牦牛坪重晶石、螢石回收工藝研究

趙金奎

（四川江西稀土股份有限責任公司,四川 冕寧 615000）

1 引言

四川牦牛坪稀土礦是我國第二大稀土礦山，稀土資源豐富，且伴生有大量的螢石和重晶石資源［1]。稀土礦物與螢石和重晶石礦物之間由于可浮性相近，實現資源綜合回收的難度極大［2]。牦牛坪選礦廠設計的選礦工藝為“磁-重-浮”聯合工藝流程，磁選精礦進搖床選稀土，搖床尾礦再磨再浮選稀土，磁選尾礦脫泥再磨和稀土浮選尾礦合并依次優先選重晶石和螢石。

對于細粒的稀土礦物，浮選方法是主要的回收方法，也是分離磁性基本相同的稀土礦物的主要方法，由于泡沫浮選法可獲得較高的精礦品位和提高細粒礦物的回收率，所以浮選方法在回收稀土礦物方面應用廣泛［3]。牦牛坪選礦廠對重選未能回收的細粒稀土礦物也是采用浮選的方法，使用的藥劑主要是H205。

對于重晶石型螢石礦，通常有優先浮選工藝和混合浮選工藝，在混合浮選又有先抑制重晶石浮選螢石和先抑制螢石浮選重晶石兩種類型，一般而言，相比先抑制重晶石浮選螢石工藝，先抑制螢石后浮選重晶石的工藝獲得晶石精礦品位和回收率往往不高。某研究［4]針對稀土選礦尾礦中螢石與重晶石品位低、單體解離度較好的特征，采用混合浮選—螢石優先浮選分離—重晶石粗精礦反浮選的工藝流程，最終獲得螢石精礦品位97.33%、含重晶石0.03%、回收率 74.40% 和重晶石精礦品位90.42%、螢石含量2.65% 、回收率 90.12%的良好指標，有效的分離了螢石與重晶石。牦牛坪選礦廠對重晶石、螢石的回收則是采用的優先浮選重晶石的工藝流程，采用的藥劑主要是油酸等羧酸類改性捕收劑和新型常溫捕收劑［5,6]。

2 選礦工藝試驗研究

2.1 牦牛坪選礦廠現狀

牦牛坪選礦廠為廣州有色金屬研究院推薦全濕的 “磁-重-浮”聯合工藝流程進行該稀土礦物的選別，目前已建設日處理4200t選礦廠，針對該稀土礦中的重晶石和螢石推薦采用優先浮選工藝回收。但在生產中存在兩大問題：第一，由于磁選預富集設備參數限制，預富集稀土回收率達不到設計值要求，造成稀土礦物跑尾嚴重，稀土綜合回收率達不到設計指標；第二，螢石和重晶石產品質量不達標。為解決稀土、重晶石和螢石回收工藝中存在的問題，結合現場情況，提出了混合浮選工藝預先富集磁選尾礦和稀土浮選尾礦中的稀土、重晶石和螢石，然后采用濕式強磁選機分離稀土獲得稀土精礦，最后對磁選尾礦進行重晶石和螢石依次優先浮選分離的工藝思路。

2.2 試樣的采集

為了減少總尾礦中稀土的含量，選礦廠生產現場已經嘗試了混合浮選工藝，生產了部分稀土、重晶石和螢石混合精礦。本次試驗新工藝采集的試樣即為這部分混合精礦，含稀土重晶石螢石混合精礦品位為REO 10.13%、BaSO448.77%、CaF228.69%。

作為對比試驗原工藝-重晶石、螢石混合浮選工藝的礦樣，則是采用生產稀土、重晶石和螢石混合浮選精礦時取的現場原礦，即原工藝重晶石和螢石選別的給礦。

2.3 試驗研究主要內容

2.3.1 分離研究試驗方案

為驗證重晶石螢石混合精礦中稀土不預先分離時，分離浮選是否可獲得達標的精礦產品，進行了重晶石螢石混合精礦預分離條件試驗。試驗流程圖見圖1，試驗結果見表1。由表1結果分析，不預選分離混合精礦中的稀土金屬時，重晶石精礦中稀土量達到4.5%左右，需進行稀土磁選分離，以回收稀土和提高重晶石精礦品位。

