一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法与流程

本发明涉及选矿领域领域，尤其涉及一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法。
背景技术：
：包头白云鄂博矿床系沉积变质热液交代的铁、稀土、铌多金属共生大型矿床，已发现有71种元素，170多种矿物，矿石类型多，其中稀土储量居世界之首，稀土矿物约有15种之多，但主要为氟碳铈矿和独居石轻稀土混合矿，比例为7:3或6:4，约占全国稀土储量的80％。有用矿物之间共生关系密切，嵌布粒度细小，稀土矿物粒度一般在0.074～0.01mm之间。包头的混合矿组成复杂，矿石中有用稀土矿物氟碳铈矿和独居石与伴生的有用矿物及脉石矿物的磁性、电性、比重及可浮选性十分相近，这些性质就决定了包头混合稀土矿是一种难选的稀土矿石。目前回收稀土资源的途径主要是从包钢选铁的尾矿中进行回收，有少量稀土选矿厂直接从白云鄂博原矿、围岩中进行回收，从包钢尾矿坝中回收稀土只进行过试验研究，没有大规模的生产回收稀土。冶炼工艺决定了稀土精矿产品的种类，目前稀土选矿厂只生产品位50％左右和55～60％的两种稀土精矿产品，品位50％左右稀土精矿采用浓硫酸焙烧法提取氯化稀土，品位55～60％的稀土精矿采用烧碱分解法提取氯化稀土，这两种工艺都存在一定的三废污染问题无法解决，稀土选矿厂的生产方式是以包钢选铁后的尾矿为原料，原料稀土品位8～10％，粒度-200目80～85％，采用开路流程生产品位50％的稀土精矿，排尾稀土品位2～5％左右，稀土回收率在60％左右，当原料粒度较细时或浮选条件较优时，便生产品位55～60％的稀土精矿，但稀土回收率有所下降，因此稀土选矿厂没有一套全面的浮选工艺流程来控制精矿的品位、种类、回收率，只是在生产中根据实际情况来制定精矿的品位、种类、回收率，限制了稀土选矿、冶炼的发展。为了解决稀土行业的精矿种类单一和冶炼三废污染的问题，包钢矿山研究院于2018年与包钢集团公司签订“稀土资源高效分离及资源保护技术研究”立项合同，合同编号为bgky-2018-y-056，合同期为2018-2019年两年。其中包含以宝山矿业公司生产的强磁尾矿为试验试料，分离出高品位稀土精矿的任务。技术实现要素：为了解决上述问题，本发明的目的是提供一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法，运用该方法能够得到高品位的稀土精矿，该方法工艺简单有效，便于工业组织生产，无污染，稀土回收率高，有效的解决了现有混合稀土冶炼工艺因原料问题而无法彻底改进的窘境。为解决上述技术问题，本发明采用如下技术方案：一种混合型稀土矿提高稀土品位的方法，包括如下步骤：磨矿：将混合型稀土矿磨至-200目98％以上；粗选：将经过磨矿后的混合型稀土矿调浆后加入到浮选槽中，并开始搅拌进行浮选，粗选矿浆浓度为60～70％左右，矿浆温度为大于50℃以上；在搅拌的同时依次按重量比加入：抑制剂2.92kg/t,捕收剂4.0kg/t，粗选时矿浆的ph为8～10，粗选后的产品为粗选精矿和粗选尾矿；精选：①第一次精选：将粗选得到的粗选精矿矿浆直接加入到浮选槽中并开始搅拌进行浮选，矿浆温度为大于50℃以上；在搅拌的同时依次加入抑制剂和捕收剂1.2kg/t，精选时矿浆的ph值为8～10，该精选后的产品为精矿1和中矿1；②第二次精选：将第一次精选得到的精矿1矿浆直接加入到浮选槽中并开始搅拌进行浮选，矿浆温度