CN113042180B - 从异性石中回收稀土的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及异性石选矿技术领域,公开了从异性石中回收稀土的方法,包括以下步骤:S1.对原矿进行破碎和筛分,得到待分离矿石以及第一尾矿;S2.对所述待分离矿石进行色选,得到色选精矿以及第二尾矿;S3.对所述色选精矿进行磨矿,得到矿浆;S4.对所述矿浆进行磁选,得到含稀土的异性石精矿,以及第三尾矿;S5.对所述含稀土的异性石精矿进行浸出,得到稀土浸出液以及浸渣;本发明将色选+磁选联合工艺应用于异性石选矿,实现了低品位含稀土异性石矿的选别,为异性石转变为具有经济价值的矿物提供了技术前提;同时,本发明的浸出率可达97.3%,同时整个工艺流程中3处抛尾的稀土总损失率低于40%,达到了选矿效率高、磁选矿石量小、能耗低和环境友好的效果。
Description
技术领域
本发明涉及异性石选矿技术领域,具体是从异性石中回收稀土的方法。
背景技术
异性石(NaCa)4Zr[Si3O9]2(OH·Cl)2,常见的单晶体呈板状或菱面体,硬度为5~5.5,比重 为2.9~3.0,常呈特殊的樱红色,部分呈粉红、微红-褐色和黄色等。异性石常与霞石、霓石、 闪叶石、铈铌钙钛矿、褐硅钠钛矿、榍石等共生。异性石是一种造岩矿物,产地有中国的辽 宁凤城和辽宁赛马等,其在岩石中大量产出,矿物量巨大,是一种有前景的矿产资源。
单一的异性石经济与工业价值并不高,一般作为观赏用石或石材原料。近年来发现越来 越多的异性石矿物中伴生有稀土类元素,含量可达10%甚至更多,加之异性石有着庞大的矿 量,因此异性石的经济价值也越来越被人重视。
Theresa Stark小组测试了磁选和直接选择性浮选在来自挪威的异性石选矿中的 适用性,结果显示:磁选适用于异性石选矿过程,磁场强度越高,回收率越高,但是约0.76% 的精矿品位不足以用于进一步的冶金工艺步骤;将草酸和六偏磷酸钠作为抑制剂,将单/二磷 酸酯作为捕收剂,在pH值低于4的条件下进行直接选择性浮选的方法适用于原矿石以及磁 选预富集精矿。
然而,目前现有技术中并没有成熟的异性石选矿工艺。同时,采用常规的选矿流程对异 性石进行选矿,所需耗费的成本也远高于矿物本身的价值。因此,我们亟需一种在提高选矿 效率的同时,操作简单、成本低和对环境友好的选矿工艺,从而对异性石中的稀土元素进行 回收。
色选技术是利用物体表面的颜色区别对不同颜色的物体进行分类富集的一种技术,在粮 食、食品和颜料化工等行业有着广泛的应用,而在矿石的分选领域应用相对较少。异性石颜 色鲜艳,常呈现红、粉、褐等色,与常见的脉石矿物颜色差别较大,这为异性石的色选提供 了前提。同时,由于色选技术只是将不同颜色的矿物进行区分,设备功率低,处理速度大, 并且不涉及改变矿物表面性质的过程,因此相比于重选、磁选和浮选等工艺,能够降低处理 成本,加之成熟的设备制造工艺,为其在异性石选矿工艺中的应用提供了可能性。
发明内容
本发明的目的在于克服现有技术的不足,提供一种从异性石中回收稀土的方法,以至少 达到在提高选矿效率的同时,操作简单、成本低和对环境友好的效果。
本发明的目的是通过以下技术方案来实现的:从异性石中回收稀土的方法,包括以下步 骤:
S1.对原矿进行破碎和筛分,得到待分离矿石以及第一尾矿;
S2.对所述待分离矿石进行色选,得到色选精矿以及第二尾矿;
S3.对所述色选精矿进行磨矿,得到矿浆;
