一种白云鄂博尾矿分选钪富集物的方法

文档序号:5073010阅读:193来源:国知局
专利名称:一种白云鄂博尾矿分选钪富集物的方法
技术领域
本发明涉及一种白云鄂博尾矿分选钪富集物的方法,属于选矿技术领域。
背景技术
钪是稀土元素之一,在地壳中的丰度比许多贵金属元素(如金、银)以及中、重稀土 (如铕、镝、钦、铒、铥、镱、镥等)高。但钪也是典型的稀散元素之一,几乎不存在钪的独立矿物或矿床,这也给钪的选冶带来了很大的困难。目前工业中应用的钪主要是从工业副产品、冶炼副产品及三废综合回收中获得。白云鄂博矿是富含铁、稀土的共生矿床,其钪的含量及储量在全国乃至世界上也是相当可观的,而且在选铁和稀土后,钪得到了进一步的富集,尾矿中的钪含量达到200ppm左右,这远高于氧化铝赤泥、长江河道淤沙等工业提钪原料中钪的含量。但由于白云鄂博选铁或选稀土的尾矿中仍含有相当量的铁、稀土、萤石、铌等有用资源,以及白云鄂博尾矿中的钪较难提取,若直接以该尾矿为原料回收钪,则势必会造成尾矿中其它资源的浪费,这不符合资源综合利用的要求,也没有经济效益。从白云鄂博尾矿中回收钪的工作目前仍处于初级阶段,还没有从白云鄂博尾矿中回收钪的相关专利,虽然前人也做过相关的研究,但都没有解决资源综合利用和钪高效回收的问题,没有得到较好的工艺及指标。

发明内容
本发明需要解决的技术问题就在于克服现有技术的缺陷,提供一种白云鄂博尾矿分选钪富集物的方法,运用该方法能够从白云鄂博尾矿中得到含量较高的钪富集物。为解决上述问题,本发明采用如下技术方案
本发明提供了一种白云鄂博尾矿分选钪富集物的方法,所述方法以白云鄂博尾矿为原料分选钪富集物,具体步骤为
(1)弱磁选对白云鄂博尾矿调浆后,进行弱磁选,弱磁选包括一次粗选和一次扫选,首先进行弱磁选粗选,弱磁选粗选得到弱磁选粗选精矿和弱磁选粗选尾矿,弱磁选粗选精矿作为进一步精选铁精矿的原料,对弱磁选粗选尾矿进行弱磁选扫选,弱磁选扫选得到弱磁选扫选精矿和弱磁选扫选尾矿,弱磁选扫选精矿返回弱磁选粗选作业,对弱磁选扫选尾矿进行强磁选,弱磁选磁场强度为O. 15-0. 3T,矿浆质量浓度10-30% ;
(2)强磁选以弱磁选尾矿为原料进行强磁选,磁场强度为O.5-1. 2T,矿衆质量浓度5-30%,得到的强磁选尾矿为浮选的原料;
(3)浮选对强磁选得到的强磁选尾矿调浆后,依次进行粗选、精选、扫选的闭路浮选流程,精选和扫选的级数均为2级,首先将调浆后的强磁选尾矿加入到粗选浮选槽中,搅拌,依次加入调整剂、抑制剂和捕收剂,进行粗选,粗选得到粗选泡沫产品和粗选槽内矿浆,将粗选泡沫产品加入到第一级精选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入调整剂、抑制剂和捕收剂,进行第一级精选,第一级精选得到第一级精选泡沫产品和第一级精选槽内矿浆,第一级精选槽内矿浆返加到粗选槽中,第一级精选泡沫产品加入到第二级精选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入调整剂、抑制剂和捕收剂,进行第二级精选,第二级精选得到第二级精选泡沫产品和第二级精选槽内矿浆,第二级精选槽内矿浆返加到第一级精选槽中,第二级精选泡沫产品为易浮矿物;将粗选得到的粗选槽内矿浆加入到第一级扫选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入调整剂、抑制剂和捕收剂,进行第一级扫选,第一级扫选得到第一级扫选泡沫产品和第一级扫选槽内矿浆,第一级扫选泡沫产品返加到粗选浮选槽中,将第一级扫选槽内矿浆加入到第二级扫选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入调整齐U、抑制剂和捕收剂,进行第二级扫选,第二级扫选得到第二级扫选泡沫产品和第二级扫选槽内矿浆,第二级扫选泡沫产品返加到第一级扫选槽中,第二级扫选槽内矿浆为最终的钪富集物,浮选矿浆质量浓度为30-60%,矿浆温度为25-50°C,矿浆的pH为8_10,浮选药剂加入量按药剂与每次粗选加入的强磁选尾矿的质量比加入,粗选药剂加入量为调整剂
