1、四川某低品位稀土尾矿回收稀土实验研究周政,熊文良,张丽军,陈达,蔺慧杰,欧阳安妮(中国地质科学院矿产综合利用研究所,四川省稀土技术创新中心,中国地质调查局稀土资源应用技术创新中心,四川成都610041)摘要:这是一篇矿物加工工程领域的论文。本研究以四川某稀土尾矿为研究对象,通过工艺矿物学研究表明尾矿中稀土金属成分的分布矿物较一致,主要存在矿物为氟碳铈矿及氟碳钙铈矿。由于样品中稀土品位较低,仅为 1.06%,采用重选工艺对尾矿中的稀土矿物进行预富集,以达到降低选矿成本的目的。对预富集的产品开展浮-磁工艺研究,捕收剂采用自主研发的植物基部分取代氨基苯环的绿色高效药剂 RF802,抑制剂采用水玻璃,
2、经一粗三精一扫的浮选工艺和强磁选工艺,可获得 REO 品位为 53.63%、回收率为 70.54%的稀土精矿,实现了该低品位稀土尾矿中稀土矿物的有效回收利用。关键词:矿物加工工程;稀土尾矿;预富集;浮选;磁选doi:10.3969/j.issn.1000-6532.2023.04.010中图分类号:TD955文献标志码:A文章编号:1000-6532(2023)04006605稀土是国家重要的战略资源,稀土工业产品广泛应用于国民经济和国防各个领域,不仅对传统产业技术进步和优化升级产生重大影响,而且已经成为发展高端制造、节能环保、新能源等战略性新兴产业不可缺少的关键材料1-3。我国稀土储量虽然是
3、世界第一,但经过半个多世纪的超强度开采,稀土资源保有储量及保障年限不断下降,在全球的占有率呈逐年下降趋势,从 1992 年的 80%减少到 2015 年的 42%,至 2020 年稀土储量全球占比仅为 36.67%4-6。开展稀土尾矿中稀土回收实验研究,不仅可以提高稀土矿物的回收率,还可以减少尾矿堆存量,具有显著的经济和环境效益7-8。1实验原料和实验方案1.1实验原料实验所用尾矿取自四川某稀土选厂,为确定实验样品中各元素的含量,对该尾矿进行了化学多元素分析,分析结果见表 1。表1样品化学多项分析结果/%Table1Resultsofchemicalmultielementanalysisof
4、sampleTREOSrOCaF2BaOSiO2Al2O3MgOFe2O3SK2OMnOTiO2ThO2ZnPbCaO1.0610.7717.393.5920.247.301.082.881.652.660.140.230.00320.0230.01418.12由表 1 可看出,除了稀土矿物可以选矿回收外,尾矿中伴生的萤石和锶矿物也可以考虑综合回收利用。尾矿中 SiO2含量较高,表明尾矿中主要脉石矿物为硅酸盐类矿物。通过矿石光、薄片的显微镜观察研究表明,样品中稀土金属成分的分布矿物较一致,其主要的存在矿物为氟碳铈镧矿及氟碳钙铈镧矿,80%的稀土呈氟碳铈镧矿形式存在,其余 20%呈氟碳钙铈镧矿。
5、样品中碳铈镧矿粗细分布不均,呈零星散布或单体存在,粒级中均可见到氟碳铈镧矿与碳酸盐矿物、长石、石英、重晶石或天青石和萤石组成的连生体,偶见与重晶石或天青石收稿日期:2023-06-08基金项目:四川省科技计划项目(2022JDR0355,2022ZHCG0124,2022ZYD0126)作者简介:周政(1990-),男,硕士,工程师,主要从稀土矿物资源清洁高效利用研究。矿产综合利用66MultipurposeUtilizationofMineralResources2023 年组成的连生体。氟碳铈镧矿呈细粒分布于萤石、天青石中,部分沿萤石等矿物的粒间空隙呈毛刺状晶族分布,在后期形成的玉髓中氟碳
6、铈镧矿沿硅质晶簇呈环带状,这部分氟碳铈矿的产出表现为在后期离析出的稀土成分具有很强的再结晶能力。但由于其结晶环境以及物质供应的条件限制,新生成的矿物多呈细小晶体出现,这部分氟碳铈矿在选矿作业中回收难度较大。1.2实验方案根据尾矿中稀土矿物的物化性质,考虑到尾矿中 REO 品位较低,本次研究首先选择合适的预富集工艺对尾矿中的稀土进行预富集,以达到降低选矿成本的目的。对预富集的样品采用浮选-强磁工艺回收稀土,浮选-强磁工艺通过自主研制的RF802 捕收剂的螯合作用,增大细粒级稀土矿物表观粒度尺寸,强化细粒稀土矿物高效回收和富集,通过抑制剂的靶向吸附,增大脉石矿物的亲水性,强化脉石矿物与稀土矿物的分
