CN111346742A - 一种应用超导磁选于稀土矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种应用超导磁选于稀土矿的选矿方法，其旨在解决现今传统的稀土选矿工艺存在对稀土资源的回收率较低，形成极大的经济损失和资源浪费的技术问题；该选矿方法大致过程为：首先将稀土矿原矿石进行破碎、磨矿，采用离心重选对稀土矿进行预先抛尾，然后对重选精矿进行磨矿，并使用超导磁选机进行超导弱磁选去除强磁性矿物杂质，然后进行超导强磁选得到稀土粗精矿，最后对稀土粗精矿进行浮选得到高品位稀土精矿。该选矿方法通过突破性开发的重选‑超导磁选‑浮选的工艺，大大提高了选别精度及效率，并降低了浮选药剂总量的消耗及水资源的消耗，降低了能耗和作业成本，实现了对稀土资源的高效分选利用，大幅度提高了稀土矿品位及回收率。
Description
技术领域
本发明属于矿物分选的技术领域，具体属于一种应用超导磁选于稀土矿的选矿方法。
背景技术
稀土素有工业维生素的美称，广泛应用于石油化工、冶金、纺织、陶瓷玻璃、永磁材料等领域，其是发展经济和军事的战略性资源。并且我国是稀土资源大国，以四川省的稀土资源为例，四川是我国第二大稀土资源省，其以轻稀土为主，主要分布于凉山州的冕宁县及德昌县；截至2011年底，四川省共查明稀土氧化物(REO)的资源储量共440.43万吨，保有稀土氧化物资源储量共328.25万吨，预测远景储量超500万吨。
我国虽然是稀土资源大国，但中国的稀土开发现今却仍处于较低的技术水平，目前针对的稀土矿的分选，我国仍采用的是传统重选、传统磁选或浮选工艺。但传统的选矿工艺对稀土资源的回收率较低，容易造成大量的稀土资源流失，形成极大的经济损失和资源浪费，降低了稀土资源的利用率；不仅如此，目前传统的选矿工艺因为处理方式较为粗放，所以效率较低且能耗高，这提高了分选成本，同时又很容易造成相当的环境污染。
到目前为止，针对我国稀土矿资源的分选开发仍然缺乏能较为适应我国实际条件使用，并能较好地提高回收利用率，且降低能耗及成本，同时对环境友好的分选工艺，因此，亟需加以突破开发，以提升稀土资源的有效利用。
发明内容
(1)要解决的技术问题
针对现有技术的不足，本发明的目的在于提供一种应用超导磁选于稀土矿的选矿方法，该选矿方法旨在解决现今传统的稀土选矿工艺存在对稀土资源的回收率较低，形成极大的经济损失和资源浪费，并且处理效率较低、能耗高，分选成本高，同时又很容易造成相当环境污染的技术问题；该选矿方法通过突破性开发的重选-超导磁选-浮选的工艺，大大提高了选别精度及效率，并降低了浮选药剂总量的消耗及水资源的消耗，降低了能耗和作业成本，同时，该工艺分选指标良好稳定，并且工艺过程节能环保，实现了生态的综合效益，而且资源回收利用率高，实现了对稀土资源的高效分选利用，大幅度提高了稀土矿品位及回收率。
(2)技术方案
为了解决上述技术问题，本发明提供了这样一种应用超导磁选于稀土矿的选矿方法，其具体过程为:以稀土矿石为原料，首先将稀土矿石进行破碎并磨矿，之后通过离心重选对稀土矿进行预先抛尾，其后对离心重选所得的重选精矿再进行磨矿，之后在弱磁场强度条件下使用超导磁选机对其进行超导弱磁选，去除强磁性矿物杂质，其后再在强磁场强度条件下使用超导磁选机对其进行超导强磁选，得到稀土粗精矿，最后对稀土粗精矿进行浮选得到高品位稀土精矿。
在上述工艺中，弱磁场强度和强磁场强度下用高梯度超导磁选机进行磁选，弱磁场强度与强磁场强度在本技术领域适于公知常用的磁场强度范围，弱磁场强度大约在800-2000奥斯特之间，主要用于分选强磁性矿物，强磁场强度为6000-26000奥斯特，主要用于选分弱磁性矿物，而中磁场强度即为介于两者之间。