I.0-2. 5kg/t、抑制剂2. 0-4. Okg/t、捕收剂I. 5-4. Okg/t,精选和扫选药剂加入量为:调整剂 O. 2-1. 5kg/t、抑制剂 O. 5-3. Okg/t、捕收剂 O. 5-2. 5kg/t。 所述的白云鄂博尾矿为白云鄂博矿选铁或选稀土后的尾矿或包钢尾矿库库存尾矿。所述的调整剂为碳酸钠。所述的抑制剂为水玻璃。所述的捕收剂为油酸、塔尔油、氧化石蜡皂、GE-28、石油磺酸钠中的一种或几种组

口 ο本发明针对白云鄂博尾矿的性质,以及该种尾矿中的矿物赋存形式及组成,考虑到该尾矿中钪属于稀散兀素,无单一矿物的特点,米用磁选与浮选相结合的选矿方法,一方面能尽可能的将含钪较高的矿物进行富集,另一方面也够避免白云鄂博尾矿中含有一定量钪的其它有用矿物因回收钪而造成的损失。因而,本发明的优点是
本发明采用的是分馏选矿的方法,对整个工艺以及每一个选矿作业的指标进行了严格科学的控制,从而能够达到较好的技术指标;采用的磁选能够将白云鄂博尾矿中的磁性矿物分离,也为进一步选铁和其它矿物准备了较纯的原料;采用的浮选能够将选磁选尾矿中的稀土、萤石等与含钪矿物分离。最终得到氧化钪含量大于400ppm,回收率大于65%的钪富集物。本发明的工艺简短连续,清洁高效,容易实现大规模生产。


图I是本发明的工艺流程图。
具体实施例方式实施例I
以成分为TFe 15. 2%,REO 6. 8%,Sc2O3 200ppm的白云鄂博尾矿为原料,利用本发明的工艺技术分选钪富集物,具体步骤如图I所示
(1)弱磁选对白云鄂博尾矿调浆后进行弱磁选,矿浆质量浓度10%,首先进行弱磁选粗选,弱磁选粗选磁场强度为O. 25T,弱磁选粗选得到弱磁选粗选精矿和弱磁选粗选尾矿,弱磁选粗选精矿作为进一步精选铁精矿的原料,对弱磁选粗选尾矿进行弱磁选扫选,弱磁选扫选磁场强度为O. 3T,弱磁选扫选得到弱磁选扫选精矿和弱磁选扫选尾矿,弱磁选扫选精矿返回弱磁选粗选作业,对弱磁选扫选尾矿进行强磁选;
(2)强磁选以弱磁选尾矿为原料进行强磁选,磁场强度为I.O T,矿衆质量浓度8%,得到的强磁选尾矿为浮选的原料;
(3)浮选对强磁选得到的强磁选尾矿调浆后,依次进行粗选、精选、扫选的闭路浮选流程,精选和扫选的级数均为2级,首先将调浆后的强磁选尾矿加入到粗选浮选槽中,搅拌,依次加入碳酸钠、水玻璃和油酸,进行粗选,粗选得到粗选泡沫产品和粗选槽内矿浆,将粗选泡沫产品加入到第一级精选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入碳酸钠、水玻璃和 油酸,进行第一级精选,第一级精选得到第一级精选泡沫产品和第一级精选槽内矿浆,第一级精选槽内矿浆返加到粗选槽中,第一级精选泡沫产品加入到第二级精选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入碳酸钠、水玻璃和油酸,进行第二级精选,第二级精选得到第二级精选泡沫产品和第二级精选槽内矿浆,第二级精选槽内矿浆返加到第一级精选槽中,第二级精选泡沫产品为易浮矿物,作为选稀土、萤石的原料保存,将粗选得到的粗选槽内矿浆加入到第一级扫选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入碳酸钠、水玻璃和油酸,进行第一级扫选,第一级扫选得到第一级扫选泡沫产品和第一级扫选槽内矿浆,第一级扫选泡沫产品返加到粗选浮选槽中,将第一级扫选槽内矿浆加入到第二级扫选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入碳酸钠、水玻璃和油酸,进行第二级扫选,第二级扫选得到第二级扫选泡沫产品和第二级扫选槽内矿浆,第二级扫选泡沫产品返加到第一级扫选槽中,第二级扫选槽内矿浆为最终的钪富集物,整个浮选过程中,矿浆质量浓度为30%,矿浆温度为25°C,矿浆的pH为9. 