S4.对所述矿浆进行磁选,得到含稀土的异性石精矿,以及第三尾矿;
S5.对所述含稀土的异性石精矿进行浸出,得到稀土浸出液以及浸渣。
应当理解的是,本发明所述方法不仅适用于低稀土品位(即稀土品位为0.4%~0.6%)的 异性石矿;若稀土品位更高,则本方明所述方法则能获得更好的效果。并且,本发明所述方 法的最终产品为稀土浸出液,暂不考虑其它元素的回收。
在某些实施方案中,所述第一尾矿、第二尾矿和第三尾矿作为最终尾矿抛除,所述浸渣 可丢弃。
在某些实施方案中,S1中,所述破碎和筛分包括以下步骤:
1)对原矿进行粗碎,得到粗碎矿石;
2)对所述粗碎矿石进行首次筛分,得到粒径≤10mm的细矿石以及粒径>10mm的粗矿 石;
3)对所述细矿石进行再次筛分,得到粒径为1~10mm的待分离矿石以及粒径<1mm的 第一尾矿。
在某些实施方案中,S1中,还包括对所述粗矿石进行细碎,得到细碎矿石,并将所述细 碎矿石返回至所述首次筛分作业的步骤。
在某些实施方案中,S1中,所述原矿的粒径≤60mm。
在某些实施方案中,S2中,所述色选包括以下步骤:
1)对所述待分离矿石进行首次色选,得到色选精矿以及色选尾矿;
2)对所述色选尾矿进行再次色选,得到色选中矿以及第二尾矿,将所述色选中矿返回至 所述首次色选作业。
在某些实施方案中,S3中,所述矿浆中,粒径≤74μm的矿物的重量百分比为60%~70%。
在某些实施方案中,S4中,所述磁选的次数为1次,每次磁选的磁场强度为1~1.5T。
在某些实施方案中,S5中,所述浸出采用浸出剂,所述浸出剂包括硫酸、盐酸和硝酸中 的一种或两种。
在某些实施方案中,S5中,所述浸出的条件为:将所述浸出剂稀释至10vol%~15vol%, 反应温度为50~80℃,反应时间为110~130min。
在某些实施方案中,S5中,所述含稀土的异性石精矿与稀释后的浸出剂的质量体积比为 1:8~10。
值得注意的是,本发明将色选+磁选联合工艺应用于异性石选矿,实现了低品位含稀土异 性石矿的选别,为异性石这种凿岩矿石转变为具有经济价值的矿物提供了技术前提。具体地, 本发明首先基于异性石与其他矿物间存在颜色差异,利用所述色选对异性石进行预富集处理, 再利用所述磁选得到含稀土的异性石精矿,最终对所述含稀土的异性石精矿进行浸出,得到 稀土浸出液,浸出率可达到97.3%,同时整个工艺流程中3处抛尾的稀土总损失率低于40%, 达到了选矿效率高、磁选矿石量小、能耗低以及环境友好的效果,
其中,本发明主要解决的技术问题如下:
1.异性石的低成本高效预富集:由于异性石硬度中等、质地较脆,属于易破碎矿物,将 其破碎至粒径≤10mm的破碎成本低。同时,对破碎且进一步筛分得到的待分离矿物进行色选 可将大部分的异性石矿物选出,极大地降低了所述磁选的入矿量。
2.强磁选分选稀土:利用稀土元素具有弱磁性的特点,将所述色选精矿磨矿后再进行强 磁选,便可将含有稀土的异性石精矿选出,以实现稀土的富集;同时,由于进入磁选的矿浆 中以异性石矿物为主,且稀土元素以类质同相赋存于异性石中,因此对矿物的单体解离度要 求不高,将磨矿细度控制粒径≤74μm的矿物的重量百分比为60%~70%即可,不要求过高的磨 矿细度。
3.多次尾矿抛除,提高矿物处理能力:由于异性石中的稀土含量远低于稀土类矿物中的 稀土含量,为将矿物中的脉石矿物尽可能地抛除,本发明中有3次脉石抛出点,即:
1)所述第一尾矿的抛除:异性石的结晶体较大,一般都在肉眼可见的范围,经过破碎和 筛分得到的粒径<1mm的第一尾矿中异性石含量较少,稀土品位低于原矿品位,可作为最终 尾矿直接抛除;
