牦牛坪重晶石、萤石回收工艺研究

赵金奎

（四川江西稀土股份有限责任公司,四川 冕宁 615000）

1 引言

四川牦牛坪稀土矿是我国第二大稀土矿山，稀土资源丰富，且伴生有大量的萤石和重晶石资源［1]。稀土矿物与萤石和重晶石矿物之间由于可浮性相近，实现资源综合回收的难度极大［2]。牦牛坪选矿厂设计的选矿工艺为“磁-重-浮”联合工艺流程，磁选精矿进摇床选稀土，摇床尾矿再磨再浮选稀土，磁选尾矿脱泥再磨和稀土浮选尾矿合并依次优先选重晶石和萤石。

对于细粒的稀土矿物，浮选方法是主要的回收方法，也是分离磁性基本相同的稀土矿物的主要方法，由于泡沫浮选法可获得较高的精矿品位和提高细粒矿物的回收率，所以浮选方法在回收稀土矿物方面应用广泛［3]。牦牛坪选矿厂对重选未能回收的细粒稀土矿物也是采用浮选的方法，使用的药剂主要是H205。

对于重晶石型萤石矿，通常有优先浮选工艺和混合浮选工艺，在混合浮选又有先抑制重晶石浮选萤石和先抑制萤石浮选重晶石两种类型，一般而言，相比先抑制重晶石浮选萤石工艺，先抑制萤石后浮选重晶石的工艺获得晶石精矿品位和回收率往往不高。某研究［4]针对稀土选矿尾矿中萤石与重晶石品位低、单体解离度较好的特征，采用混合浮选—萤石优先浮选分离—重晶石粗精矿反浮选的工艺流程，最终获得萤石精矿品位97.33%、含重晶石0.03%、回收率 74.40% 和重晶石精矿品位90.42%、萤石含量2.65% 、回收率 90.12%的良好指标，有效的分离了萤石与重晶石。牦牛坪选矿厂对重晶石、萤石的回收则是采用的优先浮选重晶石的工艺流程，采用的药剂主要是油酸等羧酸类改性捕收剂和新型常温捕收剂［5,6]。

2 选矿工艺试验研究

2.1 牦牛坪选矿厂现状

牦牛坪选矿厂为广州有色金属研究院推荐全湿的 “磁-重-浮”联合工艺流程进行该稀土矿物的选别，目前已建设日处理4200t选矿厂，针对该稀土矿中的重晶石和萤石推荐采用优先浮选工艺回收。但在生产中存在两大问题：第一，由于磁选预富集设备参数限制，预富集稀土回收率达不到设计值要求，造成稀土矿物跑尾严重，稀土综合回收率达不到设计指标；第二，萤石和重晶石产品质量不达标。为解决稀土、重晶石和萤石回收工艺中存在的问题，结合现场情况，提出了混合浮选工艺预先富集磁选尾矿和稀土浮选尾矿中的稀土、重晶石和萤石，然后采用湿式强磁选机分离稀土获得稀土精矿，最后对磁选尾矿进行重晶石和萤石依次优先浮选分离的工艺思路。

2.2 试样的采集

为了减少总尾矿中稀土的含量，选矿厂生产现场已经尝试了混合浮选工艺，生产了部分稀土、重晶石和萤石混合精矿。本次试验新工艺采集的试样即为这部分混合精矿，含稀土重晶石萤石混合精矿品位为REO 10.13%、BaSO448.77%、CaF228.69%。

作为对比试验原工艺-重晶石、萤石混合浮选工艺的矿样，则是采用生产稀土、重晶石和萤石混合浮选精矿时取的现场原矿，即原工艺重晶石和萤石选别的给矿。

2.3 试验研究主要内容

2.3.1 分离研究试验方案

为验证重晶石萤石混合精矿中稀土不预先分离时，分离浮选是否可获得达标的精矿产品，进行了重晶石萤石混合精矿预分离条件试验。试验流程图见图1，试验结果见表1。由表1结果分析，不预选分离混合精矿中的稀土金属时，重晶石精矿中稀土量达到4.5%左右，需进行稀土磁选分离，以回收稀土和提高重晶石精矿品位。

表1 混合精矿预分离重晶石试验结果 %

图1 重晶石预分选试验流程图

2.3.2 混合精矿湿式磁选分离试验

为了确定混合精矿湿式强磁分离稀土精矿的最优条件，试验对含稀土REO含量达11.50%左右的混合精矿，采用湿式强磁机来分离稀土，试验对强磁分选的给矿浓度、粗选磁场强度、精选磁场强度等重要的工艺条件进行了优化试验。

2.3.2.1 湿式强磁分选矿浆浓度试验

在粗选和扫选场强为1.2T时，进行了混合精矿中稀土湿式强磁分选矿浆浓度试验，浓度分别为25%、30%、35%和40%。磁选流程见图2，试验结果见表2。

图2 混合精矿中稀土磁选分离给矿浓度试验流程图

由试验结果分析,最优的条件为给矿浓度为30%时，稀土粗精矿REO含量66.52%、回收率可达65.79%，扫选中矿REO含量45.64%、回收率10.20%。根据该试验结果可初步确定稀土磁选分离给矿浓度为30%、磁场强度可为1.2T。

