CN114178046B

CN114178046B - 一种烧绿石的选矿方法

Info

Publication number: CN114178046B
Application number: CN202111463168.2A
Authority: CN
Inventors: 常学勇; 刘广学; 邵伟华; 赵平; 张艳娇; 王威
Original assignee: Zhengzhou Institute of Multipurpose Utilization of Mineral Resources CAGS
Current assignee: Zhengzhou Institute of Multipurpose Utilization of Mineral Resources CAGS
Priority date: 2021-12-03
Filing date: 2021-12-03
Publication date: 2023-09-22
Anticipated expiration: 2041-12-03
Also published as: CN114178046A

Abstract

本发明公开了一种烧绿石的选矿方法，涉及选矿技术领域。烧绿石的选矿方法通过先将烧绿石原矿石进行破碎和筛分得到筛下产品和筛上产品，将筛上产品进行磁选得到磁性产品和非磁性产品两种产品，将非磁性产品进行重选得到轻矿物和重矿物，轻矿物作为废物抛除，将筛下产品、磁性产品和重矿物合并进入正常的磨矿和浮选等后续选矿作业。本发明的选矿方法在磨矿作业前，在较大粒度情况下将含烧绿石矿很少的轻矿物作为尾矿提前进行抛除，其目的是提高烧绿石正常磨矿、浮选加工过程的原料品位，降低入选物料的质量，进而降低烧绿石选矿工艺的加工成本，且能够保证烧绿石的回收率。

Description

一种烧绿石的选矿方法

技术领域

本发明涉及选矿技术领域，具体而言，涉及一种烧绿石的选矿方法。

背景技术

烧绿石(pyrochlore)，又称黄绿石，是金属铌的主要来源，在世界范围内已发现的铌资源中，约90％的铌矿床属烧绿石矿，也是提取稀土元素、钽及放射性元素的重要矿物原料。烧绿石矿主要集中在巴西境内，最有代表性的铌矿床是Araxa(阿拉克萨)铌矿和Catalao(卡塔拉奥)矿。

目前，烧绿石选矿回收流程一般都是先进行磨矿，磨细后经脱泥后反浮选碳酸盐、反浮选硅酸盐除铁后再加烧绿石捕收剂进行正浮选回收。可见，烧绿石的回收普遍复杂且加工成本较高，特别是磨矿过程能耗很高。

鉴于此，特提出本发明。

发明内容

本发明的目的在于提供一种烧绿石的选矿方法，旨在保证回收率的前提下，提供一种加工成本低、便于提高选矿厂处理规模的选矿方法。

本发明是这样实现的：

第一方面，本发明提供一种烧绿石的选矿方法，包括：将烧绿石原矿石进行破碎、筛分之后得到筛下产品和筛上产品，将筛上产品利用烧绿石与磁铁连生的特点采用磁选得到含烧绿石较高的磁性产品和含烧绿石较低的非磁性产品，将非磁性产品利用烧绿石与脉石的比重差异采用重选得到轻矿物和重矿物，将筛下产品、磁性产品和重矿物合并进行磨矿和选矿加工获得高品位烧绿石精矿；