2)所述第二尾矿的抛除:经过色选得到的第二尾矿中基本不含异性石矿物,而稀土元素 主要赋存于异性石中,因此色选后的第二尾矿可作为最终尾矿直接抛除;
3)所述第三尾矿的抛除:进入磨矿的色选精矿中基本以异性石为主,经过简单磨矿,将 异性石已与脉石矿物解离,然后再利用强磁选可将稀土矿物选出,因此强磁选后的第三尾矿 中基本位不存在含稀土的异性石矿物,可作为最终尾矿直接抛除。
4.简单高效的稀土浸出工艺:本发明所采用的稀土浸出工艺为单一酸浸工艺,工艺简单 有效,这主要是由于色选得到的色选精矿中基本只有异性石,而经过磨矿和磁选后进一步脱 除了脉石矿物,使得进入浸出作业的矿物基本只有含异性石的稀土矿物,而在没有多余脉石 矿物干扰的情况下使用单一酸浸工艺,便可以达到很好的浸出效果。
应当理解的是,现有技术中关于从异性石中回收稀土的方法中,需要采用复杂的浮选药 剂对磁选得到的预富集精矿进行选择性浮选,才能够得到稀土品位约为2%的精矿,这无疑带 来了浮选回水无法回用、资源浪费以及环境污染等一系列问题。而本发明中仅仅使用单一的 酸浸工艺,便可以达到很好的回收效果,从而避免了上述问题,这是因为:本发明首先通过 破碎和筛选抛除了大量细粒级的低稀土品位的第一尾矿;再通过色选将颜色不同的脉石矿物 与含稀土的异性石矿物分离,从而避免因脉石矿物过多,而对矿浆(主要成分为含稀土的异 性石矿物)的磁选造成的干扰;然后通过磨矿和磁选将脉石矿物与含稀土的异性石矿物分离, 从而进一步脱除脉石矿物,避免脉石矿物中大量杂质离子(如Ca2+、Mg2+等)的溶出对后续 浸出所造成的不利影响,得到进入浸出作业的含稀土的异性石精矿;在此基础上,通过酸浸 的作用,将稀土元素在硫酸溶液中浸出,即可得到稀土浸出液。对此,现有技术显然没有给 出任何技术启示,因此现有技术对于本发明并不存在借鉴作用。
本发明的有益效果是:
1.本发明的一种从异性石中回收稀土的方法,通过所述色选实现了异性石矿物的预富 集,并且在所述筛分、色选和磁选作业中均有尾矿抛除,极大地减少了进入浸出工艺的矿量, 并最大限度地增加了整个工艺流程的处理量。
2.本发明的一种从异性石中回收稀土的方法,通过所述色选与磁选的结合高效地回收了 异性石中的稀土元素,提供了一种低成本、高效率的选矿方法,最终得到了可以直接进行冶 炼的稀土精矿。
3.本发明的一种从异性石中回收稀土的方法,针对的是低品位含稀土异性石矿,其稀土 品位基本接近稀土工业品位,常规流程很难创造很好的工业价值,通过该方法则极大地降低 了选矿浸出成本,为异性石资源的开发提供了技术支持。
4.本发明的一种从异性石中回收稀土的方法,填补了异性石选矿技术领域的空白,以现 有的选矿手段,考虑矿物价值与选矿成本很难制定出具有工业应用价值的异性石选矿工艺, 而本发明将色选与传统选矿技术相结合开发出了一种全新的选矿方法。
附图说明
图1为本发明的一种从异性石中回收稀土的方法的流程图;
图2为本发明的试验例1中色选探索试验的流程图。
具体实施方式
下面结合附图进一步详细描述本发明的技术方案,但本发明的保护范围不局限于以下所 述。
需要注意的是,下述实施例、对照例以及试验例中,原矿均取自国外某地稀土矿山,矿 物在矿区经过简单破碎,矿样的粒径≤60mm,矿物中异性石含量16.8%,稀土品位0.53%; 其中,异性石在矿石中可见,稀土品位达到稀土选别的工业品位0.5%;矿石脉石矿物主要有 方钠石、斜长石、霓石等,矿物中少量独居石稀土矿物与异性石存在伴生关系,矿物中的稀 土与异性石为赋存或伴生关系。
