CN106799300A - 一种稀土矿的选矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种稀土矿的选矿方法，是将原矿矿石经过破碎、磨矿至细度‑0.076mm占50％以上，经弱磁选脱除强磁性矿物，再进行超导磁选粗选获得稀土粗精矿，稀土粗精矿再磨至细度‑0.076mm占80％以上，进行常规浮选作业，获得最终稀土精矿；所述常规浮选作业是指一段粗选、两段精选和两段扫选；所述弱磁选的磁场强度为0.1T～0.5T，磁场力为(3～15)×10⁵kA²/m²；超导磁选的磁场强度大于0.5T，磁场力大于3×10⁷kA²/m²。该方法通过超导磁选既可以取得较高品位的稀土粗精矿，又可以抛出大量尾矿，选别效率较高，大幅减少二段球磨给矿量，降低磨选能耗，所得稀土精矿稀土品位提高，回收率高。

Description

一种稀土矿的选矿方法

技术领域

本发明涉及稀土矿选矿技术领域，特别是一种稀土矿的选矿方法。

背景技术

世界稀土资源储量巨大，以稀土氧化物计约5700万吨，其中氧化钇约3.5万吨，占总储量的0.06％；以矿物类型计氟碳铈矿占50.6％，独居石、磷钇矿占46.4％，其它占3.0％。世界已知的稀土矿物约有150多种，而含有稀土元素的矿物有250种以上，但是能被冶金工业利用的稀土矿物却只有10余种，如氟碳铈矿、独居石、磷钇矿、易解石、褐钇铌矿、氟铈矿、硅铍钇矿、褐帘石、钇萤石、黑稀金矿、硅钛铈矿等，其中主要的工业矿物有独居石、氟碳铈矿、磷钇矿等碳酸盐、磷酸盐矿床。

稀土矿床中的稀土矿物一般和其伴生矿物致密共生，嵌布粒度细，要使稀土矿物单体解离需将矿石细磨，磨矿细度一般在-200目的含量80～90％。由于稀土矿物及伴生矿物萤石、方解石等非硫化矿物性脆，磨矿时容易过粉碎泥化，所以在细磨时要对磨矿分级进行严格控制，以防止泥化，或在浮选前进行脱泥，排除矿泥在浮选过程中的不利影响。

白云鄂博稀土元素以铈矿元素为主，镧、铈、钕氧化物含量占稀土氧化物总量的90％左右，属于典型的轻稀土矿物。稀土矿物粒度一般在0.01mm～0.07mm之间，其中小于0.04mm占70％～80％。矿石中有用矿物除稀土外，还有铌矿物、赤铁矿、磁铁矿和萤石等。主要脉石矿物为钠辉石、白云石、灰石、黑云母、钠闪石、重晶石、方解石、黄铁矿、石英、长石等。

该矿床目前选矿工艺为弱磁—强磁—浮选工艺。首先将原矿石磨至-0.076mm占90％，弱磁选选出磁铁矿，其尾矿在强磁选机磁感应强度1.4T的条件下粗选，将赤铁矿及大部分稀土矿物选入强磁粗精矿中，粗精矿经一次强磁精选(0.6T～0.7T)，强磁选铁精矿和弱磁铁精矿合并后进行反浮选脱除随磁选带入的萤石稀土等脉石矿物得到合格铁精矿，其中浮选稀土的原料主要为强磁中矿、强磁尾矿以及反浮选泡沫尾矿，平均品位约10％，采用H₂₀₅(邻羟基萘羟肟酸，又名H₂₀₅稀土矿物捕收剂)、水玻璃、J102(起泡剂)组合药剂，在弱碱性(pH＝9)矿浆中浮选稀土矿物，经一次粗选、一次扫选、两次或三次精选得到稀土品位大于50％的混合稀土精矿浮选作业回收率为70％～75％，而对原矿的总回收率不到20％。