为大于50℃以上；在搅拌的同时依次加入抑制剂和捕收剂，精选时矿浆的ph值为8～10，该精选后的产品为精矿2和中矿2；③第三次精选：将第二次精选得到的精矿2矿浆直接加入到浮选槽中并开始搅拌进行浮选，矿浆温度为大于50℃以上；在搅拌的同时依次抑制剂和捕收剂，精选时矿浆的ph为8～10，该精选后的产品为精矿3和中矿3；④第四次精选：将第三次精选得到的精矿3矿浆直接加入到浮选槽中并开始搅拌进行浮选，矿浆温度为大于50℃以上；该精选后的产品为高品位的稀土精矿和中矿4。进一步的，还包括：将精选中的中矿2～中矿4分别经过滤机过滤阴干，将阴干后的中矿3和中矿4进行磨矿，将磨好的矿与阴干后的中矿2一起返回到粗选进行闭路循环浮选试验。进一步的，所述精选的第一次精选中，在搅拌的同时依次按重量比加入：抑制剂1.16kg/t,捕收剂1.2kg/t。进一步的，所述精选的第二次精选中，在搅拌的同时依次加入：抑制剂0.48kg/t,捕收剂0.24kg/t。进一步的，所述精选的第三次精选中，在搅拌的同时依次加入：抑制剂0.48kg/t,捕收剂0.24kg/t。进一步的，所述抑制剂为水玻璃为宝山公司的20％水玻璃并用自来水稀释至5％。进一步的，所述捕收剂为naoh旨化搅拌配制成ph≧10的4％的溶液，具体制备方法如下：称取20克捕收剂放入到烧杯中，往该烧杯加入100～200毫升的自来水进行搅拌1～2分钟，再将称取3～7克的固体naoh加入该烧杯中一起进行搅拌30分钟后，定容至500毫升的容量平中，该容量瓶中的溶液浓度为4％，用ph试纸检测该溶液ph值≥10。进一步的，所述混合型稀土矿为磁尾矿，如宝山矿业在处理白云鄂博中贫氧化矿过程中，采用强磁机分选氧化铁矿物时，所生产的强磁选铁的尾矿。与现有技术相比，本发明的有益技术效果：经过磨矿—闭路浮选一部分中矿再磨后返回闭路的流程，可以直接获得回收率为85.97％、稀土品位为65.93％稀土精矿的指标。该方法工艺简单有效，便于工业组织生产，无污染，稀土回收率高，有效的解决了现有混合稀土冶炼工艺因原料问题而无法彻底改进的窘境。附图说明下面结合附图说明对本发明作进一步说明。图1强磁尾矿中的包头矿、稀土矿物与其它矿物连生体的面扫描电镜图(注：该图是地质的图像是矿物的电镜图)；图2强磁尾矿中稀土矿物与磷灰石、萤石连生体的面扫描电镜图(注：该图是地质的图像是矿物的电镜图)；图3强磁尾矿中稀土矿物与铁矿物连生体的面扫描电镜图(注：该图是地质的图像是矿物的电镜图)；图4是本发明的工艺流程图；图5是本发明kyr-3药剂试验数质量流程图；图6是为reo＞65％精矿产品(注：该产品的照片)；图7是对生产出的产品reo＞65％精矿中稀土、铁、萤石矿物连生体及萤石、稀土包裹体显微镜扫描图(注：该产品在显微镜下的扫描图)；图8是对生产出的产品reo＞65％精矿中稀土、萤石、铁矿物连生体及萤石、稀土包裹体显微镜扫描图(注：该产品在显微镜下的扫描图)；图9是reo＞65％精矿产品的面扫描电镜图(注：该图是地质的图像是矿物的电镜图)；图10是reo＞65％精矿产品的各元素面电镜相图(注：该图是地质的图像是确定矿物中含有相关原子)。具体实施方式实施例1.原矿性质本项目试验所用矿样由包钢矿山研究院与宝山矿业公司共同采取，具体采法为在宝山矿业生产一切正常情况下，确定取样日期为2017年6月12日至2017年6月17日，取样点为选铁车间强磁尾矿取样点，取样方式为每日早晨取一次，下午取一次，共取十次，在宝山矿业院内阴干。双方共同混匀后，约1400千克。