其中，破碎的过程是使烧绿石原矿石破碎至最大颗粒为5-30mm，筛分的过程中所用的筛孔尺寸为0.3-1.0mm。

在可选的实施方式中，破碎的过程是使烧绿石原矿石破碎至最大颗粒为10-20mm；优选地，破碎的过程中所采用的破碎设备选自颚式破碎机和圆锥破碎机中的至少一种。

在可选的实施方式中，烧绿石原矿石中Nb₂O₅的质量分数为0.3-3％。

在可选的实施方式中，筛分的过程中所用的筛孔尺寸为0.5-0.8mm。

在可选的实施方式中，磁选的过程是利用高场强磁选机进行操作，并控制磁场强度为3000-10000奥斯特；优选地，控制磁场强度为3000-8000奥斯特。

在可选的实施方式中，高场强磁选机选自干式磁选机或湿式磁选机，优选为干式磁选机。

在可选的实施方式中，重选的过程中，控制分选介质比重为2.7-3.3克/cm³，优选为2.9-3.1克/cm³。

在可选的实施方式中，重选的过程中所采用的重选设备选自重介质旋流器或重介质分选机；优选为重介质旋流器。

在可选的实施方式中，控制磨矿之后细度在0.074mm以下的粒级质量占比为50-80％，优选为55-70％。

在可选的实施方式中，选矿的过程包括依次进行的磁选、脱泥、反浮选和正浮选；其中，磁选是去除铁矿物，反浮选是进行两次反浮选，第一次反浮选是去除碳酸盐和磷酸盐矿物，第二次反浮选是去除硅酸盐矿物。

本发明具有以下有益效果：通过先将烧绿石原矿石进行破碎和筛分得到筛下产品和筛上产品，将筛上产品进行磁选得到磁性产品和非磁性产品两种产品，将非磁性产品进行重选得到轻矿物和重矿物，轻矿物作为尾矿抛除，将筛下产品、磁性产品和重矿物进行磨矿和浮选。这样，在磨矿之前抛除出了很大部分的轻矿物，其品位低，显著降低了进行磨矿和浮选的样品质量，降低了工艺成本，且能够保证烧绿石的回收率。

附图说明

为了更清楚地说明本发明实施例的技术方案，下面将对实施例中所需要使用的附图作简单地介绍，应当理解，以下附图仅示出了本发明的某些实施例，因此不应被看作是对范围的限定，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他相关的附图。

图1为本发明实施例的流程图。

具体实施方式

为使本发明实施例的目的、技术方案和优点更加清楚，下面将对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述。实施例中未注明具体条件者，按照常规条件或制造商建议的条件进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可以通过市售购买获得的常规产品。

目前，针对烧绿石的选矿方法普遍是采用先磨矿再浮选的方法，由于磨矿需要将大量的原矿石磨至细度达到要求，能耗非常之高，同时浮选过的浮选药剂也较为昂贵，致使烧绿石的选矿工艺成本很高。

发明人提出一种针对烧绿石的全新的选矿方法，在现有技术磨矿再浮选的工艺前，利用磁选-重选联合工艺，在较粗粒级的条件下预先抛除掉含烧绿石较少的矿石，从而达到降低后续磨矿、浮选等作业段的入选原料的质量，进而降低加工成本的目的；亦可在后续处理规模不变的情况下提高烧绿石选矿厂的处理规模。

需要说明的是，磁选和重选联合工艺是利用烧绿石矿物与磁性矿物连生关系、烧绿石与其他脉石矿物的密度差异，能够有效地将含烧绿石较少的矿石去除。

本发明提供一种烧绿石的选矿方法，请参照图1，包括以下步骤：

S1、破碎

破碎的过程是针对烧绿石原矿石进行的，破碎至最大颗粒为5-30mm，优选为10-20mm粒度，通过破碎之后便于后续的粗颗粒的磁选和重选。

优选地，破碎的过程中所采用的破碎设备选自颚式破碎机和圆锥破碎机中的至少一种，可以为一种设备，也可以是组合设备。

具体地，烧绿石原矿石中Nb₂O₅的质量分数为0.3-3％等，主要是烧绿石含有Nb₂O₅。

S2、筛分

筛分是对破碎之后的产品采用筛分设备进行处理，筛分之后得到筛下产品和筛上产品，筛下产品中烧绿石的含量较高直接用于磨矿，筛上产品需要经过磁选和重选进行处理，以分选出烧绿石含量低的部分。

进一步地，筛分的过程中所用的筛孔尺寸为0.3-1.0mm；优选为0.5-0.8mm。具体地，筛孔尺寸可以为0.3mm、0.4mm、0.5mm、0.6mm、0.7mm、0.8mm、0.9mm、1.0mm等，具体以相应的矿石性质决定。

