氟碳铈矿的选矿方法与流程

本发明涉及选矿
技术领域：
，具体而言，涉及一种氟碳铈矿的选矿方法。
背景技术：
：氟碳铈矿最重要同时也是产量最大的稀土矿物之一，浮选是回收稀土矿物最常用的方法。稀土浮选一般工艺为：添加适量的水，磨矿至合适的粒度后；再添加水，调整至合适的质量百分浓度，先以水玻璃为抑制剂、羟肟酸类为捕收剂对进行一次粗选两次扫选两次精选，即可获得稀土精矿。稀土矿浮选采用的抑制剂主要有水玻璃、氟硅酸钠、羧甲基纤维素等。但是，在氟碳铈矿选矿的过程中往往会出现捕收剂部分失效，浮选的回收率大幅度降低等技术问题。技术实现要素：本发明旨在提供一种氟碳铈矿的选矿方法，以解决现有技术中在氟碳铈矿选矿的过程中部分捕收剂失效的技术问题。为了实现上述目的，根据本发明的一个方面，提供了一种氟碳铈矿的选矿方法。该选矿方法依次包括有害离子去除步骤以及稀土浮选工艺；其中，有害离子去除步骤包括通过添加螯合剂去除矿浆中的有害离子。进一步地，有害离子包括fe3+和cu2+。进一步地，螯合剂为edta；优选的，螯合剂的添加量为每吨矿石添加10～200克。进一步地，有害离子去除步骤之前还包括预处理的步骤，预处理包括：将氟碳铈矿的矿石和水混合，矿石的质量百分浓度为20％～70％。进一步地，有害离子去除步骤之后还包括磨矿步骤，磨矿步骤包括将矿石磨至-0.074mm占60％～90％，得到矿浆。进一步地，稀土浮选工艺包括向矿浆中添加分散剂和捕收剂浮选得到氟碳铈矿物。进一步地，分散剂为水玻璃.进一步地，捕收剂为羟肟酸和松醇油。进一步地，水玻璃的添加量为2000～4000克/吨矿石；羟肟酸的添加量为1500～4000克/吨矿石；松醇油的添加量为30～200克/吨矿石。进一步地，稀土浮选工艺包括：依次向矿浆中加入水玻璃、羟肟酸和松醇油，边加入边搅拌，添加完后，继续搅拌3～5min，浮选3～10min得到稀土矿粗精矿，对稀土粗精矿进行2～3次精选获得稀土精矿。应用本发明的技术方案，通过采用螯合fe3+、cu2+等有害离子的措施，避免捕收剂与有害离子作业而失效，解决了稀土浮选技术指标低、药剂消耗大的难题；该技术方案仅需要添加edta螯合剂螯合有害离子，工艺简单、操作稳定，使得氟碳铈矿的选矿方法技术指标优良，经济效益显著。附图说明构成本申请的一部分的说明书附图用来提供对本发明的进一步理解，本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明，并不构成对本发明的不当限定。在附图中：图1示出了根据本发明一实施方式的氟碳铈矿的选矿流程示意图。具体实施方式需要说明的是，在不冲突的情况下，本申请中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。下面将参考附图并结合实施例来详细说明本发明。本发明的发明人发现：水是矿物浮选最常用的介质，稀土矿物在浮选的过程需要大量的水，水质对浮选的技术指标往往有一定的影响，尤其是水中含有的fe3+、cu2+或磨矿过程产生的fe3+、cu2+，造成稀土矿物的浮选的回收率大幅度降低，捕收剂会与这些离子作用而失效，捕收剂成本大幅度提高。尽管不同的矿山地下水的硬度不同，但是往往fe3+、cu2+含量均较高，而且有些矿石在磨矿的过程中会产生fe3+、cu2+，正是这些有害离子造成了现有技术中在氟碳铈矿选矿的过程中部分捕收剂失效的技术问题。针对此，本发明提出了下列技术方案。