本矿样经双方确认具有代表性，拉回包钢矿研院作为试验矿样。对原矿进行矿物面扫描电镜图见附图1～图3。1.1原矿分析对原矿进行化学多元素分析、筛分粒级分析、物相分析、矿物组成分析结果见表1-1～表1-6：表1-1原矿多元素分析结果成份tfefeoreocaf2snb2o5p含量(％)10.801.5010.1228.282.020.191.64成份sfek2ona2ocaomgoal2o3mno2含量(％)5.400.160.1126.403.420.780.93成份tio2tho2sio2sc2o3(ppm)bao含量(％)0.5040.04211.98236.261.90表1-2原矿筛分粒级分析结果由表1-2中分析结果知：原矿粒度明显粗，-200目(即-0.074mm)不足80％，-500目(即-0.028mm)不足50％，可能是因为宝山原矿采用二段磨矿，而选矿厂采用三段磨矿的因素。稀土随着粒度变细，品位升高，说明稀土相对易磨，镜下看稀土解离度随粒度变细而提高；特别是-500目粒级的稀土占比达到了62.97％的比例；铁的品位粒级除+200目(即+0.074mm)粒级较低外，其它粒级相对平均；铌的品位与铁的分布相近，萤石的品位随粒级变细，相对降低。-500目粒级镜下观察，存在较多小于10微米的矿泥，且有团聚现象，小于10微米特别是小于5微米的矿物主要以萤石和含铁硅酸盐较多，稀土矿物较小；这部分矿物可能与宝山矿业磨矿时采用循环水磨矿有关，且循环水中含有大量的剩余药剂(包括絮凝剂)，造成级细粒级矿物团聚，减弱了大井的脱泥效果，给后面的工艺操作特别是浮选作业带来了很大困难。表1-3原矿矿物组成分析结果表1-4原矿稀土物相分析结果稀土物相氟碳酸盐中reo磷酸盐中reo合计含量(％)6.483.7810.26占有率(％)63.1636.84100.00表1-5原矿磷物相分析结果磷物相独居石中磷磷灰石中磷合计含量(％)1.230.852.08占有率(％)59.1340.87100.00表1-6原矿铁物相分析结果对原矿进行矿物解离度分析结果见表1-7～表1-9：表1-7原矿稀土矿物解离度分析结果由表1-7结果可知：在磨矿-200目(即-0.074mm)占此为78.31％的情况下，稀土矿物的解离度为53.92％；且主要连生体为稀土—萤石、稀土—铁矿物的连生体，占连生体比重为91.71％。明显低于《白云鄂博主东矿中贫氧化矿》弱磁—强磁—浮选综合回收铁、稀土工业分流试验报告中的磨矿-200目91.98％强磁尾矿的稀土矿物解离度为66.10％。表1-8原矿铁矿物解离度分析结果表1-9原矿萤石矿物解离度分析结果由表1-9结果可知：在磨矿-200目(即-0.074mm)78.31％的情况下，萤石矿物的解离度为44.98％，主要连生体为硅酸盐、稀土矿物、铁矿物，与《白云鄂博主东矿中贫氧化矿》弱磁—强磁—浮选综合回收铁、稀土工业分流试验报告的-200目91.98％强磁尾矿的萤石矿物解离度为66.80％明显降低。2.1分选reo≧65％的稀土精矿的试验如果要提高到reo≧65％的稀土精矿品位必须提高稀土精矿中粗粒级的解离度，采用中矿磨矿后返回浮选给的方式，易造成稀土粗选作业的泥化现象。因此，我们必须解决二个问题，一改善磨矿，减少过磨；二必须对药剂的选择性进一步提高。我们对磨矿工艺进行了调整，将塔磨中的小球拿出，增加新球，装球5千克，装矿3千克，加水3千克，矿浆高于球面5厘米以上；这样在磨矿中，细粒矿物与球的接触几率减少，粗粒矿物与球的接触几率增加。