CN111530620B - 一种复杂多金属稀土矿的选矿分离富集的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明提供了一种复杂多金属稀土矿的选矿分离富集的方法。先将矿石细碎后通过螺旋实现预先抛尾，抛弃50％以上的脉石矿物；然后对重选粗精矿进行磨矿浮选回收稀土和铌矿物，浮选尾矿通过强磁进一步回收稀土和铌矿物；最后通过重选从磁选尾矿中回收锆精矿，锆品位55.025％，回收率51.55％。本发明能够节省成本，提高稀土和铌的回收率，降低后续锆精矿中稀土和铌的含量，提高锆精矿的质量。

Description

一种复杂多金属稀土矿的选矿分离富集的方法
技术领域
本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种复杂多金属稀土矿的选矿分离富集的方法。
背景技术
巴尔哲矿床(又称801矿)是一个超大型稀有稀土金属矿床，该矿床虽然稀土品位较低，REO在0.6％左右，但以重稀土为主，并与铌、锆、铍等伴生，具有较大的开发利用价值。801矿所含的有用矿物和脉石矿物众多，有用矿物主要有羟硅铍钇铈矿、锆石、铌铁矿、烧绿石、黑稀金矿、锌光榴石、独居石、氟碳铈矿、铁钍石等，其中以前三种为主，脉石矿物主要有含有钠长石、微斜长石、石英、霓石、钠闪石等。该矿已经发现几十年，国内外学者对该矿的开发利用开展了大量的工作，经过选矿后得到了稀土精矿、铌精矿、锆精矿，但由于801矿中有用元素赋存复杂，各有用矿物之间相互生，其浮选性能、比重、磁性、导电性都很相近，因此通过选矿很难得到品位很高的单一矿物的精矿产品，得到的三种精矿产品中稀土、稀有金属得到了一定程度的富集，但其品位还达不到冶金精矿的要求，同时还含有大量的其他有价金属，增大了后续的水冶分离难度，因此该矿床至今得到开发利用。
发明内容
本发明的主要目的是提供一种复杂多金属稀土矿的选矿分离富集的方法，研发一种适合801矿的经济高效的选矿分离富集工艺，以达到提高稀土回收率，简化后续水冶工艺流程，降低生产成本的目的。
本发明所采取的技术方案为：
一种复杂多金属稀土矿的选矿分离富集的方法，包括以下步骤：
(1)细碎抛尾：首先将矿石细碎至1-5mm，采用螺旋溜槽进行分选，得到重选粗精矿和重选尾矿1。
(2)将重选粗精矿细度磨至细度-0.038占30～90％，将矿浆浓度调至10～40％，温度调至15～80℃后，将矿浆转移至浮选槽中。
(3)在矿浆中加入200～2000g/t的碳酸钠，搅拌3～15min；加入水玻璃0～2000g/t，羧甲基纤维素0～500g/t，搅拌3～15min；加入200～1500g/t的氟硅酸钠，搅拌3～15min。
(4)在矿浆内加入捕收剂氧化煤油300-2000g/t，苯甲羟肟酸100-800g/t，搅拌3～15min；加入辅助捕收剂磷酸三丁酯50～300g/t，搅拌3～15min，捕收剂与稀土与铌矿物充分作用后充气浮选，得到粗选精矿和粗选尾矿；粗选尾矿加入捕收剂氧化煤油50-400g/t，苯甲羟肟酸50-250g/t，搅拌3～15min；加入辅助捕收剂磷酸三丁酯50～150g/t，搅拌3～15min，扫选1～2次，得到扫选精矿和浮选尾矿。
(5)将步骤(4)中得到粗选精矿和扫选精矿合并，进行多次精选，精选尾矿返回上一级浮选，直至达到理想的浮选指标。
(6)将步骤(5)中的浮选尾矿的矿浆浓度调至10～40％，在0.8～1.2T磁场条件下粗选稀土和铌矿物，得到磁选粗精矿和磁选粗尾矿，在1.0～1.5T磁场条件下对磁选粗尾矿扫选1次，得到扫选精矿和磁选尾矿。
(7)将步骤(6)中的磁选粗精矿和扫选精矿合并，在0.6～1.0T磁场强度条件下精选多次，精选尾矿返回上一级磁选，直至达到理想的磁选指标。
(8)采用摇床从浮选尾矿的磁选尾矿中回收锆石：将步骤(6)中的磁选尾矿利用摇床进行分选，得到锆精矿一、锆中矿和锆尾矿一，将锆中矿再用摇床分选1次，得到锆精矿二和锆尾矿二；锆精矿一和锆精矿二合并成锆精矿，将锆尾矿一和锆尾矿二合并成重选尾矿二。
其中，步骤(1)中矿石细碎至2mm。
步骤(2)中重选粗精矿细度磨至细度-0.038占90％。
步骤(3)中加入的碳酸钠为1000g/t，搅拌时间为5min；加入的水玻璃为800g/t，羧甲基纤维素位150g/t，搅拌时间为5min。
步骤(4)中矿浆内加入的氧化煤油为900g/t，苯甲羟肟酸为200g/t，搅拌时间为5min；加入的磷酸三丁酯为100g/t，搅拌时间为5min。
步骤(4)中粗选尾矿中加入的氧化煤油为200g/t，苯甲羟肟酸为50g/t，搅拌时间为5min；加入的磷酸三丁酯为50g/t，搅拌时间为5min.
