CN110882827B - 一种从浮选铌精矿中提质除杂的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种从浮选铌精矿中提质除杂的选矿方法。本发明将浮选获得的铌精矿经浮选脱硫后，脱硫产品经强磁选作业，获得强磁产品和非磁产品，非磁产品经过滤后进入到浸出作业获得浸出渣和浸出液，浸出渣经过滤烘干后获得高品位且杂质含量合格的铌精矿。本发明依据浮选铌精矿中主要杂质种类及特性，针对不同杂质采用不同的工艺对浮选铌精矿进一步提质除杂，在保证铌回收率的前提下，不仅实现了铌精矿品位的提高，杂质含量也降至标准范围内，不需要通过浮选获得高品质的铌精矿，为提高浮选铌作业的回收率提供了条件。本发明的方法适用于浮选获得品位偏低、杂质含量偏高的铌精矿进一步提质除杂，具有很强的推广价值。
Description
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域。更具体地，涉及一种从浮选铌精矿中提质除杂的选矿方法，特别涉及从碳酸盐型烧绿石中获得浮选铌精矿，对其进行提质除杂的选矿方法。
背景技术
铌是重要的稀有金属，在其它金属中加入铌金属可制成各种耐高温的高强度特性材料，在不同金属中加入适量的铌可以显著改善金属的延展性、抗腐蚀性、耐热性、强度、导电性等性能。铌的优良特性使其成为制造火箭、导弹、超音速飞机、喷气式发动机不可缺少的材料。
铌矿物主要以花岗伟晶岩型和碳酸盐型矿床存在，铌矿物虽然种类较多，但作为工业矿物原料的只有10种左右，即铌铁矿-钽铁矿系列矿物、褐钇铌矿、易解石、铌易解石、铌铁金红石、烧绿石。其中花岗伟晶岩型主要以钽铌为主，铌品位偏低，碳酸盐型烧绿石中铌品位较高，是铌金属的主要来源，全球有95％的铌供应来自烧绿石中，因此对于碳酸盐型烧绿石的开发利用对提高全球铌供应起到了至关重要的作用，但烧绿石的冶炼对精矿品位及杂质含量有较严格的要求，因此获得高品位铌精矿显得十分重要。
碳酸盐型烧绿石一般通过复杂的浮选工艺最终获得浮选铌精矿，但仍有少部分可浮性较好的杂质矿物会随着铌精矿的富集而富集，典型杂质矿物为硫化矿、部分碳酸盐及磷酸盐、硅酸盐等脉石矿物以及弱磁性矿物，这部分杂质矿物的存在一方面影响了铌精矿品位的进一步提高，同时导致精矿产品杂质含量超标。由于碳酸盐、硅酸盐矿物种类繁多，占比较大，不可避免的会有部分脉石矿物进入到铌精矿中，尤其是脱碳及脱磷作业、脱硅作业难以将磷酸盐、碳酸盐、硅酸盐等脉石矿物脱除干净，这部分碳酸盐矿物、磷酸盐矿物及硅酸盐矿物的存在势必会影响铌精矿的质量，尤其是在较细情况下，细泥会很容易进入到精矿中，从而影响精矿质量。
从目前烧绿石精矿处理的工艺流程来看，多采用烧绿石浮选之前进行脱硫作业，由于硫含量较低，脱硫作业难以较好的控制，存在脱硫药剂用量大，脱硫不彻底的问题，脱硫后剩余硫化矿会在浮铌之后再富集，难以保证最终铌精矿中硫含量能维持在标准之下，往往需要在浮铌之前或浮铌之后进一步脱硫，导致脱硫工序复杂，同时在脱硫作业过程中铌损失相对较大。虽然常规浸出能脱除浮选铌精矿中碳酸盐以及磷酸盐矿物，能降低精矿中的磷钙等杂质含量，但对于部分难溶杂质矿物仍然会对其质量有较大影响，主要为硅酸盐矿物及含钛矿物，而精矿对二氧化硅含量有严格要求，通过浸出难以将其除掉，现场为保证获得高品位、杂质含量合格的铌精矿产品，铌浮选作业会刻意降低浮选液面，减少精矿产率，通过牺牲精矿回收率的方法保证精矿质量，因此需考虑其他工艺方法实现这部分杂质的脱除，不仅能达到提质除杂的目的，还有进一步提高铌总回收率的可能。