实施例1
一种从异性石中回收稀土的方法,如图1所示,具体包括以下步骤:
S1.对原矿进行粗碎,得到粗碎矿石;
S2.对粗碎矿石进行首次筛分,得到粒径≤10mm的细矿石以及粒径>10mm的粗矿石;
S3.对粗矿石进行细碎,得到细碎矿石,并将细碎矿石返回至首次筛分作业,直至全部 矿石的粒径≤10mm;
S4.对细矿石进行再次筛分,得到粒径为1~10mm的待分离矿石以及粒径<1mm的第一 尾矿,将第一尾矿抛除;
S5.对待分离矿石进行首次色选,得到色选精矿以及色选尾矿;
S6.对色选尾矿进行再次色选,得到色选中矿以及第二尾矿,将色选中矿返回至首次色 选作业,将第二尾矿抛除;
S7.将色选精矿磨矿至粒径≤74μm的矿物的重量百分比为65%,得到矿浆;
S8.对矿浆进行1次磁选,每次磁选的磁场强度为1.2T,得到含稀土的异性石精矿(即 最终精矿),以及第三尾矿,将第三尾矿抛除;
S9.将20g含稀土的异性石精矿置入200mL浓度为10vol%的硫酸溶液中,在50℃的恒 温条件下搅拌浸出120min,得到稀土浸出液以及浸渣,将浸渣丢弃。
实施例2
一种从异性石中回收稀土的方法,如图1所示,具体包括以下步骤:
S1.对原矿进行粗碎,得到粗碎矿石;
S2.对粗碎矿石进行首次筛分,得到粒径≤10mm的细矿石以及粒径>10mm的粗矿石;
S3.对粗矿石进行细碎,得到细碎矿石,并将细碎矿石返回至首次筛分作业,直至全部 矿石的粒径≤10mm;
S4.对细矿石进行再次筛分,得到粒径为1~10mm的待分离矿石以及粒径<1mm的第一 尾矿,将第一尾矿抛除;
S5.对待分离矿石进行首次色选,得到色选精矿以及色选尾矿;
S6.对色选尾矿进行再次色选,得到色选中矿以及第二尾矿,将色选中矿返回至首次色 选作业,将第二尾矿抛除;
S7.将色选精矿进行磨矿至粒径≤74μm的矿物的重量百分比为60%,得到矿浆;
S8.对矿浆进行1次磁选,每次磁选的磁场强度为1T,得到含稀土的异性石精矿(即最 终精矿),以及第三尾矿,将第三尾矿抛除;
S9.将20g含稀土的异性石精矿置入160mL浓度为12vol%的硫酸溶液中,在80℃的恒 温条件下搅拌浸出110min,得到稀土浸出液以及浸渣,将浸渣丢弃。
实施例3
一种从异性石中回收稀土的方法,如图1所示,具体包括以下步骤:
S1.对原矿进行粗碎,得到粗碎矿石;
S2.对粗碎矿石进行首次筛分,得到粒径≤10mm的细矿石以及粒径>10mm的粗矿石;
S3.对粗矿石进行细碎,得到细碎矿石,并将细碎矿石返回至首次筛分作业,直至全部 矿石的粒径≤10mm;
S4.对细矿石进行再次筛分,得到粒径为1~10mm的待分离矿石以及粒径<1mm的第一 尾矿,将第一尾矿抛除;
S5.对待分离矿石进行首次色选,得到色选精矿以及色选尾矿;
S6.对色选尾矿进行再次色选,得到色选中矿以及第二尾矿,将色选中矿返回至首次色 选作业,将第二尾矿抛除;
S7.将色选精矿进行磨矿至粒径≤74μm的矿物的重量百分比为70%,得到矿浆;
S8.对矿浆进行1次磁选,每次磁选的磁场强度为1.5T,得到含稀土的异性石精矿(即 最终精矿),以及第三尾矿,将第三尾矿抛除;
S9.将20g含稀土的异性石精矿置入180mL浓度为15vol%的硫酸溶液中,在70℃的恒 温条件下搅拌浸出130min,得到稀土浸出液以及浸渣,将浸渣丢弃。