本发明针对巴尔哲矿床通过选矿很难得到单一高品位的选矿产品、选矿产品水冶工艺复杂，生产成本高等问题，先将矿石细碎后通过螺旋实现预先抛尾，可抛弃50％以上的脉石矿物，可以大幅度降低后续磨矿的矿石量，节省生产成本；然后对重选粗精矿进行磨矿浮选回收稀土和铌矿物，浮选尾矿通过强磁进一步回收稀土和铌矿物，通过浮选和磁选组合使用不仅可以提高稀土和铌的回收率，还可以降低后续锆精矿中稀土和铌的含量，提高锆精矿的质量。稀土、铌精矿产率3.72％，稀土品位12.98％，回收率79.69％，铌品位5.743％，回收率80.89％；最后通过重选从磁选尾矿中回收锆精矿，锆品位55.025％，回收率51.55％。发明的本选矿分离富集方法充分考虑了选矿产品后续水冶的分离工艺需求，为801矿床的经济开发提供了新的思路和选矿方法。
附图说明
图1为复杂多金属稀土矿的选矿分离富集的方法工艺流程示意图。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施例对本发明进行详细说明。
如图1所示，本发明提供了一种复杂多金属稀土矿的选矿分离富集的方法，包括以下步骤：
(1)细碎抛尾
首先将矿石细碎至1-5mm，采用螺旋溜槽进行分选，得到重选粗精矿和重选尾矿1。
(2)重选粗精矿再磨后浮选稀土与铌矿物
1)将重选粗精矿细度磨至细度-0.038占30～90％，将矿浆浓度调至10～40％，温度调至15～80℃后，将矿浆转移至浮选槽中。
2)在矿浆中加入200～2000g/t的碳酸钠，搅拌3～15min；加入水玻璃0～2000g/t，羧甲基纤维素0～500g/t，搅拌3～15min；加入200～1500g/t的氟硅酸钠，搅拌3～15min。
3)在矿浆内加入捕收剂氧化煤油300-2000g/t，苯甲羟肟酸100-800g/t，搅拌3～15min；加入辅助捕收剂磷酸三丁酯50～300g/t，搅拌3～15min，捕收剂与稀土与铌矿物充分作用后充气浮选，得到粗选精矿和粗选尾矿。粗选尾矿加入捕收剂氧化煤油50-400g/t，苯甲羟肟酸50-250g/t，搅拌3～15min；加入辅助捕收剂磷酸三丁酯50～150g/t，搅拌3～15min，扫选1～2次，得到扫选精矿和浮选尾矿。
4)将步骤3)中得到粗选精矿和扫选精矿合并，进行多次精选，精选尾矿返回上一级浮选，直至达到理想的浮选指标。
(3)强磁从浮选尾矿中回收稀土与铌矿物
1)将步骤(2)中的浮选尾矿的矿浆浓度调至10～40％，在0.8～1.2T磁场条件下粗选稀土和铌矿物，得到磁选粗精矿和磁选粗尾矿，在1.0～1.5T磁场条件下对磁选粗尾矿扫选1次，得到扫选精矿和磁选尾矿。
2)将磁选精矿和扫选精矿合并，在0.6～1.0T磁场强度条件下精选多次，精选尾矿返回上一级磁选，直至达到理想的磁选指标。
(4)采用摇床从浮选尾矿的磁选尾矿中回收锆石
将步骤(3)中的磁选尾矿利用摇床进行分选，得到锆精矿一、锆中矿和锆尾矿一，将锆中矿再用摇床分选1次，得到锆精矿二和锆尾矿二；锆精矿一和锆精矿二合并成锆精矿，将锆尾矿一和锆尾矿二合并成重选尾矿二。