优选地，所述将稀土矿石进行破碎并磨矿，为将稀土矿磨矿至细度-0.074mm占60％以上，再通过离心重选进行预先抛尾；所述对重选精矿进行磨矿，为将稀土矿磨矿至细度-0.074mm占85％以上。
通过控制进入离心重选的稀土矿磨矿至细度-0.074mm占60％以上，这样可大大降低磨矿的能耗，同时通过离心重选又可以实现抛去大量轻矿物尾矿，从而对稀土矿物进行预先富集，大大减少了进入后续磁选-浮选中的矿石量；此外离心重选作业较为简单，而且对水资源无药剂污染，可使作业水进行循环使用；同时，通过控制对重选精矿进行磨矿至细度-0.074mm占85％以上，并结合后续在弱磁场强度条件下使用超导磁选机对其进行超导弱磁选，实现除去铁等强磁性矿物杂质，之后再在强磁场强度条件下使用超导磁选机对其进行超导强磁选，实现选别稀土矿物，去除了强磁和无磁性脉石矿物，得到了稀土粗精矿，大大提高了选别精度及效率。
优选地，所述离心重选流程采用一粗一精一扫，并且中矿顺序返回；所述在强磁场强度条件下使用超导磁选机进行超导强磁选采用一粗一精一扫，并且中矿顺序返回；所述浮选采用一粗二精二扫，并且中矿顺序返回。
离心重选流程采用一粗一精一扫，并且中矿顺序返回，一粗一精一扫和中矿顺序返回针对本技术领域较为清楚，通过该离心重选工艺实现预先抛尾，得到重选精矿；其步骤为首道进行一次离心粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿，再对粗选精矿进行一道离心精选，得到重选精矿和精选中矿，该重选精矿进入下一过程，而精选中矿则返回至本离心重选流程中的离心粗选步骤作为原料返回使用，并对粗选尾矿进行一道离心扫选，得到重选尾矿和扫选中矿，该重选尾矿即为抛尾，而该扫选中矿则返回至本离心重选流程中的离心粗选步骤作为原料返回使用。
强磁场强度条件下使用超导磁选机进行超导强磁选采用一粗一精一扫，并且中矿顺序返回，一粗一精一扫和中矿顺序返回针对本技术领域较为清楚，通过该超导强磁选工艺实现选别稀土矿物，得到稀土粗精矿；其步骤为首道进行一次超导强磁选粗选，得到强磁粗选精矿和强磁粗选尾矿，再对强磁粗选精矿进行一道超导强磁精选，得到稀土粗精矿和强磁精选中矿，该稀土粗精矿进入下一过程，而强磁精选中矿则返回至本超导强磁选流程中的超导强磁选粗选步骤作为原料返回使用，并对强磁粗选尾矿进行一道超导强磁扫选，得到强磁扫选尾矿和强磁扫选中矿，该强磁扫选尾矿为可抛尾矿，而该强磁扫选中矿则返回至本超导强磁选流程中的超导强磁选粗选步骤作为原料返回使用。
浮选流程采用一粗二精二扫，并且中矿顺序返回，一粗一精一扫和中矿顺序返回针对本技术领域较为清楚，通过该浮选工艺实现选别稀土矿物，得到稀土精矿；其步骤为首道进行一次浮选粗选，再对浮选粗选所得的浮选粗选精矿和浮选粗选中矿，分别连续进行两道精选或扫选，从而最终得到稀土精矿和浮选尾矿；中矿顺序返回为在该浮选工艺的某步骤末端中分选所得的中矿返回至前一步骤作为原料返回使用，精矿和最终不需要的尾矿则不返回；在该浮选流程中返回使用二精二扫各自步骤末端中分选所得的浮选精选一中矿和浮选精选二中矿，以及浮选扫选一中矿和浮选扫选二中矿。
优选地，所述在弱磁场强度条件下使用超导磁选机对其进行超导弱磁选的磁场强度为0.1-1T；所述在强磁场强度条件下使用超导磁选机对其进行超导强磁选的磁场强度为1-7T。
通过超导弱磁选主要是对矿物中强磁性矿物进行分离，而通过超导强磁选主要是对矿物中弱磁性矿物进行选别。
超导磁选机为采用超导电材料作线圈，线圈通入电流后，可在较大的选分空间产生2万奥斯特以上的强磁场，且线圈不消耗电能，磁场长时间不衰减，其体积小、重量轻、单机处理高，其可为磁选开辟新的应用前景。因此，用高梯度超导磁选机替代耗能大的常导高梯度磁选机，不仅可以降低能耗和成本，而且还能提升处理能力(背景场强可达到7特)，使高梯度磁分离作业的经济效益大为提高。