7、离,通过浮选形成稳定的稀土疏水聚团,人为增大稀土粗细集合体与脉石间的磁性差异,稀土疏水聚团再经加密网状介质高梯度强磁选机进行磁选提纯,最终得到稀土精矿9。2选矿实验2.1稀土预富集实验根据稀土矿物的物化性质,考虑到尾矿中REO 品位较低,本次研究采用强磁选和重选工艺对尾矿中的稀土进行预富集实验,实验流程见图 1,以达到降低选矿成本的目的,并对比两种工艺的优劣,选择合适的预富集工艺。尾矿进行强磁预富集时,尾矿不磨矿可获得 REO 品位 7.05%,REO 回收率 22.25%的强磁精矿,回收率较低,尾矿磨矿后进行强磁选,精矿中稀土回收率提升到32.45%,但增幅不显著,综合考虑,不采用强磁选作为
8、该尾矿中稀土的预富集工艺。采用摇床预富集,实验结果见图 2。由图 2 结果可看出,采用摇床重选预富集工艺可对尾矿中的稀土矿物进行有效的预富集,随着磨矿细度的增加,摇床精矿产率以及回收率呈下降趋势,由不磨矿时摇床精矿产率 28.87%,REO 回收率 69.36%下降至-0.074mm60%时摇床精矿产率 18.56%,REO 回收率 58.77%,精矿品位则呈上升趋势,由不磨矿时摇床精矿 REO 品位2.87%上升至-0.074mm60%时 REO 品位 3.54%。综合考虑精矿产率以及回收率,选择尾矿不磨矿进行摇床重选预富集。原矿原矿磨矿细度(变)磨矿细度(变)强磁选摇床精矿精矿尾矿中矿尾矿
9、1.5 T图1预富集探索实验流程Fig.1Testflowofpreconcentration352.82.93.03.13.23.33.43.53.6404550磨矿细度(0.074 mm 百分含量)/%品位/%回收率/%REO 品位REO 回收率556058606264666870图2摇床预富集实验结果Fig.2Testresultsofshakingtablepreconcentration2.2稀土浮选实验稀土选矿实验以摇床重选所制精矿样品为研究对象,以浮选为主要手段,辅以强磁选工艺,考察稀土回收利用情况。2.2.1磨矿细度实验磨矿是以解离有用矿物和脉石矿物为目的,使有用矿物和脉石矿物
10、在磨矿过程中得到充分解离,提高后续选别作业的可选性。磨矿作业一方面决定着分选矿物的粒度分布特征和单体解离度,另一方面也直接影响着分选作业的分选效果,因此合理的磨矿细度是分选的关键10。固定浮选药剂条件,考察不同磨矿细度对稀土浮选的影响。实验流程见图 3,实验结果见图 4。由图 4 结果可看出,随着磨矿细度的增加,精矿品位呈先增加后降低的趋势,精矿回收率则逐渐增加;当磨矿细度从-0.074mm75%增加至-0.074mm85%时,精矿回收率从 68.80%增加至69.51%,增幅不大,而精矿品位从 13.68%降低至11.59%;从浮选现象上看,过细的磨矿细度恶化了浮选环境。综合考虑,选择磨矿细
11、度为-0.074mm75%比较合适。第 4 期2023 年 8 月周政等:四川某低品位稀土尾矿回收稀土实验研究67原矿药剂用量单位:g/t磨矿细度(变)粗选精矿尾矿3 水玻璃 15003 RF802 200032COH 30图3磨矿细度实验流程Fig.3Testflowofgrindingfineness559101112131460657075磨矿细度(0.074 mm 百分含量)/%品位/%回收率/%REO 品位REO 回收率8085303540455055606570图4磨矿细度实验结果Fig.4Testresultsofgrindingfineness2.2.2水玻璃用量实验水玻璃是非