发明内容
本发明的目的是针对铌精矿中铌品位偏低、杂质含量高的问题，利用烧绿石与杂质矿物物理化学性质的差异，提供一种从浮选铌精矿中提质除杂的选矿方法，尤其从碳酸盐型烧绿石中获得浮选铌精矿对其进行提质除杂的选矿方法，采用多种选矿方法相互结合的组合处理工艺，在保证铌较低损失的情况下，达到提质除杂的目的，实现铌精矿最大利益化。
本发明上述目的通过以下技术方案实现：
一种从浮选铌精矿中提质除杂的选矿方法，包括以下步骤：
S1.将浮选铌精矿调浆后，依次加入铌抑制剂500～1000g/t、硫化矿捕收剂80～100g/t和起泡剂20～30g/t，做一次粗选，得到一次粗选精矿和一次粗选尾矿；
S2.向S1获得的一次粗选精矿加入硫化矿捕收剂20～30g/t和起泡剂10～20g/t，做一次精选，获得硫精矿和精选尾矿；获得的精选尾矿返回到粗选作业；获得的硫精矿作为最终的硫产品；
S3.向S1获得的一次粗选尾矿加入硫化矿捕收剂30～50g/t和起泡剂10～20g/t，做一次扫选，获得一次扫选精矿和一次扫选尾矿；获得的一次扫选精矿返回到粗选作业；
S4.将S3获得的一次扫选尾矿进行强磁选，获得强磁精矿和非磁产品；将非磁产品加入到浸出剂中搅拌浸取1～3h，获得浸出液和浸出渣；
S5.将S4获得的浸出渣过滤、烘干后，得到高品位的铌精矿。
本发明针对浮选铌精矿铌品位不足，杂质含量超标等突出问题，提出了取消浮铌之前的浮硫作业，对浮选精矿进行脱硫-浸出-强磁的联合工艺等措施，从多方面提高铌精矿的质量，降低杂质的含量，并取得了明显的效果，最终获得铌品位达58％以上、作业产率为71％以上、铌作业回收率为98％以上的铌精矿，且其中硫、磷、硅等杂质含量均在标准要求以内，铌损失率仅为2％左右。
在其中一优选实施例中，S4所述浸出剂为酸溶液；所述浸出剂的浓度为8％～17％。
在其中一优选实施例中，所述酸溶液为盐酸溶液；浸出过程持续补加浓盐酸，维持浸出剂盐酸溶液的浓度为10％～15％，优选12％。
在其中一优选实施例中，S4所述搅拌浸取的温度为60～80℃，优选70℃。
在其中一优选实施例中，S4所述搅拌浸取的时间为1.5h。
在其中一优选实施例中，S4所述强磁选的磁场强度为0.8～1.5T，优选1.2T。
在其中一优选实施例中，S4中，将非磁产品在酸溶液中的矿浆浓度调节至质量百分比为20％～40％，优选25％。
在其中一优选实施例中，S1所述调浆为：将浮选铌精矿的矿浆浓度调节至质量百分比为20％～30％，优选23％。
在其中一优选实施例中，S1中粗选作业pH为6～7，优选6.5。
在其中一优选实施例中，所述铌抑制剂为有机酸类铌抑制剂；所述硫化矿捕收剂为黄药类捕收剂；所述起泡剂为起泡剂2号油、4-甲基-2戊醇或樟脑油中的一种或几种。
在其中一优选实施例中，所述铌抑制剂优选选自草酸、琥珀酸、乳酸、氨基磺酸或焦性没食子酸中的至少一种，更优选为草酸；所述硫化矿捕收剂优选为丁基黄药、乙基黄药、戊基黄药或黄原酸酯中的至少一种，更优选为丁基黄药；所述起泡剂优选为起泡剂2号油。