本发明总体发明构思如下：提供一种解决有害离子对氟碳铈矿浮选影响的方法，即螯合有害离子-浮选稀土矿物工艺。磨矿前将适量的edta加入水和矿石的混合物中，磨矿过程中edta通过螯合作用与fe3+、cu2+形成固定的螯合物；矿石磨矿至合适的细度，添加水玻璃做抑制剂，羟肟酸类捕收剂，浮选氟碳铈矿物，经过2-3次精选，获得稀土精矿，尾矿送入尾矿库。根据本发明一种典型的实施方式，提供一种氟碳铈矿的选矿方法。该氟碳铈矿的选矿方法依次包括有害离子去除步骤以及稀土浮选工艺；其中，有害离子去除步骤包括通过添加螯合剂去除矿浆中的有害离子。应用本发明的技术方案，通过采用螯合fe3+、cu2+等有害离子的措施，避免捕收剂与有害离子作业而失效，解决了稀土浮选技术指标低、药剂消耗大的难题；该技术方案仅需要添加edta螯合剂螯合有害离子，工艺简单、操作稳定，使得氟碳铈矿的选矿方法技术指标优良，经济效益显著。在本发明一种典型的实施方式中，有害离子包括fe3+和cu2+。针对此，优选使用乙二胺四乙酸(edta)等水处理剂，通过预先螯合fe3+、cu2+，再浮选稀土矿物，达到提高稀土精矿回收率、降低选矿药剂成本的目的。优选的，螯合剂的添加量为每吨矿石添加10～200克，以保证充分去除有害离子。采用edta解决fe3+、cu2+不利影响的原理如下：(1)fe3+、cu2+产生不利影响的原理氟碳铈矿物常常采用羟肟酸类捕收剂，羟肟酸具有一个肟基，具有较强的螯合能力，可以与la3+、fe3+、cu2+、ce3+等金属离子形成难溶的金属螯合物。稳定常数指络合平衡的平衡常数，用k表示。对具有相同配位体数目的同类型络合物来说，k值愈大，螯合物愈稳定，金属羟肟酸盐的稳定常数见表1。表1金属羟肟酸盐的稳定常数离子logk1logk2logk3h+9.35fe3+11.4210.687.23la3+5.164.172.55ce3+5.464.343.0al3+7.957.346.18表1数据表明，羟肟酸类与al3+、fe3+形成螯合物稳定常数较与稀土矿物的配位离子ce3+、la3+形成螯合物稳定常数大，因此更稳定，一方面造成捕收剂大量浪费，另一方面造成羟肟酸不能优先与稀土矿物作用，选矿技术指标较低。(2)采用螯合剂edta解决fe3+、cu2+不利影响的原理金属原子或离子与含有两个或连两个以上配位原子的配位体作用，生成具有环状结构的络合物，该络合物叫做螯合物。能生成螯合物的这种配体物质叫螯合剂，也成为络合剂。由于螯合剂的成环作用使螯合物比组成和结构相近的非螯合配位化合物的稳定性高。预先添加适量的edta螯合fe3+、cu2+，消除这些离子的不利影响，避免与羟肟酸作用。常见金属螯合物的稳定常数见表2。表2常见金属螯合物的稳定常数表2数据表明，edta对fe3+、cu2+具有优良的螯合性能，对这些离子进行有效地螯合，从而避免它们与羟肟酸作用，大幅度降低fe3+、cu2+对稀土矿物的浮选的不利影响。为了进一步提高稀土精矿品位和回收率，优选的，有害离子去除步骤之前还包括预处理的步骤，预处理包括：将氟碳铈矿的矿石和水混合，矿石的质量百分浓度为20％～70％。有害离子去除步骤之后还包括磨矿步骤，所述磨矿步骤包括将矿石磨至-0.074mm占60％～90％，得到矿浆。在此浓度及粒径范围内的矿浆方便有害离子的去除和后续的稀土浮选工艺。根据本发明一种典型的实施方式，稀土浮选工艺包括向矿浆中添加分散剂和捕收剂浮选得到氟碳铈矿物。