本发明针对巴尔哲矿床通过选矿很难得到单一高品位的选矿产品、选矿产品水冶工艺复杂，生产成本高等问题，先将矿石细碎后通过螺旋实现预先抛尾，可抛弃50％以上的脉石矿物，可以大幅度降低后续磨矿的矿石量，节省生产成本；然后对重选粗精矿进行磨矿浮选回收稀土和铌矿物，浮选尾矿通过强磁进一步回收稀土和铌矿物，通过浮选和磁选组合使用不仅可以提高稀土和铌的回收率，还可以降低后续锆精矿中稀土和铌的含量，提高锆精矿的质量。稀土、铌精矿产率3.72％，稀土品位12.98％，回收率79.69％，铌品位5.743％，回收率80.89％；最后通过重选从磁选尾矿中回收锆精矿，锆品位55.025％，回收率51.55％。发明的本选矿分离富集方法充分考虑了选矿产品后续水冶的分离工艺需求，为801矿床的经济开发提供了新的思路和选矿方法。
实施例1
巴尔哲矿床(又称801矿)是一个超大型稀有稀土金属矿床，有用矿物主要有羟硅铍钇铈矿、锆石、铌铁矿、烧绿石、黑稀金矿、锌光榴石、独居石、氟碳铈矿、铁钍石等，其中以前三种为主，脉石矿物主要有含有钠长石、微斜长石、石英、霓石、钠闪石等。REO品位0.63％，Nb2O5品位0.23％，ZrO2品位1.8％。
(1)首先将矿石细碎至3mm，采用螺旋溜槽进行分选，得到重选粗精矿和重选尾矿1。
(2)将重选粗精矿细度磨至细度-0.038占50％，将矿浆浓度调至35％，温度调至30℃后，将矿浆转移至浮选槽中；在矿浆中加入1000g/t的碳酸钠，搅拌15min；加入水玻璃800g/t，羧甲基纤维素200g/t，搅拌15min，加入800g/t的氟硅酸钠，搅拌15min；在矿浆内加入捕收剂氧化煤油800g/t，苯甲羟肟酸400g/t，搅拌15min；加入辅助捕收剂磷酸三丁酯100g/t，搅拌15min，捕收剂与稀土与铌矿物充分作用后充气浮选，得到粗选精矿和粗选尾矿；粗选尾矿加入捕收剂氧化煤油200g/t，苯甲羟肟酸100g/t，搅拌15min；加入辅助捕收剂磷酸三丁酯50g/t，搅拌15min，扫选1次，得到扫选精矿和浮选尾矿；将粗选精矿和扫选精矿合并，精选3次，精选尾矿返回上一级浮选，得到稀土、铌精矿1。
(3)将浮选尾矿的矿浆浓度调至35％，在1.0磁场条件下粗选稀土和铌矿物，得到磁选粗精矿和磁选粗尾矿，在1.2T磁场条件下对磁选粗尾矿扫选1次，得到扫选精矿和磁选尾矿；将磁选精矿和扫选精矿合并，在1.0磁场强度条件下精选2次，精选尾矿返回上一级磁选，得到稀土、铌精矿2。
(4)将磁选尾矿利用摇床进行分选，得到锆精矿1、锆中矿和锆尾矿1，将锆中矿再用摇床分选1次，得到锆精矿2和锆尾矿2。锆精矿1和锆精矿2合并成锆精矿，将锆尾矿1和锆尾矿2合并成重选尾矿2。实施例1试验结果见表1。
表1实施例1试验结果
Figure BDA0002465399970000071
实施例2
巴尔哲矿床(又称801矿)是一个超大型稀有稀土金属矿床，有用矿物主要有羟硅铍钇铈矿、锆石、铌铁矿、烧绿石、黑稀金矿、锌光榴石、独居石、氟碳铈矿、铁钍石等，其中以前三种为主，脉石矿物主要有含有钠长石、微斜长石、石英、霓石、钠闪石等。REO品位0.63％，Nb2O5品位0.23％，ZrO2品位1.8％。
(1)首先将矿石细碎至2.5mm，采用螺旋溜槽进行分选，得到重选粗精矿和重选尾矿1。