在其中一优选实施例中，S1中，所述铌抑制剂的加入量为800g/t；硫化矿捕收剂的加入量为90g/t；起泡剂的加入量为25g/t。
在其中一优选实施例中，S2中，所述硫化矿捕收剂的加入量为25g/t；起泡剂的加入量为15g/t。
在其中一优选实施例中，S3中，所述硫化矿捕收剂的加入量为40g/t；起泡剂的加入量为15g/t。
本发明将浮选获得的铌精矿经浮选脱硫后，脱硫产品经强磁选作业，获得强磁产品和非磁产品，非磁产品经过滤后进入到浸出作业获得浸出渣和浸出液，浸出渣经过滤烘干后获得高品位且杂质含量合格的铌精矿。本发明依据浮选铌精矿中主要杂质种类及特性，针对不同杂质采用不同的工艺对浮选铌精矿进一步提质除杂，在保证铌回收率的前提下，不仅实现了铌精矿品位的提高，杂质含量也降至标准范围内，不需要通过浮选获得高品质铌精矿，为提高浮选铌作业的回收率提供了条件。本发明的方法适用于浮选获得品位偏低、杂质含量偏高的铌精矿进一步提质除杂。本发明与现有技术不同之处是：(1)获得的浮选铌精矿为未经脱硫的精矿，硫在铌精矿中富集明显，硫含量较高，通过对精矿进行脱硫可明显减少脱硫药剂的用量；(2)脱硫作业采用新型铌抑制剂，保证脱硫作业pH在弱酸性，实现硫较彻底的脱除，避免了现有工艺中通过“强拉强压”方式脱硫，将铌损失量降低最低；(3)铌精矿脱硫，由于铌精矿中硫含量较高，最终获得的硫精矿达到了产品要求，可作为精矿出售；(4)浸出液可通过补加盐酸的方式循环使用，不会外排，不会对环境产生危害；(5)创造性的引入强磁选，对浸出难以脱除的杂质矿物，但具有弱磁性的矿物进行脱除，从而实现杂质矿物的脱除，铌品位的进一步提高；(6)对铌精矿的矿物组成进行详细分析，通过多种选矿方法结合，实现不同杂质矿物的依次脱除。
与现有技术相比，本发明具有以下有益效果：
1、本发明将脱硫作业引至浮铌之后，在浮铌之前不再进行脱硫，通过一次脱硫工艺既实现了硫的脱除，减少了药剂耗量，同时减少了脱硫作业中铌的损失。
2、本发明通过强磁选对其中难浸出的弱磁性杂质矿物，主要为硅酸盐矿物和钛铁矿物进行脱除，进一步提高铌精矿质量。
3、本发明在不需要对现有铌精矿的选矿原工艺设备和流程进行改动的情况下，仅对浮选铌精矿进行处理，即可获得质量更高的精矿产品。
4、现有铌精矿的选矿工艺引入本发明的选矿方法后，降低了浮铌作业的要求，保证浮选铌精矿品位在一定范围内波动，浮铌作业尽量提高铌回收率，获得的较低品位铌精矿再通过后续提质除杂方式保证精矿质量。
5、本发明通过多种工艺，从多方面全方位对浮选铌精矿提质除杂，配合使用本发明的选矿方法在保证现有工艺主体流程不变的情况下，改造成本低，改造工艺对环境无害，在增加少量成本的前提下，实现铌精矿提质除杂同时提高铌回收率的一种选矿方法。
6、本发明具有较好的经济及社会效益，适用性强，尤其适用于浮选铌精矿的进一步提质除杂。
附图说明
图1为本发明的流程示意图。
具体实施方式
以下结合具体实施例来进一步说明本发明，但实施例并不对本发明做任何形式的限定。在不背离本发明精神和实质的情况下，对本发明方法、步骤或条件所作的简单修改或替换，均属于本发明的范围；若未特别指明，实施例中所用的技术手段为本领域技术人员所熟知的常规手段。
除非特别说明，以下实施例所用试剂和材料均为市购。
