一种从稀土尾矿中高效回收稀土、萤石和重晶石的方法技术

本发明专利技术属于节能环保技术领域，提供了一种从稀土尾矿中高效回收稀土、萤石和重晶石的方法。具体为：(1)向尾矿矿浆中加入水玻璃100～600g/t，重晶石抑制剂50～400g/t，稀土和萤石捕收剂100～400g/t，搅拌调浆；(2)进行混合浮选初选、扫选和精选作业，得到浮选精选精矿和浮选精选尾矿；(3)对浮选精选精矿进行强磁选初选和扫选作业，得到强磁尾矿即为最终萤石精矿；(4)将强磁精矿进行稀土重选粗选和扫选作业，得到稀土重选精矿即为最终稀土精矿；(5)将浮选精选尾矿进行重晶石重选粗选、扫选、精选和扫精作业，得到重晶石重选精矿即为最终重晶石精矿。本发明专利技术方法很好解决了矿石中的稀土、萤石和重晶石的回收难问题，所得目标矿物的品位高、且回收率高。

【技术实现步骤摘要】
一种从稀土尾矿中高效回收稀土、萤石和重晶石的方法
本专利技术属于节能环保
，涉及金属/非金属资源清洁开发与利用领域以及尾矿污染治理
，尤其涉及降低尾矿污染物处理能耗、保护环境、矿物高值化处理
，具体涉及一种从稀土尾矿中高效回收稀土、萤石和重晶石的方法，以解决现有尾矿中。
技术介绍
选矿行业中产生了大量的尾矿，而尾矿中含有一部分可以回收利用的金属或非金属，这些物质存在于尾矿中不仅会造成生态环境污染，而且还会造成资源的浪费。稀土广泛应用于电子、军事、石油化工、新能源等领域。稀土矿产资源的开发受技术限制，产生了大量含稀土、萤石和重晶石的尾矿，这些尾矿资源不仅造成了资源浪费，而且存在较大的环境污染风险，一直倍受环保领域的关注。同时涉及稀土尾矿的处理大多需要采用高温流态化焙烧作业，其能耗极大，选矿成本极高，如何降低稀土尾矿污染物处理的能耗，实现矿物的高值化处理，一直是选矿人员研发的重点。萤石(CaF2)是工业氟元素的主要来源，因熔点低等特性广泛用于钢铁、炼铝、化工、水泥、玻璃、陶瓷、铸石、光学仪器等领域，是稀缺性、国家“战略性资源”。我国稀土资源十分丰富，但开发利用过程中通常遵循先富后贫、先易后难的原则。上世纪开发稀土矿产资源过程中，受开发技术影响，仅回收了矿石中的稀土，且稀土矿产资源的综合回收率普遍在40～60％，大量的稀土和共伴生的萤石、重晶石等矿产资源被排入尾矿库，造成资源浪费和存在环境风险。随着现代工业的高速发展和选冶新技术、新设备和新药剂的应用，尾矿中有用矿产资源的高效利用成为了可能。在矿石回收过程中，稀土常采用磁浮、重浮、重磁浮等工艺，萤石采用浮选工艺，重晶石采用重选、重浮、全浮等工艺。但目前的工艺仅涉及从稀土尾矿中回收稀土或萤石，或是仅针对两种尾矿产品，而难以同时将这三种目标矿物都回收出来，且目前同时回收两种产品的回收率已经较低，难以有效保证精矿品位的同时还能提高目标矿物的回收率。中国专利CN110860369A公布的一种从稀土尾矿中回收超低品位稀土、萤石的选矿方法，主要步骤大致是：S1、对稀土尾矿进行稀土萤石混合浮选，得到品位合格的混合浮选粗精矿；S2、对浮选混合粗精矿进行湿式磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿；S3、对S2得到的磁选尾矿进行萤石浮选，得到萤石精矿。上述专利缺点有：(1)未进行矿石中的重晶石回收；(2)直接对磁选尾矿进行浮选作业，这个过程中，需对矿浆进行浓缩，提高浮选浓度，增加了流程复杂程度；(3)磁选精矿仍需多级精选才能获得稀土精矿，设备多，选矿成本高，且最终难以同时兼顾稀土精矿的品位和回收率。专利CN108480037A中涉及一种从伴生多金属矿物的铁尾矿中回收铁、稀土、萤石和铌的选矿方法，其是以白云鄂博尾矿为原料，进行弱磁选和强磁选预富集，将预富集精矿进行流态化焙烧，将焙烧得到的焙烧产物进行弱磁选作业，从而得到弱磁精矿和含有稀土的弱磁尾矿；再对弱磁尾矿进行稀土浮选作业，最终得到稀土浮选精矿和稀土浮选尾矿，然后利用稀土浮选尾矿经酸浸工艺后得到富铌渣及酸洗尾矿，同时对预富集的强磁尾矿进行萤石浮选作业得到萤石浮选精矿和萤石浮选尾矿。