CN108580031A - 一种对多金属伴生选铁尾矿预先焙烧的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种对多金属伴生选铁尾矿预先焙烧的选矿方法，属于矿物加工工程及资源综合回收利用领域。一种对多金属伴生选铁尾矿预先焙烧的选矿方法，是将多金属伴生选铁尾矿在还原性气氛下进行流态化磁化焙烧，焙烧后物料进行弱磁选，获得弱磁选精矿和弱磁选尾矿；弱磁选尾矿进行强磁选，获得强磁选精矿和强磁选尾矿；对强磁选精矿进行稀土浮选，获得稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿；对强磁选尾矿进行萤石浮选，获得萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿；将稀土浮选尾矿和萤石浮选尾矿混合后浓缩，将所得浓缩物经酸洗、固液分离后得到富铌渣及酸洗尾矿。利用本发明最终得到铁精矿、萤石精矿和稀土精矿，以及富铌渣，从而实现对多金属矿物的综合回收利用。

Description

一种对多金属伴生选铁尾矿预先焙烧的选矿方法
技术领域
本发明涉及一种对多金属伴生选铁尾矿预先焙烧的选矿方法，属于矿物加工工程及资源综合回收利用领域。
背景技术
我国由于地质条件复杂，成矿的叠加作用比较显著，很多矿床都是由多种矿物共生或伴生组成的综合性矿床，尤以内生金属矿床最为突出。其中，作为我国三大伴生多金属矿的代表，白云鄂博富含这大量的稀土、铁、铌和萤石矿物。由于其复杂多样的矿物组份，给选别工艺流程的制定带来了很多不便，很难利用一次性的选别工艺流程有效利用白云鄂博之资源，目前，包钢选矿厂以选铁为主，稀土作为铁矿石的伴生资源只能在选铁过程中加以回收，大量的稀土矿物被抛弃到了尾矿中，造成了对白云鄂博矿稀土极低的利用率，总利用率还不足10％，稀土资源被极大浪费。尾矿坝中的稀土氧化物(REO)的平均品位已经上升到了6％～8％。与此同时，白云鄂博地区尾矿中还含有大量的铌、萤石等有用矿物。一直以来，对于多金属伴生矿物的传统选矿大多采用重-磁-浮联用的方法，但这种方法对于白云鄂博多金属的有效分离效果欠佳，品位和回收率的提高都不理想。如公布号为CN107282288A的中国专利公开了一种综合回收弱磁性铁、稀土和萤石的选矿方法，该方法所述铁精矿、稀土和萤石的回收率分别为65％、30％、49.5％，且萤石的浮选次数较多等缺点。
近年来国家对资源的综合利用率重视程度逐渐增加，在此大环境下对于伴生多金属矿物的铁尾矿的综合利用开发的意义也逐渐凸显。因此尾矿中铁、萤石、稀土、铌的综合利用面临许多困难，必须提出一种能够有效分离此类多金属伴生资源的方法，在增加企业效益的同时，使资源利用最大化。
发明内容
本发明的需要解决的技术问题就在于克服现有技术的缺陷，提供一种多金属伴生选铁尾矿综合回收选矿方法，所述多金属伴生选铁尾矿指白云鄂博尾矿库中的尾矿或白云鄂博选厂现场经选铁得到的尾矿，后文用伴生选铁尾矿代替。
一种对多金属伴生选铁尾矿预先焙烧的选矿方法，所述方法为：将多金属伴生选铁尾矿在还原性气氛下进行流态化磁化焙烧，焙烧温度500～900℃，使弱磁性的赤(褐)铁矿发生还原反应转变为强磁性铁矿物，焙烧后物料在0.15～0.3T下进行弱磁选，获得弱磁选精矿和弱磁选尾矿，弱磁选精矿即为铁精矿；弱磁选尾矿在0.5～1.2T下进行强磁选，获得强磁选精矿和强磁选尾矿；对强磁选精矿进行稀土浮选，获得稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿，稀土浮选精矿即为稀土精矿；对强磁选尾矿进行萤石浮选，获得萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿，萤石浮选精矿即为萤石精矿；将稀土浮选尾矿和萤石浮选尾矿混合后浓缩，将所得浓缩物经酸洗、固液分离后得到富铌渣及酸洗尾矿。
