一种提高尾矿中稀土回收率和萤石品位的工艺方法
【专利摘要】本发明公开了一种提高尾矿中稀土回收率和萤石品位的工艺方法，包括以下步骤：1）将尾矿原料经过一级粗选、多级扫选和多级精选后得到混合泡沫和混合尾矿；2）将所述混合泡沫分离得到总稀土富集物和总萤石富集物；3）将所述总稀土富集物经过一级粗选、多级扫选和多级精选后得到稀土精矿；4）将所述总萤石富集物经过一级粗选、多级扫选和多级精选后得到萤石精矿。通过本发明的工艺方法，可以提高尾矿中稀土的回收率和萤石的品位。
【专利说明】—种提高尾矿中稀土回收率和萤石品位的工艺方法
【技术领域】
[0001]本发明涉及金属选矿领域，特别是涉及一种提高尾矿中稀土回收率和萤石品位的工艺方法。
【背景技术】
[0002]白云鄂博矿含丰富的铁、稀土、铌和萤石等，是世界罕见的矿产资源，但由于选矿技术没有突破，在目前生产中仅仅回收利用了 70%左右的铁和10%左右的稀土，其余都排入到尾矿中，堆存的尾矿量非常大，不仅浪费了矿产资源，而且对环境带来了影响。
[0003]在1995年由包钢编写的《白云鄂博矿冶工艺学》总结了过去几十年来对该共生矿进行选冶研究的成果，特别是选矿工艺研究成果，在选矿方面采用了弱磁一强磁一浮选联合选矿工艺，铁精矿品位大于60%，回收率大于70% ;稀土精矿品位也能达到60%以上，但是回收率都不高，目前还有少数从原矿生产稀土精矿的工厂，稀土精矿品位不到50%，只有45%左右，回收率仅仅为40?50%。现在的稀土精矿绝大部分是从该共生矿的尾矿中生产的，是强磁选铁以后的中矿，也可以说是选铁后的尾矿，只不过强磁中矿的稀土含量高一些，单独分出来供选稀土的原料，用这些原料经选矿生产出来的稀土精矿，品位仅50%，回收率也仅60%左右。如果生产品位大于60%的稀土精矿，则回收率就更低了，因此为了工厂效益问题，通常不生产品位大于60%的稀土精矿。
[0004]萤石的选矿也做了长时间的研究工作，《白云鄂博矿冶工艺学》介绍了强磁选尾矿进行回收萤石的选矿小型试验，试验结果是萤石品位85.14%，回收率只有30%左右。1992年选矿厂提供了从强磁粗选尾矿中回收萤石的小型试验报告，从尾矿中先选出品位81.20%,回收率50.18%的萤石粗精矿，再磨至-320目占95%，再经四次精选获得萤石精矿品位为95.82%，回收率为25.85%的萤石精矿。
【发明内容】
[0005]本发明的目的是提供一种提高尾矿中稀土回收率和萤石品位的工艺方法，通过本发明可获得稀土精矿品位含稀土元素氧化物(rare earth oxides, RE0)60%以上,其作业回收率达到90%以上，以及品位为97%以上的萤石精矿。
[0006]技术方案具体如下:
[0007]一种提高尾矿中稀土回收率和萤石品位的工艺方法，包括以下步骤:
[0008]I)将尾矿原料经过一级粗选、多级扫选和多级精选后得到混合泡沫和混合尾矿；尾矿原料经粗选得到粗选精矿和粗选尾矿，将粗选尾矿进行扫选分离出混合尾矿，将粗选精矿进行精选分离出混合泡沫；多级扫选和多级精选中每一级得到的中矿返回上一级；
[0009]2)将所述混合泡沫分离得到总稀土富集物和总萤石富集物；
[0010]3)将所述总稀土富集物经过一级粗选、多级扫选和多级精选后得到稀土精矿；所述总稀土富集物经粗选得到粗选稀土精矿和粗选稀土尾矿，将粗选稀土尾矿进行扫选，将粗选稀土精矿进行精选分离出稀土精矿；多级扫选和多级精选中每一级得到的中矿返回上一级；