6 ;浮选药剂加入量按药剂与每次粗选加入的强磁选尾矿的质量比加入,粗选药剂加入量为碳酸钠I. 5kg/t、水玻璃4. Okg/t、油酸I. 8kg/t,精选的药剂加入量为一精碳酸钠O. 3kg/t、水玻璃2. 5kg/t、油酸2. 2kg/t,二精碳酸钠O. 2kg/t、水玻璃I. 6kg/t、油酸
I.6kg/t,扫选的药剂加入量为一扫碳酸钠O. 2kg/t、水玻璃O. 8kg/t、油酸O. 8kg/t,二扫碳酸钠O. 2kg/t、水玻璃O. 7kg/t、油酸I. Okg/t ο经测定钪富集物中TFe 7. 3%、REO O. 5%、Sc2O3 430ppm,钪的回收率 67. 2%。实施例2
以成分为TFe 18. 2%,REO 5. 3%,Sc2O3 230ppm的白云鄂博尾矿为原料,利用本发明的工艺技术分选钪富集物,具体步骤如图I所示
Cl)弱磁选对白云鄂博尾矿调浆后进行弱磁选,矿浆质量浓度15%,首先进行弱磁选粗选,弱磁选粗选磁场强度为O. 28T,弱磁选粗选得到弱磁选粗选精矿和弱磁选粗选尾矿,弱磁选粗选精矿作为进一步精选铁精矿的原料,对弱磁选粗选尾矿进行弱磁选扫选,弱磁选扫选磁场强度为O. 22T,弱磁选扫选得到弱磁选扫选精矿和弱磁选扫选尾矿,弱磁选扫选精矿返回弱磁选粗选作业,对弱磁选扫选尾矿进行强磁选;
(2)强磁选以弱磁选尾矿为原料进行强磁选,磁场强度为O. 6 T,矿衆质量浓度16%,得到的强磁选尾矿为浮选的原料;(3)浮选对强磁选得到的强磁选尾矿调浆后,依次进行粗选、精选、扫选的闭路浮选流程,精选和扫选的级数均为2级,首先将调浆后的强磁选尾矿加入到粗选浮选槽中,搅拌,依次加入碳酸钠、水玻璃和GE-28,进行粗选,粗选得到粗选泡沫产品和粗选槽内矿浆,将粗选泡沫产品加入到第一级精选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入碳酸钠、水玻璃和GE-28,进行第一级精选,第一级精选得到第一级精选泡沫产品和第一级精选槽内矿浆,第一级精选槽内矿浆返加到粗选槽中,第一级精选泡沫产品加入到第二级精选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入碳酸钠、水玻璃和GE-28,进行第二级精选,第二级精选得到第二级精选泡沫产品和第二级精选槽内矿浆,第二级精选槽内矿浆返加到第一级精选槽中,第二级精选泡沫产品为易浮矿物,作为选稀土、萤石的原料保存,将粗选得到的粗选槽内矿浆加入到第一级扫选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入碳酸钠、水玻璃和GE-28,进行第一级扫选,第一级扫选得到第一级扫选泡沫产品和第一级扫选槽内矿浆,第一级扫选泡沫产品返加到粗选浮选槽中,将第一级扫选槽内矿浆加入到第二级扫选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入碳酸钠、水玻璃和GE-28,进行第二级扫选,第二级扫选得到第二级扫选泡沫产品和第二级扫选槽内矿浆,第二级扫选泡沫产品返加到第一级扫选槽中,第二级扫选槽内矿浆为最终的钪富集物,整个浮选过程中,矿浆质量浓度为40%,矿浆温度为30°C,矿浆的pH为8. 2 ;浮选药剂加入量按药剂与每次粗选加入的强磁选尾矿的质量比加入, 粗选药剂加入量为碳酸钠I. 5kg/t、水玻璃3. Okg/t、GE-28 I. 5kg/t,精选的药剂加入量为一精碳酸钠I. Okg/t、水玻璃2. Okg/t、GE-28 2. Okg/t,二精:碳酸钠O. 7kg/t、水玻璃