表1 混合精礦預分離重晶石試驗結果 %

圖1 重晶石預分選試驗流程圖

2.3.2 混合精礦濕式磁選分離試驗

為了確定混合精礦濕式強磁分離稀土精礦的最優條件，試驗對含稀土REO含量達11.50%左右的混合精礦，采用濕式強磁機來分離稀土，試驗對強磁分選的給礦濃度、粗選磁場強度、精選磁場強度等重要的工藝條件進行了優化試驗。

2.3.2.1 濕式強磁分選礦漿濃度試驗

在粗選和掃選場強為1.2T時，進行了混合精礦中稀土濕式強磁分選礦漿濃度試驗，濃度分別為25%、30%、35%和40%。磁選流程見圖2，試驗結果見表2。

圖2 混合精礦中稀土磁選分離給礦濃度試驗流程圖

由試驗結果分析,最優的條件為給礦濃度為30%時，稀土粗精礦REO含量66.52%、回收率可達65.79%，掃選中礦REO含量45.64%、回收率10.20%。根據該試驗結果可初步確定稀土磁選分離給礦濃度為30%、磁場強度可為1.2T。

表2 混合精礦中稀土磁選給礦濃度試驗結果

2.3.2.2 稀土濕式強磁分選磁場強度試驗

在粗選給礦濃度為30%條件下，對粗選磁場強度進行了條件優化試驗，對比了場強為1.1T、1.2T和1.3T三種條件，試驗流程圖見圖3,試驗結果見表3。

由表3結果分析可知隨著粗選磁場強度的增加，稀土的回收率是漸漸增加的，但是粗選精礦的稀土REO含量會降低，結合粗選和掃選的綜合回收率，選擇粗選磁場強度為1.2T。根據試驗條件優化結果，最終確定濕式強磁分離稀土1次粗選1次掃選和1次精選流程。磁場強度為1.2T，給礦濃度30%，磁介質盒間隙為2mm。

圖3 混合精礦分離稀土粗選磁場強度試驗流程圖

表3 混合精礦分離稀土粗選磁場強度試驗結果

2.3.3 重晶石浮選試驗

2.3.3.1 重晶石粗選抑制劑用量浮選試驗

重晶石抑制劑用量浮選試驗流程見圖4，試驗結果見表4。

表4 重晶石粗選抑制劑FY-1用量浮選試驗指標 %

由表4結果分析可知隨著抑制劑用量的增加，重晶石粗精礦BaSO4品位先上升后降低，當抑制劑用量在833g/t時，粗選重晶石粗精礦BaSO4品位可達到74.89%、螢石含量22.10%、稀土REO含量1.61%，重晶石精礦回收率96.05%，平衡粗選精礦品位和回收率的關系，選擇粗選FY-1用量為833 g/t。

圖4 重晶石粗選抑制劑FY-1用量流程圖

2.3.3.2重晶石粗選捕收劑用量試驗

為了確定重晶石優先粗選捕收劑用量，試驗對重晶石粗選捕收劑用量進行了條件優化試驗，試驗流程圖見圖5，結果見表5。

由表5試驗結果分析可知，隨著重晶石捕收劑用量的增加，重晶石精礦的BaSO4品位是先增加再降低的，重晶石精礦BaSO4回收率逐漸增加，當捕收劑用量增加到208g/t時，再增加捕收劑用量的話回收率提高的不明顯，但是精礦品位會逐漸下降，由此確定粗選作業重晶石捕收劑BC-1最佳用量為208 g/t。

