当前位置:首页 期刊杂志

西南某稀土尾矿选矿预富集工艺试验

时间:2024-07-28

张 巍

(四川省地矿局成都综合岩矿测试中心)



西南某稀土尾矿选矿预富集工艺试验

张巍

(四川省地矿局成都综合岩矿测试中心)

摘要西南某稀土选厂尾矿REO品位为1.44%,稀土矿物主要为氟碳铈矿,并可综合回收萤石和重晶石。为综合利用该稀土尾矿,开展了单一浮选、重选—磁选、磁选—重选、磁选—浮选4种选矿预富集工艺试验。结果表明:①1粗1扫单一浮选流程可获得REO品位为8.10%、回收率为84.58%的稀土精矿,但药剂成本较高,无法综合回收萤石和重晶石;②重选—磁选联合工艺流程可获得REO品位为19.40%、回收率为82.48%的稀土精矿,但尾矿中CaF2和BaSO4损失较大,分别为16.42%,26.77%;③磁选—重选和磁选—浮选联合工艺流程均能获得REO品位为11.04%、回收率高达97.55%的稀土精矿,但后者对CaF2和BaSO4整体回收效果较好,其中BaSO4回收率高16.95个百分点,同时抛尾产率增加50.89个百分点,且具有设备占地面积小的优点。因此,磁—浮选联合流程可作为该稀土尾矿的选矿预富集工艺,能够较好的实现稀土矿物的初步富集和萤石、重晶石的综合回收,具有技术和经济优势,可为其开发利用提供借鉴。

关键词稀土尾矿综合利用抛尾

稀土作为我国的战略性资源,保证其高效开发利用对我国国民经济的发展具有重要意义。我国西南地区稀土矿资源丰富,但由于早期开发过程中缺乏先进的采、选、冶技术支撑,普遍存在着综合利用率低、浪费严重的问题。因此,开展稀土选矿尾矿和排土场固体废弃物资源化与综合回收利用技术研究,对提高稀土资源的综合利用率,实现稀土尾矿资源的减量化、效益化和安全化具有重大意义[1-4]。

西南某典型稀土尾矿稀土元素氧化物REO含量为1.44%,随着稀土矿的不断贫化和选、冶技术的进步,该尾矿已具有一定的再选利用价值。对其进行单一浮选、重选—磁选、磁选—重选、磁选—浮选4种选矿预富集工艺对比试验,为确定最终的选矿流程、获得合格的稀土精矿打下基础。

1矿石性质

试验矿样取自西南某典型稀土矿尾矿,较易泥化。破碎至-2 mm后对试样进行主要化学成分分析和主要矿物组成分析,结果分别见表1、表2。

表1主要化学成分分析结果

%

表2主要矿物组成分析结果

%

由表1、表2可知,该稀土尾矿中REO含量为1.44%,稀土矿物主要为氟碳铈矿,是要回收的主要目的矿物;独居石少量,说明试样中的稀土主要为轻稀土。CaF2和BaSO4含量分别为11.39%、8.89%,氟主要以萤石形式存在,钡主要以重晶石形式存在,可进行综合回收。

对试样进行MLA主要矿物连生关系及解离度测定,结果见表3。

表3MLA主要矿物连生关系及解离度测定结果

%

由表3结合工艺矿物学研究结果可知,试样中氟碳铈矿多为单体,粒径在0.06~0.62 mm,其余主要与硅铝酸盐矿物连生,其次与石英、重晶石、金红石和萤石等连生,解离度为73.78%;独居石主要与硅铝酸盐矿物、石英、重晶石连生,其次与萤石、金红石和铁氧化物等连生,解离度47.11%。萤石主要以单体形式存在,粒度差异大,粒径多在0.06~1 mm,其余与硅铝酸盐矿物、石英、重晶石等连生,解离度为90.13%;重晶石也多为单体,粒径为0.10~0.30 mm,主要与硅铝酸盐矿物、石英连生,其次与萤石、氟碳铈矿和铁氧化物等连生,解离度为81.22%。

2试验结果与讨论

氟碳铈型稀土矿的选别加工主要采用重选、磁选、浮选等方法[5-8]。试样中目标矿物氟碳铈矿及需综合回收的萤石、重晶石含量较低,单一的重选或磁选工艺难以达到预期效果。对其进行单一浮选和磁选、重选、浮选的联合工艺选矿试验。

