包头矿氧化矿浮选尾矿中回收铁和稀土的选矿工艺

技术领域

本发明属于矿业工程技术领域，具体涉及一种包头矿氧化矿浮选尾矿 中回收铁和稀土的选矿工艺。

背景技术

白云鄂博矿是以铁、稀土为主并伴有多金属共生的大型矿床，其中稀 土储量居世界第一位。该矿以“贫”、“细”、“杂”著称，通过多 年的科研攻关，目前采用的选矿生产工艺，只能回收70%的铁和大约1 5%的稀土，30%的铁和85%的稀土损失到尾矿中。包钢选矿厂氧化矿经 选别后获得铁精矿，铁精矿再经反浮选产生的浮选尾矿每年排入尾矿 库45万吨，由于尾矿成分复杂，主要包括硅酸盐、碳酸盐、磷酸盐、 硫酸盐等脉石矿物，铁矿物、稀土矿物和脉石矿物呈浸染状或包裹体 形式紧密共生，铁矿物和稀土矿物粒度一般小于0.04mm，尽管该尾矿 中含铁较高，一般不低于30%，稀土含量在7%～8%之间，但是由于浮选 尾矿中铁矿物和稀土矿物嵌布粒度很细，含铁硅酸盐和铁矿物、稀土 矿物和萤石矿物的可浮性相近，导致回收铁矿物和稀土矿物难度很大 ，造成尾矿中铁和稀土矿物不能回收利用。目前回收细粒铁矿物的磨 矿细度控制在-325目占95%以内，这对于氧化矿浮选尾矿中的稀土矿物 和铁矿物是不能实现单体解离的；由于大量细泥的存在造成了浮选细 粒稀土矿物过程恶化，使稀土矿物和脉石矿物不能有效分离。为了使 该尾矿中铁和稀土矿物得到最大限度地回收，必须使铁矿物和稀土矿 物充分单体解离，在分选过程中必须控制好矿浆的分散状态，采用合 理高效的药剂组合，避免大量细泥恶化选矿过程，实现稀土矿物和脉 石矿物的分离。

发明内容

本发明的目的是提供包头矿氧化矿浮选尾矿中回收铁和稀土的选矿工 艺。

本发明的目的按如下方式实现。

1、氧化矿浮选尾矿铁的回收工艺

将氧化矿浮选尾矿经自然干燥、碾碎、混匀磨至-500目占86-87%，在 114-124kA/m条件下磁选，，获得一段磁选粗精矿，并抛除部分尾矿； 将获得的一段磁选粗精矿细磨至-500目占93-94%，然后在95-105 kA /m条件下进行磁选，获得二段磁选粗精矿，再次抛除部分尾矿；再将 二段磁选粗精矿进行三段磨矿，磨矿细度为-500目占96-97%，最后在 75-84kA/m磁场强度下进行磁选最终得到磁选铁精矿，同时抛除部分尾 矿。通过分段抛除尾矿，不仅使大部分铁矿物和稀土矿物得到单体解 离，而且降低了磨矿成本。氧化矿浮选尾矿选矿工艺采用三段磨矿三 段磁选，可从含铁26-33%的氧化矿浮选尾矿中，获得铁品位大于64%、 回收率大于 56%的铁精矿。

2、氧化矿浮选尾矿稀土的回收工艺

以上述氧化矿浮选尾矿铁的回收工艺流程中的三段磨矿-三段磁选产生 的总尾矿作为稀土浮选原料，以多聚磷酸钠作为矿浆分散剂、2-羟基 3-萘基甲羟肟酸或质量比6-8:1的水杨羟肟酸和烷基羟肟酸作为稀土捕 收剂、水玻璃为pH调整剂和抑制剂，在pH值9-9.5、矿浆温度40-50℃ 、分散剂用量0.2-0.4kg/t，、捕收剂用量3.0-4.0kg/t、水玻璃用量 2.0-4.0kg/t的条件下进行一次粗选，获得稀土粗精矿；在pH值9-9.5 、矿浆温度40-50℃、捕收剂用量0.4-0.6kg/t、水玻璃用量0.9-1.1k g/t的较佳条件下将稀土粗精矿进行一次精选，获得精矿1和中矿1；  在pH值8.5-9、矿浆温度40-50℃、捕收剂用量0-0.1kg/t、水玻璃用量 0.05-0.15kg/t的较佳条件下将稀土精矿1进行二次精选，获得精矿2和 中矿2；在在pH值8.5-9、矿浆温度40-50℃、水玻璃用量0.05-0.15kg /t的较佳条件下将稀土精矿2进行三次精选，获得最终稀土精矿和中矿 3；稀土粗选尾矿和中矿1、中矿2合并作为最终尾矿，中矿3返回二次 精选作业。在稀土粗选时通过加入分散剂控制矿浆处于良好的分散状 态，再采用高效简单的浮选药剂组合，采用一次粗选、三次精选的稀 土选别工艺，可以从稀土品位7-9%的给矿中，获得品位大于58%、回收 率大于64%的稀土精矿。