表5 重晶石粗選捕收劑用量浮選試驗指標 %

2.3.3.3 重晶石精選條件試驗

根據重晶石粗選抑制劑和捕收劑試驗結果，抑制劑用量對重晶石精礦品位影響較大，尤其是精礦里螢石和稀土的含量，最前面抑制劑用量833g/t、捕收劑用量208g/t的最佳試驗條件下，重晶石三次精選精礦中螢石和稀土的含量還是較多，并且含有部分其他脈石，因此需要對精選段抑制劑用量進行優化試驗。

為使重晶石精礦品位達到95%以上，進行重晶石精選條件試驗，精選抑制劑為FY-1，試驗對比了 FY-1用量為 167g/t、333g/t、450g/t至 667g/t四個不同用量，試驗流程圖見圖6，試驗結果見表6。

由試驗結果表6所示，重晶石精選I作業抑制劑FY-1用量對重晶石精礦品位影響較大。隨著FY-1用量增加，重晶石精礦BaSO4品位逐漸增加，當用量在450g/t時，重晶石精礦品位達到97.49%、精礦中CaF2含量1.01%、稀土REO含量僅0.87%,效果非常好，因此重晶石精選I作業抑制劑FY-1用量選擇450g/t。

圖5 重晶石粗選捕收劑用量流程圖

圖6 重晶石精選抑制劑用量條件浮選試驗流程圖

表6 重晶石精選條件試驗指標 %

2.3.3.4 重晶石閉路試驗

根據條件試驗結果，進行了混合精礦重晶石優選浮選閉路試驗，試驗流程見圖7，試驗結果見表7。

由表7試驗結果分析，經一次粗選三次精選，閉路試驗重晶石精礦品位可達到了97.23%，達到了要求重晶石精選品位要求，精礦回收率達到了92.65%。

表7 重晶石優先浮選閉路試驗指標 %

圖7 重晶石優先浮選閉路試驗流程圖

表8 螢石捕收劑用量試驗指標 %

2.3.4 螢石浮選試驗

2.3.4.1 螢石粗選捕收劑用量試驗

根據確定的重晶石粗選藥劑條件，進行了螢石粗選捕收劑BFC-1捕收劑用量試驗，試驗流程見圖8，試驗結果見表8。

根據試驗結果，在考慮螢石粗選精礦品位和回收率關系平衡的同時，盡量將稀土回收進入螢石精礦，便于進行采取措施分離回收螢石精礦中的稀土，最優的條件為選擇螢石捕收劑BFC-1用量為167g/t。

圖8 螢石捕收劑用量試驗試驗流程圖

圖9 螢石粗選抑制劑對比試驗流程

表9 螢石粗選抑制劑對比試驗結果 %

2.3.4.2 螢石粗選抑制劑對比試驗

在分離重晶石后浮選螢石時，原工藝采用硫酸酸法浮選螢石，礦漿pH值在6以下，但是生產過程中硫酸的用量不好控制，很容易掉槽，且螢石比較重晶石更容易掉槽。因此，與廠家聯合研發了一種重晶石的抑制劑（代號為“BY-1”），取代硫酸用于螢石浮選。根據條件優化試驗結果，硫酸的最佳用量為167g/t,BY-1最佳用量為667g/t,在捕收劑用量為最佳用量167g/t的條件下，進行了螢石粗選抑制劑對比試驗，試驗流程圖見圖9，試驗結果見表9。

2.3.5 全流程開路試驗

根據確定的重晶石和螢石混合精礦依次優先浮選分離試驗條件，進行了重晶石螢石分離全流程開路試驗，試驗流程見圖10，結果見表10。

2.3.6 全流程閉路試驗

根據條件優化試驗結果，進行了重晶石螢石混合浮選分離全流程閉路試驗，由于需要比較螢石精選中礦的返回方式對螢石精礦指標的影響，因此對比了集中返回和中礦順序返回兩種不同的流程結構的浮選效果，試驗結果見表11和12，試驗流程圖見圖11和圖12。