I.3kg/t、GE-28 I. lkg/t,扫选的药剂加入量为一扫碳酸钠O. 8kg/t、水玻璃O. 6kg/t、GE-28 I. 8kg/t,二扫碳酸钠 O. 6kg/t、水玻璃 O. 5kg/t、GE-28 I. 2kg/t。经测定钪富集物中TFe 8. 8%、REO O. 6%、Sc2O3 470ppm,钪的回收率 65. 6%。实施例3
以成分为TFe 22. 5%,REO 3. 9%,Sc2O3 250ppm的白云鄂博尾矿为原料,利用本发明的工艺技术分选钪富集物,具体步骤如图I所示
Cl)弱磁选对白云鄂博尾矿调浆后进行弱磁选,矿浆质量浓度28%,首先进行弱磁选粗选,弱磁选粗选磁场强度为O. 18T,弱磁选粗选得到弱磁选粗选精矿和弱磁选粗选尾矿,弱磁选粗选精矿作为进一步精选铁精矿的原料,对弱磁选粗选尾矿进行弱磁选扫选,弱磁选扫选磁场强度为O. 16T,弱磁选扫选得到弱磁选扫选精矿和弱磁选扫选尾矿,弱磁选扫选精矿返回弱磁选粗选作业,对弱磁选扫选尾矿进行强磁选;
(2)强磁选以弱磁选尾矿为原料进行强磁选,磁场强度为I.2 T,矿衆质量浓度25%,得到的强磁选尾矿为浮选的原料;
(3)浮选对强磁选得到的强磁选尾矿调浆后,依次进行粗选、精选、扫选的闭路浮选流程,精选和扫选的级数均为2级,首先将调浆后的强磁选尾矿加入到粗选浮选槽中,搅拌,依次加入氢氧化钠、水玻璃和质量比3:1的塔尔油和石油磺酸钠的混合物,进行粗选,粗选得到粗选泡沫产品和粗选槽内矿浆,将粗选泡沫产品加入到第一级精选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入氢氧化钠、水玻璃和质量比3:1的塔尔油和石油磺酸钠的混合物,进行第一级精选,第一级精选得到第一级精选泡沫产品和第一级精选槽内矿浆,第一级精选槽内矿浆返加到粗选槽中,第一级精选泡沫产品加入到第二级精选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入氢氧化钠、水玻璃和质量比3:1的塔尔油和石油磺酸钠的混合物,进行第二级精选,第二级精选得到第二级精选泡沫产品和第二级精选槽内矿浆,第二级精选槽内矿浆返加到第一级精选槽中,第二级精选泡沫产品为易浮矿物,作为选稀土、萤石的原料保存,将粗选得到的粗选槽内矿浆加入到第一级扫选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入氢氧化钠、水玻璃和质量比3:1的塔尔油和石油磺酸钠的混合物,进行第一级扫选,第一级扫选得到第一级扫选泡沫产品和第一级扫选槽内矿浆,第一级扫选泡沫产品返加到粗选浮选槽中,将第一级扫选槽内矿浆加入到第二级扫选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入氢氧化钠、水玻璃和质量比3:1的塔尔油和石油磺酸钠的混合物,进行第二级扫选,第二级扫选得到第二级扫选泡沫产品和第二级扫选槽内矿浆,第二级扫选泡沫产品返加到第一级扫选槽中,第二级扫选槽内矿浆为最终的钪富集物,整个浮选过程中,矿浆质量浓度为50%,矿浆温度为56°C,矿浆的pH为9. 9 ;浮选药剂加入量按药剂与每次粗选加入的强磁选尾矿的质量比加入,粗选药剂加入量为氢氧化钠I. 5kg/t、水玻璃2. Okg/t、质量比3:1的塔尔油和石油磺酸钠的混合物3. 6kg/t,精选的药剂加入量为一精氢氧化钠O. 2kg/t、水玻璃
0.6kg/t、质量比3:1的塔尔油和石油磺酸钠的混合物I. Okg/t,二精氢氧化钠O. 2kg/t、水玻璃O. 3kg/t、质量比3:1的塔尔油和石油磺酸钠的混合物O. 5kg/t,扫选的药剂加入量为一扫氢氧化钠O. 2kg/t、水玻璃O. 6kg/t、质量比3:1的塔尔油和石油磺酸钠的混合物
