一种从包头矿磁铁矿尾矿中回收萤石的选矿工艺

1.一种从包头矿磁铁矿尾矿中回收萤石的选矿工艺，其特征在于，采用优先脱硫-浮选稀土-磁选选铁-正浮选选萤石-反浮选选别工艺，首先将磁铁矿尾矿中的含硫矿物浮出，获得硫粗精矿；再将硫粗选尾矿中的稀土矿物浮出，获得稀土粗精矿；为了使铁矿物和萤石矿物大部分单体解离，将稀土粗选尾矿和稀土中矿1进一步细磨，再依次进行铁矿物和萤石矿物的选别，获得铁粗精矿和萤石精矿，具体步骤如下：
1）优先脱硫：采用异丙基黄药作为含硫矿物的捕收剂，硫酸铜为含硫矿物的活化剂，松醇油作为起泡剂，在硫酸铜用量0.1-0.2kg/t、捕收剂用量0.03-0.08kg/t、起泡剂
0.02-0.05kg/t、自然pH值、常温条件下将磁铁矿尾矿进行粗选选别含硫矿物，获得硫品位
20-25%、回收率50-60%的硫粗精矿和硫粗选尾矿，硫粗精矿需进一步选别获得硫精矿；
2）浮选稀土：采用一次粗选、一次精选的选别工艺，以优先脱硫浮选中产生的硫粗选尾矿作为浮选稀土的原料将稀土选出，步骤如下：
a.粗选：以质量比6-9:1的水杨羟肟酸和烷基羟肟酸的复配捕收剂为稀土捕收剂，水玻璃为矿浆调整剂，在水玻璃用量为4.8-5.8kg/t、捕收剂用量为3.2-4.0kg/t、矿浆温度
40-50℃、pH值9-9.5的条件下进行一次粗选，获得稀土粗选精矿和稀土尾矿；
b.一次精选：在捕收剂用量0.4-0.8kg/t、水玻璃用量0.8-1.3kg/t、矿浆温度
40-50℃、pH值9-9.5的条件下将稀土粗选精矿进行一次精选，获得稀土精矿1和稀土中矿
1；
c.将稀土粗选精矿和中矿合并后获得稀土品位30-36%、回收率72-80%的稀土粗精矿，稀土粗选尾矿和稀土中矿1作为铁选别的原料，稀土粗精矿需进一步选别获得稀土精矿；
3）磁选选铁：采用磨矿-磁选的铁选别工艺，步骤如下：
a.磁选：以浮选稀土中的稀土粗选尾矿和中矿1作为回收铁矿物的原料，将该原料细磨到-325目90-96%，然后在磁场强度为400-500 kA/m时进行磁选，获得铁品位25-32%、回收率40-50%的铁粗精矿和磁选尾矿；
b.将磁选尾矿作为萤石选别的原料，铁粗精矿需进一步选别获得铁精矿；
4）正浮选选萤石：
a．粗选：以质量比4:1:1:0.1的硫酸:水玻璃:羧甲基纤维素:硫酸锌作为萤石浮选的调整剂、油酸钠作为萤石矿物的捕收剂，在矿浆温度30-40℃、pH值5.5-6.5、调整剂用量为1.0-2.0kg/t、捕收剂用量为0.2-0.5kg/t的条件下将磁选尾矿进行一次粗选，得到萤石粗选精矿和萤石粗选尾矿；
b. 一次精选：在矿浆温度30-40℃、pH值5.5-6.5、调整剂用量为0.5-1.0kg/t、捕收剂用量为0.05-0.1kg/t的条件下将萤石粗选精矿进行一次精选，得到萤石精矿1和萤石中矿
1；
c. 二次精选：在矿浆温度30-40℃、pH值5.5-6.5、调整剂用量为0.2-0.4kg/t的条件下将萤石精矿1进行二次精选，得到萤石精矿2和萤石中矿2；
d．三次精选：在矿浆温度30-40℃、pH值5.5-6.5、调整剂用量为0.1-0.2kg/t的条件下将萤石精矿2进行三次精选，得到萤石精矿3和萤石中矿3；
e．四次精选：在矿浆温度30-40℃、自然pH值的条件下将萤石精矿3进行空白浮选，得到萤石精矿4和萤石中矿4；
f．五次精选：在矿浆温度30-40℃、pH值5.5-6.5、调整剂用量为0.05-0.1kg/t的条件下将萤石精矿4进行五次精选，得到萤石精矿5和萤石中矿5；
g．六次精选：在矿浆温度30-40℃、自然pH值的条件下将萤石精矿5进行空白浮选，得到萤石精矿6和萤石中矿6；
h．七次精选：在矿浆温度30-40℃、pH值5.5-6.5、调整剂用量为0.02-0.05kg/t的条件下将萤石精矿6进行精选，得到萤石精矿7和萤石中矿7；