实施例1一种从浮选铌精矿中提质除杂的选矿方法
一种从浮选铌精矿中提质除杂的选矿方法，试验矿样为非洲乌干达某碳酸盐型烧绿石经浮选后获得的铌精矿，其中铌含量为43.56％，硫含量为4.86％，磷含量0.75％，二氧化硅含量3.96％。如图1所示，包括以下步骤：
S1.一次粗选：
获得的浮选铌精矿调浆至浓度为23％，加入铌抑制剂草酸800g/t，搅拌3分钟，此时矿浆pH为6.5；加入丁基黄药90g/t，搅拌2分钟，加入起泡剂2号油25g/t，搅拌2分钟，做一次粗选；
S2.一次精选：
获得的一次粗选精矿加入丁基黄药25g/t，搅拌2分钟，加入起泡剂2号油15g/t，搅拌2分钟，做一次精选；一次精选精矿为最终硫精矿；其中一次精选尾矿返回到粗选作业；
S3.一次扫选：
粗选尾矿中加入丁基黄药40g/t，搅拌2分钟，加入2号油15g/t，搅拌2分钟做一次扫选，获得一次扫选精矿和扫选尾矿，一次扫选精矿返回到粗选作业，一次扫选尾矿作为脱硫铌精矿；
S4.强磁选和浸出作业：
获得的脱硫铌精矿进入到磁场强度为1.2T的强磁选机进行强磁选，获得作业产率为12.04％，铌品位3.12％的强磁产品和铌作业回收率99.53％的非磁产品；
非磁产品进入到盐酸浓度为12％的盐酸溶液中，调至矿浆浓度为25％，加温至70℃，搅拌1.5小时，过滤获得浸出液和浸出渣；获得的浸出渣经过滤烘干后，获得最终高品位铌精矿。
最终浮选铌精矿通过浮选脱硫-浸出-干式磁选获得铌品位59.04％，产率72.47％，铌作业回收率98.22％的铌精矿，精矿中磷含量为0.05％，硫含量为0.07％，二氧化硅含量为2.11％，硫、磷、硅等杂质含量均在标准要求以内，铌损失率仅为1.78％。
实施例2一种从浮选铌精矿中提质除杂的选矿方法
一种从浮选铌精矿中提质除杂的选矿方法，试验矿样为南美某碳酸盐型烧绿石经浮选后获得的铌精矿，其中铌含量为42.68％，硫含量为5.84％，磷含量0.88％，二氧化硅含量4.86％。包括以下步骤：
S1.一次粗选：
获得的浮选铌精矿调浆至浓度为23％，加入铌抑制剂琥珀酸800g/t，搅拌3分钟，此时矿浆pH为6；加入戊基黄药80g/t，搅拌2分钟，加入起泡剂2号油20g/t，搅拌2分钟，做一次粗选；
S2.一次精选：
获得的一次粗选精矿加入戊基黄药20g/t，搅拌2分钟，加入起泡剂2号油10g/t，搅拌2分钟，做一次精选；一次精选精矿为最终硫精矿；其中一次精选尾矿返回到粗选作业；
S3.一次扫选：
粗选尾矿中加入戊基黄药30g/t，搅拌2分钟，加入2号油10g/t，搅拌2分钟做一次扫选，获得一次扫选精矿和扫选尾矿，一次扫选精矿返回到粗选作业，一次扫选尾矿作为脱硫铌精矿；最终获得产率为13.02％，硫品位为44.36％，铌品位为2.57％，铌作业损失率为0.71％的硫精矿，产率为86.98％，铌品位48.72％，硫品位0.07％的脱硫铌精矿；
S4.强磁选和浸出作业：
获得的脱硫铌精矿进入到磁场强度为0.8T的强磁选机进行强磁选，获得作业产率为11.18％，铌品位2.73％的强磁产品，以及产率90.37％，铌品位53.62％，二氧化硅品位2.13％，铌作业回收率99.46％的非磁产品；