S3、磁选

利用烧绿石与磁铁连生的特点，将筛上产品进行磁选得到磁性产品和非磁性产品，磁性产品烧绿石含量较高，非磁性产品烧绿石含量较低，磁性产品直接用于磨矿，非磁性产品需要进行经过重选去除烧绿石含量低的部分。

在一些实施例中，磁选的过程是利用高场强磁选机进行磁选分离，并控制磁场强度为3000-10000奥斯特，具体根据相应矿石决定；优选地，控制磁场强度为3000-8000奥斯特。具体地，磁场强度可以为3000奥斯特、4000奥斯特、5000奥斯特、6000奥斯特、7000奥斯特、8000奥斯特、9000奥斯特、10000奥斯特等，也可以为以上相邻值之间的任意值。

进一步地，高场强磁选机选自干式磁选机或湿式磁选机，优选为干式磁选机。

S4、重选

利用烧绿石与脉石的比重差异较大，将非磁性产品进行重选得到轻矿物和重矿物，轻矿物中烧绿石含量很低，重矿物中烧绿石含量很高，轻矿物作为尾矿直接丢弃，重矿物直接用于磨矿。

粗颗粒的重选是采用粗粒重选设备按一定的比重进行粗颗粒的重选，重选的过程中所采用的重选设备选自重介质旋流器或重介质分选机，优选为重介质旋流器。实验室小规模的重选分选可以配置相当比重的重液进行浮沉试验分离。

进一步地，重选的过程中，控制分选介质比重为2.7-3.3克/cm³，优选为2.9-3.1克/cm³。具体地，分选比重可以为2.8克/cm³、2.9克/cm³、3.0克/cm³、3.1克/cm³、3.2克/cm³等，也可以为以上相邻值之间的任意值。

S5、磨矿和浮选

将筛下产品、磁性产品和重矿物合并进行磨矿和后续选矿作业，具体步骤可以参照现有技术中针对烧绿石选矿的工艺，本申请的改进点在于在磨矿之前增加了前处理的步骤，通过磁选-重选工艺去除部分含烧绿石很少的原料，减少了进入磨矿阶段的矿石质量，显著降低了工艺成本。

需要说明的是，本发明实施例通过磁选-重选工艺参数的优化，使去除的部分矿石中烧绿石的含量极少，不会影响整体烧绿石的回收率。

进一步地，控制磨矿之后细度在0.074mm以下的粒级质量占比为50-80％，优选为55-70％，如50％、55％、60％、65％、70％、75％、80％等。

进一步地，在磨矿之后按照常规的烧绿石选矿过程进行即可，可以获得烧绿石精矿产品。

进一步地，选矿过程包括依次进行的磁选、脱泥、反浮选和正浮选；其中，磁选是去除铁矿物，反浮选是进行两次反浮选，第一次反浮选是去除碳酸盐和磷酸盐矿物，第二次反浮选是去除硅酸盐矿物。该阶段属于现有技术，详细流程不再赘述。

以下结合实施例对本发明的特征和性能作进一步的详细描述。

实施例1

本实施例提供一种烧绿石的选矿方法，包括如下步骤：

(1)将烧绿石原矿石进行采用破碎设备破碎至最大颗粒18mm，得到碎矿产品。其中，烧绿石原料一般指Nb₂O₅ 1.08％矿石，且含Nb₂O₅主要是烧绿石；破碎设备为颚式破碎机。

(2)针对(1)的碎矿产品采用筛分设备进行筛分，分为筛上产品和筛下产品，筛孔尺寸为0.5mm；

(3)针对(2)的筛上产品采用中场强干式磁选机进行磁选分离得到磁性产品和非磁性产品；磁选机的磁场强度为5000奥斯特。

(4)针对(3)的非磁性产品采用重介质旋流器系统按一定的比重进行粗颗粒的重选，得到轻矿物和重矿物，其中轻矿物作为尾矿直接丢弃；分选比重为2.9克/立方厘米。

(5)将(2)的筛下产品、(3)的磁性产品以及(4)的重矿物合并作为磨矿过程的原料进行磨矿，磨矿细度为0.074mm以下粒级质量含量占比70.08％。

(6)磨矿后的产品按照常规的烧绿石选矿过程进行即可获得烧绿石精矿产品；主要包括磁选去除铁矿物，脱泥、反浮选碳酸盐磷酸盐矿物、反浮选硅酸盐矿物然后进行烧绿石正浮选获得烧绿石精矿。