山东微山稀土矿属石英—重晶石—碳酸盐稀土矿床，平均稀土品位3～4％。该矿床矿物及脉石成分简单，稀土矿物主要是氟碳铈矿，还有少量的独居石和其它稀土矿物，脉石矿物主要为重晶石、石英、长石、方解石等。稀土矿物嵌布粒度较粗，为0.5～0.04mm，属易磨易选矿石。采用单一浮选流程就可以获得较好的指标。目前釆用稀土特效捕收剂水杨异羟肟酸，水玻璃，起泡剂L101组合药剂，在弱碱性(pH＝8～8.5)矿浆中优先浮选稀土矿物，获得稀土品位大于60％、稀土回收率60％～70％的稀土精矿，以及稀土品位为32％、回收率为10％～15％的稀土次精矿。

四川晃宁牦牛坪稀土矿系碱性伟晶岩—方解石碳酸盐稀土矿床，其中稀土矿物以氟碳铈矿为主，另有少量硅钛铈矿及氟碳钙铈矿，伴生矿物主要为重晶石、萤石、铁、锰矿物等，此外还有少量方铅矿。该矿床稀土平均品位3.70％。矿石从粒度上分为块矿和粉状矿，其中块矿稀土矿物嵌布粒度较粗，一般在1～5mm，易磨，单体解离度好。

目前冕宁地区比较有代表性的选矿工艺流程有以下3种：

单一重选工艺：将原矿石磨至-200目占62％，经水力分级箱分成4级，分别在刻槽摇床和矿泥摇床上选别，可以得到稀土品位为30％、50％、60％三种氟碳铈矿精矿，重选作业的总回收率为75％。

磁选—重选联合工艺流程:原矿石磨矿后经电磁高梯度磁选得到稀土品位为5.64％的磁性产品，磁选作业的回收率为74.20％，产率为42.00％，磁选粗精矿经水力分级箱分成4级，分别进行摇床重选，最终得到稀土品位为52.3％，产率3.56％，总回收率55％的稀土精矿。

重选—浮选联合工艺流程:原矿首先磨至-200目占80％，经水力分级箱分成4级，分级产品经摇床重选，同时脱除矿泥及部分较轻的脉石，得到稀土品位为30％，回收率为74.5％的稀土粗精矿。该粗精矿以H₂₀₅和邻苯二甲酸比例为1:1作为捕收剂，水玻璃作为脉石的抑制剂，在矿浆pH值为8～9的条件下浮选，经一粗、一扫、一精闭路流程，可得到稀土品位为50％～60％，总回收率为60％～65％的最终稀土精矿。

上述稀土选矿流程均存在稀土精矿回收率低、选矿成本高，流程复杂，技术指标波动大，稳定性差等缺点。

发明内容

本发明的目的在于，针对现有技术稀土矿选矿中存在的上述技术问题，提供一种流程简单、稀土精矿回收率高，选矿成本低、稳定性好的选矿方法，适用于稀土矿、特别是低品位稀土矿的选矿。

本发明提供的一种稀土矿的选矿方法，是将稀土原矿矿石经过破碎、磨矿至细度-0.076mm占50％以上，经过弱磁选脱除强磁性矿物，再进行超导磁选粗选获得稀土粗精矿，稀土粗精矿再磨至细度-0.076mm占80％以上，进行常规浮选作业，获得最终稀土精矿；

所述常规浮选作业是指一段粗选、两段精选和两段扫选；所述弱磁选的磁场强度为0.1T～0.5T，磁场力为(3～15)×10⁵kA²/m²，主要对矿石中的强磁性矿物进行选别；超导磁选的磁场强度大于0.5T，磁场力大于3×10⁷kA²/m²，主要针对矿石中的弱磁性矿物进行选别。

上述技术方案，是采用弱磁-超导强磁-浮选的工艺流程，其中磨矿细度达到-0.0076mm占50％即可，降低了磨矿成本；在较粗的磨矿粒度下先弱磁选以脱除大部分强磁性铁矿物等，然后再通过超导磁选去除大量低品位尾矿，提高了预选出的粗精矿稀土品位，提高了选别效率。

作为其中一种优选方案，上述低品位稀土矿的选矿方法中，所述超导磁选使用的设备为脉动高梯度超导磁选机，超导磁选的磁场强度为5.0T。

脉动高梯度超导磁选机是江苏旌凯中科超导高技术有限公司所生产的磁选设备，磁场强度最高达到6.0T。该设备已申请国家发明专利，专利号2014103784383，申请公布号：CN104128255A申请公布日：2014.11.05。此设备分选机构中连续设置多个分选单元，可以实现进料、场内冲洗和场外冲洗同时进行，连续生产，处理量高。

