一种含钽铌铷多金属锂矿石的选矿方法 |
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| 申请号 | CN202311403789.0 | 申请日 | 2023-10-26 | 公开(公告)号 | CN117258999A | 公开(公告)日 | 2023-12-22 |
| 申请人 | 柳州华锡有色设计研究院有限责任公司; | 发明人 | 郑文军; 许大洪; 杨业国; 吴其聪; | ||||
| 摘要 | 本 发明 公开一种含钽铌铷多金属锂 矿石 的选矿方法，包括以下步骤：（1）将锂矿石原矿依次进行 破碎 磨细和调浆处理，得到矿浆；（2）将矿浆采用两段浮选进行矿物浮选作业，一段浮选采用一次粗选Ⅰ浮出易选锂粗精矿Ⅰ，二段浮选采用一次粗选Ⅱ两次精选两次扫选的流程浮出难选部分的锂粗精矿Ⅱ，将所述锂粗精矿Ⅰ和锂粗精矿Ⅱ合并获得锂粗精矿Ⅲ，经浮选最后余下的为浮选 尾矿 ；（3）将步骤（2）的锂粗精矿Ⅲ采用先弱磁后高梯度强 磁选 别进行磁选除 铁 ，得锂精矿。本发明采用两段浮选作业，一段浮选快速浮出易浮的锂粗精矿Ⅰ，一次粗选直接产出产品；二段浮选浮出难选的锂粗精矿Ⅱ，加活化剂强化捕收，从而减少中矿循环、提高锂的回收率。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种含钽铌铷多金属锂矿石的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种含钽铌铷多金属锂矿石的选矿方法技术领域[0001] 本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种含钽铌铷多金属锂矿石的选矿方法。 背景技术[0002] 我国锂矿石原矿资源多以共伴生伟晶岩矿床为主，多数矿石中含有锂辉石、锂云母和铁锂云母等多种含锂矿物，均属于复杂难处理的伟晶岩锂矿床。目前对于伴生含钽铌铷等多金属的锂矿石原矿多采用重选—磁选‑浮选工艺，该方法可获得较高品位的钽铌铷精矿，但对锂的回收效果不佳，锂精矿品位4.73%，回收率66.75%。并且由于原矿含钽铌铷品位不高，要求多次富集，而且需要的处理设备较多，不利于操作。关于钽铌铷多金属锂矿石的选矿方法，我们查到如下专利：1、申请号：202111559430.3，发明名称：一种锂矿石回收无尾化选矿方法，该方法包括以下步骤：将锂矿石原矿依次进行碎磨和调浆处理，然后采用优先浮选工艺进行锂云母预富集，得到锂云母粗精矿；将锂云母粗精矿进行空白精选，得到浮选精矿即为锂云母精矿，浮选尾矿为长石和石英分离给矿；将优先浮选的尾矿磨矿调浆后进行浮选分离，分别获得锂辉石粗精矿和长石石英分离的给矿；将锂辉石粗精矿进行弱磁选除铁后进行强磁选和螺旋溜槽重选，制得锂辉石精矿和铌钽铁矿物；将长石和石英采用浮选分离，得到长石精矿和石英精矿。该发明通过优先浮选锂云母，锂辉石粗精矿除铁并选别富集铌钽矿物，石英长石分离，大幅度提高锂矿石的综合利用率。但该发明对锂矿的回收采用一段粗浮选，不利于操作，并且为抑制脉石等其他杂质，需要消耗的抑制剂量大。 [0003] 2、申请号：201310370568.8，发明名称：一种伴生细粒锯钜的钾多金属矿的综合回收工艺，该工艺包括原矿粗磨、沉降脱泥、浮选、团聚磁选、重选等步骤，该发明的工艺方法特别适用于矿石含泥量大，矿区常年温度偏低伴生的锯钜矿物品位低、嵌布粒度微细的锂多金属矿的综合回收，且该工艺技术先进可靠，简单合理，针对性强，原矿磨矿细度要求不高，再磨量少运行成本低，综合回收率较高。