表2 混合精矿中稀土磁选给矿浓度试验结果

2.3.2.2 稀土湿式强磁分选磁场强度试验

在粗选给矿浓度为30%条件下，对粗选磁场强度进行了条件优化试验，对比了场强为1.1T、1.2T和1.3T三种条件，试验流程图见图3,试验结果见表3。

由表3结果分析可知随着粗选磁场强度的增加，稀土的回收率是渐渐增加的，但是粗选精矿的稀土REO含量会降低，结合粗选和扫选的综合回收率，选择粗选磁场强度为1.2T。根据试验条件优化结果，最终确定湿式强磁分离稀土1次粗选1次扫选和1次精选流程。磁场强度为1.2T，给矿浓度30%，磁介质盒间隙为2mm。

图3 混合精矿分离稀土粗选磁场强度试验流程图

表3 混合精矿分离稀土粗选磁场强度试验结果

2.3.3 重晶石浮选试验

2.3.3.1 重晶石粗选抑制剂用量浮选试验

重晶石抑制剂用量浮选试验流程见图4，试验结果见表4。

表4 重晶石粗选抑制剂FY-1用量浮选试验指标 %

由表4结果分析可知随着抑制剂用量的增加，重晶石粗精矿BaSO4品位先上升后降低，当抑制剂用量在833g/t时，粗选重晶石粗精矿BaSO4品位可达到74.89%、萤石含量22.10%、稀土REO含量1.61%，重晶石精矿回收率96.05%，平衡粗选精矿品位和回收率的关系，选择粗选FY-1用量为833 g/t。

图4 重晶石粗选抑制剂FY-1用量流程图

2.3.3.2重晶石粗选捕收剂用量试验

为了确定重晶石优先粗选捕收剂用量，试验对重晶石粗选捕收剂用量进行了条件优化试验，试验流程图见图5，结果见表5。

由表5试验结果分析可知，随着重晶石捕收剂用量的增加，重晶石精矿的BaSO4品位是先增加再降低的，重晶石精矿BaSO4回收率逐渐增加，当捕收剂用量增加到208g/t时，再增加捕收剂用量的话回收率提高的不明显，但是精矿品位会逐渐下降，由此确定粗选作业重晶石捕收剂BC-1最佳用量为208 g/t。

表5 重晶石粗选捕收剂用量浮选试验指标 %

2.3.3.3 重晶石精选条件试验

根据重晶石粗选抑制剂和捕收剂试验结果，抑制剂用量对重晶石精矿品位影响较大，尤其是精矿里萤石和稀土的含量，最前面抑制剂用量833g/t、捕收剂用量208g/t的最佳试验条件下，重晶石三次精选精矿中萤石和稀土的含量还是较多，并且含有部分其他脉石，因此需要对精选段抑制剂用量进行优化试验。

为使重晶石精矿品位达到95%以上，进行重晶石精选条件试验，精选抑制剂为FY-1，试验对比了 FY-1用量为 167g/t、333g/t、450g/t至 667g/t四个不同用量，试验流程图见图6，试验结果见表6。

由试验结果表6所示，重晶石精选I作业抑制剂FY-1用量对重晶石精矿品位影响较大。随着FY-1用量增加，重晶石精矿BaSO4品位逐渐增加，当用量在450g/t时，重晶石精矿品位达到97.49%、精矿中CaF2含量1.01%、稀土REO含量仅0.87%,效果非常好，因此重晶石精选I作业抑制剂FY-1用量选择450g/t。

图5 重晶石粗选捕收剂用量流程图

图6 重晶石精选抑制剂用量条件浮选试验流程图

表6 重晶石精选条件试验指标 %

2.3.3.4 重晶石闭路试验

根据条件试验结果，进行了混合精矿重晶石优选浮选闭路试验，试验流程见图7，试验结果见表7。

由表7试验结果分析，经一次粗选三次精选，闭路试验重晶石精矿品位可达到了97.23%，达到了要求重晶石精选品位要求，精矿回收率达到了92.65%。

表7 重晶石优先浮选闭路试验指标 %

图7 重晶石优先浮选闭路试验流程图

表8 萤石捕收剂用量试验指标 %

2.3.4 萤石浮选试验

2.3.4.1 萤石粗选捕收剂用量试验

根据确定的重晶石粗选药剂条件，进行了萤石粗选捕收剂BFC-1捕收剂用量试验，试验流程见图8，试验结果见表8。

根据试验结果，在考虑萤石粗选精矿品位和回收率关系平衡的同时，尽量将稀土回收进入萤石精矿，便于进行采取措施分离回收萤石精矿中的稀土，最优的条件为选择萤石捕收剂BFC-1用量为167g/t。