非磁产品进入到盐酸浓度为10％的盐酸溶液中，调至矿浆浓度为25％，加温至60℃，搅拌1.5小时，过滤获得浸出液和铌品位58.65％，作业产率90.77％，作业回收率99.29％，磷含量0.06％的浸出渣；获得的浸出渣经过滤烘干后，获得最终高品位铌精矿。
最终浮选铌精矿通过浮选脱硫-浸出-干式磁选获得铌品位58.65％，作业产率71.35％，铌作业回收率98.05％的铌精矿，精矿中磷含量为0.06％，硫含量为0.07％，二氧化硅含量为2.23％，硫、磷、硅等杂质含量均在标准要求以内，在整个过程中产率减少了28.65％，铌损失率仅为1.95％。
实施例3一种从浮选铌精矿中提质除杂的选矿方法
一种从浮选铌精矿中提质除杂的选矿方法，试验矿样为非洲马拉维某烧绿石经浮选后获得的铌精矿，其中铌含量为44.39％，硫含量为5.11％，磷含量1.03％，二氧化硅含量3.98％。包括以下步骤：
S1.一次粗选：
获得的浮选铌精矿调浆至浓度为20％，加入铌抑制剂氨基磺酸500g/t，搅拌3分钟，此时矿浆pH为6；加入乙基黄药80g/t，搅拌2分钟，加入起泡剂樟脑油20g/t，搅拌2分钟，做一次粗选；
S2.一次精选：
获得的一次粗选精矿加入乙基黄药20g/t，搅拌2分钟，加入起泡剂樟脑油10g/t，搅拌2分钟，做一次精选；一次精选精矿为最终硫精矿；其中一次精选尾矿返回到粗选作业；
S3.一次扫选：
粗选尾矿中加入乙基黄药30g/t，搅拌2分钟，加入樟脑油10g/t，搅拌2分钟做一次扫选，获得一次扫选精矿和扫选尾矿，一次扫选精矿返回到粗选作业，一次扫选尾矿作为脱硫铌精矿；
S4.强磁选和浸出作业：
获得的脱硫铌精矿进入到磁场强度为0.8T的强磁选机进行强磁选，获得作业产率为13.11％，铌品位2.36％的强磁产品和铌作业回收率99.38％的非磁产品；
非磁产品进入到盐酸浓度为10％的盐酸溶液中，调至矿浆浓度为20％，加温至60℃，搅拌1小时，过滤获得浸出液和浸出渣；获得的浸出渣经过滤烘干后，获得最终高品位铌精矿。
最终浮选铌精矿通过浮选脱硫-浸出-干式磁选获得铌品位58.65％，作业产率74.19％，铌作业回收率98.02％的铌精矿，精矿中磷含量为0.07％，硫含量为0.09％，二氧化硅含量为1.93％，硫、磷、硅等杂质含量均在标准要求以内，铌损失率仅为1.98％。
实施例4一种从浮选铌精矿中提质除杂的选矿方法
一种从浮选铌精矿中提质除杂的选矿方法，试验矿样为南美某碳酸盐型烧绿石经浮选后获得的铌精矿，其中铌含量为43.53％，硫含量为4.99％，磷含量0.86％，二氧化硅含量4.12％。包括以下步骤：
S1.一次粗选：
获得的浮选铌精矿调浆至浓度为30％，加入铌抑制剂焦性没食子酸1000g/t，搅拌3分钟，此时矿浆pH为7；加入黄原酸酯100g/t，搅拌2分钟，加入起泡剂4-甲基-2戊醇30g/t，搅拌2分钟，做一次粗选；
S2.一次精选：
获得的一次粗选精矿加入黄原酸酯30g/t，搅拌2分钟，加入起泡剂4-甲基-2戊醇20g/t，搅拌2分钟，做一次精选；一次精选精矿为最终硫精矿；其中一次精选尾矿返回到粗选作业；
S3.一次扫选：
粗选尾矿中加入黄原酸酯50g/t，搅拌2分钟，加入4-甲基-2戊醇20g/t，搅拌2分钟做一次扫选，获得一次扫选精矿和扫选尾矿，一次扫选精矿返回到粗选作业，一次扫选尾矿作为脱硫铌精矿；
S4.强磁选和浸出作业：