(2)将重选粗精矿细度磨至细度-0.038占80％，将矿浆浓度调至30％，温度调至35℃后，将矿浆转移至浮选槽中；在矿浆中加入1200g/t的碳酸钠，搅拌10min；加入水玻璃1000g/t，羧甲基纤维素250g/t，搅拌10min，加入1000g/t的氟硅酸钠，搅拌10min；在矿浆内加入捕收剂氧化煤油1000g/t，苯甲羟肟酸600g/t，搅拌10min；加入辅助捕收剂磷酸三丁酯150g/t，搅拌10min，捕收剂与稀土与铌矿物充分作用后充气浮选，得到粗选精矿和粗选尾矿；粗选尾矿加入捕收剂氧化煤油300g/t，苯甲羟肟酸150g/t，搅拌10min；加入辅助捕收剂磷酸三丁酯70g/t，搅拌10min，扫选1次，得到扫选精矿和浮选尾矿；将粗选精矿和扫选精矿合并，精选3次，精选尾矿返回上一级浮选，得到稀土、铌精矿1。
(3)将浮选尾矿的矿浆浓度调至30％，在1.2磁场条件下粗选稀土和铌矿物，得到磁选粗精矿和磁选粗尾矿，在1.3T磁场条件下对磁选粗尾矿扫选1次，得到扫选精矿和磁选尾矿；将磁选精矿和扫选精矿合并，在1.0磁场强度条件下精选2次，精选尾矿返回上一级磁选，得到稀土、铌精矿2。
(4)将磁选尾矿利用摇床进行分选，得到锆精矿1、锆中矿和锆尾矿1，将锆中矿再用摇床分选1次，得到锆精矿2和锆尾矿2。锆精矿1和锆精矿2合并成锆精矿，将锆尾矿1和锆尾矿2合并成重选尾矿2。实施例2试验结果见表2。
表2实施例2试验结果
Figure BDA0002465399970000081
实施例3
巴尔哲矿床(又称801矿)是一个超大型稀有稀土金属矿床，有用矿物主要有羟硅铍钇铈矿、锆石、铌铁矿、烧绿石、黑稀金矿、锌光榴石、独居石、氟碳铈矿、铁钍石等，其中以前三种为主，脉石矿物主要有含有钠长石、微斜长石、石英、霓石、钠闪石等。REO品位0.63％，Nb2O5品位0.23％，ZrO2品位1.8％。
(1)首先将矿石细碎至2mm，采用螺旋溜槽进行分选，得到重选粗精矿和重选尾矿1。
(2)将重选粗精矿细度磨至细度-0.038占90％，将矿浆浓度调至25％，温度调至40℃后，将矿浆转移至浮选槽中；在矿浆中加入1500g/t的碳酸钠，搅拌5min；加入水玻璃1200g/t，羧甲基纤维素200g/t，搅拌5min，加入1200g/t的氟硅酸钠，搅拌5min；在矿浆内加入捕收剂氧化煤油900g/t，苯甲羟肟酸700g/t，搅拌5min；加入辅助捕收剂磷酸三丁酯120g/t，搅拌5min，捕收剂与稀土与铌矿物充分作用后充气浮选，得到粗选精矿和粗选尾矿；粗选尾矿加入捕收剂氧化煤油300g/t，苯甲羟肟酸200g/t，搅拌5min；加入辅助捕收剂磷酸三丁酯65g/t，搅拌5min，扫选1次，得到扫选精矿和浮选尾矿；将粗选精矿和扫选精矿合并，精选4次，精选尾矿返回上一级浮选，得到稀土、铌精矿1。
(3)将浮选尾矿的矿浆浓度调至25％，在1.0磁场条件下粗选稀土和铌矿物，得到磁选粗精矿和磁选粗尾矿，在1.2T磁场条件下对磁选粗尾矿扫选1次，得到扫选精矿和磁选尾矿；将磁选精矿和扫选精矿合并，在0.8磁场强度条件下精选3次，精选尾矿返回上一级磁选，得到稀土、铌精矿2。
(4)将磁选尾矿利用摇床进行分选，得到锆精矿1、锆中矿和锆尾矿1，将锆中矿再用摇床分选1次，得到锆精矿2和锆尾矿2。锆精矿1和锆精矿2合并成锆精矿，将锆尾矿1和锆尾矿2合并成重选尾矿2。实施例3试验结果见表3。
表3实施例3试验结果
Figure BDA0002465399970000091
Figure BDA0002465399970000101

Claims (9)

1.一种复杂多金属稀土矿的选矿分离富集的方法，其特征在于：包括以下步骤：