2.1单一浮选试验

单一浮选采用1粗1扫流程优先浮选REO,捕收剂为改性羟肟酸,对试样进行全泥浮选试验,流程见图1,结果见表4。

图1 1粗1扫浮选预富集试验流程

表4单一浮选预富集试验结果

%

表4表明,采用单一浮选流程能够有效实现稀土矿物的分离、富集,稀土精矿REO品位为8.10%、回收率为84.58%。但单一浮选工艺存在两个弊端,一是浮选药剂成本较高,二是萤石、重晶石没有得到综合回收。

2.2重选—磁选联合流程试验

重选采用LYN(S)2 100 mm×1 050 mm型摇床,磁选采用SLon-100周期式高梯度磁选机,磁场强度为960 kA/m。为避免过磨,对其进行预先筛分—磨矿预处理。试验流程见图2,结果见表5。

图2 重选—磁选联合试验流程

表5重选—磁选联合流程试验结果

%

从表5可以看出,重选—磁选工艺获得的稀土精矿中REO品位为19.40%、回收率为82.48%,氟钡精矿中CaF2品位为33.68%、回收率79.59%,BaSO4品位为21.63%、回收率65.57%,能够实现氟碳铈矿、萤石、重晶石与脉石矿物的初步富集,但分选效果不佳。重选尾矿中细粒级的萤石、重晶石等损失较大,损失在尾矿中CaF2达16.42%,BaSO4损失率达26.77%。

2.3磁选—重选联合流程试验

利用稀土矿物的弱磁性及萤石、重晶石和脉石矿物的非磁性,磁选—重选联合流程试验采用磁选实现稀土矿物的分离,尾矿通过重选富集萤石、重晶石。磁选仍采用磁场强度为960 kA/m 的SLon-100周期式高梯度磁选机进行1粗1扫磁选,重选采用LYN(S)2 100 mm×1 050 mm型摇床进行。试验流程见图3,结果见表6。

图3 磁选—重选联合试验流程

表6磁选—重选联合流程试验结果

%

表6表明,高梯度磁选能够较好的实现氟碳铈矿的有效富集。试验获得产率为12.61%、REO品位为11.04%、回收率高达97.55%的稀土精矿。但采用摇床重选抛除磁选尾矿中的脉石矿物时,同样存在着细粒级的萤石、重晶石损失较大的问题,脉石中CaF2和BaSO4损失率分别为8.50%,20.67%,且重选设备占地面积较大,不利于厂房的布置。

2.4磁选—浮选联合流程试验

为了解决重选工艺中细粒级萤石、重晶石损失大的问题,采用浮选代替重选进行磁选—浮选联合流程试验,以期在保证REO回收率的同时提高萤石、重晶石回收率。磁选采用磁场强度用960 kA/m的SLon-100周期式高梯度磁选机、重选采用LYN(S)2 100 mm×1 050 mm型摇床进行,试验流程见图4,结果见表7。

表7磁选—浮选联合流程试验结果

%

图4 磁选—浮选联合试验流程

从表7可以看出,磁选—浮选联合流程试验可获得产率为12.61%、REO品位为11.04%、回收率为97.55%的稀土精矿和产率为20.62%的氟钡精矿,其中CaF2含量为43.72%、CaF2回收率为79.23%,BaSO4含量为37.26%、BaSO4回收率为86.61%,同时可抛除产率66.77%的脉石,脉石中REO损失率仅1.72%,CaF2损失率为17.19%,BaSO4损失率为7.07%。说明高梯度磁选尾矿采用浮选代替重选可以较好地解决细粒级萤石、重晶石在尾矿中损失较大的问题,是适用于该类型稀土尾矿较优的初步选别工艺,为进一步的稀土选别和萤石、重晶石的综合回收奠定了基础。