获得的脱硫铌精矿进入到磁场强度为1.5T的强磁选机进行强磁选，获得强磁产品和非磁产品；
非磁产品进入到盐酸浓度为15％的盐酸溶液中，调至矿浆浓度为40％，加温至70℃，搅拌3小时，过滤获得浸出液和浸出渣；获得的浸出渣经过滤烘干后，获得最终高品位铌精矿。
最终浮选铌精矿通过浮选脱硫-浸出-干式磁选获得铌品位58.74％，作业产率72.58％，铌作业回收率97.94％的铌精矿，精矿中磷含量为0.07％，硫含量为0.08％，二氧化硅含量为1.96％，硫、磷、硅等杂质含量均在标准要求以内，铌损失率仅为2.06％。
以上所述，仅是本发明的较佳实施例而已，并非对本发明作任何形式上的限制，故凡是未脱离本发明技术方案内容，依据本发明的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与修饰，均仍属于本发明权利要求书所限定技术方案的范围内。
Claims (6)
1.一种从浮选铌精矿中提质除杂的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1. 取消浮铌之前的浮硫作业，将浮选铌精矿调浆后，依次加入铌抑制剂500～1000g/t、硫化矿捕收剂80～100 g/t和起泡剂20～30 g/t，做一次粗选，得到一次粗选精矿和一次粗选尾矿；
S2. 向S1获得的一次粗选精矿加入硫化矿捕收剂20～30 g/t和起泡剂10～20 g/t，做一次精选，获得硫精矿和精选尾矿；获得的精选尾矿返回到粗选作业；获得的硫精矿作为最终的硫产品；
S3. 向S1获得的一次粗选尾矿加入硫化矿捕收剂30～50 g/t和起泡剂10～20 g/t，做一次扫选，获得一次扫选精矿和一次扫选尾矿；获得的一次扫选精矿返回到粗选作业；
S4. 将S3获得的一次扫选尾矿进行强磁选，获得强磁精矿和非磁产品；将非磁产品加入到浸出剂中搅拌浸取1～3 h，获得浸出液和浸出渣；
S5. 将S4获得的浸出渣过滤、烘干后，得到高品位的铌精矿；
其中，步骤S4所述浸出剂为酸溶液；所述浸出剂的浓度为8%～17%；
步骤S4所述搅拌浸取的温度为60～80℃；
所述铌抑制剂选自草酸、琥珀酸、乳酸、水杨酸、氨基磺酸或焦性没食子酸中的至少一种；所述硫化矿捕收剂为丁基黄药、乙基黄药、戊基黄药或黄原酸酯中的至少一种；所述起泡剂为起泡剂2号油。
2.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，所述酸溶液为盐酸溶液；浸出过程持续补加浓盐酸，维持浸出剂盐酸溶液的浓度为10%～15%。
3.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，S4所述强磁选的磁场强度为0.8～1.5T。
4.根据权利要求3所述的选矿方法，其特征在于，S4中，将非磁产品在酸溶液中的矿浆浓度调节至质量百分比为20%～40%。
5.根据权利要求4所述的选矿方法，其特征在于，S1所述调浆为：将浮选铌精矿的矿浆浓度调节至质量百分比为20%～30%。
6.根据权利要求5所述的选矿方法，其特征在于，S1中粗选作业pH为6～7。
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