调整到固定转速下磨矿3分钟，打开放矿门，将磨机中细粒级矿物排出，关闭放矿门，继续细磨2分钟后排出。在这种磨矿条件下共生产矿样150千克，凉干后，筛分备用。筛分分析结果见表2-1：表2-1原矿再磨筛分分析元素结果由表2-1结果知：产品中+200目(即+0.074mm)由原来6.92％下降为1.51％降低5.41％；+325目(即+0.045mm)由原来的4.18％升到5.92％；-325目(即-0.045mm)由原来的9.07％上升为14.06％；-500目(即-0.028mm)由原来的81.26％降低到78.51％；特别是+325目稀土占有率仅有3.91％，为中矿磨矿返回流下了空间。对原矿再磨进行矿物组成分析结果见表2-2：表2-2原矿再磨矿物组成分析结果对原矿进行矿物解离度分析结果见表2-3：表2-3原矿稀土矿物解离度分析结果2.2kyr-2药剂中矿2和中矿3磨矿返回试验试验所用浮选机为xf-d-63多槽式不锈钢浮选机。药剂配制：水玻璃取自宝山公司的20％，用自来水稀释至5％，捕收剂kyr-2使用naoh旨化搅拌配制成ph≧10的4％的溶液使用。矿样采用上述磨矿产品。试验设计工艺采用一粗三精流程：试验所用球磨机为2.0立升立式塔磨型细磨机，分别进行了磨矿2分钟、3分钟、4分钟、5分钟的浮选试验，5分钟的磨矿产品在浮选时泥化现象非常严重，浮选不易操作，4分钟时效果较好。选择磨矿时间为4分钟，但考虑到进行闭路试验可能带来的泥化现象，同时进行了中矿返回磨矿的试验，均对浮选现象产生了影响。kyr-2药剂套式试验结果见表2-4：表2-4闭路套式试验结果由表2-4可知：采用中矿磨矿后返回浮选给的方式，因为浮选时粗选作业的泥化现象较大，造成尾矿中reo含量较高，精矿中reo含量及收率都较差。精矿对各粒级的回收率也印证了-500目(即-0.028mm)的回收率最高，将-500目(即-0.028mm)精矿产品在镜下观察解离度较高，但存在大量小于10微米及小于5微米的泥化矿物，以萤石和硅酸盐矿物为主，大粒杂质矿物以含铁矿物为主，且细粒矿物有团聚现象。要想提高稀土精矿品位必须提高稀土药剂对细粒矿物的选择性。同时对磨矿进行改进，对工艺进行改进为一粗四精。2.3通过浮选试验确定磨矿条件试验所用球磨机为立式塔磨型细磨机，分别将中矿(即n2+n3)进行了磨矿4分钟、6分钟、8分钟的浮选试验，磨矿产品在浮选时泥化现象非常严重，浮选不易操作，同时进行了中矿返回磨矿的试验，均对浮选现象产生了影响。最终找到了分步磨矿的条件。将浮选中的中矿3(即n3)和中矿4(即n4)加入2.0立升的塔式磨机中，加水120毫升，调整到固定转速下磨矿8分钟，将磨机中细粒级矿物排出，加水洗净球磨机。试验所用浮选机为xf-d-63多槽式不锈钢浮选机。药剂配制：水玻璃取自宝山公司的20％，用自来水稀释至5％，捕收剂kyr-3使用naoh旨化搅拌配制成ph≧10的4％的溶液使用。将上述磨矿产品和浮选中的中矿2混合放置，浸出上层清水进行浮选试验，我们进行了平行试验。试验设计小型工艺流程见附图4：对该工艺流程进行kyr-3药剂试验数质量流程见附图5：kyr-3药剂平行试验，试验结果见表2-5：表2-5kyr-3平行试验结果从平行试验结果知，在这种磨矿条件下即可满足对精矿品位的要求，也能满足综合利用对尾矿的稀土品位要求。