i．八次精选：在矿浆温度30-40℃、pH值5.5-6.5、调整剂用量为0.01-0.02kg/t的条件下将萤石精矿7进行精选，得到萤石精矿8和萤石中矿8；
j．九次精选：在矿浆温度30-40℃、自然pH值的条件下将萤石精矿8进行空白浮选，得到萤石精矿9和萤石中矿9；
k. 萤石中矿8和萤石中矿9依次分别返回至萤石一次精选作业和三次精选作业，萤石粗选尾矿和萤石中矿1至萤石中矿7合并作为最终尾矿；
5）反浮选脱除萤石精矿杂质：
a．反浮选：以氟硅酸铵作为萤石精矿9的调整剂，在矿浆温度30-35℃、pH值5-6、调整剂用量为0.1-0.2kg/t的条件下将萤石精矿9进行反浮选，脱去萤石精矿9的杂质，得到最终萤石精矿和萤石中矿；
b．萤石中矿和磁选铁粗精矿合并作为进一步选铁的原料。

一种从包头矿磁铁矿尾矿中回收萤石的选矿工艺\n技术领域\n[0001] 本发明涉及一种从包头矿磁铁矿尾矿中回收萤石的选矿工艺，属于矿业工程技术领域。\n背景技术\n[0002] 白云鄂博矿是以铁、稀土、铌和萤石为主并伴有多金属共生的大型矿床，其中磁铁矿弱磁尾矿约为360万吨/年，含萤石20%左右。由于萤石矿物粒度细，含铁矿物、稀土矿物、脉石矿物与萤石矿物紧密共生，稀土、重晶石，磷灰石、方解石、白云石等矿物可浮性与萤石矿物相近，给萤石矿物的分离带来了较大困难。尽管国内对于较细粒级、矿物组成相对简单的萤石矿采用正浮选的方法取得了品位95%左右的萤石精矿，但是对于矿物组成复杂、粒度细的磁铁矿弱磁尾矿中的萤石矿物仍不能有效地分离。只有萤石选别工艺和药剂制度的创新，才能实现该尾矿中萤石的回收利用。\n发明内容\n[0003] 本发明的目的是提供一种从包头矿磁铁矿尾矿中回收萤石的选矿工艺。\n[0004] 本发明的目的按如下方式实现。\n[0005] 1、原料的处理\n[0006] 将现工艺过程中弱磁尾矿经自然干燥、碾碎、混合均匀；\n[0007] 2、优先脱硫\n[0008] 将上述原料作为脱硫浮选原料，采用异丙基黄药作为含硫矿物的捕收剂，硫酸铜为含硫矿物的活化剂，松醇油作为起泡剂，在硫酸铜用量0.1-0.2kg/t、捕收剂用量\n0.03-0.08kg/t、起泡剂0.02-0.05kg/t、自然pH值、常温条件下进行粗选选别含硫矿物，获得硫品位20-25%、回收率50-60%的硫粗精矿和硫粗选尾矿，硫粗精矿需进一步选别获得硫精矿；\n[0009] 3、浮选稀土\n[0010] 以上述步骤优先脱硫浮选中产生的硫粗选尾矿作为浮选稀土的原料，采用一次粗选、一次精选的选别工艺将稀土选出。首先以质量比6-9:1的水杨羟肟酸和烷基羟肟酸的复配捕收剂为稀土捕收剂，水玻璃为矿浆调整剂，在水玻璃用量为4.8-5.8kg/t、捕收剂用量为3.2-4.0kg/t、矿浆温度40-50℃、pH值9-9.5的条件下进行一次粗选，获得稀土粗选精矿和稀土尾矿；然后在捕收剂用量0.4-0.8kg/t、水玻璃用量0.8-1.3kg/t、矿浆温度\n40-50℃、pH值9-9.5的条件下将稀土粗精矿进行一次精选，获得稀土精矿1和稀土中矿1；\n将稀土粗选尾矿和稀土中矿1作为铁选别的原料，稀土粗选精矿和中矿合并后获得稀土品位30-36%、回收率72-80%的稀土粗精矿，稀土粗精矿需进一步选别获得稀土精矿；\n[0011] 4、磁选选铁\n[0012] 以上述步骤浮选稀土中的稀土粗选尾矿和中矿1作为回收铁矿物的原料，将该原料细磨到-325目90-96%，然后在磁场强度为400-500 kA/m时进行磁选，获得铁品位\n25-32%、回收率40-50%的铁粗精矿和磁选尾矿；将磁选尾矿作为萤石选别的原料，铁粗精矿需进一步选别获得铁精矿；\n[0013] 5、正浮选选萤石\n[0014] 