优选地，所述浮选中控制矿浆浓度为25-40％，调整剂为水玻璃、硫酸、盐酸、氢氧化钠、氢氧化钙、氧化钙中的一种或多种混合，捕收剂为油酸类、羟污酸类、烷基磺酸类、H894、804号、802号中的一种或多种混合，起泡剂为2#油。
(3)有益效果
与现有技术相比，本发明的有益效果在于：
本发明突破性地开发出了重选-超导磁选-浮选的工艺，首先，通过离心重选可以抛去大量轻矿物尾矿，从而对稀土矿物进行预先富集，大大减少了进入后续超导磁选-浮选中的矿石量；同时，离心重选对水资源无药剂污染，可使作业水进行循环使用。
其次，通过超导弱磁选和超导强磁选，实现除去其中铁等强磁性矿物杂质和弱磁无磁性脉石矿物，选别稀土矿物，这样大大提高了选别精度及效率；同时，超导磁选设备体积小重量轻，因此利用超导磁选机不仅可以降低能耗(比常导磁体节能90％)，并且节约空间并降低成本，而且高磁场带来的高磁力还能提升磁选处理能力，使高梯度磁分离作业的经济效益大为提高。
其后，通过流程前端重选和超导磁选的工艺，使进入浮选的稀土粗精矿的矿石量大大减少，从而大大降低了浮选药剂总量的消耗及水资源的消耗，节约了成本。
最后，该重选-超导磁选-浮选的工艺分选指标良好稳定，并且工艺过程节能环保，实现了生态的综合效益，而且资源回收利用率高，实现了对稀土资源的高效分选利用，大幅度提高了稀土矿品位及回收率。
总体而言，该选矿方法通过突破性开发的重选-超导磁选-浮选的工艺，大大提高了选别精度及效率，并降低了浮选药剂总量的消耗及水资源的消耗，降低了能耗和作业成本，同时，该工艺分选指标良好稳定，并且工艺过程节能环保，实现了生态的综合效益，而且资源回收利用率高，实现了对稀土资源的高效分选利用，大幅度提高了稀土矿品位及回收率。
具体实施方式
为使本发明实现的技术手段、创作特征、达成目的与功效易于明白了解，下面对本发明具体实施方式中的技术方案进行清楚、完整的描述，以进一步阐述本发明，显然，所描述的具体实施方式仅仅是本发明的一部分实施方式，而不是全部的样式。
本具体实施例为采用重选-超导磁选-浮选分选的方法，对稀土矿石进行分选，本实施例所用原料为稀土原矿石，原矿稀土品位为5.79％，其它主要元素含量如下(均为质量百分含量)：Ca:10.38％、Si:15.38％、F:8.17％、Fe:5.52％、Sr:12.49％、Al:5.56％、K:4.90％、Na:2.33％、S:0.18％、Pb:2.95％。
原矿矿物组成为：稀土矿物氟碳铈矿、独居石、氟碳钙铈矿等，其它脉石矿物主要有石英、方解石、萤石、长石、辉石、白云母、黑云母、铁锂云母、赤铁矿、黄铁矿、褐铁矿、黄铜矿、磷灰石、钛铁矿、金红石、角闪石、闪锌矿、方铅矿等。
其大致过程为:以稀土矿石为原料，首先将稀土矿石进行破碎并磨矿至细度-0.074mm占60％，之后通过离心重选对稀土矿进行预先抛尾，离心重选流程采用一粗一精一扫，并且中矿顺序返回；其后对离心重选所得的重选精矿再进行磨矿至细度-0.074mm占85％，之后在弱磁场强度条件下使用超导磁选机对其进行超导弱磁选，去除强磁性矿物杂质，进行超导弱磁选的磁场强度为0.5T，其后再在强磁场强度条件下使用超导磁选机对其进行超导强磁选，超导强磁选采用一粗一精一扫，并且中矿顺序返回，进行超导强磁选的磁场强度为5T；得到稀土粗精矿，最后对稀土粗精矿进行浮选得到高品位稀土精矿，浮选采用一粗二精二扫，并且中矿顺序返回。
进行离心重选一段粗选、一段精选和一段扫选，其检测结果见如下表1。
表1.离心重选检测结果(％)
使用超导磁选机进行超导弱磁选去除强磁性矿物杂质，再进行超导强磁一段粗选、一段精选和一段扫选得到磁选精矿，其检测结果见如下表2。
表2磁选试验结果(％)