该专利方法虽然能从尾矿中回收多种有用元素，但是其工艺流程复杂，特别是需要进行高温流态化焙烧和酸洗操作，其焙烧温度高达500～900℃，实际生产上极难应用，使用成本较高，操作难度大。而且即使该选矿方法采用了极难实施且工艺成本极大的高温流态化焙烧作业，所浮选出来的稀土精矿品位也仅达到65％以上，回收率仅为75％以上，萤石精矿品位和回收率分别为90％以上和80％以上，但仍有待提高，另一方面，该方法仍然无法从稀土尾矿中回收重晶石。中国专利CN108176517A中虽然提及了一种重晶石矿石的选矿工艺，但是该方法无法解决从稀土矿中高效回收重晶石的问题，且其中记载，重晶石选矿方法的选择受矿石类型、原矿性质、矿山规模，以及用途等的影响较大，难以采用统一方法从不同矿石中选择出重晶石。上述选矿方法分别涉及稀土中部分尾矿的回收利用，但仍存在诸多回收方面的不利影响，而要想从稀土尾矿中同时回收利用这三种尾矿的难度极高，目前未有某一工艺能够很好利用，同时这种回收利用率极低，基本没有生产效益。通过现有技术的研究发现，稀土矿、萤石、重晶石的矿石界面性质相似，在浮选体系下，浮选药剂对三者均有一定程度的捕收(活化)或抑制作用，三者的富集提纯并不能靠现有简单的选矿作业即可完成，只能尝试通过多次反复的精选作业来实现。然而众所周知的是，在三者的闭路选矿过程中，多次精选作业虽然可提高精矿产品的质量，但必然会影响精矿的回收率，进行多次精选作业虽然理论上可获得精矿质量高的三种尾矿产品，但是实际回收过程中相应精矿产品的回收率极低，市场价值较低；同理，进行多次扫选作业虽理论上可提高精矿回收率，但必会影响精矿品质。因此，对于尾矿中同时回收稀土、萤石和重晶石矿而言，单靠多次的精扫选作业，现有方法是难以在保证回收率的同时获得合格的精矿产品，精扫作业难以有效平衡，所得产品的品质和回收率均不高，在此现有技术中难以实现将稀土尾矿中的稀土、萤石和重晶石同时进行高效回收的方法，目前目标矿物的品位和回收率难以同时保证。如中国专利CN10722288A中对强磁选尾矿进行一粗三精浮选，最后得到的稀土精矿REO品位为50.5％，但回收率仅达到30％；对稀土浮选尾矿采用一粗八精浮选得到的CaF2萤石精矿品位为93％，但回收率仅为49.5％。综上所述，对于目前的选矿技术而言，难以从稀土尾矿中同时高效富集回收稀土、萤石和重晶石，如何解决现有技术存在的回收效率低、回收成本高、且精矿品位不高的问题，成为本专利技术亟待解决的技术问题。
技术实现思路
本专利技术的目的就是为了解决上述技术问题，而提供一种从稀土尾矿中高效回收稀土、萤石和重晶石的方法。本专利技术方法能够高效从稀土尾矿中同时富集回收稀土、萤石和重晶石，通过本专利技术的药剂选择以及相应的选矿步骤，能够对矿物中各种脉石矿物进行选择性抑制，降低了药剂的用量，提高了所得稀土、萤石和重晶石精矿的品位，且三种矿物的回收率高，选矿成本也得以大幅度降低。为了实现上述目的，本专利技术提供的一种从稀土尾矿中高效回收稀土、萤石和重晶石的方法，其包括以下步骤：(1)将稀土尾矿磨细至-0.075mm含量为55～75％，加水配制成浓度为25～40％的矿浆；(2)向步骤(1)所得矿浆中逐次加入水玻璃100～600g/t，重晶石抑制剂50～400g/t，稀土和萤石捕收剂100～400g/t，进行搅拌调浆；所述水玻璃由酸化水玻璃和盐化水玻璃按质量比1:2组成，所述的重晶石抑制剂是由栲胶和鞣酸按质量比3:1组成；(3)对步骤(2)所得物进行混合浮选粗选作业——混合粗精矿脱泥作业——混合浮选扫选作业——混合浮选精选作业，得到浮选精选精矿和浮选精选尾矿；将浮选精选尾矿进入混合浮选扫选作业，得到扫选尾矿为最终浮选尾矿；将浮选精选精矿进行步骤(4)的选矿作业；(4)将步骤(3)所得浮选精选精矿进行强磁粗选作业和强磁扫选作业，得到强磁精矿和强磁尾矿本文档来自技高网...