12、硫化矿浮选时广泛使用的石英及硅酸盐矿物抑制剂,同时也有矿泥分散的作用,由于水化性很强的 HSiO3-离子和硅酸分子及胶粒吸附在矿物表面上,使矿物表面呈现亲水性,而受到抑制,同时,荷负电硅酸胶粒及 HSiO3-吸附在矿泥表面,使这些带有相同电荷的矿泥粒子互相排斥,处于稳定的分散状态。由于尾矿样品中含有黄铁矿等硫化矿物,在确定了磨矿细度的基础上,浮选脱硫后再开展稀土浮选水玻璃用量实验。实验流程见图 5,实验结果见图 6。由图 6 结果可看出,随着水玻璃用量的增加,精矿品位从 3.52%呈逐渐上升至 15.54%,精矿回收率则呈先增加后降低的趋势,在水玻璃用量 1500g/t 时达到峰值。当水玻璃用
13、量较小时,矿浆 pH 值较低,不利于稀土矿物的上浮;当水玻璃用量过大时,稀土矿物也受到了抑制。综合考虑,合适的水玻璃用量为 1500g/t。2.2.3捕收剂用量实验RF802 系列捕收剂是由中国地质科学院矿产综合利用研究所自行研制的新型稀土捕收剂。该药剂具有易于分散、无腐蚀性、毒性小等特点,可于阴凉处长期储存,对稀土矿物有良好的选择性和捕收性,能够用于稀土矿、特别是矿泥含量大、矿物嵌布粒度细、脉石矿物复杂的稀土矿浮选,应用时对浮选体系的温度及酸碱度无严格要求,适用性强,具有较好的市场推广价值。在确定了水玻璃用量的基础上,开展了捕收剂 RF802的用量实验,以确定合适的捕收剂用量。实验流程见图
14、7,实验结果见图 8。原矿0.074 mm 75%3 硫酸铜 1503 水玻璃(变)3 RF802 20003 COH 203 丁基黄药 200脱硫粗选粗选精矿硫精矿尾矿322COH 30药剂用量单位:g/t图5水玻璃用量实验流程Fig.5Testflowofsodiumsilicatedosage50010121416182010001500水玻璃用量/(g/t)品位/%回收率/%REO 品位REO 回收率2000203040506070图6水玻璃用量实验结果Fig.6Testresultsofsodiumsilicatedosage由图 8 结果可看出,随着捕收剂用量的增加,精矿回收率呈上
15、升趋势,当药剂用量为 1000g/t时,精矿回收率为 38.58%,药剂用量增加至为2500g/t 时,精矿回收率为 69.71%。精矿品位则呈先增加后降低的趋势,当捕收剂用量大于 2000g/t时,精矿回收率增幅不大,而精矿品位有所降低,可见过量的捕收剂导致选择性变差。综合考虑,合适的捕收剂用量为 2000g/t。2.2.4闭路实验参考确定的粗选较佳药剂用量,确定了实验稀土矿浮选工艺精扫选的药剂用量,并进行了浮68矿产综合利用2023年选开路实验,以检验药剂制度的合理性,在开路实验的基础上,又进行了入浮物料的浮选闭路实验研究,以查明中矿返回对浮选指标的影响,调整因中矿循环引起的药剂用量变化,
16、检查和校对所拟定的浮选流程,确定可能达到的浮选指标,浮选闭路实验流程见图 9,实验结果见表 2。原矿0.074 mm 75%3 硫酸铜 1503 水玻璃 20003 RF802 20003 水玻璃 3003 RF802 2003 水玻璃 1003 RF802 1003 COH 403 水玻璃 10003 RF802 5003 COH 103 丁基黄药 200脱硫粗选粗选精选 I精选 II精选 III强磁选稀土精矿稀土尾矿尾矿粗选硫精矿322221.5 T2COH 30药剂用量单位:g/t图9闭路实验流程Fig.9Flowchartofclosedcircuittest由于矿石性质复杂,在闭路浮
17、选过程中,随着中矿的返回,中矿中矿泥以及残留药剂对浮选作业造成了不良的影响,经多次尝试后,增加了水玻璃用量和起泡剂用量,最终获得了比较理想的实验指标。由表 2 可看出,闭路实验获得的浮选精矿经强磁选作业后,可获得 REO 品位 53.63%、作业回收率70.54%的稀土精矿,实验结果比较理想。表2闭路实验结果Table2Testresultsofclosedcircuit产品名称产率/%REO品位/%REO回收率/%硫精矿4.903.085.48稀土精矿3.6353.6370.54稀土尾矿2.021.220.89尾矿89.450.7123.09给矿100.002.76100.00原矿0.074