稀土粗精矿进入浮选作业，浮选采用一段粗选、两段精选和两段扫选，浮选粗选药剂制度为：水玻璃用量为1500g/t，H894用量1500g/t，2#油用量为50g/t；浮选一段扫选药剂制度为：水玻璃用量为600g/t，H894用量600g/t，2#油用量为30g/t；浮选二段扫选药剂制度为：H894用量300g/t，2#油用量为20g/t；精选不另加药剂。浮选得到稀土品位为56.37％，总回收率为88.96％的稀土精矿，其检测结果见如下表3。
表3浮选试验结果(％)
本发明应用超导磁选于稀土矿的选矿方法工艺针对稀土原矿进行破碎磨矿离心重选-超导磁选-浮选(原矿稀土品位为5.79％)，最终得到的稀土精矿品位为56.37％，总产率为9.14％，总回收率为88.96％。
本实施例技术方案的选矿方法通过重选-超导磁选-浮选的工艺，大大提高了选别精度及效率，并降低了浮选药剂总量的消耗及水资源的消耗，降低了能耗和作业成本，同时，该工艺分选指标良好稳定，并且工艺过程节能环保，实现了生态的综合效益，而且资源回收利用率高，实现了对稀土资源的高效分选利用，大幅度提高了稀土矿品位及回收率。
以上描述了本发明的主要技术特征和基本原理及相关优点,对于本领域技术人员而言，显然本发明不限于上述示范性具体实施方式的细节，而且在不背离本发明的构思或基本特征的情况下，能够以其他的具体形式实现本发明。因此，无论从哪一点来看，均应将上述具体实施方式看作是示范性的，而且是非限制性的，本发明的范围由所附权利要求而不是上述说明限定，因此旨在将落在权利要求的等同要件的含义和范围内的所有变化囊括在本发明内。
此外，应当理解，虽然本说明书按照各实施方式加以描述，但并非每个实施方式仅包含一个独立的技术方案，说明书的这种叙述方式仅仅是为清楚起见，本领域技术人员应当将说明书作为一个整体，各实施方式中的技术方案也可以经适当组合，形成本领域技术人员可以理解的其他实施方式。
Claims (5)
1.一种应用超导磁选于稀土矿的选矿方法，其特征在于，其具体过程为:以稀土矿石为原料，首先将稀土矿石进行破碎并磨矿，之后通过离心重选对稀土矿进行预先抛尾，其后对离心重选所得的重选精矿再进行磨矿，之后在弱磁场强度条件下使用超导磁选机对其进行超导弱磁选，去除强磁性矿物杂质，其后再在强磁场强度条件下使用超导磁选机对其进行超导强磁选，得到稀土粗精矿，最后对稀土粗精矿进行浮选得到高品位稀土精矿。
2.根据权利要求1所述的一种应用超导磁选于稀土矿的选矿方法，其特征在于，所述将稀土矿石进行破碎并磨矿，为将稀土矿磨矿至细度-0.074mm占60％以上，再通过离心重选进行预先抛尾；所述对重选精矿进行磨矿，为将稀土矿磨矿至细度-0.074mm占85％以上。
3.根据权利要求1所述的一种应用超导磁选于稀土矿的选矿方法，其特征在于，所述离心重选流程采用一粗一精一扫，并且中矿顺序返回；所述在强磁场强度条件下使用超导磁选机进行超导强磁选采用一粗一精一扫，并且中矿顺序返回；所述浮选采用一粗二精二扫，并且中矿顺序返回。
4.根据权利要求1所述的一种应用超导磁选于稀土矿的选矿方法，其特征在于，所述在弱磁场强度条件下使用超导磁选机对其进行超导弱磁选的磁场强度为0.1-1T；所述在强磁场强度条件下使用超导磁选机对其进行超导强磁选的磁场强度为1-7T。
5.根据权利要求4所述的一种应用超导磁选于稀土矿的选矿方法，其特征在于，所述浮选中控制矿浆浓度为25-40％，调整剂为水玻璃、硫酸、盐酸、氢氧化钠、氢氧化钙、氧化钙中的一种或多种混合，捕收剂为油酸类、羟污酸类、烷基磺酸类、H894、804号、802号中的一种或多种混合，起泡剂为2#油。
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