对照例1
采用本发明实施例1的各项指标与对照例1进行对比,其中对照例1与实施例1的区别 在于:①不含S5~S8;②S9中,直接对待分离矿石进行浸出;其他条件如剩余药剂的选择、 药剂用量和采用的工艺流程等与本发明实施例1均相同。
对照例2
采用本发明实施例1的各项指标与对照例2进行对比,其中对照例2与实施例1的区别 在于:①不含S7~S8;②S9中,直接对色选精矿进行浸出;其他条件如剩余药剂的选择、药 剂用量和采用的工艺流程等与本发明实施例1均相同。
对照例3
采用本发明实施例1的各项指标与对照例3进行对比,其中对照例3与实施例1的区别 在于:①不含S5~S6;②S7中,直接对待分离矿石进行磨矿;其他条件如剩余药剂的选择、 药剂用量和采用的工艺流程等与本发明实施例1均相同。
对照例4
采用本发明实施例1的各项指标与对照例4进行对比,其中对照例4与实施例1的区别 在于:①不含S5~S6;②S7中,直接对待分离矿石进行磨矿;③S8中,对矿浆进行一粗一精 一扫的三次闭路磁选;其他条件如剩余药剂的选择、药剂用量和采用的工艺流程等与本发明 实施例1均相同。
对照例5
采用本发明实施例1的各项指标与对照例5进行对比,其中对照例5与实施例1的区别 在于:不含S4,不对矿石进行二次筛分,使粒径≤10mm的矿石全部进入色选;其他条件如剩余药剂的选择、药剂用量和采用的工艺流程等与本发明实施例1均相同。具体包括以下步骤:
S1.对原矿进行粗碎,得到粗碎矿石;
S2.对粗碎矿石进行首次筛分,得到粒径≤10mm的细矿石以及粒径>10mm的粗矿石;
S3.对粗矿石进行细碎,得到细碎矿石,并将细碎矿石返回至首次筛分作业,直至全部 矿石粒径≤10mm;
S4.对粒径≤10mm的全部矿石进行首次色选,得到色选精矿以及色选尾矿;
S5.对色选尾矿进行再次色选,得到色选中矿以及第一尾矿,将色选中矿返回至首次色 选作业,将第一尾矿抛除;
S6.将色选精矿磨矿至粒径≤74μm的矿物的重量百分比为65%,得到矿浆;
S7.对矿浆进行磁选,磁场强度为1.2T,得到含稀土的异性石精矿(即最终精矿),以及 第二尾矿,将第二尾矿抛除;
S8.将20g含稀土的异性石精矿置入200mL浓度为10vol%的硫酸溶液中,在50℃的恒 温条件下搅拌浸出120min,得到稀土浸出液以及浸渣,将浸渣丢弃。
试验例1
异性石的色选探索试验,如图2所示,具体包括以下步骤:
S1.采用颚式破碎机将原矿破碎至粒径≤10mm,得到破碎矿石;
S2.对破碎矿石进行筛分,得到粒径<1mm的细粒级矿石、粒径为3~10mm的第一粗粒 级矿石以及粒径为1~3mm的第二粗粒级矿石;
S3.对第一粗粒级矿石进行色选,得到第一精矿和第一尾矿;对第二粗粒级矿石进行色 选,得到第二精矿和第二尾矿;
S4.分别对第一精矿、第二精矿、第一尾矿、第二尾矿以及细粒级矿石进行化验,得出 各个产品中稀土元素的品位,结果如下表所示:
产品名称 | 产率(%) | REO品位(%) | REO回收率(%) |
第一精矿 | 14.69 | 0.92 | 25.99 |
第二精矿 | 13.98 | 1.41 | 37.91 |
第一尾矿 | 34.92 | 0.22 | 14.77 |
第二尾矿 | 22.1 | 0.32 | 13.60 |
细粒级矿石 | 14.31 | 0.29 | 7.98 |
原矿 | 100 | 0.52 | 100 |
