CN87107882A - 稀土类矿石的选矿法 - Google Patents
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Abstract
本发明是对含稀土类矿物(氟碳铈镧矿和独居石)和脉石矿物(主要为磁铁矿、赤铁矿、萤石和石英)的粗矿石进行选矿，以获得稀土精矿的选矿法。其特征是：先粉碎粗矿石，使粒径小于44μm的矿粒占65～87％(重量)，然后将已粉碎的粗矿石按照下列顺序选矿，即强磁力磁选，高磁场梯度磁选、比重选矿，使矿浆温度保持58～80℃的浮选，使矿浆温度保持58～80℃的逆浮选，与交流磁选。用此方法可以得到比过去更高品位的稀土精矿，实收率也更高。
Description
本发明是关于以高实收率，由稀土类矿石获得高品位稀土精矿的选矿法。
关于由含稀土类矿物的粗矿石获取稀土精矿的方法，有如下报导：反复进行高温浮选的方法;对粗矿石进行逐级磨矿，注意使之达到0.2mm以下，其后进行水力分级，将其分为矿砂与矿泥，用摇台对矿砂进行比重选矿，从而分离为氟碳铈镧矿和重晶石，将它们干燥之后按照四分割或它从下的粒度分割进行筛分，然后再用强磁场型磁选机对它们分别选矿的方法。
但是，当稀土类矿石中同时含有磁铁矿、赤铁矿等铁矿石和萤石、石英等矿物时，若按上述方法选矿，则所获得稀土精矿的品位，以所有稀土类的氧化物总量计（以下称为REO），将低达18～42%左右，而REO的实收率（以下只称“实收率”）也低达13～30%。近年来强力磁铁、耐热合金、陶瓷超导体等新材料非常引人注目，作为上述材料重要成份的稀土金属也随之得到广泛的应用，因此对稀土金属的需要日益增大。由于不能指望稀土类矿石在全球的开采量很大，因此只有期待能以高实收率从可取得的矿石中获得高品位稀土精矿技术的发展。
本发明的目的在于提供稀土类矿石的选矿法，此法能以比以往更高的实收率，从含稀土类矿物的粗矿中，获得比过去品位更高的稀土精矿。
由于过去对含稀土类矿物的粗矿石采用的选矿法是将比重选矿与磁力选矿结合使用等一类方法，因此难于将有同等程度比重，且皆具有磁性的稀土矿物与铁矿石分离。本发明的诸发明人首先针对以前方法的这些缺点，发明了利用粗矿中各矿物在表面化学性质上的不同，以及它们在磁性上有微妙差别的方法，作为解决上述缺点的措施。
也就是说，本发明是对于含稀土类矿物（氟碳铈镧矿和独居石）和脉石矿物（主要矿物有磁铁矿、赤铁矿、萤石和石英）的粗矿石进行选矿，以获得稀土精矿的选矿法。本发明提供的稀土类矿石选矿法具有如下的特征：先粉碎粗矿石，根据需要进行分级，使粒径小于44μm的矿粒占矿粒总量的65～87%（重量），对经已粉碎的上述粗矿石按下列顺序进行选矿-强磁力磁选、高磁场梯度磁选、比重选矿、使矿浆温度保持58～80℃的浮选、使矿浆温度保持58～80℃的逆浮选、以及交流磁选。
与过去的方法比较，若采用本发明方法，就能够以比过去大的多的高品位与高实收率获得稀土精矿。
本发明在为粗矿石选矿的选矿工艺的第一工段中配置有强磁力磁选工序，其目的是利用磁化作用将存在于矿石中的强磁性磁铁矿排除到系统外。第二工段中配置有高磁场梯度磁选工序，其作用是使粗矿中含量高的萤石和石英能大部分作为非磁性物而排出到系统外。第三工段中配置有比重选矿，是利用比重差别，将高磁梯度磁选工序获得的有磁性精矿中，比重2.6～3.2的萤石和石英，与比重4.9～5.2的稀土类氧化物分离开来，并把前者排除到系统外的工序。
对于供选矿用的粗矿石的粒度，规定其粒径小于44μm的矿粒应占总量的65～87%（重量），其原因如表1所示，当此重量比率大于87%时，所得稀土精矿的实收率会下降，另外当此重量比率小于65%时，所得稀土精矿的品位会降低。
表1
| 粒径小于44μm矿粒的重量比率 | 精矿品位 | 实收率 |
| 88％847566 | 75％595552 | 29％313430 |
其次，在浮选与逆浮选工序中之所以要使矿浆温度保持于58～80℃，其原因如表2所示，温度即使超过80℃，却不能断定会大幅度提高浮选与逆浮选的实收率，反而会增加无意义的经济损失，所用浮选促进剂的损耗也剧增;温度低于58℃，实收率就会下降。浮选工序的实施目的是要使与稀土类矿物共存的赤铁矿，能大部分沉淀出来，排出到系统外。逆浮选工序的实施目的是要使萤石成为浮矿而排出到系统外。
表2
| 矿浆温度 | 精矿品位 | 实收率 |
| 30℃6080 | 57%5959 | 15.1%30.031.0 |
在最后工段中配置的交流磁选工序，其作用是要把在稀土类矿石的浮选工序中混入稀土精矿的，较细的赤铁矿矿粒排除到系统之外，以提高稀土精矿的品位。
实施例1