同样的，该发明对锂的浮选采用一段粗选，不利于操作和节省浮选药剂成本。 发明内容[0004] 本发明的目的是解决上述技术问题，提供一种易于操作、可节省药剂成本的二段浮锂工艺、既可提高锂精矿回收率和品位、又可减少重选设备的含钽铌铷多金属锂矿石的选矿方法。 [0005] 为实现上述的目的，本发明的技术方案为：一种含钽铌铷多金属锂矿石的选矿方法，包括以下步骤： （1）将锂矿石原矿依次进行破碎磨细和调浆处理，得到矿浆； （2）将矿浆采用两段浮选进行矿物浮选作业，一段浮选采用一次粗选Ⅰ浮出易选锂粗精矿Ⅰ，包含锂云母矿石等，二段浮选采用一次粗选Ⅱ两次精选两次扫选的流程浮出难选部分的锂粗精矿Ⅱ，包括锂辉石等，将所述锂粗精矿Ⅰ和锂粗精矿Ⅱ合并获得锂粗精矿Ⅲ，经浮选最后余下的为浮选尾矿； （3）将步骤（2）的锂粗精矿Ⅲ采用先弱磁后高梯度强磁选别进行磁选除铁，得锂精矿；锂精矿含Li2O品位为6.0%～9.0%，矿物检测为含锂辉石与锂云母的混合精矿； （4）将步骤（2）的浮选尾矿采用弱磁选别，得磁铁矿和磁选尾矿； （5）将步骤（4）获得的磁选尾矿采用螺旋溜槽依次进行一次粗选Ⅲ和一次扫选后，得钽铌铷粗精矿和螺溜尾矿； （6）将步骤（5）的钽铌铷粗精矿用摇床分级选别，得钽铌铷混合精矿。 [0006] 作为进一步的技术方案，以上锂矿石原矿破碎磨细的粒度为‑0.2mm含量大于95%，其中‑0.074mm占70%～75%。 [0007] 作为进一步的技术方案，以上所述调浆处理是向破碎磨细后的矿粒中加入调整剂NaOH和Na2CO3，所述NaOH和Na2CO3按质量比例为1:1添加；所述矿浆的pH值为11～13，所述矿浆的质量浓度为35%～40%。矿浆质量浓度指矿浆中固体矿粒的含量。 [0008] 作为进一步的技术方案，以上所述粗选Ⅰ按下列顺序依次添加药剂搅拌： NaOH添加500g/t·给矿～800g/t·给矿，搅拌5min～10min； Na2CO3添加500g/t·给矿～800g/t·给矿，搅拌5min～10min；木质磺酸钙500g/t·给矿～800g/t·给矿，搅拌5min～10min；捕收剂皂化油酸为400g/t·给矿～500g/t·给矿，搅拌3min～5min；作为进一步的技术方案，以上所述粗选Ⅱ按下列顺序依次添加药剂搅拌： NaOH添加100g/t·给矿～200g/t·给矿，搅拌5min～10min； Na2CO3添加100g/t·给矿～200g/t·给矿，搅拌5min～10min；木质磺酸钙100g/t·给矿～200g/t·给矿，搅拌5min～10min； NaClO200g/t·给矿～400g/t·给矿，搅拌5min～10min；皂化油酸和柴油，其中皂化油酸 300g/t·给矿～400g/t·给矿，柴油60g/t·给矿～100g/t·给矿，搅拌3min～5min。 [0009] 作为进一步的技术方案，以上所述精选中添加的药剂为NaClO，添加量为100g/t·给矿～200g/t·给矿，搅拌3min～5min。 [0010] 在本发明中，粗选Ⅰ和粗选Ⅱ的NaOH和Na2CO3为调整剂，木质磺酸钙为脉石抑制剂，NaClO为活化剂，皂化油酸和柴油为捕收剂。 [0011] 作为进一步的技术方案，以上所述两次扫选，包括扫选Ⅰ和扫选Ⅱ；所述扫选Ⅰ中，先添加NaClO100g/t·给矿～200g/t·给矿、皂化油酸100g/t·给矿～200g/t·给矿，然后搅拌3min～5min；再添加柴油15g/t·给矿～30g/t·给矿，搅拌2min～3min；作为进一步的技术方案，以上所述扫选Ⅱ中，先添加NaClO100g/t·给矿～200g/t·给矿，搅拌3min～5min；然后添加皂化油酸50g/t·给矿～100g/t·给矿，搅拌2min～ 3min；再添加柴油15g/t·给矿～30g/t·给矿，搅拌2min～3min。 [0013] 作为进一步的技术方案，以上步骤（5）中，在螺旋溜槽内粗选Ⅲ和扫选均在给矿浓度20%～25%，给矿量200kg/h～300kg/h，给水量1500kg/h～1600kg/h的条件下进行。 [0014] 作为进一步的技术方案，以上所述摇床分级选别，是分+0.15mm，0.15～+0.074mm，‑0.074mm三个粒级；摇床冲程8～14 mm，冲次300～400 r/min，床面横向坡度1° 30″～3°30″，给矿浓度15%～25%，洗涤水量15 t/台·d～30 t/台·d。 [0015] 在本发明中，给矿指向本次作业输送的矿粒。 [0016] 与现有技术相比，本发明的有益效果为：1、本发明中锂矿石原矿为共伴生伟晶岩矿，矿石中含有锂辉石、锂云母和铁锂云母等多种含锂矿物，本发明在调浆处理中加入NaOH和Na2CO3将矿浆的pH值调节为碱性，一是 3+ 可将锂矿石原矿在磨矿中产生的如Fe 等杂质离子沉淀下来，减少浮选作业中杂质离子对可浮性较差的锂辉石产生抑制；二是可有效的清洗磨矿过程中锂辉石表面吸附的矿泥，减少浮选作业中这些矿泥抢药剂上浮，从而提高浮选作业中锂辉石的浮选效率，最终提高锂的回收率。 [0017] 2、由于现有技术中只采用一次浮选，其精选作业的中矿对浮选的干扰较大，中矿指在选别过程中得到的中间产物，中矿的有用部分含量一般介于精矿和尾矿之间；因而本发明采用两段浮选作业，一段浮选快速浮出易浮的锂粗精矿Ⅰ，一次粗选直接产出产品；二段浮选浮出难选的锂粗精矿Ⅱ，加活化剂强化捕收，从而减少中矿循环、提高锂的回收率。 [0018] 3、本发明在浮选作业中添加皂化油酸和柴油的组合捕收剂，因皂化油酸和柴油中均含有的树脂酸和高级脂肪酸等混合酸类，在含NaOH的碱性矿浆中发生水解反应，生成一系列对锂矿物捕收效果好的脂肪酸钠盐，不同烷基的脂肪酸钠盐分别作用于不同种类的锂矿物表面，从而实现了对混合锂矿物的有效浮选回收，提高锂的回收率。 [0019] 4、本发明浮选合并的锂粗精矿Ⅲ采用先弱磁后高梯度强磁的联合磁选工艺，不但可以降低精矿中的含铁量，同时也可以提高锂精矿品位，其作业回收率保持在98%以上。 [0021] 图1 为本发明一种含钽铌铷多金属锂矿石的选矿方法全流程图。 具体实施方式[0022] 下面结合实施例对本发明作进一步详细的描述，但本发明的实施方式并不局限于实施例表示的范围。实施例1： [0023] 本实施例采用国内某伟晶岩锂矿，含Li2O 2.52%，含Ta2O5 219g/t，含Nb2O5 53g/t，Rb 0.44%，主要含锂矿物为锂辉石、锂云母和铁锂云母等，钽铌矿物主要有铌铁矿、钽铁矿等矿物，铷无单独矿物形式存在，主要赋存于锂云母和铁锂云母中，主要脉石矿物为石英、钾长石、钠长石等。 [0024] 如图1所示，一种含钽铌铷多金属锂矿石的选矿方法，包括以下步骤：（1）破碎磨细：锂矿石原矿先破碎磨矿至‑0.2mm含量97%，其中‑0.074mm占70.01%； （2）调浆处理：向破碎磨细后的矿粒中加入调整剂NaOH和Na2CO3，添加量分别为 741g/t·原矿，调矿浆至pH12并机械搅拌10min，矿浆质量浓度为35%； （3）一段浮选：将调浆后的矿浆加入浮选机中，采用一次粗选Ⅰ浮出易选锂粗精矿Ⅰ，即依次向矿浆中加入NaOH 741g/t·给矿，搅拌10min；Na2CO3 741g/t·给矿，搅拌10min，木质磺酸钙740g/t·给矿，搅拌5min；皂化油酸463g/t·给矿，搅拌3min；富集上浮的泡沫即为锂粗精矿Ⅰ； （4）二段浮选，包括： ①粗选Ⅱ：向一段浮选后的剩余矿浆依次加入NaOH 185g/t·给矿，搅拌5min； Na2CO3 185g/t·给矿，搅拌5min；木质磺酸钙185g/t·给矿，搅拌5min；NaClO400g/t·给矿，搅拌5min；皂化油酸370g/t·给矿，柴油71g/t·给矿，搅拌3min；富集所得泡沫； ②精选Ⅰ：向粗选Ⅱ后的剩余矿浆加入NaClO 110g/t·给矿，搅拌3min；富集所得泡沫； ③精选Ⅱ：向精选Ⅰ后的剩余矿浆加入NaClO 110g/t·给矿，搅拌3min；富集所得泡沫； ④扫选Ⅰ：向精选Ⅱ后的剩余矿浆依次加入NaClO 110g/t·给矿，搅拌3min；皂化油酸140g/t·给矿，搅拌2min；柴油27g/t·给矿，搅拌2min；富集所得泡沫； ⑤扫选Ⅱ：向扫选Ⅰ后的剩余矿浆依次加入NaClO 185g/t·给矿，搅拌3min；皂化油酸93g/t·给矿，搅拌2min；柴油18g/t·给矿，搅拌2min；富集所得泡沫，剩余的即为浮选尾矿； 将① ⑤所富集的泡沫合并得到锂粗精矿Ⅱ； ~ （5）合并锂粗精矿Ⅰ和锂粗精矿Ⅱ获得锂粗精矿Ⅲ； （6）将锂粗精矿Ⅲ加入磁选机中，先采用0.35T的弱磁选，后采用1.2T的高梯度强磁磁选，经选别后，可获得锂精矿，锂精矿含Li2O品位为8.09%，回收率69.73%； （7）将浮选尾矿加入磁选机中，采用0.35T的弱磁选，得磁铁矿和磁选尾矿； （8）将磁选尾矿加入φ900螺旋溜槽中，进行粗选Ⅲ，给矿浓度25%，给矿量300kg/h，给水量1490kg/h，得到粗选精矿和粗选尾矿；将粗选尾矿继续采用螺旋溜槽进行扫选，给矿浓度25%，给矿量300kg/h，给水量1490kg/h，得到扫选精矿和螺溜尾矿；将粗选精矿和扫选精矿合并即得到钽铌铷粗精矿； （9）将钽铌铷粗精矿分为三个粒级，分别是：+0.15mm，0.15～+0.074mm,‑0.074mm三个级别，采用摇床选别，最终获得钽精矿含钽5615.72g/t，铌精矿含铌1519.06 g/t，铷精矿含铷3.56%。 实施例2： [0025] 本实施例采用国内某伟晶岩锂矿，含Li2O 0.52%，含Ta2O5 91g/t，含Nb2O5 12g/t，Rb 0.13%，主要含锂矿物为锂辉石、锂云母和铁锂云母等，钽铌矿物主要有铌铁矿、钽铁矿等矿物，铷无单独矿物形式存在，主要赋存于锂云母和铁锂云母中，主要脉石矿物为石英、钾长石、钠长石等。 [0026] 如图1所示，一种含钽铌铷多金属锂矿石的选矿方法，包括以下步骤：（1）破碎磨细：锂矿石原矿先破碎磨矿至‑0.2mm含量95%，其中‑0.074mm占72%； （2）调浆处理：向破碎磨细后的矿粒中加入调整剂NaOH和Na2CO3，添加量分别为 540g/t·原矿，调矿浆至pH12并机械搅拌10min，矿浆质量浓度为35%； （3）一段浮选：将调浆后的矿浆加入浮选机中，采用一次粗选Ⅰ浮出易选锂粗精矿Ⅰ，即依次向矿浆中加入NaOH 540g/t·给矿，搅拌10min；Na2CO3 540g/t·给矿，搅拌10min，木质磺酸钙650g/t·给矿，搅拌5min；皂化油酸400g/t·给矿，搅拌5min；富集上浮的泡沫即为锂粗精矿Ⅰ； （4）二段浮选，包括： ①粗选Ⅱ：向一段浮选后的剩余矿浆依次加入NaOH 