以上述步骤获得的磁选尾矿作为萤石选别的原料，以质量比4:1:1:0.1的硫酸:\n水玻璃:羧甲基纤维素:硫酸锌作为萤石浮选的调整剂、油酸钠作为萤石矿物的捕收剂，在矿浆温度30-40℃、pH值5.5-6.5、调整剂用量为1.0-2.0kg/t、捕收剂用量为0.2-0.5kg/t的条件下将磁选尾矿进行一次粗选，得到萤石粗选精矿和萤石粗选尾矿；在矿浆温度\n30-40℃、pH值5.5-6.5、调整剂用量为0.5-1.0kg/t、捕收剂用量为0.05-0.1kg/t的条件下将萤石粗选精矿进行一次精选，得到萤石精矿1和萤石中矿1；在矿浆温度30-40℃、pH值5.5-6.5、调整剂用量为0.2-0.4kg/t的条件下将萤石精矿1进行二次精选，得到萤石精矿2和萤石中矿2；在矿浆温度30-40℃、pH值5.5-6.5、调整剂用量为0.1-0.2kg/t的条件下将萤石精矿2进行三次精选，得到萤石精矿3和萤石中矿3；在矿浆温度30-40℃、自然pH值的条件下将萤石精矿2进行空白浮选，得到萤石精矿4和萤石中矿4；在矿浆温度\n30-40℃、pH值5.5-6.5、调整剂用量为0.05-0.1kg/t的条件下将萤石精矿4进行五次精选，得到萤石精矿5和萤石中矿5；在矿浆温度30-40℃、自然pH值的条件下将萤石精矿5进行空白浮选，得到萤石精矿6和萤石中矿6；在矿浆温度30-40℃、pH值5.5-6.5、调整剂用量为0.02-0.05kg/t的条件下将萤石精矿6进行精选，得到萤石精矿7和萤石中矿7；在矿浆温度30-40℃、pH值5.5-6.5、调整剂用量为0.01-0.02kg/t的条件下将萤石精矿7进行精选，得到萤石精矿8和萤石中矿8；在矿浆温度30-40℃、自然pH值的条件下将萤石精矿8进行空白浮选，得到萤石精矿9和萤石中矿9；将萤石中矿8和萤石中矿9依次分别返回至萤石一次精选作业和三次精选作业，萤石粗选尾矿和萤石中矿1-萤石中矿7合并作为最终尾矿；\n[0015] 6、反浮选脱除萤石精矿杂质\n[0016] 采用上述步骤获得的萤石精矿9作为反浮选作业的原料，以氟硅酸铵作为调整剂，在矿浆温度30-35℃、pH值5-6、调整剂用量为0.1-0.2kg/t的条件下将萤石精矿9进行反浮选，脱去萤石精矿9的杂质，得到最终萤石精矿和萤石中矿；萤石中矿和磁选铁粗精矿合并作为进一步选铁的原料。\n[0017] 效果：本技术的特点是将有用矿物分段选出，首先采用优先脱硫的选别工艺将含大部分硫矿物去除，然后对脱硫尾矿采用高选择性的捕收剂和合理易行的药剂组合将稀土选出，得到高回收率和较高品位的稀土粗精矿，为获得合格的稀土精矿提供条件；通过对稀土尾矿和中矿1磨矿使大部分铁矿物和萤石矿物实现单体解离，再采用磁选作业使铁矿物品位得到进一步提高，为获得合格的铁精矿奠定基础；由于在浮选萤石前选出了含硫矿物、稀土矿物、铁矿物，使萤石给矿品位有了一定程度的提高，在浮选萤石时，采用了高效、选择性强、易于操作的抑制剂和捕收剂组合，很好地控制了矿浆中的细粒矿物的有效分散，实现了萤石矿物和脉石矿物的有效分离；采用简单易行的药剂组合，通过反浮选作业，将萤石精矿中的杂质脱除，获得了较高品位和回收率的萤石精矿，本工艺和适宜、高效的药剂组合解决了细粒级的萤石矿物从组成复杂、矿物性质相近的磁铁矿尾矿中的分离问题。\n附图说明\n[0018] 图1为本发明工艺流程图。\n具体实施方式\n[0019] 下面以具体实例对本发明做进一步说明。\n[0020] 一种从包头矿磁铁矿尾矿中回收萤石的选矿工艺，主要包括以下几个部分：\n[0021] 1、将现工艺过程中弱磁选尾矿经自然干燥、碾碎、混合均匀；\n[0022] 2、将上述步骤获得的原料作为脱硫浮选原料，在自然pH值、常温条件下，首先加入硫酸铜0.12kg/t作为含硫矿物的活化剂，然后加入异丙基黄药0.05kg/t作为含硫矿物的捕收剂，最后加入松醇油0.03kg/t作为起泡剂，进行粗选选别含硫矿物，获得硫品位\n23.36%、回收率55.76%的硫粗精矿和脱硫尾矿，其中脱硫尾矿作为浮选稀土的原料；\n[0023] 3、以上述步骤产生的尾矿作为浮选稀土的原料，以质量比7:1的水杨羟肟酸和烷基羟肟酸的复配捕收剂为稀土捕收剂，水玻璃为矿浆调整剂。