[0011]4)将所述总萤石富集物经过一级粗选、多级扫选和多级精选后得到萤石精矿；所述总萤石富集物经粗选得到粗选萤石精矿和粗选萤石尾矿，将粗选萤石尾矿进行扫选分离出最终尾矿，将粗选萤石精矿进行精选分离出萤石精矿；多级扫选和多级精选中每一级得到的中矿返回上一级。
[0012]进一步:步骤I)中pH为10?11，温度为25 V?30°C，包括一次粗选、二次扫选和四次精选；粗选中，每250g尾矿原料中加入Na2C0329?32ml，水玻璃18?21ml，捕收剂49?52ml，得到粗选精矿和粗选尾矿；将粗选尾矿磨矿后进入扫选，第一级扫选中加入9?12ml水玻璃和18?21ml捕收剂，第二级扫选加入9?12ml捕收剂；将粗选精矿进行精选，第一级精选至第四级精选中分别加入13?16ml、9?12ml、9?12ml、4?7ml水玻璃。
[0013]进一步:步骤2)中所述混合泡沫脱药后，得到第一稀土富集物和第一萤石富集物；将第一萤石富集物进行水洗浓缩，得到第二稀土富集物和第二萤石富集物；当所述第一稀土富集物中铁含量大于3%时，将所述第一稀土富集物脱铁，得到第三稀土富集物；
[0014]步骤3)中粗选稀土尾矿扫选后分离出第三萤石富集物；将第二萤石富集物和第三萤石富集物作为总萤石富集物；当所述第一稀土富集物中铁含量> 3%时，将第二稀土富集物和第三稀土富集物作为总稀土富集物；当第一稀土富集物中铁含量< 3%时，将第一稀土富集物和第三稀土富集物作为总稀土富集物。
[0015]进一步:步骤2)中所述脱药包括六次精选，前三次精选各加15ml水玻璃，后三次精选各加IOml水玻璃，每级精选时加料干重为250克。
[0016]进一步:步骤3)中包括一次粗选、二次扫选和三次精选，其中，粗选温度为38?45°C，扫选和精选温度均为33?37°C ;粗选中，加入水玻璃10?13ml，木质素2?5ml，捕收剂16?19ml，起泡剂为2号油，加入量为IOml针管3?4滴，得到粗选稀土精矿和粗选稀土尾矿；将粗选稀土尾矿进行扫选，第一级扫选中加入5?8ml水玻璃和13?16ml捕收齐IJ，第二级扫选加入4?7ml水玻璃和18?20ml捕收剂；将粗选稀土精矿进行精选，第一级精选加入水玻璃5?8ml，木质素2?5ml和捕收剂14?16ml ;第二级精选和第三级精选中均加入水玻璃5?8ml,木质素2?5ml和捕收剂11?15ml。
[0017]进一步:步骤4)中pH为11?12，温度为室温，包括一次粗选、二次扫选和5?8次精选；粗选中，加入Na2C034?6ml，水玻璃13?16ml，油酸8?11ml，得到粗选萤石精矿和粗选萤石尾矿；将粗选萤石尾矿进行扫选，第一级扫选中加入4?6ml水玻璃和10?12ml油酸，第二级扫选加入8?Ilml油酸；将粗选萤石精矿进行精选，第一级精选至第四级精选中加14?17ml水玻璃，第五级精选至第八级精选中加8?IOml水玻璃和3?5ml油酸。
[0018]进一步:总萤石富集物中铁含量大于3%时，在表面磁场强度为0.2T?0.8T的条件下进行脱铁。
[0019]进一步:所述水玻璃和Na2CO3的溶质质量分数均为5% ;所述捕收剂和所述油酸的溶质质量分数均为2%。
[0020]进一步:当所述萤石精矿中铁含量大于1%时，在表面磁场强度为0.6T?1.0T的条件下进行降铁。
[0021 ] 进一步:当所述萤石精矿中氧化钙含量大于1%时，将其经溶质质量分数为5%的盐酸酸洗，固液体积比为1:10，温度为60~90°C，时间为10分钟以上，得到品位为97%以上的萤石精矿。
[0022]本发明的有益效果:
[0023]1、以白云鄂博尾矿或与之矿物组成相似的含有稀土、钍、铁、萤石和铌等矿石为原料，采用浮选、磁选改进了一条回收稀土和萤石选矿工艺，每一个分选作业均采用一次粗选、多级扫选和多级精选的闭路串级选矿工艺方式，每一个分选作业只产出精矿和尾矿两种产品，没有中矿产品，从而提高稀土回收率和萤石品位。
[0024]2、本发明是对从白云鄂博尾矿中回收稀土和萤石的传统工艺进行了改进，该新工艺中的每个选矿作业都采用了串级闭路选矿方式，其形式是通过粗选、扫选和精选逐级返回上一级的闭路形式，以得到闻品位和闻回收率的精矿。
[0025]3、本发明采用一级粗选、多级扫选和多级精选的串级闭路选矿方式，从品位为15%左右的稀土原料(稀土富集物)中，获得的稀土精矿品位含RE060%以上，作业回收率90%以上，该联合指标超过了从该共生矿选矿研究生产稀土精矿的所有历史指标；调整级数还可以达到更高的品位和回收率，而且所用药剂全部为传统药剂。
[0026]4、利用本发明生产工艺，生产出品位为97%以上的萤石精矿:控制萤石原料中的铁和稀土含量在2%以下，越低越好；当分选出的萤石精矿达不到规格要求时，用稀盐酸进行酸洗；萤石精矿中铁含量大于1%时，也可用强磁降铁，使萤石精矿达到更高的品级。
【专利附图】
【附图说明】
[0027]图1是本发明中混合浮选工艺的流程图；
[0028]图2是本发明中精选脱药工艺流程图；
[0029]图3是本发明中混合泡沫的分离流程图。
【具体实施方式】
[0030]以下结合附图和实施例对本发明作进一步说明。
[0031]本发明的整体思路是:第一步通过混合浮选分组，分成以稀土、萤石为主的泡沫产品和以铁、铌为主的尾矿产品。通过一次粗选、多次扫选和多次精选，混合泡沫中稀土和萤石的回收率大于95%，尾矿中稀土氧化物含量小于1%，氟含量小于1.5%。将混合泡沫进行后续的浮选、磁选时，采用一次粗选、多级扫选和多级精选的选矿方式，每一级的中矿逐级返回上一级，稀土精矿分选采用一级粗选、两次扫选、三次精选，萤石分选采用一次粗选、二次扫选、五次到八次精选，从而提闻稀土回收率和萤石品位。
[0032]扫选和精选的级数可以根据对精矿和尾矿指标要求，用分离系数进行计算，扫选和精选级数是随技术指标不同而变化，引进串级萃取理论(《稀土》(上册)串级萃取理论)应于选矿中:
【权利要求】
1.一种提高尾矿中稀土回收率和萤石品位的工艺方法，其特征在于，包括以下步骤: 1)将尾矿原料经过一级粗选、多级扫选和多级精选后得到混合泡沫和混合尾矿；尾矿原料经粗选得到粗选精矿和粗选尾矿，将粗选尾矿进行扫选分离出混合尾矿，将粗选精矿进行精选分离出混合泡沫；多级扫选和多级精选中每一级得到的中矿返回上一级； 2)将所述混合泡沫分离得到总稀土富集物和总萤石富集物； 3)将所述总稀土富集物经过一级粗选、多级扫选和多级精选后得到稀土精矿；所述总稀土富集物经粗选得到粗选稀土精矿和粗选稀土尾矿，将粗选稀土尾矿进行扫选，将粗选稀土精矿进行精选分离出稀土精矿；多级扫选和多级精选中每一级得到的中矿返回上一级； 4)将所述总萤石富集物经过一级粗选、多级扫选和多级精选后得到萤石精矿；所述总萤石富集物经粗选得到粗选萤石精矿和粗选萤石尾矿，将粗选萤石尾矿进行扫选分离出最终尾矿，将粗选萤石精矿进行精选分离出萤石精矿；多级扫选和多级精选中每一级得到的中矿返回上一级。