3结论

(1)该稀土尾矿REO品位为1.44%,主要以氟碳铈矿的形式存在。为回收利用其中的稀土并综合回收萤石、重晶石,对该稀土尾矿试样进行选矿工艺

试验,以选择适宜的工艺流程。

(2)单一浮选、重—磁选、磁—重选、磁—浮选4种选矿工艺对比试验结果表明,4种选矿工艺均能实现稀土矿物的初步富集,但单一浮选、重—磁选工艺萤石、重晶石损失较大,不能有效回收氟、钡。在获得REO品位为12.61%、97.55%的稀土精矿前提下,磁—浮选联合工艺流程较磁—重选可抛除较多的尾矿,且CaF2和BaSO4总体损失较少,氟钡精矿中BaSO4回收率提高16.95个百分点。

(3)磁—浮选联合工艺流程能够较好地实现该稀土尾矿中稀土矿物的初步富集,并可综合回收萤石、重晶石,并且具有处理量大、占地面积小、绿色环保、成本低的优点,具有经济和技术优势,是适用于该稀土尾矿较好的预先富集方法。

参考文献

[1]车丽萍,余永富.我国稀土矿选矿生产现状及选矿技术发展[J].稀土,2006,27(1):95-102.

[2]赖才书,胡显智,字富庭.我国矿山尾矿资源综合利用现状及对策[J].矿产综合利用,2011,8(4):11-13.

[3]张光伟,崔学奇.我国稀土尾矿资源的综合回收利用现状及展望[J].矿业研究与开发,2012,32(6):116-119.

[4]郭茂林,贾志琦,刘翠玲,等.中国稀土产业现状及战略安全的几点建议[J].科技情报开发与经济,2009,19( 32) :95-98.

[5]余永富.我国稀土矿选矿技术及其发展[J].中国矿业大学学报,2001,30( 6) :537-542.

[6]熊文良,陈炳炎.四川冕宁稀土矿选矿试验研究[J].稀土,2009,30(3):89-92.

[7]王国祥,周建英,涂明泉.四川省冕宁县牦牛坪稀土尾矿综合利用探讨[J].资源环境与工程,2007,21(5) :624-628.

[8]赵瑞超,张邦文,布林朝克,等.从稀土尾矿中回收稀土的试验研究[J].内蒙古科技大学学报,2012,31(1) :9-13.

Beneficiation Preenrichment Process Experiment on a Rare Earth Tailing in Southwest China

Zhang Wei

(Chengdu Comprehensive Rock Ore Testing Center, Sichuan Province Departmental)

AbstractThere is 1.44% REO in tailing of a rare-earth mill from Southwest China, rare earth minerals are mainly bastnaesite, fluorite and barite can be comprehensively recovered. For the comprehensive utilization of the rare earth tailings, four mineral processing pre-enrichment process including single flotation, gravity-magnetic separation, magnetic-gravity separation, magnetic-flotation were conducted. Results show that: ①via one roughing one scavenging single flotation process, rare earth concentrate with REO grade of 8.10% and recovery of 84.58% was obtained, while the reagent cost is higher also fluorite and barite cannot be comprehensive recovered; ②via gravity-magnetic separation process, rare earth concentrate with REO grade of 19.40% and recovery of 82.48% was obtained, while loss of CaF2 and BaSO4 was too high, by 16.42% and 26.77% respectively; ③via magnetic-gravity separation or magnetic-flotation process, rare earth concentrate with REO grade of 11.04% and recovery of 97.55% was obtained, while the latter process has better comprehensive recovery effect on CaF2 and BaSO4, of which the BaSO4 recovery was higher 16.95 percentage points, and the tailings discarding rate increased 50.89 percentage points, moreover the latter process has advantage of smaller occupation of land. Therefore, magnetic-flotation combined process can be used as the pre-enrichment process of beneficiation on the rare earth tailing, can better realize the preliminary enrichment of rare earth minerals and comprehensive recovery of fluorite and barite, has the technical and economic advantages, can provide reference for its development and utilization.

KeywordsRare earth tailings, Comprehensive utilization, Discarding tailings

(收稿日期2015-10-28)

张巍(1987—),男,工程师,610081 四川省成都市人民北路一段25号。

免责声明

我们致力于保护作者版权,注重分享,被刊用文章因无法核实真实出处,未能及时与作者取得联系,或有版权异议的,请联系管理员,我们会立即处理! 部分文章是来自各大过期杂志,内容仅供学习参考,不准确地方联系删除处理!