1.Okg/t,二扫氢氧化钠O. 2kg/t、水玻璃O. 5kg/t、质量比3:1的塔尔油和石油磺酸钠的混合物 O. 7kg/t。经测定钪富集物中TFe 8. 7%、REO O. 3%、Sc2O3 440ppm,钪的回收率 66. 1%。实施例4
以成分为TFe 13. 1%、RE0 7. 1%>Sc2O3 195ppm的白云鄂博尾矿为原料,利用本发明的工艺技术分选钪富集物,具体步骤如图I所示
Cl)弱磁选对白云鄂博尾矿调浆后进行弱磁选,矿浆质量浓度12%,首先进行弱磁选粗选,弱磁选粗选磁场强度为O. 3T,弱磁选粗选得到弱磁选粗选精矿和弱磁选粗选尾矿,弱磁选粗选精矿作为进一步精选铁精矿的原料,对弱磁选粗选尾矿进行弱磁选扫选,弱磁选扫选磁场强度为O. 3T,弱磁选扫选得到弱磁选扫选精矿和弱磁选扫选尾矿,弱磁选扫选精矿返回弱磁选粗选作业,对弱磁选扫选尾矿进行强磁选;
(2)强磁选以弱磁选尾矿为原料进行强磁选,磁场强度为I.O T,矿衆质量浓度35%,得到的强磁选尾矿为浮选的原料;
(3)浮选对强磁选得到的强磁选尾矿调浆后,依次进行粗选、精选、扫选的闭路浮选流程,精选和扫选的级数均为2级,首先将调浆后的强磁选尾矿加入到粗选浮选槽中,搅拌,依次加入碳酸钠、水玻璃和氧化石蜡皂,进行粗选,粗选得到粗选泡沫产品和粗选槽内矿浆,将粗选泡沫产品加入到第一级精选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入碳酸钠、水玻璃和氧化石蜡皂,进行第一级精选,第一级精选得到第一级精选泡沫产品和第一级精选槽内矿浆,第一级精选槽内矿浆返加到粗选槽中,第一级精选泡沫产品加入到第二级精选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入碳酸钠、水玻璃和氧化石蜡皂,进行第二级精选,第二级精选得到第二级精选泡沫产品和第二级精选槽内矿浆,第二级精选槽内矿浆返加到第一级精选槽中,第二级精选泡沫产品为易浮矿物,作为选稀土、萤石的原料保存,将粗选得到的粗选槽内矿浆加入到第一级扫选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入碳酸钠、水玻璃和氧化石蜡皂,进行第一级扫选,第一级扫选得到第一级扫选泡沫产品和第一级扫选槽内矿浆,第一级扫选泡沫产品返加到粗选浮选槽中,将第一级扫选槽内矿浆加入到第二级扫选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入碳酸钠、水玻璃和氧化石蜡皂,进行第二级扫选,第二级扫选得到第二级扫选泡沫产品和第二级扫选槽内矿浆,第二级扫选泡沫产品返加到第一级扫选槽中,第二级扫选槽内矿浆为最终的钪富集物,整个浮选过程中,矿浆质量浓度为30%,矿浆温度为38°C,矿浆的pH为9. 5 ;浮选药剂加入量按药剂与每次粗选加入的强磁选尾矿的质量比加入,粗选药剂加入量为碳酸钠2. 5kg/t、水玻璃3. Okg/t、氧化石蜡皂3. 5kg/t,精选的药剂加入量为一精碳酸钠I. 5kg/t、水玻璃2. 5kg/t、氧化石蜡皂2. Okg/t,二精碳酸钠1.2kg/t、水玻璃1.6kg/t、氧化石蜡皂1.4kg/t,扫选的药剂加入量为一扫碳酸钠O. 4kg/t、水玻璃O. 8kg/t、氧化石蜡皂I. 5kg/t,二扫碳酸钠O. 2kg/t、水玻璃
O.6kg/t、氧化石腊阜 I. 2kg/t。经测定钪富集物中TFe 7. 0%、REO O. 3%、Sc2O3 490ppm,钪的回收率 69. 0%。实施例5以成分为TFe 16. 6%,REO 2. l%、Sc203 250ppm的白云鄂博尾矿为原料,利用本发明的工艺技术分选钪富集物,具体步骤如下