作为其中一种优选方案，上述稀土矿的选矿方法，所述常规浮选中，稀土粗精矿的浮选矿浆浓度为20(wt)％～35(wt)％。该矿浆浓度是指稀土粗精矿加入水后调成的矿浆中，稀土粗精矿占的质量百分比，矿浆浓度对浮选回收率、精矿质量、药剂消耗、浮选时间、生产能力等有很大影响。当矿浆很稀时，回收率较低。适当提高矿浆浓度，不但可以节约药剂和用水，而且可以提高回收率。但若矿浆过浓，则由于浮选机工作条件变坏，会使浮选指标下降。

作为其中一种优选方案，上述稀土矿的选矿方法中，常规浮选作业中的一段粗选采用的药剂包括调整剂水玻璃、捕收剂H₂₀₅和起泡剂2#油。

H₂₀₅是一种具有双活性基因的稀土矿物浮选药剂，它对稀土矿物的选择性能和捕收性能要好于异羟肟酸类捕收剂，对矿石性质波动适应性较强，药剂制度简单，与调整剂水玻璃组合在稀土矿浮选中可以取得较好的效果。

较佳地，上述稀土矿的选矿方法中，所述水玻璃用量为1500g/t，H₂₀₅用量为2000g/t，2#油用量为60g/t。

上述药剂成分和用量是在实验室通过大量实验所得，用量不足，达不到调节的目的，矿物难以选分；但用量过多也会引起反作用，不但降低精矿质量，失去选择性，而且造成浪费。

作为其中一种优选方案，上述稀土矿的选矿方法中，常规浮选作业中的两段精选均不添加任何药剂。在稀土矿浮选过程中，一段粗选所添加的药剂在浮选过程中大多随着泡沫进入精选，因此不需要再添加药剂，若在精选中继续加药，则药剂量增加，浮选效果将受影响。

作为其中一种优选方案，上述一种稀土矿的选矿方法中，常规浮选作业中的两段扫选，采用的药剂均包括捕收剂H₂₀₅和起泡剂2#油。

在稀土矿浮选过程中，一段粗选所添加的药剂在浮选过程中大多随着泡沫进入精选，为了提高稀土矿物浮选回收率，故在扫选中继续添加捕收剂。

较佳地，上述一种稀土矿的选矿方法中，两段扫选中，一段扫选时H₂₀₅用量为800g/t，2#油用量为30g/t；二段扫选时H₂₀₅用量为200g/t，2#油用量为15g/t。

本发明提供的低品位稀土矿的选矿方法，具有以下有益效果：

(1)通过超导磁选的高磁场特性，在较粗磨矿粒度下，即可以实现稀土矿石的预选，抛出大量的低品位尾矿，取得较高品位的稀土粗精矿，选别效率较高，大幅减少二段球磨给矿量(稀土粗精矿)，可以大幅度降低磨选能耗，提高流程的效率。

(2)稀土粗精矿稀土品位高，改善了稀土浮选的作业环境，有利于浮选指标的稳定和提高，只需要简单的一粗两精两扫浮选常规浮选作业即可。

(3)由于进入浮选的稀土粗精矿总量相对较少，浮选工艺简单，也显著降低了浮选药剂的单耗(对原矿)，降低了成本，在确保稀土精矿质量和数量的前提下，大幅度提高了企业经济效益。

附图说明

图1是实施例1稀土矿选矿方法的流程图。

图2是实施例1稀土矿选矿方法的数质量流程图。

具体实施方式

为了使本技术领域的人员更好地理解本发明方案，下面结合具体实施方式对本发明作进一步的详细说明。

本实施例中处理的矿石中稀土品位为4.85％。

对原矿进行多元素分析及主要矿物组成含量测定，结果见表1、表2，含量均为质量百分含量。

表1原矿化学多元素分析结果

元素	REO	Ba	Sr		F	Fe
								含量％	4.857	2.89	10.31	21.99	6.88	3.02	0.66
元素	CaO	MgO		S
								含量％	14.98	4.62	5.17	0.082	4.64	1.87