测试各阶段的产率、品位和回收率，结果见表1。其中，产率是指该产品占总质量的质量分数，品位是指该产品中Nb₂O₅的质量分数，回收率是根据产率和品位计算得到。

表1各阶段产率、品位和回收率

其中，筛下产品、磁性产品、重矿物合并磨矿后进行常规工艺进行烧绿石的选矿加工，三种产品加起来产率为58.30％，回收率94.61％，品位1.76％，轻矿物则无需磨矿直接作为尾矿进行丢弃，其产率41.70％，品位0.14％，损失率5.39％。

相对于非预选工艺本方法的品位由1.08％提高至1.76％，并且在磨矿前提前抛除了41.70％的尾矿产品，显著降低了磨矿的能耗。值得注意的是，抛除的尾矿产品中品位仅为0.14％，含有极少的烧绿石，并没有浪费原矿石中的目标产品。

最终获得烧绿石精矿产品中，Nb₂O₅的质量分数为48.56％，整体收率为65.58％，整体能耗低。

实施例2

本实施例提供一种烧绿石的选矿方法，包括如下步骤：

(1)将烧绿石原矿石进行采用破碎设备破碎至最大颗粒20mm以下，得到碎矿产品。其中，烧绿石原料一般指Nb₂O₅ 2.07％矿石，且含Nb₂O₅主要是烧绿石；破碎设备为圆锥破碎机。

(2)针对(1)的碎矿产品采用筛分设备进行筛分，分为筛上产品和筛下产品，筛孔尺寸为0.6mm；

(3)针对(2)的筛上产品采用中场强干式磁选机进行磁选分离得到磁性产品和非磁性产品；磁选机的磁场强度为6000奥斯特。

(4)针对(3)的非磁性产品采用重介质旋流器系统按一定的比重进行粗颗粒的重选，得到轻矿物和重矿物，其中轻矿物作为尾矿直接丢弃；分选介质比重为3.0克/立方厘米。

(5)将(2)的筛下产品、(3)的磁性产品以及(4)的重矿物合并作为磨矿过程的原料进行磨矿，磨矿细度为0.074mm以下粒级质量含量占比68.04％。

(6)磨矿后的产品按照常规的烧绿石选矿过程进行即可获得烧绿石精矿产品；主要包括磁选去除铁矿物，脱泥、反浮选碳酸盐磷酸盐矿物、反浮选硅酸盐矿物然后进行烧绿石正浮选获得烧绿石精矿；

测试各阶段的产率、品位和回收率，结果见表2。

表2各阶段产率、品位和回收率

产品名称	产率(％)	品位(％)	回收率(％)
				筛下产品	26.85	2.63	34.07
磁性产品	22.51	4.79	52.03
				重矿物	8.29	3.02	12.08
轻矿物	42.35	0.089	1.82
				合计	100.00	2.07	100.00

其中，筛下产品、磁性产品、重矿物合并后磨矿进行常规工艺进行烧绿石的选矿加工，三种产品加起来产率为57.65％、品位3.53％、回收率98.18％，轻矿物无需磨矿直接作为尾矿进行丢弃，其产率为42.35％，品位0.089％，损失率1.82％。

相对于非预选工艺本方法的品位由2.07％提高至3.53％，并且在磨矿前提前抛除了42.35％的尾矿产品，显著降低了磨矿的能耗。值得注意的是，抛除的尾矿产品中品位仅为0.089％，含有极少的烧绿石，并没有浪费原矿石中的目标产品。