图8 萤石捕收剂用量试验试验流程图

图9 萤石粗选抑制剂对比试验流程

表9 萤石粗选抑制剂对比试验结果 %

2.3.4.2 萤石粗选抑制剂对比试验

在分离重晶石后浮选萤石时，原工艺采用硫酸酸法浮选萤石，矿浆pH值在6以下，但是生产过程中硫酸的用量不好控制，很容易掉槽，且萤石比较重晶石更容易掉槽。因此，与厂家联合研发了一种重晶石的抑制剂（代号为“BY-1”），取代硫酸用于萤石浮选。根据条件优化试验结果，硫酸的最佳用量为167g/t,BY-1最佳用量为667g/t,在捕收剂用量为最佳用量167g/t的条件下，进行了萤石粗选抑制剂对比试验，试验流程图见图9，试验结果见表9。

2.3.5 全流程开路试验

根据确定的重晶石和萤石混合精矿依次优先浮选分离试验条件，进行了重晶石萤石分离全流程开路试验，试验流程见图10，结果见表10。

2.3.6 全流程闭路试验

根据条件优化试验结果，进行了重晶石萤石混合浮选分离全流程闭路试验，由于需要比较萤石精选中矿的返回方式对萤石精矿指标的影响，因此对比了集中返回和中矿顺序返回两种不同的流程结构的浮选效果，试验结果见表11和12，试验流程图见图11和图12。

由闭路试验结果分析可知萤石中矿集中返回的萤石精矿品位更高，可以达到87.22%、稀土含量可达到9.53%，若是将萤石精矿进行稀土磁选可获得合格的萤石精矿和回收一部分稀土精矿。综合考虑，决定采用萤石中矿集中返回工艺流程。

图10 重晶石萤石分离全流程开路试验流程图

表10 重晶石萤石分离全流程开路试验结果

表11 中矿集中返回闭路试验指标 %

表12 中矿顺序返回闭路试验指标 %

图12 中矿顺序返回闭路试验流程图

2.3.7 闭路试验中矿分析

为保证萤石精矿的品位，降低精矿的含杂，在萤石浮选时采用了萤石中矿顺序返回上一作业的浮选流程和萤石中矿开路集中返回萤石粗选作业的浮选流程，其闭路中矿成分比较如下表13。

从表13可以看出进一步看出萤石中矿集中返回萤石粗选时，各萤石中矿中杂质量比较顺序返回时要低些，萤石精矿品位的控制要容易些。

2.3.8 闭路试验产品分析

2.3.8.1 精矿产品化学分析

对闭路试验萤石中矿集中返回流程试验获得的重晶石精矿和萤石精矿进行了主要元素分析，结果分别见表14和15。

由产品分析可知重晶石可萤石精矿均可达到产品质量要求。

表13 萤石中矿返回方式不同时中矿成分比较分析 %

表14 重晶石精矿主要元素分析结果

表15 萤石精矿主要元素分析结果

2.3.8.2 重晶石精矿比重测定

表16 重晶石精矿比重测定结果

从上表结果可看出：重晶石品位达到95%以上时，比重可以达4.3g/cm3以上。

表17 萤石精矿湿式强磁分离稀土试验结果

2.3.9 萤石精矿分离试验探索

为了实现萤石精矿中稀土的回收，提高萤石精矿品位，针对工业试验所产生的萤石精矿K2进行了湿式强磁分离稀土的试验，试验流程图见图13，结果见表17。

图13 萤石精矿湿式强磁分离稀土试验流程图

工业试验所得的CaF2品位85%左右的萤石精矿后续可以通过磁选分离稀土，得到高品质的萤石精矿和回收一部分稀土精矿。由表5-5的试验结果可知，通过一次湿式强磁分离，在磁场强度1.5T、浓度20%的条件下，可以得到稀土精矿REO品位43.71%、作业回收率94.15%，萤石精矿CaF2品位93.89%、作业回收率90%左右的较好指标。

3 结论

通过试验研究，确定采用稀土、重晶石和萤石混合浮选—磁选分离稀土—重晶石萤石依次优先浮选新工艺可以解决牦牛坪选矿稀土综合回收率低、重晶石和萤石精矿产品质量不达标的问题。

采用湿式强磁机来分离混合浮选精矿中的稀土，粗选给矿浓度为30%、磁选流程为一次粗选、一次扫选和一次精选，磁场强度均为1.2T,磁选尾矿进行重晶石和萤石依次优先浮选分离。

对磁选尾矿，采用重晶石和萤石浮选分离中矿集中返回工艺，闭路试验可获得BaSO4品位97.63%、作业回收率96.99%的重晶石精矿和萤石CaF2品位87.22%、稀土REO含量9.53%、萤石作业回收率95.17%的萤石精矿。工业试验获得的85%左右的萤石精矿通过一次湿式强磁分离，在磁场强度1.5T、浓度20%的条件下，可以得到稀土精矿REO品位43.71%、作业回收率94.15%，萤石精矿CaF2品位93.89%、作业回收率90%左右的较好指标。

新的工艺可以将牦牛坪选矿厂原工艺中稀土选别后的跑尾的稀土进行有效回收，大幅度提高选矿厂稀土综合回收率，同时获得较高品质的重晶石精矿和萤石精矿。