【技术保护点】
1.一种从稀土尾矿中高效回收稀土、萤石和重晶石的方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：/n(1)将稀土尾矿磨细至-0.075mm含量为55～75％，加水配制成浓度为25～40％的矿浆；/n(2)向步骤(1)所得矿浆中逐次加入水玻璃100～600g/t，重晶石抑制剂50～400g/t，稀土和萤石捕收剂100～400g/t，进行搅拌调浆；所述水玻璃由酸化水玻璃和盐化水玻璃按质量比1:2组成，所述的重晶石抑制剂是由栲胶和鞣酸按质量比3:1组成；/n(3)对步骤(2)所得物进行混合浮选粗选作业——混合粗精矿脱泥作业——混合浮选扫选作业——混合浮选精选作业，得到浮选精选精矿和浮选精选尾矿；将浮选精选尾矿进入混合浮选扫选作业，得到扫选尾矿为最终浮选尾矿；将浮选精选精矿进行步骤(4)的选矿作业；/n(4)将步骤(3)所得浮选精选精矿进行强磁粗选作业和强磁扫选作业，得到强磁精矿和强磁尾矿；强磁尾矿即为最终萤石精矿，将强磁精矿进行步骤(5)的选矿作业；/n(5)将步骤(4)所得强磁精矿进行稀土重选粗选作业和稀土重选扫选作业，得到稀土重选精矿和稀土重选尾矿；稀土重选精矿即为最终稀土精矿，稀土重选尾矿返回步骤(3)的强磁粗选作业；/n(6)将步骤(3)所得最终浮选尾矿进行重晶石重选粗选作业——重晶石重选扫选作业——重晶石重选精选作业——重晶石重选扫精作业，得到重晶石重选精矿和重晶石重选尾矿；重晶石重选精矿即为最终重晶石精矿，重晶石重选尾矿返回重晶石重选扫选作业，得到最终尾矿。/n...

【技术特征摘要】
1.一种从稀土尾矿中高效回收稀土、萤石和重晶石的方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：
(1)将稀土尾矿磨细至-0.075mm含量为55～75％，加水配制成浓度为25～40％的矿浆；
(2)向步骤(1)所得矿浆中逐次加入水玻璃100～600g/t，重晶石抑制剂50～400g/t，稀土和萤石捕收剂100～400g/t，进行搅拌调浆；所述水玻璃由酸化水玻璃和盐化水玻璃按质量比1:2组成，所述的重晶石抑制剂是由栲胶和鞣酸按质量比3:1组成；
(3)对步骤(2)所得物进行混合浮选粗选作业——混合粗精矿脱泥作业——混合浮选扫选作业——混合浮选精选作业，得到浮选精选精矿和浮选精选尾矿；将浮选精选尾矿进入混合浮选扫选作业，得到扫选尾矿为最终浮选尾矿；将浮选精选精矿进行步骤(4)的选矿作业；
(4)将步骤(3)所得浮选精选精矿进行强磁粗选作业和强磁扫选作业，得到强磁精矿和强磁尾矿；强磁尾矿即为最终萤石精矿，将强磁精矿进行步骤(5)的选矿作业；
(5)将步骤(4)所得强磁精矿进行稀土重选粗选作业和稀土重选扫选作业，得到稀土重选精矿和稀土重选尾矿；稀土重选精矿即为最终稀土精矿，稀土重选尾矿返回步骤(3)的强磁粗选作业；
(6)将步骤(3)所得最终浮选尾矿进行重晶石重选粗选作业——重晶石重选扫选作业——重晶石重选精选作业——重晶石重选扫精作业，得到重晶石重选精矿和重晶石重选尾矿；重晶石重选精矿即为最终重晶石精矿，重晶石重选尾矿返回重晶石重选扫选作业，得到最终尾矿。