本发明所述对多金属伴生选铁尾矿预先焙烧的选矿方法，将多金属伴生选铁尾矿在还原性气氛下进行流态化磁化焙烧，焙烧温度500～900℃，使弱磁性的赤(褐)铁矿发生还原反应转变为强磁性铁矿物，焙烧后物料在0.15～0.3T下进行弱磁选，获得弱磁选精矿和弱磁选尾矿，弱磁选精矿即为铁精矿；此时，萤石、稀土、铌均赋存在弱磁选尾矿中，由于稀土带有弱磁性，而萤石矿为非磁性，将弱磁选尾矿给入强磁选机，在0.5～1.2T下进行强磁选，获得强磁选精矿和强磁选尾矿；强磁选精矿给入浮选机提取稀土，稀土浮选获得稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿，稀土浮选精矿即为稀土精矿；将强磁选尾矿给入浮选机提取萤石，萤石浮选获得萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿，萤石浮选精矿即为萤石精矿；此时，铌主要赋存在稀土浮选尾矿和萤石浮选尾矿中，将稀土浮选尾矿和萤石浮选尾矿混合浓缩，将该浓缩物经酸洗、固液分离后得到富铌渣及酸洗尾矿。
本发明所述赤(褐)铁矿指赤铁矿或褐铁矿，或两者任意比例的混合物。
本发明中所述强磁性铁矿物为Fe3O4或γ-Fe2O3，或两者的混合。
本发明所述方法优选所述流态化磁化焙烧的时间为10～30s。
本发明所述方法还包括将流态化磁化焙烧产物进行分级、研磨的步骤，所述分级步骤可于商业可购分级设备中进行，如螺旋分级机、水力旋流器中的一种；所述研磨可于商业可购磨机中进行，如球磨机、搅拌磨机。
本发明所述焙烧于商业可购流态化焙烧炉中进行，如闪速磁化焙烧炉、循环流态化焙烧炉、悬浮磁化焙烧炉中的一种。
本发明所述酸洗于商业可购反应釜中进行，如高压反应釜。
本发明所述固液分离于商业可购过滤机进行，如陶瓷过滤机。
本发明所述对多金属伴生选铁尾矿预先焙烧的选矿方法，优选所述还原性气氛是由还原性气体与惰性气体的混合气提供，总气体流量为3m3/h～10m3/h，所述还原气体为CO、H2或两者任意比例的混合。
本发明所述对多金属伴生选铁尾矿预先焙烧的选矿方法，优选所述稀土浮选为：将强磁选精矿浓缩后调浆给入浮选机进行稀土浮选，添加抑制剂、稀土矿物活化剂、捕收剂、起泡剂，调整pH为7～8，进行稀土矿物的浮选作业，粗选后进行1～3次精选和1～3次扫选得到稀土精矿；最终得到稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿。其中，抑制剂为草酸，其用量为0.15～0.40kg/t；稀土矿物活化剂为氟硅酸钠，其用量为1.00～3.00kg/t；捕收剂为水杨羟肟酸或H316，其用量为0.70～1.20kg/t；起泡剂为二号油，其用量为0.02～0.05kg/t。
本发明所述对多金属伴生选铁尾矿预先焙烧的选矿方法，优选所述萤石浮选为：将强磁选尾矿浓缩后调浆给入浮选机进行萤石浮选作业，添加抑制剂、捕收剂，浮选萤石，粗选后进行1～3次精选和1～3次扫选得到萤石精矿，其中，抑制剂为水玻璃，其用量为0.15～0.40kg/t；捕收剂为油酸钠，其用量为0.25～1.00kg/t。
本发明所述对多金属伴生选铁尾矿预先焙烧的选矿方法，优选所述酸洗为：将稀土浮选尾矿和萤石浮选尾矿混合浓缩后加入6～10mol/L的盐酸溶液在高压反应釜中进行酸洗，并利用陶瓷过滤机进行固液分离，得到酸浸渣和酸洗尾矿，酸浸渣即为富铌渣。
本发明所述对多金属伴生选铁尾矿预先焙烧的选矿方法，所述述多金属伴生选铁尾矿的铁品位10～20％，萤石品位20～35％，稀土品位5～10％。
本发明的技术方案按照下列步骤进行：
(1)多金属伴生选铁尾矿流态化焙烧：将多金属伴生选铁尾矿在还原性气氛中进行流态化磁化焙烧，还原性气氛是由还原性气体与惰性气体的混合气提供，其中，还原气体与惰性气体的体积比为1:9～1:1，总气体流量为3m3/h～10m3/h，所述还原气体为CO、H2或两者任意比例的混合，以500～900℃的焙烧温度焙烧10～30s得到焙烧矿。
(2)弱磁选：将步骤(1)焙烧矿冷却后给入弱磁磁选机，弱磁场强0.15～0.3T，得到弱磁精矿和弱磁尾矿，弱磁精矿脱水烘干即为铁精矿。
(3)强磁选：将步骤(2)弱磁尾矿于磁场强度0.5～1.2T进行强磁选，获得强磁选精矿和强磁选尾矿。
(4)稀土浮选：将步骤(3)得到的强磁选精矿进行稀土浮选，获得稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿；
(5)萤石浮选：将步骤(3)得到的强磁选尾矿进行萤石浮选，获得萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿；