18、 mm 75%3 硫酸铜 1503 水玻璃 15003 RF802(变)3 COH 203 丁基黄药 200脱硫粗选粗选精矿硫精矿尾矿322COH 30药剂用量单位:g/t图7捕收剂用量实验流程Fig.7Testflowofcollectordosage10001112131415002000捕收剂用量/(g/t)品位/%回收率/%REO 品位REO 回收率250040506070图8捕收剂用量实验结果Fig.8Experimentalresultsofcollectordosage第 4 期2023 年 8 月周政等:四川某低品位稀土尾矿回收稀土实验研究693结论(1)尾矿中稀土矿物呈氟碳铈
19、镧矿和氟碳钙铈镧矿存在,以单体颗粒分布为主,但有部分稀土矿物呈细分散状分布,对稀土的回收有一定影响。伴生的萤石、锶也可以考虑综合回收利用。(2)尾矿样品中稀土品位较低,仅有 1.06%,对比了强磁选和摇床预富集工艺,由于强磁选回收率较低,实验采用摇床进行预富集,可得到REO 品位 2.87%,REO 回收率 69.36%的摇床精矿。(3)针对摇床精矿,在合理药剂制度条件下进行了一粗三精一扫浮选闭路实验,浮选精矿通过强磁选进一步提质降杂,最终可获得 REO 品位53.63%、REO 回收率 70.54%的稀土精矿产品,实现了低品位稀土尾矿的回收利用,有助于尾矿减排,生产企业提质增效。参考文献:1
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27、hTechnologyInnovationCenter,TechnicalInnovationCenterofRareEarthResources,ChinaGeologicalSurvey,Chengdu,Sichuan,China)Abstract:Thisisanessayinthefieldofmineralprocessingengineering.ThisstudyfocusesonarareearthtailinginSichuanprovince.Mineralogyresearchshowsthatthedistributionmineralsofrareearthmetal
28、compositioninthetailingarerelativelyconsistentandthemainmineralsarebastnasiteandsynchisite.Forthereasonthatthelowgradeofrareearthinthesample,onlycontains1.06%,thegravityseparationprocessisadoptedtopreconcentratetherareearthmineralsinthetailingtoreducethecostofprocessing.Thefloating-magnetic process
29、is carried out on the preconcentration product with a self-developed mixedcollectorandwaterglassasinhibitor.Thecombinedflotationprocessofoneroughing-onesweeping-threecleaningsandhighintensitymagneticseparationcouldobtainarareearthconcentratewithREOgradeof53.63%andrecoveryof70.54%whichsuccessfullyachievestherecyclingrareearthfromthelow-graderareearthtailings.Keywords:Mineralprocessingengineering;Rareearthtailing;Preconcentration;Flotation;Magneticseparation70矿产综合利用2023年