Cl)弱磁选对白云鄂博尾矿调浆后进行弱磁选,矿浆质量浓度10%,首先进行弱磁选粗选,弱磁选粗选磁场强度为O. 28T,弱磁选粗选得到弱磁选粗选精矿和弱磁选粗选尾矿,弱磁选粗选精矿作为进一步精选铁精矿的原料,对弱磁选粗选尾矿进行弱磁选扫选,弱磁选扫选磁场强度为O. 28T,弱磁选扫选得到弱磁选扫选精矿和弱磁选扫选尾矿,弱磁选扫选精矿返回弱磁选粗选作业,对弱磁选扫选尾矿进行强磁选;
(2)强磁选以弱磁选尾矿为原料进行强磁选,磁场强度为1.0T,矿衆质量浓度6%,得到的强磁选尾矿为浮选的原料;
(3)浮选对强磁选得到的强磁选尾矿调浆后,依次进行粗选、精选、扫选的闭路浮选流程,精选和扫选的级数均为2级,首先将调浆后的强磁选尾矿加入到粗选浮选槽中,搅拌,依次加入碳酸钠、水玻璃和油酸,进行粗选,粗选得到粗选泡沫产品和粗选槽内矿浆,将粗选泡沫产品加入到第一级精选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入碳酸钠、水玻璃和油酸,进行第一级精选,第一级精选得到第一级精选泡沫产品和第一级精选槽内矿浆,第一级精选槽内矿浆返加到粗选槽中,第一级精选泡沫产品加入到第二级精选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入碳酸钠、水玻璃和油酸,进行第二级精选,第二级精选得到第二级精选泡沫产品和第二级精选槽内矿浆,第二级精选槽内矿浆返加到第一级精选槽中,第二级精选泡沫产品为易浮矿物,作为选稀土、萤石的原料保存,将粗选得到的粗选槽内矿浆加入到第一级扫选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入碳酸钠、水玻璃和油酸,进行第一级扫选,第一级扫选得到第一级扫选泡沫产品和第一级扫选槽内矿浆,第一级扫选泡沫产品返加到粗选浮选槽中,将第一级扫选槽内矿浆加入到第二级扫选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入碳酸钠、水玻璃和油酸,进行第二级扫选,第二级扫选得到第二级扫选泡沫产品和第二级扫选槽内矿浆,第二级扫选泡沫产品返加到第一级扫选槽中,第二级扫选槽内矿浆为最终的钪富集物,整个浮选过程中,矿浆质量浓度为45%,矿浆温度为40°C,矿浆的pH为9. 5 ;浮选药剂加入量按药剂与每次粗选加入的强磁选尾矿的质量比加入,粗选药剂加入量为碳酸钠2. Okg/t、水玻璃3. Okg/t、油酸3. 5kg/t,精选的药剂加入量为一精碳酸钠I. Okg/t、水玻璃2. 2kg/t、油酸I. 8kg/t,二精碳酸钠O. 7kg/t、水玻璃I. 5kg/t、油酸I.5kg/t,扫选的药剂加入量为一扫碳酸钠O. 6kg/t、水玻璃O. 8kg/t、油酸O. 8kg/t,二扫碳酸钠O. 4kg/t、水玻璃O. 7kg/t、油酸O. 8kg/t。

经测定钪富集物中TFe 6. 9%、REO O. 2%、Sc2O3 450ppm,钪的回收率 65. 5%。最后应说明的是显然,上述实施例仅仅是为清楚地说明本发明所作的举例,而并非对实施方式的限定。对于所属领域的普通技术人员来说,在上述说明的基础上还可以做出其它不同形式的变化或变动。这里无需也无法对所有的实施方式予以穷举。而由此所引申出的显而易见的变化或变动仍处于本发明的保护范围之中。
权利要求