(6)酸洗：将步骤(4)得到的稀土浮选尾矿和步骤(5)得到的萤石浮选尾矿混合浓缩，浓缩后在内置6～10mol/L盐酸溶液的高压反应釜中进行酸洗，酸洗后利用陶瓷过滤机进行固液分离，得到酸浸渣和酸洗尾矿，酸浸渣即为富铌渣。
本发明的有益效果为：本发明利用磁化焙烧过程将弱磁性的赤(褐)铁矿还原为具有强磁性磁铁矿的特性，以磁化焙烧为基础，对矿物进行流态化磁化焙烧，使焙烧物料充分分散，更易与还原气体接触，使反应更加充分。对流化态磁化焙烧后的矿物弱磁选分离铁矿物，不仅减少了后续浮选步骤的杂质，提高了浮选效率，降低浮选难度，还使铁矿物易于分选，提高了铁精矿的品质，增加了铁精矿品位和回收率；铁精矿的分离，使其他有用矿物的到了富集，流态化焙烧过程还会使萤石晶体的空隙度增加，使萤石矿物表面变得疏松多孔，同时也产生了更多的活性位点，使萤石更易于与捕收剂结合，与捕收剂结合的矿浆被气泡携带上浮，对比传统萤石直接浮选，明显提高了萤石精矿的品位和回收率。在萤石和稀土提取之前用强磁将带有弱磁性的稀土矿物和非磁性的萤石矿物分离开，减少了后续稀土浮选和萤石浮选的压力，解决了原来传统稀土萤石混浮造成的分离不完全，互相污染，互相影响的弊端，利用本发明最终得到铁精矿、萤石精矿和稀土精矿，以及富铌渣，从而实现对多金属矿物的综合回收利用。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下述非限制性实施例可以使本领域的普通技术人员更全面地理解本发明，但不以任何方式限制本发明。
下述实施例中所述试验方法，如无特殊说明，均为常规方法；所述试剂和材料，如无特殊说明，均可从商业途径获得。
实施例1
本实例以白云鄂博尾矿库中尾矿为原料，其中铁(TFe)品位为15.17％，萤石(CaF2)品位为21.24％，稀土(REO)品位为5.17％。利用本发明方法最终得到铁品位为68.16％，回收率为85.23％的铁精矿；稀土品位为59.41％，回收率为80.03％的稀土精矿；萤石品位为93.46％，回收率为83.85％的萤石精矿，具体包括以下步骤：
(1)多金属伴生选铁尾矿流态化焙烧：将多金属伴生选铁尾矿在还原性气氛中进行悬浮磁化焙烧，还原性气氛是由CO气体与N2气体的混合气提供，其中，CO气体与N2气体的体积比为1:9，总气体流量为4m3/h，在550℃的焙烧温度下焙烧20s得到焙烧矿。
(2)弱磁选：将步骤(1)焙烧矿冷却后给入弱磁磁选机，弱磁场强0.35T，得到弱磁精矿和弱磁尾矿，弱磁精矿脱水烘干即为铁精矿。
(3)强磁选：将步骤(2)得到的混合浮选精矿于磁场强度1.0T进行强磁选，获得强磁选精矿和强磁选尾矿。
(4)稀土浮选：将步骤(3)得到的强磁选精矿进行稀土浮选，加入0.30kg/t草酸抑制剂，1.80kg/t氟硅酸钠活化剂，0.75kg/t水杨羟肟酸捕收剂，0.04kg/t二号油起泡剂，调整pH为8.0，进行稀土矿物的浮选作业，粗选后进行3次精选和1次扫选得到稀土精矿，获得稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿；
(5)萤石浮选：将步骤(3)得到的强磁选尾矿进行萤石浮选，添加0.30kg/t的水玻璃抑制剂、0.25kg/t的油酸钠捕收剂，浮选萤石，粗选后进行3次精选和1次扫选得到萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿，获得萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿；
(6)酸洗：将步骤(4)得到的稀土浮选尾矿和步骤(5)得到的萤石浮选尾矿混合浓缩，浓缩后在内置8mol/L盐酸溶液的高压反应釜中进行酸洗，酸洗后利用陶瓷过滤机进行固液分离，得到酸浸渣和酸洗尾矿，酸浸渣即为富铌渣。
实施例2
本实例以白云鄂博尾矿库中尾矿为原料，其中铁(TFe)品位为17.29％，萤石(CaF2)品位为23.17％，稀土(REO)品位为5.61％。利用本发明方法最终得到铁品位为68.47％，回收率为81.61％的铁精矿；稀土品位为61.27％，回收率为82.88％的稀土精矿；萤石品位为94.38％，回收率为84.27％的萤石精矿，具体包括以下步骤：
(1)多金属伴生选铁尾矿流态化焙烧：将多金属伴生选铁尾矿在还原性气氛中进行悬浮磁化焙烧，还原性气氛是由CO气体与N2气体的混合气提供，其中，CO气体与N2气体的体积比为2:8，总气体流量为5m3/h，在700℃的焙烧温度下焙烧15s得到焙烧矿。