效果：本技术首先采用三段磨矿-三段磁选工艺回收铁矿物，不仅使大 部分铁矿物和稀土矿物实现了单体解离，而且通过分段抛除尾矿，降 低了磨矿能耗，节省了磨矿成本，同时获得了较高品位和回收率的铁 精矿；采用控制分散-浮选工艺回收稀土矿物，很好地控制了矿浆中的 微细粒矿物的有效分散；采用高效分散剂和合理易行的抑制剂和捕收 剂组合，获得了高品位和高回收率的稀土精矿，实现了稀土矿物和脉 石矿物有效地分离，解决了含铁硅酸盐和铁矿物、稀土矿物和脉石矿 物分离问题。

附图说明

图1为本发明工艺流程图。

具体实施方式

下面以具体实例对本发明做进一步说明。

实施例1

包头矿氧化矿浮选尾矿中回收铁和稀土的选矿工艺，主要包括以下几 个部分：

1、将氧化矿浮选尾矿经自然干燥、碾碎、混匀磨至-500目占86.6%， 在119.4kA/m条件下进行磁选，获得一段磁选粗精矿，并抛除部分尾矿 。

2、将上述步骤1获得的磁选粗精矿细磨至-500目占93.2%，然后在99. 5 kA/m条件下进行磁选获得二段磁选精矿，并抛除部分尾矿。

3、将上述步骤2获得的磁选精矿，再进行三段磨矿，磨矿细度为-500 目占96.8%，最后在79.6kA/m磁场强度下进行磁选最终得到铁精矿，再 次抛除部分尾矿。

4、通过三段磨矿-三段磁选，可从含铁为28.59%的氧化矿浮选尾矿中 ，获得产率25.06%、含铁64.47%、回收率56.51%的铁精矿。

5、以上述步骤1、2、3各阶段磁选的尾矿作为稀土浮选原料，首先将 矿浆温度控制在45℃，加入水玻璃3.0kg/t，使矿浆pH值为9-9.5，然 后加入分散剂多聚磷酸钠用量0.3kg/t，使矿浆中超细颗粒处于良好的 分散状态，再加入质量比8:1水杨羟肟酸和烷基羟肟酸捕收剂3.0kg/t 进行粗选，获得稀土粗精矿和尾矿；一次精选时控制矿浆温度45℃， 然后加入水玻璃1.0kg/t，使pH值为9-9.5，再加入捕收剂0.4kg/t，浮 选后得到精矿1和中矿1；二次精选时调整矿浆温度45℃，然后水玻璃 0.1kg/t，使pH值为8.5-9，浮选后得到精矿2和中矿2；三次精选时控 制矿浆温度45℃，加入水玻璃用量0.1kg/t，使pH值为8.5-9，浮选后 得到精矿3和中矿3。

6、稀土粗选尾矿和中矿1、中矿2作为最终尾矿抛除，中矿3闭路返回 二次精选作业。

7、通过控制分散、一次粗选、三次精选-浮选工艺选别稀土后，可从 含稀土含量为8.87%的氧化矿浮选尾矿中，获得产率9.88%、稀土含量 58.12%、回收率64.75%的稀土精矿。

实施例2

包头矿氧化矿浮选尾矿中回收铁和稀土的选矿工艺，主要包括以下几 个部分：

1、将氧化矿浮选尾矿经自然干燥、碾碎、混匀磨至-500目占86.6%， 在119.4kA/m条件下进行磁选，获得一段磁选粗精矿，并抛除部分尾矿 。

2、将上述步骤1获得的磁选粗精矿细磨至-500目占93.2%，然后在99. 5 kA/m条件下进行磁选获得二段磁选精矿，并抛除部分尾矿。

3、将上述步骤2获得的磁选精矿，再进行三段磨矿，磨矿细度为-500 目占96.8%，最后在79.6kA/m磁场强度下进行磁选最终得到铁精矿，再 次抛除部分尾矿。

4、通过三段磨矿-三段磁选，可从含铁为28.59%的氧化矿浮选尾矿中 ，获得产率25.06%、含铁64.47%、回收率56.51%的铁精矿。

5、以上述步骤1、2、3各阶段磁选的尾矿作为稀土浮选原料，首先将 矿浆温度控制在45℃，加入水玻璃2.5kg/t，使矿浆pH值为9-9.5，然 后加入分散剂多聚磷酸钠用量0.35kg/t，使矿浆中超细颗粒处于良好 的分散状态，再加入2-羟基3-萘基甲羟肟酸捕收剂3.8kg/t进行粗选， 获得稀土粗精矿和尾矿；一次精选时控制矿浆温度45℃，加入水玻璃 0.9kg/t，使pH值为9-9.5，再加入捕收剂0.6kg/t，浮选后得到精矿1 和中矿1；二次精选时控制矿浆温度45℃，然后加入水玻璃0.1kg/t， 保持pH值为8.5-9，再加入捕收剂0.2kg/t，浮选后得到精矿2和中 矿2；三次精选时控制矿浆温度45℃，加入水玻璃用量0.1kg/t，使pH 值为8.5-9，浮选后得到精矿3和中矿3。

6、通过控制分散、一次粗选、三次精选浮选工艺选别稀土后，可从含 稀土含量为8.10%的氧化矿浮选尾矿中，获得产率9.51%、稀土含量57 .69%、回收率65.05%的稀土精矿。

7、稀土粗选尾矿和中矿1、中矿2作为最终尾矿抛除，中矿3闭路返回 二次精选作业。

以上所述是本发明最佳的实施方式，凡依本发明所述的工艺流程和工 艺条件，均包含于本发明专利申请范围内。