由上表可知,第二粗粒级矿石中稀土富集现象最为明显;第一粗粒级矿石中虽然富集现 象稍低于第二粗粒级矿石,但同样出现了很明显的富集;而细粒级矿石中,稀土的品位低于 原矿,可以直接抛尾。从试验效果可看出,通过色选工艺,可对粉色矿物进行有效地分选; 由试验结果可知,色选精矿中的稀土得到了富集,即通过色选工艺,可对异性石进行有效地 预富集,第一精矿与第二精矿合并后稀土的回收率为63.90%,精矿品位也有较大提高,可以 对色选精矿进行进一步的富集,以提高精矿品位。
试验例2
1.为了验证本发明所述方法在选矿阶段的效果,分别对实施例1~3和对照例1~5中所得 最终精矿(即进入浸出作业的精矿)以及各尾矿的产率、REO品位和REO回收率进行了测 定。结果如下表所示:
2.为了验证本发明所述方法在浸出阶段的效果,分别对实施例1~3和对照例1~4中所得 稀土浸出液中的稀土浓度、浸渣中的REO品位以及REO浸出率进行了测定。结果如下表所 示:
组别 | 稀土浸出液中的稀土浓度(g/L) | 浸渣中的REO品位(%) | REO浸出率(%) |
实施例1 | 2.23 | 0.18 | 97.30 |
对照例1 | 0.55 | 0.15 | 91.33 |
对照例2 | 1.02 | 0.16 | 94.08 |
对照例3 | 1.01 | 0.2 | 92.87 |
对照例4 | 1.04 | 0.21 | 93.24 |
对照例5 | 1.52 | 0.19 | 95.36 |
实施例2 | 2.39 | 0.17 | 97.57 |
实施例3 | 2.24 | 0.17 | 97.40 |
结合第1部分和第2部分的试验结果可知:
1)从实施例1~3可以看出,经过选矿作业后,最终精矿中稀土品位提升至原矿的4.36~4.80 倍,回收率达到了54.68%~66.57%;破碎阶段抛除15.44%~16.93%的尾矿,色选阶段抛出 48.42%~48.85%的尾矿,及时抛尾可极大地提高对该矿石的处理量,入磨的矿量仅占原矿量 的35%左右,降低磨矿量极大减小了生产中的耗能;磁选阶段抛除19.46%的尾矿,进入浸出 作业的矿量仅占原矿量的15%左右,降低了浸出难度与药剂用量;稀土的最终浸出率高达 97.30%~97.57%,浸出液中稀土浓度达到2.23~2.39g/t,至少回收了原矿中60%的稀土元素。
2)相比于对照例1,对照例2中最终精矿中稀土品位相对于原矿的提高程度上升了0.49%, REO浸出率提高了2.75%;对照例3中最终精矿的品位提高了0.42%,REO浸出率提高了 1.54%;实施例1中最终精矿的品位提高了1.67%,REO浸出率提高了5.97%。由此可知,相 比于对照例1,实施例1的选矿工艺对稀土回收的提高效果明显优于对照例2~3,甚至高于对 照例2~3的提高效果之和,这说明了本发明中色选和磁选复合使用的效果较之于两者单独使 用的效果具有较为明显的提升,即本发明的选矿工艺中色选和磁选存在协同作用。
3)相比于对照例2,对照例3中最终精矿的回收率降低了20.78%,对照例4中最终精矿 的回收率降低了26.66%,这说明色选可以更有效地回收含稀土的异性石矿,其主要原因是: 稀土元素虽然具有一定磁性,但因为矿石品位低的脉石矿物多,进行磨矿后,脉石矿物的干 扰大;但是经过色选抛除部分尾矿后,减少了入磨矿石中的脉石量,改善了矿浆的环境,使 得磁选效果优于直接磁选时的效果。由此可知,本发明中在磁选前进行色选的步骤能够提高 回收效果。