在这种磨矿条件下我们进行了闭路稳定试验及加权平均结果见表2-6和表2-7：表2-6闭路稳定试验结果表2-7加权平均结果产品名称产率(％)品位(％)回收率(％)精矿13.0265.9385.97中矿133.811.766.01尾矿53.171.518.02合计100.009.98100.00中矿42.0251.0310.37中矿39.7143.7142.48中矿210.8712.4913.59通过闭路稳定试验，满足了设计要求，我们分别对浮选产品中的稀土精矿、稀土中矿1、稀土尾矿进行了化学多元素分析筛分分析结果分别见表2-8～表2-9：表2-8精矿筛分分析元素结果(注：caf2是化验f折算成caf2)表2-9中矿筛分分析元素结果由表2-9可知：中矿1(即n1)的稀土品位较低，达到了排尾要求，可以直接排尾，没有必要返回给矿。由于中矿1粒级级细，-500目(即-0.028mm)占比达到94.74％以上，且含矿泥较多，直接排尾可以减轻矿泥对浮选的影响，有利于浮选。表2-10尾矿筛分分析元素结果分析了稀土精矿各粒级的回收率及品位结果见表2-10：并分析了稀土在尾矿和中矿1中各粒级的损失率见表2-11：表2-1165％精矿各粒级稀土金属回收情况表2-12中矿1和尾矿各粒级稀土损失率情况由表2-11和表2-12粒度分析，由于对磨矿的改善，使+325目(即+0.045mm)粒级的尾矿中稀土损失率明显比分选reo≧60％时降低，由4.977％下降为2.643％；由于对精矿品位提高的要求，我们对中矿3和中矿4混合后浓缩，磨矿中矿3和中矿4混合后，稀土品位明显高于原矿品位且矿量较少，造成操作损失，使得浮选给矿的稀土含量reo品位由10.48％下降为10.06％，特别是对精矿的影响要大于尾矿，造成精矿总的回收率偏低。同时由于对中矿3和中矿4进行细磨，有少量过磨现象，使得中矿1中-500目(即-0.028mm)粒级的金属损失明显增加，结果是相比分选reo≧60％时-325目(即-0.045mm)粒级损失率由9.014％提高到了12.527％。对图2-3工艺流程中的浮选产品进行化学多元素分析结果见表2-13：表2-13浮选的产品多元素分析结果对图2-3工艺流程进行精矿矿物组成分析、物相分析及解离度结果见表2-14～表2-18：表2-14精矿矿物组成分析结果表2-15精矿稀土物相分析结果稀土物相氟碳酸盐中reo磷酸盐中reo合计含量(％)42.9122.8565.76占有率(％)65.2534.75100.00表2-16精矿铁物相分析结果表2-17精矿磷物相分析结果磷物相独居石中磷磷灰石中磷合计含量(％)4.1660.5444.71占有率(％)88.4511.55100.00表2-18精矿解离度分析结果由表2-18结果可知：reo≥65％的精矿中，稀土单体矿物占比80.88％，对精矿品位贡献为53.35％，连生体贡献达到12.55％，单体脉石矿物较少。特别是萤石矿物的降低，对稀土精矿品位贡献最大。对reo≥65％精矿进行显微镜扫描见附图7和附图8：又对reo≥65％精矿进行电镜面扫描图和各元素面扫描电镜相图见附图9和附图10：稀土矿物(氟碳铈矿、独居石等，粒径10～20μm)与萤石、硅酸盐矿物(粒径15～40μm)紧密共生，稀土矿物与萤石包裹-连生较常见。偶见少量包头矿(粒径3～12μm)，偶见少量细粒重晶石(粒径为10μm左右)。我们对尾矿进行矿物组成分析及解离度分析结果见表2-19和表2-20：表2-19尾矿矿物组成分析结果表2-20尾矿稀土矿物解离度分析结果以上所述的实施例仅是对本发明的优选方式进行描述，并非对本发明的范围进行限定，在不脱离本发明设计精神的前提下，本领域普通技术人员对本发明的技术方案做出的各种变形和改进，均应落入本发明权利要求书确定的保护范围内。当前第1页12