首先控制矿浆温度为\n44-46℃，加入水玻璃5.2kg/t，使pH值为9-9.5，再加入捕收剂3.5kg/t，进行一次粗选，获得稀土粗选精矿和稀土尾矿；控制矿浆温度为44-46℃，加入水玻璃1.0kg/t，使pH值为\n9-9.5，再加入捕收剂0.6kg/t，将稀土粗精矿进行一次精选，获得稀土精矿1和稀土中矿\n1；\n[0024] 4、将稀土粗选尾矿和稀土中矿1作为铁选别的原料，获得的稀土品位34.58%、回收率75.74%的稀土粗精矿需通过进一步选别得到稀土精矿；\n[0025] 5、以上述步骤产生的稀土粗选尾矿和稀土中矿1作为回收铁矿物的原料，首先将该原料细磨到-325目93.2%，然后在磁场强度为413.9 kA/m时进行磁选，获得铁品位\n28.20%、回收率47.16%的铁粗精矿和磁选尾矿，其中磁选尾矿作为萤石选别的原料；\n[0026] 6、以上述步骤获得的磁选尾矿作为萤石选别的原料，以质量比4:1:1:0.1的硫酸:水玻璃:羧甲基纤维素:硫酸锌作为萤石浮选的调整剂、油酸钠作为萤石矿物的捕收剂。首先控制矿浆温度为32-33℃，加入调整剂1.5kg/t，调整pH值为6.0，然后加入捕收剂0.4kg/t，对磁选尾矿进行一次粗选，得到萤石粗选精矿和萤石粗选尾矿；调整矿浆温度为32-33℃，加入调整剂0.7kg/t，调整pH值为6.0，然后加入捕收剂0.08kg/t，对萤石粗选精矿进行一次精选，得到萤石精矿1和萤石中矿1；调整矿浆温度为32-33℃，加入调整剂\n0.3kg/t，调整pH值为6.0，对萤石精矿1进行二次精选，得到萤石精矿2和萤石中矿2；控制矿浆温度为32-33℃，加入调整剂0.15kg/t，调整pH值为6.0，对萤石精矿2进行三次精选，得到萤石精矿3和萤石中矿3；控制矿浆温度为32-33℃，在自然pH值条件下将萤石精矿3进行空白浮选，得到萤石精矿4和萤石中矿4；控制矿浆温度为32-33℃，加入调整剂\n0.08kg/t，调整pH值为6.0，对萤石精矿4进行五次精选，得到萤石精矿5和萤石中矿5；控制矿浆温度为32-33℃，自然pH值的条件下将萤石精矿5进行空白浮选，得到萤石精矿6和萤石中矿6；调整矿浆温度为32-33℃，加入调整剂0.03kg/t，调整pH值为6.2，对萤石精矿\n6进行精选，得到萤石精矿7和萤石中矿7；调整矿浆温度为32-33℃，加入调整剂0.015kg/t，调整pH值为6.2-6.4，对萤石精矿7进行精选，得到萤石精矿8和萤石中矿8；控制矿浆温度为32-33℃，在自然pH值条件下将萤石精矿8进行空白浮选，得到萤石精矿9和萤石中矿9；\n[0027] 7、将萤石中矿8和萤石中矿9依次分别返回至萤石一次精选作业和三次精选作业，萤石粗选尾矿和萤石中矿1-萤石中矿7合并作为最终尾矿；\n[0028] 8、以上述步骤获得的萤石精矿9作为反浮选作业的原料，采用氟硅酸铵作为调整剂，首先将矿浆温度调整到33℃，加入调整剂0.15kg/t，使pH值为5.2-5.4，对萤石精矿9进行反浮选，脱去萤石精矿9的杂质，得到最终萤石精矿和萤石中矿，其中萤石中矿和磁选铁粗精矿合并作为进一步选铁的原料；\n[0029] 9、采用优先脱硫-浮选稀土-磁选选铁-正浮选选萤石-反浮选选别工艺，可从含萤石22.10%的磁铁矿尾矿中，获得品位95.10%、回收率52.81%的萤石精矿。\n[0030] 以上所述是本发明最佳实施方式，本发明所述的工艺流程和参数，均包含于本发明专利申请范围内。