4)相比于对照例4,实施例1中最终精矿中稀土品位相对于原矿的提高程度上升了1.17%, REO浸出率提高了4.06%,这说明色选和磁选的作用虽然都是将脉石矿物和含稀土的异性石 矿物分离,但是色选所达到的将颜色不同的脉石矿物与含稀土的异性石矿物分离的效果,是 无法通过多次磁选所代替的。
5)相比于对照例5,实施例1中最终精矿中稀土品位相对于原矿的提高程度上升了0.65%, REO浸出率提高了1.94%。由此可知,本发明中对粒径≤10mm的细矿石进行再次筛分的步骤 能够提高回收效果。
综上所述,本发明的一种从含稀土异性石中回收稀土的方法,达到了选矿效率高、入浸 矿石量小、能耗低、药剂成本低和对环境友好的效果。
以上所述仅是本发明的优选实施方式,应当理解本发明并非局限于本文所披露的形式, 不应看作是对其他实施例的排除,而可用于各种其他组合、修改和环境,并能够在本文所述 构想范围内,通过上述教导或相关领域的技术或知识进行改动。而本领域人员所进行的改动 和变化不脱离本发明的精神和范围,则都应在本发明所附权利要求的保护范围内。
Claims (10)
1.从异性石中回收稀土的方法,其特征在于,包括以下步骤:
S1.对原矿进行破碎和筛分,得到待分离矿石以及第一尾矿;
S2.对所述待分离矿石进行色选,得到色选精矿以及第二尾矿;
S3.对所述色选精矿进行磨矿,得到矿浆;
S4.对所述矿浆进行磁选,得到含稀土的异性石精矿,以及第三尾矿;
S5.对所述含稀土的异性石精矿进行浸出,得到稀土浸出液以及浸渣。
2.根据权利要求1所述的从异性石中回收稀土的方法,其特征在于,S1中,所述破碎和筛分包括以下步骤:
1)对原矿进行粗碎,得到粗碎矿石;
2)对所述粗碎矿石进行首次筛分,得到粒径≤10mm的细矿石以及粒径>10mm的粗矿石;
3)对所述细矿石进行再次筛分,得到粒径为1~10mm的待分离矿石以及粒径<1mm的第一尾矿。
3.根据权利要求2所述的从异性石中回收稀土的方法,其特征在于,S1中,还包括对所述粗矿石进行细碎,得到细碎矿石,并将所述细碎矿石返回至所述首次筛分作业的步骤。
4.根据权利要求1~3任一项所述的从异性石中回收稀土的方法,其特征在于,S1中,所述原矿的粒径≤60mm。
5.根据权利要求1所述的从异性石中回收稀土的方法,其特征在于,S2中,所述色选包括以下步骤:
1)对所述待分离矿石进行首次色选,得到色选精矿以及色选尾矿;
2)对所述色选尾矿进行再次色选,得到色选中矿以及第二尾矿,将所述色选中矿返回至所述首次色选作业。
6.根据权利要求1所述的从异性石中回收稀土的方法,其特征在于,S3中,所述矿浆中,粒径≤74μm的矿物的重量百分比为60%~70%。
7.根据权利要求1所述的从异性石中回收稀土的方法,其特征在于,S4中,所述磁选的次数为1次,磁选的磁场强度为1~1.5T。
8.根据权利要求1所述的从异性石中回收稀土的方法,其特征在于,S5中,所述浸出采用浸出剂,所述浸出剂包括硫酸、盐酸和硝酸中的一种或两种。
9.根据权利要求8所述的从异性石中回收稀土的方法,其特征在于,S5中,所述浸出的条件为:将所述浸出剂稀释至10vol%~15vol%,反应温度为50~80℃,反应时间为110~130min。
10.根据权利要求9所述的从异性石中回收稀土的方法,其特征在于,S5中,所述含稀土的异性石精矿与稀释后的浸出剂的质量体积比为1:8~10。
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