) * 2012-10-19 2013-01-23 内蒙古科技大学 一种从白云鄂博尾矿中回收钪的选矿方法
CN103240184A (zh) * 2013-05-17 2013-08-14 中国地质科学院矿产综合利用研究所 稀土矿捕收剂、制备方法及低品位难选稀土矿的选矿工艺
RU2569394C1 (ru) * 2014-10-07 2015-11-27 Открытое акционерное общество "Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии" Способ флотационного обогащения редкометаллической руды

Patent Citations (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS60238173A (ja) * 1984-05-12 1985-11-27 Kobe Steel Ltd 希土類鉱物の浮遊選鉱法
CN87107882A (zh) * 1986-11-14 1988-05-25 住友金属矿山株式会社 稀土类矿石的选矿法
CN1035448A (zh) * 1988-02-29 1989-09-13 冶金工业部包头稀土研究院 浮选分离氟碳铈矿和独居石的选矿工艺
CN102274796A (zh) * 2011-07-28 2011-12-14 内蒙古科技大学 一种提纯氟碳铈精矿的选矿方法
CN102319631A (zh) * 2011-07-28 2012-01-18 内蒙古科技大学 一种从白云鄂博尾矿中浮选稀土的方法
CN102319630A (zh) * 2011-07-28 2012-01-18 内蒙古科技大学 一种稀土矿提高稀土品位的方法
CN102886300A (zh) * 2012-10-19 2013-01-23 内蒙古科技大学 一种从白云鄂博尾矿中回收钪的选矿方法
CN103240184A (zh) * 2013-05-17 2013-08-14 中国地质科学院矿产综合利用研究所 稀土矿捕收剂、制备方法及低品位难选稀土矿的选矿工艺
RU2569394C1 (ru) * 2014-10-07 2015-11-27 Открытое акционерное общество "Ведущий научно-исследовательский институт химической технологии" Способ флотационного обогащения редкометаллической руды

Non-Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
朱建光等: "《钛铁矿、金红石和稀土选矿技术》", 31 December 2009, 中南大学出版社 *
李梅等: ""连续浮选机在稀土浮选中的应用研究"", 《中国稀土学报》 *
郭秉文等: "《矿物原料选矿及深加工》", 30 June 1998, 地质出版社 *

Cited By (10)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN110449257A (zh) * 2019-07-31 2019-11-15 中国恩菲工程技术有限公司 氟碳铈矿的选矿方法
CN110449257B (zh) * 2019-07-31 2021-12-07 中国恩菲工程技术有限公司 氟碳铈矿的选矿方法
CN111151374A (zh) * 2020-01-07 2020-05-15 包钢集团矿山研究院(有限责任公司) 一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法
CN111359774A (zh) * 2020-03-17 2020-07-03 北京矿冶科技集团有限公司 一种从海底沉积物中回收稀土矿物的方法
CN114074029A (zh) * 2020-08-18 2022-02-22 包头稀土研究院 高品位混合稀土精矿的选矿方法
CN114074029B (zh) * 2020-08-18 2024-03-12 包头稀土研究院 高品位混合稀土精矿的选矿方法
CN114471955A (zh) * 2022-01-05 2022-05-13 肃北县金鹰黄金有限责任公司 基于浮选工艺的高效回收尾矿中金的方法
CN114471955B (zh) * 2022-01-05 2024-04-30 肃北县金鹰黄金有限责任公司 基于浮选工艺的高效回收尾矿中金的方法
CN114700180A (zh) * 2022-03-21 2022-07-05 中南大学 一种回收废弃抛光粉中稀土组分的方法
CN115591676A (zh) * 2022-10-31 2023-01-13 湖南中核金原新材料有限责任公司(Cn) 热活化过硫酸盐去除独居石浮选精矿表面有机药剂的方法

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN106563561A (zh) 一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法
CN106540800B (zh) 一种回收含锑金矿浮选尾矿中金及微细粒锑矿物的方法
CN103418488B (zh) 一种伴生细粒铌钽的锂多金属矿的综合回收工艺
CN102029220B (zh) 低品位复杂铅锑锌分离浮选的方法
CN102218376B (zh) 一种高碳钼镍矿高效浮选分离回收钼镍的方法
CN101961673B (zh) 一种混合铜矿的联合选冶方法
CN102974446B (zh) 鲕状赤铁矿的选矿方法
CN101474597B (zh) 一种混合稀土精矿的独居石与氟碳铈矿浮选分离方法
CN103341411B (zh) 一种复杂铜矿浸渣分级串联浮选方法
CN101745468B (zh) 一种提高低品位氧化锌矿回收率的选矿方法
CN104148163B (zh) 一种处理低品位锡铅锌多金属氧化矿的选矿方法
CN101869876A (zh) 一种低品位白钨矿的选矿方法
CN103894281B (zh) 一种处理硫化铜锌和氧化锌混合矿的选冶联合工艺
CN108624765A (zh) 一种从低品位含铷尾矿高效回收铷的工艺
CN106733205A (zh) 铅锌浮选尾矿中硫铁矿的高效选矿方法
CN103962221B (zh) 利用碱浸、分级及反浮选再选钒钛磁铁精矿的方法
CN103301934A (zh) 一种回收金属硫化矿尾矿中萤石的方法
CN102716801A (zh) 一种高磷鲕状赤铁矿的选矿方法
CN106179762A (zh) 一种低品位泥质氧化锌矿的选矿方法
CN101792851B (zh) 低品位氧化钼矿回收工艺
CN105413855A (zh) 一种钨粗精矿精选提纯的方法
CN104815746A (zh) 一种高铁高泥质碱性脉石难处理氧化铜矿的回收方法
CN105013616A (zh) 一种从钼铅硫混合精矿中分离钼精矿与铅硫精矿的方法
CN104745811A (zh) 一种用于高泥碱性铀矿的酸性洗矿生物浸出工艺
CN206924887U (zh) 一种铁铜硫矿选矿系统

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
RJ01 Rejection of invention patent application after publication
RJ01 Rejection of invention patent application after publication

Application publication date: 20170419