(1)细碎抛尾：首先将矿石细碎至1-5mm，采用螺旋溜槽进行分选，得到重选粗精矿和重选尾矿1；
(2)将重选粗精矿细度磨至细度-0.038mm占30～90％，将矿浆浓度调至10～40％，温度调至15～80℃后，将矿浆转移至浮选槽中；
(3)在矿浆中加入200～2000g/t的碳酸钠，搅拌3～15min；加入水玻璃0～2000g/t，羧甲基纤维素0～500g/t，搅拌3～15min；加入200～1500g/t的氟硅酸钠，搅拌3～15min；
(4)在矿浆内加入捕收剂氧化煤油300-2000g/t，苯甲羟肟酸100-800g/t，搅拌3～15min；加入辅助捕收剂磷酸三丁酯50～300g/t，搅拌3～15min，捕收剂与稀土、铌矿物充分作用后充气浮选，得到粗选精矿和粗选尾矿；粗选尾矿加入捕收剂氧化煤油50-400g/t，苯甲羟肟酸50-250g/t，搅拌3～15min；加入辅助捕收剂磷酸三丁酯50～150g/t，搅拌3～15min，扫选1～2次，得到扫选精矿和浮选尾矿；
(5)将步骤(4)中得到粗选精矿和扫选精矿合并，进行多次精选，精选尾矿返回上一级浮选，直至达到理想的浮选指标；
(6)将步骤(5)中的浮选尾矿的矿浆浓度调至10～40％，在0.8～1.2T磁场条件下粗选稀土和铌矿物，得到磁选粗精矿和磁选粗尾矿，在1.0～1.5T磁场条件下对磁选粗尾矿扫选1次，得到扫选精矿和磁选尾矿；
(7)将步骤(6)中的磁选粗精矿和扫选精矿合并，在0.6～1.0T磁场强度条件下精选多次，精选尾矿返回上一级磁选，直至达到理想的磁选指标；
(8)采用摇床从浮选尾矿的磁选尾矿中回收锆石：将步骤(6)中的磁选尾矿利用摇床进行分选，得到锆精矿一、锆中矿和锆尾矿一；将锆中矿再用摇床分选1次，得到锆精矿二和锆尾矿二；锆精矿一和锆精矿二合并成锆精矿，将锆尾矿一和锆尾矿二合并成重选尾矿二。
2.如权利要求1所述的复杂多金属稀土矿的选矿分离富集的方法，其特征在于：所述步骤(1)中矿石细碎至2mm。
3.如权利要求1所述的复杂多金属稀土矿的选矿分离富集的方法，其特征在于：所述步骤(2)中重选粗精矿细度磨至细度-0.038mm占90％。
4.如权利要求1所述的复杂多金属稀土矿的选矿分离富集的方法，其特征在于：所述步骤(3)中加入的碳酸钠为1000g/t，搅拌时间为5min。
5.如权利要求1所述的复杂多金属稀土矿的选矿分离富集的方法，其特征在于：所述步骤(3)中加入的水玻璃为800g/t，羧甲基纤维素位150g/t，搅拌时间为5min。
6.如权利要求1所述的复杂多金属稀土矿的选矿分离富集的方法，其特征在于：所述步骤(4)中矿浆内加入的氧化煤油为900g/t，苯甲羟肟酸为200g/t，搅拌时间为5min。
7.如权利要求1所述的复杂多金属稀土矿的选矿分离富集的方法，其特征在于：所述步骤(4)中矿浆内加入的磷酸三丁酯为100g/t，搅拌时间为5min。
8.如权利要求1所述的复杂多金属稀土矿的选矿分离富集的方法，其特征在于：所述步骤(4)中粗选尾矿中加入的氧化煤油为200g/t，苯甲羟肟酸为50g/t，搅拌时间为5min。
9.如权利要求1所述的复杂多金属稀土矿的选矿分离富集的方法，其特征在于：所述步骤(4)中粗选尾矿中加入的磷酸三丁酯为50g/t，搅拌时间为5min。
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