优选的，分散剂为水玻璃；捕收剂为羟肟酸和松醇油；更优选的，，水玻璃的添加量为2000～4000克/吨矿石；羟肟酸的添加量为1500～4000克/吨矿石；松醇油的添加量为30～200克/吨矿石，这样可以优化工艺条件，提高稀土精矿品位和回收率。优选的，稀土浮选工艺包括：依次向矿浆中加入水玻璃、羟肟酸和松醇油，边加入边搅拌，添加完后，继续搅拌3～5min，浮选3～10min得到稀土矿粗精矿，对稀土粗精矿进行2～3次精选获得稀土精矿。在本发明一种典型的实施方式中，氟碳铈矿的选矿的具体流程参见图1(×—表示添加药剂需要搅拌；×左边或右边数字表示建议搅拌的时间，单位为分钟，双线下边的数字表示该作业时间或理解为浮选时间)，包括以下流程：氟碳铈矿的矿石和水混合，加入edta去除有害离子，然后在球磨机中将矿石磨至-0.074mm占60％～90％，得到矿浆；向矿浆中每吨矿石添加水玻璃2000～4000克，羟肟酸1500～4000克，松醇油30～200克，可添加氢氧化钠(或氢氧化钾)调整矿浆的ph值至8.5～9.5，将上述药剂按顺序加入矿浆中，边加入边搅拌，最后一种药剂添加完后，继续搅拌3～5min，浮选3～10min得到稀土矿粗精矿，粗精矿进行2～3次精选获得稀土精矿；优先的，该方法还包括2次扫选。下面将结合实施例进一步说明本发明的有益效果。实施例1四川某稀土矿山，矿石中含reo3.16％，主要稀土矿物为氟碳铈矿，方铈石、褐帘石、铁矿物为赤铁矿、褐铁矿、脉石矿物主要有石英、萤石、重晶石、方解石、长石、钠铁闪石、白云母等，磨矿后测得矿浆中fe3+、cu2+浓度分别为180ppm、30ppm。选矿步骤如下：预处理及螯合：将矿石和水混合，矿石质量百分浓度为20％；将螯合剂edta添加至矿水混合物中，每吨矿石添加10克；在球磨机中将矿石磨至-0.074mm占90％。浮选调浆：每吨矿石添加水玻璃2000克，羟肟酸4000克，松醇油30克。搅拌：将上述药剂按顺序加入矿浆中，边加入边搅拌，最后一种药剂添加完后，继续搅拌3min，测得矿浆ph值8.9。浮选：浮选3-10min得到稀土矿粗精矿，粗精矿进行3次精选获得稀土精矿。采用上述工艺处理，最终稀土精矿品位为66.12％，回收率为83.01％，与传统方法比较，精矿品位提高约6％，回收率提高了10.50％，捕收剂用量降低3200g/t对给矿，处理每吨矿石节约药剂成本约90元。实施例2四川某稀土矿山，矿石中含reo3.22％，主要稀土矿物为氟碳铈矿，氟碳钙铈矿、铈磷灰石、独居石等。脉石矿物有方解石、重晶石、钠铁闪石、石英、萤石、云母等，磨矿后测得矿浆中fe3+、cu2+浓度分别为210ppm、45ppm。选矿步骤如下：预处理及螯合：将矿石和水混合，矿石质量百分浓度为70％；将螯合剂edta添加至矿水混合物中，每吨矿石添加200克；在球磨机中将矿石磨至-0.074mm占60％。浮选调浆：每吨矿石添加水玻璃4000克，羟肟酸1500克，松醇油200克。搅拌：将上述药剂按顺序加入矿浆中，边加入边搅拌，最后一种药剂添加完后，继续搅拌5min，，测得矿浆ph值9.0。浮选：浮选3-10min得到稀土矿粗精矿，粗精矿进行2次精选获得稀土精矿。采用上述工艺处理，最终稀土精矿品位为67.56％，回收率为83.15％，与传统方法比较，精矿品位提高约5％，回收率提高了9.10％，捕收剂用量降低3000g/t对给矿，处理每吨矿石节约药剂成本约88元。以上所述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。当前第1页12