中国A矿山开采的稀土类粗矿石，其中含的主要矿物有萤石、磁铁矿、赤铁矿与石英，此外还含稀土类矿物（氟碳铈镧矿和独居石）8.1%。首先，在粉碎工艺中把上述粗矿石粉碎，并调整使44μm以下的细矿粒与矿粒总量的重量比为84%。其次，用ッレノィド型电磁选矿机，以1100高斯的磁场强度，对上述经已粉碎的矿石进行强磁力磁选，把已磁化的磁铁矿排除到系统外，同时把非磁性产物转送到后面的高磁场梯度的磁选工序。
在高磁场梯度磁选工序中，采用配备有细孔金属网的金属罐作为容器，以193m/h的流速、20000奥斯特的空心磁场强度进行选矿。将萤石、石英等非磁化产物排除到系统外，与此同时将磁化产物转送到后面的比重选矿工序。
在比重选矿工序中，使用ウイルフレ-型摇台，使前面工序转送来的选矿物在薄层水中冲流，藉此将比重小且与磁性矿物夹混在一起的萤石和石英等矿物排除到系统外，同时把比重大的比重选矿精矿转送到后面的浮选工序。
在浮选工序中，用苛性钠将前面工序转送来的比重选矿精矿，调整成为pH值11.5的矿液。在此矿液中加入淀粉750g/t以后，进行10分钟的状态调节，添加甲基异丁基甲醇64g/t，以及油酸钠290g/t，使矿浆温度保持于60℃，进行10分钟浮选。将已经分离出大部分赤铁矿的浮矿作为稀土类粗精矿采集起来，同时将沉矿作为浮选尾矿排除到系统外。
把浮选工艺中采集的浮矿转送到后面的逆浮选工艺，以除去萤石。在此工艺中，使转送来的浮矿一面保持矿浆温度60℃，一面用苛性钠再次调整pH到11.3，然后添加淀粉500g/t、硅酸钠500g/t，进行10分钟的状态调节，接着添加油酸钠100g/t，进行逆浮选。将所得浮矿作为萤石排除到系统外，同时把沉矿转送到后面工序，即最后工段的交流磁选工序。
对于转送到交流磁选工艺的稀土类粗精矿，在磁场强度3000高斯的条件下进行交流磁选。将在此工艺中磁化的产物赤铁矿等排出系统外，同时将非磁化产物作为稀土精矿回收。
这样得到的稀土精矿，品位达59%，实收率为31.3%。而用过去的方法时，品位仅18～42%，实收率为13～30%，二者相比，本发明方法确实显著提高了精矿的品位和实收率。另外，最后获得的稀土精矿的分析结果示于表3。
表3 %（重量）
| CeO2 La2O3 Nd2O3 Pr6O11 Sm2O3 Gd2O330.5 14.8 9.1 2.9 0.7 0.3 |
| Eu2O3 ThO2 Tb4O7 Y2O3 SiO2 CaO Fe2O30.2 0.2 0.1 0.1 4.3 4.4 3.5 |
| P S F CO3 Ba MgO Al2O33.9 0.5 4.4 10.6 2.5 0.1 0.2 |
| 其化6.7 |
实施例2
除了把最前面的粉碎工序所得粒径小于44μm矿粒占全部矿粒的重量比例，由84%改为75%以外，其它全与实施例1同样处理，结果得到稀土精矿的品位54%，实收率为34%。可以看出它比过去的方法有大幅度的提高。
比较例1
除了把浮选工序中60℃的矿浆温度改为30℃以外，其它与实施例1完全相同处理，结果得到稀土精矿的品位是57.2%，实数率为15%。
比较例2
除了把最前面的粉碎工序得到的粒径小于44μm矿粒在全部矿粒中占的比例，由84%改为66%，同时还删掉交流磁选工序以外，其它全都与实施例1同样处理，结果得到稀土精矿的品位为30.1%，实收率为34%。
比较例3
稀土类粗矿石与实施例1同，是由中国A矿山开采的。将此粗矿石全部磨成粒径小于297μm，然后进行比重选矿。把得到的比重选矿精矿转送到强磁力磁选工序，用3900高斯的磁场强度磁选，把非磁化产物作为稀土精矿而采集时，得到的稀土精矿中REO品位为31.2%，实收率12.8%。
比较例4
把比较例3的全部稀土精矿磨碎到210μm以下以后，划分为以下三级：粒径大于105μm的矿粒占28%，粒径44～105μm的占27%，小于44μm的占45%。将它们分别按不同的方法进行比重选矿，把得到的比重选矿精矿转送到强磁力磁选工序，在3900高斯的磁场强度下进行磁选。把三段工序中各个非磁化产物合而为一，作为稀土精矿收集时，得到稀土精矿的品位41.6%，实收率为12.8%。
Claims (1)
1、稀土类矿石的选矿法，是对含有稀土类矿物(氟碳铈镧矿和独居石)和脉石矿物(主要矿物为磁铁矿、赤铁矿、萤石和石英)的粗矿石进行选矿，以得到稀土精矿的选矿法，其特征在于，先粉碎粗矿石使粒径小于44μm的矿粒占矿粒总量的65～87%(重量)，然后将上述已粉碎的粗矿石按下列顺序进行选矿：强磁力磁选、高磁场梯度磁选、比重选矿、使矿浆温度保持58～80℃的浮选、使矿浆温度保持58～80℃的逆浮选、以及交流磁选。
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