2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)中所述的稀土尾矿是指含有稀土、萤石、重晶石的尾矿，且三者中至少有一种达到伴生矿最低工业品位要求。


3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)中所述的水玻璃是指模数在2.5～3.0的水玻璃，所述水玻璃中酸化水玻璃是水玻璃与硫酸以摩尔比5:1混合，其pH＝2，所述盐化水玻璃是水玻璃与硫酸铝以摩尔比4:1混合，其pH＝9；优选的，步骤(2)中所述的稀土和萤石捕收剂是指油酸、乳化油酸、皂化油酸、羟肟酸中的一种或几种药剂的组合。


4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)中所述混合浮选粗选作业的具体步骤为：
对经过搅拌调浆的稀土尾矿样，在浮选设备中进行粗选作业，得到粗选稀土和萤石精矿以及粗选尾矿，粗选稀土和萤石精矿作为下一步混合粗精矿脱泥作业的原料，而粗选尾矿作为稀土和萤石扫选的原料；
优选的，步骤(3)中所述混合粗精矿脱泥作业的具体步骤为：
将粗选稀土和萤石精矿加入机械脱泥设备，脱去-0.038mm矿泥，+0.038mm进入下一步混合浮选精选作业的原料，-0.038mm矿泥返回混合浮选粗选作业；
优选的，步骤(3)中所述混合浮选扫选作业的具体步骤为：
以粗选尾矿作为稀土和萤石扫选作业原料，加入到扫选槽中进行扫选作业，首先搅拌调浆，并加入稀土和萤石捕收剂30～60g/t，进行扫选Ⅰ作业，扫选Ⅰ得到扫选Ⅰ精矿和扫选Ⅰ尾矿，扫选Ⅰ精矿返回到粗选作业中，扫选Ⅰ尾矿加入到扫选Ⅱ作业中，搅拌调浆，同样加入稀土和萤石捕收剂20～50g/t，进行扫选Ⅱ作业，扫选Ⅱ得到扫选Ⅱ精矿和扫选Ⅱ尾矿，扫选Ⅱ精矿返回到扫选Ⅰ作业中，扫选Ⅱ尾矿为最终浮选尾矿，最终浮选尾矿作为下一步重选重晶石的原料。


5.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，步骤(3)中所述混合浮选精选作业的具体步骤为：
以粗选稀土和萤石精矿作为原料，首先搅拌调浆，加入水玻璃50～200g/t、重晶石抑制剂100～400g/t，进行精选Ⅰ作业，精选Ⅰ作业得到精选Ⅰ精矿和精选Ⅰ尾矿，精选Ⅰ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅰ尾矿进入扫选Ⅰ作业；
精选Ⅰ精矿进入精选Ⅱ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃30～150g/t、重晶石抑制剂50～200g/t，然后进行精选Ⅱ作业，得到精选Ⅱ精矿和精选Ⅱ尾矿，其中精选Ⅱ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅱ尾矿返回精选Ⅰ作业；
精选Ⅱ精矿进入精选Ⅲ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃30～120g/t、重晶石抑制剂30～150g/t，然后进行精选Ⅲ作业，得到精选Ⅲ精矿和精选Ⅲ尾矿，其中精选Ⅲ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅲ尾矿返回精选Ⅱ作业；
精选Ⅲ精矿进入精选Ⅳ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃30～100g/t、重晶石抑制剂20～100g/t，然后进行精选Ⅳ作业，得到精选Ⅳ精矿和精选Ⅳ尾矿，其中精选Ⅳ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅳ尾矿返回精选Ⅲ作业；
精选Ⅳ精矿进入精选Ⅴ作业，首先搅拌调浆，加入水玻璃20～80g/t、重晶石抑制剂20～50g/t，然后进行精选Ⅴ作业，得到精选Ⅴ精矿和精选Ⅴ尾矿，其中精选Ⅴ精矿作为进一步精选的原料，精选Ⅴ尾矿返回精选Ⅳ作业；
精选Ⅴ精矿进入精选Ⅵ作业，...

【专利技术属性】
技术研发人员：喻福涛，余新文，杨晓军，马翔，何婷，
申请(专利权)人：四川省地质矿产勘查开发局成都综合岩矿测试中心，
类型：发明
国别省市：四川;51