由閉路試驗結果分析可知螢石中礦集中返回的螢石精礦品位更高，可以達到87.22%、稀土含量可達到9.53%，若是將螢石精礦進行稀土磁選可獲得合格的螢石精礦和回收一部分稀土精礦。綜合考慮，決定采用螢石中礦集中返回工藝流程。

圖10 重晶石螢石分離全流程開路試驗流程圖

表10 重晶石螢石分離全流程開路試驗結果

表11 中礦集中返回閉路試驗指標 %

表12 中礦順序返回閉路試驗指標 %

圖12 中礦順序返回閉路試驗流程圖

2.3.7 閉路試驗中礦分析

為保證螢石精礦的品位，降低精礦的含雜，在螢石浮選時采用了螢石中礦順序返回上一作業的浮選流程和螢石中礦開路集中返回螢石粗選作業的浮選流程，其閉路中礦成分比較如下表13。

從表13可以看出進一步看出螢石中礦集中返回螢石粗選時，各螢石中礦中雜質量比較順序返回時要低些，螢石精礦品位的控制要容易些。

2.3.8 閉路試驗產品分析

2.3.8.1 精礦產品化學分析

對閉路試驗螢石中礦集中返回流程試驗獲得的重晶石精礦和螢石精礦進行了主要元素分析，結果分別見表14和15。

由產品分析可知重晶石可螢石精礦均可達到產品質量要求。

表13 螢石中礦返回方式不同時中礦成分比較分析 %

表14 重晶石精礦主要元素分析結果

表15 螢石精礦主要元素分析結果

2.3.8.2 重晶石精礦比重測定

表16 重晶石精礦比重測定結果

從上表結果可看出：重晶石品位達到95%以上時，比重可以達4.3g/cm3以上。

表17 螢石精礦濕式強磁分離稀土試驗結果

2.3.9 螢石精礦分離試驗探索

為了實現螢石精礦中稀土的回收，提高螢石精礦品位，針對工業試驗所產生的螢石精礦K2進行了濕式強磁分離稀土的試驗，試驗流程圖見圖13，結果見表17。

圖13 螢石精礦濕式強磁分離稀土試驗流程圖

工業試驗所得的CaF2品位85%左右的螢石精礦后續可以通過磁選分離稀土，得到高品質的螢石精礦和回收一部分稀土精礦。由表5-5的試驗結果可知，通過一次濕式強磁分離，在磁場強度1.5T、濃度20%的條件下，可以得到稀土精礦REO品位43.71%、作業回收率94.15%，螢石精礦CaF2品位93.89%、作業回收率90%左右的較好指標。

3 結論

通過試驗研究，確定采用稀土、重晶石和螢石混合浮選—磁選分離稀土—重晶石螢石依次優先浮選新工藝可以解決牦牛坪選礦稀土綜合回收率低、重晶石和螢石精礦產品質量不達標的問題。

采用濕式強磁機來分離混合浮選精礦中的稀土，粗選給礦濃度為30%、磁選流程為一次粗選、一次掃選和一次精選，磁場強度均為1.2T,磁選尾礦進行重晶石和螢石依次優先浮選分離。

對磁選尾礦，采用重晶石和螢石浮選分離中礦集中返回工藝，閉路試驗可獲得BaSO4品位97.63%、作業回收率96.99%的重晶石精礦和螢石CaF2品位87.22%、稀土REO含量9.53%、螢石作業回收率95.17%的螢石精礦。工業試驗獲得的85%左右的螢石精礦通過一次濕式強磁分離，在磁場強度1.5T、濃度20%的條件下，可以得到稀土精礦REO品位43.71%、作業回收率94.15%，螢石精礦CaF2品位93.89%、作業回收率90%左右的較好指標。

新的工藝可以將牦牛坪選礦廠原工藝中稀土選別后的跑尾的稀土進行有效回收，大幅度提高選礦廠稀土綜合回收率，同時獲得較高品質的重晶石精礦和螢石精礦。