最终获得烧绿石的精矿产品中，Nb₂O₅的质量分数为49.28％，整体收率为68.49％，整体能耗低。

对比例1

本对比例提供现有的烧绿石的选矿方法，原矿石与实施例1相同，选矿步骤仅包括磨矿及后续选矿过程，磨矿参数与实施例1相同，浮选按照常规的烧绿石选矿过程进行，主要包括磁选去除铁矿物，脱泥、反浮选碳酸盐磷酸盐矿物、反浮选硅酸盐矿物然后进行烧绿石正浮选获得烧绿石精矿；

结果显示，最终获得的产品中，Nb₂O₅的质量分数为47.49％，整体收率为65.46％。常规的流程较本发明方法，多加工了近40％以上质量的原料，整体能耗是实施例1的1.7倍，但是整体收率是大致相同的。

综上，本发明提供一种烧绿石的选矿方法，改变了现有技术中先磨矿再浮选的工艺，利用磁选-重选联合工艺，在较粗粒级的预先抛除掉含烧绿石较少的矿石，从而达到降低后续磨矿-浮选等作业段的入选原料的质量，进而降低加工成本的目的；亦可在后续处理规模不变的情况下提高烧绿石选矿厂的处理规模。

以上仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，对于本领域的技术人员来说，本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims

1.一种烧绿石的选矿方法，其特征在于，包括：将烧绿石原矿石进行破碎、筛分之后得到筛下产品和筛上产品，将所述筛上产品利用烧绿石与磁铁连生的特点采用磁选得到含烧绿石较高的磁性产品和含烧绿石较低的非磁性产品，将所述非磁性产品利用烧绿石与脉石的比重差异采用重选得到轻矿物和重矿物，将所述筛下产品、所述磁性产品和所述重矿物合并进行磨矿和选矿加工获得高品位烧绿石精矿；

其中，所述破碎的过程是使所述烧绿石原矿石破碎至最大颗粒为5-30mm，所述筛分的过程中所用的筛孔尺寸为0.3-1.0mm；

所述选矿的过程包括依次进行的磁选、脱泥、反浮选和正浮选；其中，所述磁选是去除铁矿物，所述反浮选是进行两次反浮选，第一次反浮选是去除碳酸盐和磷酸盐矿物，第二次反浮选是去除硅酸盐矿物，所述正浮选是指烧绿石的浮选富集。

2.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，所述破碎的过程是使所述烧绿石原矿石破碎至最大颗粒为10-20mm。

3.根据权利要求2所述的选矿方法，其特征在于，所述破碎的过程中所采用的破碎设备选自颚式破碎机和圆锥破碎机中的至少一种。

4.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，所述烧绿石原矿石中Nb₂O₅的质量分数为0.3-3%。

5.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，所述筛分的过程中所用的筛孔尺寸为0.5-0.8mm。

6.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，所述磁选的过程是利用高场强磁选机进行操作，并控制磁场强度为3000-10000奥斯特。

7.根据权利要求6所述的选矿方法，其特征在于，控制磁场强度为3000-8000奥斯特。

8.根据权利要求6所述的选矿方法，其特征在于，所述高场强磁选机选自干式磁选机或湿式磁选机。

9.根据权利要求8所述的选矿方法，其特征在于，所述高场强磁选机为干式磁选机。

10.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，所述重选的过程中，控制分选介质比重为2.7-3.3克/cm³。

11.根据权利要求10所述的选矿方法，其特征在于，所述重选的过程中，控制分选介质比重为2.9-3.1克/cm³。

12.根据权利要求10所述的选矿方法，其特征在于，所述重选的过程中所采用的重选设备选自重介质旋流器或重介质分选机。

13.根据权利要求12所述的选矿方法，其特征在于，所述重选的过程中所采用的重选设备为重介质旋流器。

14.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，控制磨矿之后细度在0.074mm以下的粒级质量占比为50-80%。

15.根据权利要求14所述的选矿方法，其特征在于，控制磨矿之后细度在0.074mm以下的粒级质量占比为55-70%。