(2)弱磁选：将步骤(1)焙烧矿冷却后给入弱磁磁选机，弱磁场强0.20T，得到弱磁精矿和弱磁尾矿，弱磁精矿脱水烘干即为铁精矿。
(3)强磁选：将步骤(2)得到的混合浮选精矿于磁场强度1.2T进行强磁选，获得强磁选精矿和强磁选尾矿。
(4)稀土浮选：将步骤(3)得到的强磁选精矿进行稀土浮选，加入0.20kg/t草酸抑制剂，2.00kg/t氟硅酸钠活化剂，0.80kg/t水杨羟肟酸捕收剂，0.05kg/t二号油起泡剂，调整pH为8.5，进行稀土矿物的浮选作业，粗选后进行3次精选和1次扫选得到稀土精矿，获得稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿；
(5)萤石浮选：将步骤(3)得到的强磁选尾矿进行萤石浮选，添加0.40kg/t的水玻璃抑制剂、0.30kg/t的油酸钠捕收剂，浮选萤石，粗选后进行3次精选和2次扫选得到萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿，获得萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿；
(6)酸洗：将步骤(4)得到的稀土浮选尾矿和步骤(5)得到的萤石浮选尾矿混合浓缩，浓缩后在内置9mol/L盐酸溶液的高压反应釜中进行酸洗，酸洗后利用陶瓷过滤机进行固液分离，得到酸浸渣和酸洗尾矿，酸浸渣即为富铌渣。
实施例3
本实例以白云鄂博尾矿库中尾矿为原料，其中铁(TFe)品位为14.33％，萤石(CaF2)品位为25.64％，稀土(REO)品位为6.93％。利用本发明方法最终得到铁品位为66.82％，回收率为79.92％的铁精矿；稀土品位为60.12％，回收率为78.10％的稀土精矿；萤石品位为96.38％，回收率为87.62％的萤石精矿，具体包括以下步骤：
(1)多金属伴生选铁尾矿流态化焙烧：将多金属伴生选铁尾矿在还原性气氛中进行悬浮磁化焙烧，还原性气氛是由CO气体与N2气体的混合气提供，其中，CO气体与N2气体的体积比为3:7，总气体流量为4m3/h，在800℃的焙烧温度下焙烧10s得到焙烧矿。
(2)弱磁选：将步骤(1)焙烧矿冷却后给入弱磁磁选机，弱磁场强0.30T，得到弱磁精矿和弱磁尾矿，弱磁精矿脱水烘干即为铁精矿。
(3)强磁选：将步骤(2)得到的混合浮选精矿于磁场强度1.0T进行强磁选，获得强磁选精矿和强磁选尾矿。
(4)稀土浮选：将步骤(3)得到的强磁选精矿进行稀土浮选，加入0.35kg/t草酸抑制剂，2.50kg/t氟硅酸钠活化剂，1.00kg/t H316捕收剂，0.03kg/t二号油起泡剂，调整pH为8.0，进行稀土矿物的浮选作业，粗选后进行3次精选和1次扫选得到稀土精矿，获得稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿；
(5)萤石浮选：将步骤(3)得到的强磁选尾矿进行萤石浮选，添加0.40kg/t的水玻璃抑制剂、0.40kg/t的油酸钠捕收剂，浮选萤石，粗选后进行2次精选和1次扫选得到萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿，获得萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿；
(6)酸洗：将步骤(4)得到的稀土浮选尾矿和步骤(5)得到的萤石浮选尾矿混合浓缩，浓缩后在内置9mol/L盐酸溶液的高压反应釜中进行酸洗，酸洗后利用陶瓷过滤机进行固液分离，得到酸浸渣和酸洗尾矿，酸浸渣即为富铌渣。
实施例4
本实例以白云鄂博尾矿库中尾矿为原料，其中铁(TFe)品位为15.98％，萤石(CaF2)品位为21.47％，稀土(REO)品位为6.73％。利用本发明方法最终得到铁品位为67.95％，回收率为81.26％的铁精矿；稀土品位为62.37％，回收率为75.19％的稀土精矿；萤石品位为94.14％，回收率为84.55％的萤石精矿，具体包括以下步骤：
(1)多金属伴生选铁尾矿流态化焙烧：将多金属伴生选铁尾矿在还原性气氛中进行悬浮磁化焙烧，还原性气氛是由CO气体与N2气体的混合气提供，其中，CO气体与N2气体的体积比为4:6，总气体流量为3m3/h，在500℃的焙烧温度下焙烧30s得到焙烧矿。