表2主要矿物组成测定结果

分析结果表明，矿石中的矿物组成：稀土矿物主要为氟碳钙铈矿、氟碳铈矿、含铈铅硬锰矿，其它矿物有钛铀矿、天青石、重晶石、萤石、方解石、钙铝榴石、绿帘石、榍石、菱锶矿、磷铝锶石、赤铁矿、褐铁矿、铁白云石、钠铁闪石、角闪石、绿泥石、辉石、石英、长石、软锰矿、金云母、黑云母、白云母、钛铁矿、金红石、锆石、磷灰石、黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿、方铅矿、白铅矿等。

原矿稀土品位4.85％的矿石经过破碎-磨矿至-0.076mm 50％，试验采用永磁筒式磁选机脱除强磁性矿物，之后采用高梯度脉动型超导磁选机，经一次超导粗选可获得产率30.26％、稀土品位14.83％、回收率92.67％的稀土粗精矿；超导磁选抛废产率69.39％、稀土品位0.48％。稀土粗精矿通过再磨一次粗选两次精选两次扫选常规浮选工艺流程可获得产率7.51％、稀土精矿品位55.09％、回收率85.31％的最终稀土精矿。最终抛废产率为92.49％、稀土品位0.75％、稀土回收率14.69％的尾矿。

一段弱磁选磁场强度为0.5T，一段超导粗选磁场强度为5.0T。试验结果见表3。

表3一段弱磁选一段超导磁选试验结果(％)

超导磁选精矿(稀土粗精矿)再磨至-0.076mm 80％，经一段浮选粗选、两段浮选精选、两段浮选扫选，试验设备采用XDF挂槽式浮选机，可获得产率为7.51％、稀土精矿品位54.46％、总回收率84.36％的稀土精矿。试验结果见表4。

表4超导磁选粗精矿一粗两精两扫浮选试验结果(％)

研究确定的原矿磨矿—弱磁—超导磁选—浮选工艺数质量流程图如图1所示，最终获得的稀土精矿产率为7.51％、稀土品位55.09％，稀土回收率85.31％。

本文中应用了具体个例对本发明的原理及实施方式进行了阐述，以上实施例的说明只是用于帮助理解本发明的核心思想。应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以对本发明进行若干改进和修饰，这些改进和修饰也落入本发明权利要求的保护范围内。

Claims (8)

1.一种稀土矿的选矿方法，其特征在于，将稀土原矿矿石经过破碎、磨矿至细度-0.076mm占50％以上，经过弱磁选脱除强磁性矿物，再进行超导磁选粗选获得稀土粗精矿，稀土粗精矿再磨至细度-0.076mm占80％以上，进行常规浮选作业，获得最终稀土精矿；

所述常规浮选作业是指一段粗选、两段精选和两段扫选；所述弱磁选的磁场强度为0.1T～0.5T，磁场力为(3～15)×10⁵kA²/m²；超导磁选粗选的磁场强度大于0.5T，磁场力大于3×10⁷kA²/m²。

2.根据权利要求1所述的一种稀土矿的选矿方法，其特征在于，所述超导磁选使用的设备为高梯度脉动超导磁选机，超导磁选的磁场强度为5.0T。

3.根据权利要求1所述的一种稀土矿的选矿方法，其特征在于，所述常规浮选中，稀土粗精矿的矿浆浓度为20(wt)％～35(wt)％。

4.根据权利要求1所述的一种稀土矿的选矿方法，其特征在于，常规浮选作业中的一段粗选采用的药剂包括调整剂水玻璃、捕收剂H₂₀₅和起泡剂2#油。

5.根据权利要求4所述的一种稀土矿的选矿方法，其特征在于，所述水玻璃用量为1500g/t，H₂₀₅用量为2000g/t，2#油用量为60g/t。

6.根据权利要求1所述的一种稀土矿的选矿方法，其特征在于，常规浮选作业中的两段精选均不添加任何药剂。

7.根据权利要求1所述的一种稀土矿的选矿方法，其特征在于，常规浮选作业中的两段扫选，采用的药剂均包括捕收剂H₂₀₅和起泡剂2#油。

8.根据权利要求7所述的一种稀土矿的选矿方法，其特征在于，两段扫选中，一段扫选时H₂₀₅用量为800g/t，2#油用量为30g/t；二段扫选时H₂₀₅用量为200g/t，2#油用量为15g/t。