1.一种白云鄂博尾矿分选钪富集物的方法,其特征在于所述方法以白云鄂博尾矿为原料分选钪富集物,具体步骤为 (1)弱磁选对白云鄂博尾矿调浆后,进行弱磁选,弱磁选包括一次粗选和一次扫选,首先进行弱磁选粗选,弱磁选粗选得到弱磁选粗选精矿和弱磁选粗选尾矿,弱磁选粗选精矿作为进一步精选铁精矿的原料,对弱磁选粗选尾矿进行弱磁选扫选,弱磁选扫选得到弱磁选扫选精矿和弱磁选扫选尾矿,弱磁选扫选精矿返回弱磁选粗选作业,对弱磁选扫选尾矿进行强磁选,弱磁选磁场强度为O. 15-0. 3T,矿浆质量浓度10-30% ; (2)强磁选以弱磁选尾矿为原料进行强磁选,磁场强度为O.5-1. 2T,矿衆质量浓度5-30%,得到的强磁选尾矿为浮选的原料; (3)浮选对强磁选得到的强磁选尾矿调浆后,依次进行粗选、精选、扫选的闭路浮选流程,精选和扫选的级数均为2级,首先将调浆后的强磁选尾矿加入到粗选浮选槽中,搅拌,依次加入调整剂、抑制剂和捕收剂,进行粗选,粗选得到粗选泡沫产品和粗选槽内矿浆,将粗选泡沫产品加入到第一级精选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入调整剂、抑制剂和捕收剂,进行第一级精选,第一级精选得到第一级精选泡沫产品和第一级精选槽内矿浆,第一级精选槽内矿浆返加到粗选槽中,第一级精选泡沫产品加入到第二级精选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入调整剂、抑制剂和捕收剂,进行第二级精选,第二级精选得到第二级精选泡沫产品和第二级精选槽内矿浆,第二级精选槽内矿浆返加到第一级精选槽中,第二级精选泡沫产品为易浮矿物;将粗选得到的粗选槽内矿浆加入到第一级扫选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入调整剂、抑制剂和捕收剂,进行第一级扫选,第一级扫选得到第一级扫选泡沫产品和第一级扫选槽内矿浆,第一级扫选泡沫产品返加到粗选浮选槽中,将第一级扫选槽内矿浆加入到第二级扫选槽中,调整矿浆浓度,搅拌,并依次加入调整齐U、抑制剂和捕收剂,进行第二级扫选,第二级扫选得到第二级扫选泡沫产品和第二级扫选槽内矿浆,第二级扫选泡沫产品返加到第一级扫选槽中,第二级扫选槽内矿浆为最终的钪富集物,浮选矿浆质量浓度为30-60%,矿浆温度为25-50°C,矿浆的pH为8_10,浮选药剂加入量按药剂与每次粗选加入的强磁选尾矿的质量比加入,粗选药剂加入量为调整剂I.0-2. 5kg/t、抑制剂2. 0-4. Okg/t、捕收剂I. 5-4. Okg/t,精选和扫选药剂加入量为调整剂 O. 2-1. 5kg/t、抑制剂 O. 5-3. Okg/t、捕收剂 O. 5-2. 5kg/t。
2.如权利要求I所述的一种白云鄂博尾矿分选钪富集物的方法,其特征在于所述的白云鄂博尾矿为白云鄂博矿选铁或选稀土后的尾矿或包钢尾矿库库存尾矿。
3.如权利要求I所述的一种白云鄂博尾矿分选钪富集物的方法,其特征在于所述的调整剂为碳酸钠。
4.如权利要求I所述的一种白云鄂博尾矿分选钪富集物的方法,其特征在于所述的抑制剂为水玻璃。
5.如权利要求I所述的一种白云鄂博尾矿分选钪富集物的方法,其特征在于所述的捕收剂为油酸、塔尔油、氧化石蜡皂、GE-28、石油磺酸钠中的一种或几种组合。
全文摘要
本发明公开了一种白云鄂博尾矿分选钪富集物的方法,属于选矿领域。利用分馏选矿的方法,以白云鄂博选铁或选稀土的尾矿为原料,先对该尾矿进行弱磁选,选出的弱磁选尾矿经强磁选后得非磁性矿物,再对该非磁性矿物进行浮选,最终可得到氧化钪含量大于400ppm,回收率大于65%的钪富集物。本方法流程简单,工艺合理,在回收钪的同时,也使白云鄂博尾矿中其它可回收利用资源得到了一定的富集,是一种综合回收白云鄂博尾矿中稀散元素钪的方法。
文档编号B03C1/00GK102886310SQ20121039979
公开日2013年1月23日 申请日期2012年10月19日 优先权日2012年10月19日
发明者李梅, 胡德志, 柳召刚, 王觅堂, 胡艳红, 张栋梁, 高凯 申请人:内蒙古科技大学
网友询问留言 已有0条留言
  • 还没有人留言评论。精彩留言会获得点赞!
1