2.如权利要求1所述的工艺方法，其特征在于，步骤I)中pH为10~11，温度为25°C~30°C，包括一次粗选、二次扫选和四次精选；粗选中，每250g尾矿原料中加入Na2C0329~32ml，水玻璃18~21ml，捕收剂49~52ml，得到粗选精矿和粗选尾矿；将粗选尾矿磨矿后进入扫选，第一级扫选中加入9~12ml水玻璃和18~21ml捕收剂，第二级扫选加入9~12ml捕收剂；将粗选精矿进行精选，第一级精选至第四级精选中分别加入13~16ml、9~12ml,9 ~12ml、4 ~7ml 水玻璃。
3.如权利要求1所述的工艺方法，其特征在于，步骤2)中所述混合泡沫脱药后，得到第一稀土富集物和第一萤石富集物；将第一萤石富集物进行水洗浓缩，得到第二稀土富集物和第二萤石富集物；当所述第一稀土富集物中铁含量大于3%时，将所述第一稀土富集物脱铁，得到第三稀土富集物； 步骤3)中粗选稀土尾矿扫选后分离出第三萤石富集物；将第二萤石富集物和第三萤石富集物作为总萤石富集物；当所述第一稀土富集物中铁含量> 3%时，将第二稀土富集物和第三稀土富集物作为总稀土富集物；当第一稀土富集物中铁含量< 3%时，将第一稀土富集物和第三稀土富集物作为总稀土富集物。
4.如权利要求3所述的工艺方法，其特征在于，步骤2)中所述脱药包括六次精选，前三次精选各加15ml水玻璃，后三次精选各加IOml水玻璃，每级精选时加料干重为250克。
5.如权利要求1所述的工艺方法，其特征在于，步骤3)中包括一次粗选、二次扫选和三次精选，其中，粗选温度为38~45°C，扫选和精选温度均为33~37°C;粗选中，加入水玻璃10~13ml，木质素2~5ml，捕收剂16~19ml，起泡剂为2号油，加入量为IOml针管3~4滴，得到粗选稀土精矿和粗选稀土尾矿；将粗选稀土尾矿进行扫选，第一级扫选中加入5~8ml水玻璃和13~16ml捕收剂，第二级扫选加入4~7ml水玻璃和18~20ml捕收剂；将粗选稀土精矿进行精选，第一级精选加入水玻璃5~8ml，木质素2~5ml和捕收剂14~16ml ;第二级精选和第三级精选中均加入水玻璃5~8ml,木质素2~5ml和捕收剂11~15ml ο
6.如权利要求1所述的工艺方法,其特征在于,总萤石富集物中铁含量大于3%时,在表面磁场强度为0.2T~0.8T的条件下进行脱铁。
7.如权利要求1或6所述的工艺方法，其特征在于，步骤4)中pH为11~12，温度为室温，包括一次粗选、二次扫选和5~8次精选；粗选中，加入Na2C034~6ml，水玻璃13~16ml，油酸8~11ml，得到粗选萤石精矿和粗选萤石尾矿；将粗选萤石尾矿进行扫选，第一级扫选中加入4~6ml水玻璃和10~12ml油酸，第二级扫选加入8~Ilml油酸；将粗选萤石精矿进行精选，第一级精选至第四级精选中加14~17ml水玻璃，第五级精选至第八级精选中加8~IOml水玻璃和3~5ml油酸。
8.如权利要求7所述的工艺方法，其特征在于，所述水玻璃和Na2CO3的溶质质量分数均为5% ;所述捕收剂和所述油酸的溶质质量分数均为2%。
9.如权利要求1所述的工艺方法，其特征在于，当所述萤石精矿中铁含量大于1%时，在表面磁场强度为0.6T~1.0T的条件下进行降铁。
10.如权利要求1所述的工艺方法，其特征在于，当所述萤石精矿中氧化钙含量大于1%时，将其经溶质质量分数为5%的盐酸酸洗，固液体积比为1:10,温度为60~90°C,时间为10分钟以上，得到品位为97%以上的萤石精矿。
【文档编号】B03D101/04GK103831173SQ201410097246
【公开日】2014年6月4日 申请日期:2014年3月17日 优先权日:2014年3月17日
【发明者】张永, 邬虎林, 马鹏起, 车丽萍, 马艳萍, 任俊环 申请人:内蒙古包钢钢联股份有限公司