(2)弱磁选：将步骤(1)焙烧矿冷却后给入弱磁磁选机，弱磁场强0.25T，得到弱磁精矿和弱磁尾矿，弱磁精矿脱水烘干即为铁精矿。
(3)强磁选：将步骤(2)得到的混合浮选精矿于磁场强度1.2T进行强磁选，获得强磁选精矿和强磁选尾矿。
(4)稀土浮选：将步骤(3)得到的强磁选精矿进行稀土浮选，加入0.25kg/t草酸抑制剂，2.00kg/t氟硅酸钠活化剂，1.00kg/t H316捕收剂，0.03kg/t二号油起泡剂，调整pH为8.0，进行稀土矿物的浮选作业，粗选后进行2次精选和1次扫选得到稀土精矿，获得稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿；
(5)萤石浮选：将步骤(3)得到的强磁选尾矿进行萤石浮选，添加0.30kg/t的水玻璃抑制剂、0.40kg/t的油酸钠捕收剂，浮选萤石，粗选后进行3次精选和2次扫选得到萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿，获得萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿；
(6)酸洗：将步骤(4)得到的稀土浮选尾矿和步骤(5)得到的萤石浮选尾矿混合浓缩，浓缩后在内置8.5mol/L盐酸溶液的高压反应釜中进行酸洗，酸洗后利用陶瓷过滤机进行固液分离，得到酸浸渣和酸洗尾矿，酸浸渣即为富铌渣。

Claims (5)

1.一种对多金属伴生选铁尾矿预先焙烧的选矿方法，其特征在于：是将多金属伴生选铁尾矿在还原性气氛下进行流态化磁化焙烧，焙烧温度500～900℃，使弱磁性的赤(褐)铁矿发生还原反应转变为强磁性铁矿物，焙烧后物料在0.15～0.3T下进行弱磁选，获得弱磁选精矿和弱磁选尾矿，弱磁选精矿即为铁精矿；弱磁选尾矿在0.5～1.2T下进行强磁选，获得强磁选精矿和强磁选尾矿；对强磁选精矿进行稀土浮选，获得稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿，稀土浮选精矿即为稀土精矿；对强磁选尾矿进行萤石浮选，获得萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿，萤石浮选精矿即为萤石精矿；将稀土浮选尾矿和萤石浮选尾矿混合后浓缩，将所得浓缩物经酸洗、固液分离后得到富铌渣及酸洗尾矿。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：还原性气氛是由还原性气体与惰性气体的混合气提供，总气体流量为3m3/h～10m3/h，所述还原气体为CO、H2或两者任意比例的混合。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述稀土浮选为：将强磁选精矿浓缩后调浆给入浮选机进行稀土浮选，添加抑制剂、稀土矿物活化剂、捕收剂、起泡剂，调整pH为7～8，进行稀土矿物的浮选作业，粗选后进行1～3次精选和1～3次扫选得到稀土精矿；最终得到稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿，其中，抑制剂为草酸，其用量为0.15～0.40kg/t；稀土矿物活化剂为氟硅酸钠，其用量为1.00～3.00kg/t；捕收剂为水杨羟肟酸或H316，其用量为0.70～1.20kg/t；起泡剂为二号油，其用量为0.02～0.05kg/t。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述萤石浮选为：将强磁选尾矿浓缩后调浆给入浮选机进行萤石浮选作业，添加抑制剂、捕收剂，浮选萤石，粗选后进行1～3次精选和1～3次扫选得到萤石精矿，其中，抑制剂为水玻璃，其用量为0.15～0.40kg/t；捕收剂为油酸钠，其用量为0.25～1.00kg/t。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述酸洗为：将稀土浮选尾矿和萤石浮选尾矿混合浓缩后加入6～10mol/L的盐酸溶液在高压反应釜中进行酸洗，并利用陶瓷过滤机进行固液分离，得到酸浸渣和酸洗尾矿，酸浸渣即为富铌渣。
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