185g/t·给矿，搅拌5min； Na2CO3 185g/t·给矿，搅拌5min；木质磺酸钙120g/t·给矿，搅拌5min；NaClO300g/t·给矿，搅拌5min；皂化油酸370g/t·给矿，柴油60g/t·给矿，搅拌3min；富集所得泡沫； ②精选Ⅰ：向粗选Ⅱ后的剩余矿浆加入NaClO 100g/t·给矿，搅拌3min；富集所得泡沫； ③精选Ⅱ：向精选Ⅰ后的剩余矿浆加入NaClO 100g/t·给矿，搅拌3min；富集所得泡沫； ④扫选Ⅰ：向精选Ⅱ后的剩余矿浆依次加入NaClO 110g/t·给矿，搅拌3min；皂化油酸140g/t·给矿，搅拌2min；柴油27g/t·给矿，搅拌2min；富集所得泡沫； ⑤扫选Ⅱ：向扫选Ⅰ后的剩余矿浆依次加入NaClO 185g/t·给矿，搅拌3min；皂化油酸93g/t·给矿，搅拌2min；柴油18g/t·给矿，搅拌2min；富集所得泡沫，剩余的即为浮选尾矿； 将① ⑤所富集的泡沫合并得到锂粗精矿Ⅱ； ~ （5）合并锂粗精矿Ⅰ和锂粗精矿Ⅱ获得锂粗精矿Ⅲ； （6）将锂粗精矿Ⅲ加入磁选机中，先采用0.35T的弱磁选，后采用0.9T的高梯度强磁磁选，经选别后，可获得锂精矿，锂精矿含Li2O品位为6.65%，回收率为69.55%； （7）将浮选尾矿加入磁选机中，采用0.35T的弱磁选，得磁铁矿和磁选尾矿； （8）将磁选尾矿加入φ900螺旋溜槽中，进行粗选Ⅲ，给矿浓度25%，给矿量300kg/h，给水量1490kg/h，得到粗选精矿和粗选尾矿；将粗选尾矿继续采用螺旋溜槽进行扫选，给矿浓度25%，给矿量300kg/h，给水量1490kg/h，得到扫选精矿和螺溜尾矿；将粗选精矿和扫选精矿合并即得到钽铌铷粗精矿； （9）将钽铌铷粗精矿分为三个粒级，分别是：+0.15mm，0.15～+0.074mm,‑0.074mm三个级别，采用摇床选别，最终获得钽精矿含钽3615.49g/t，铌精矿含铌1019.06 g/t，铷精矿含铷1.27%。 实施例3： [0027] 本实施例采用国内某伟晶岩锂矿，含Li2O 1.52%，含Ta2O5 119g/t，含Nb2O5 23g/t，Rb 0.23%，主要含锂矿物为锂辉石、锂云母和铁锂云母等，钽铌矿物主要有铌铁矿、钽铁矿等矿物，铷无单独矿物形式存在，主要赋存于锂云母和铁锂云母中，主要脉石矿物为石英、钾长石、钠长石等。 [0028] 如图1所示，一种含钽铌铷多金属锂矿石的选矿方法，包括以下步骤：（1）破碎磨细：锂矿石原矿先破碎磨矿至‑0.2mm含量95%，其中‑0.074mm占72%； （2）调浆处理：向破碎磨细后的矿粒中加入调整剂NaOH和Na2CO3，添加量分别为 540g/t·原矿，调矿浆至pH12并机械搅拌10min，矿浆质量浓度为35%； （3）一段浮选：将调浆后的矿浆加入浮选机中，采用一次粗选Ⅰ浮出易选锂粗精矿Ⅰ，即依次向矿浆中加入NaOH 540g/t·给矿，搅拌10min；Na2CO3 540g/t·给矿，搅拌10min，木质磺酸钙500g/t·给矿，搅拌5min；皂化油酸400g/t·给矿，搅拌5min；富集上浮的泡沫即为锂粗精矿Ⅰ； （4）二段浮选，包括： ①粗选Ⅱ：向一段浮选后的剩余矿浆依次加入NaOH 185g/t·给矿，搅拌5min； Na2CO3 185g/t·给矿，搅拌5min；木质磺酸钙120g/t·给矿，搅拌5min；NaClO200g/t·给矿，搅拌5min；皂化油酸370g/t·给矿，柴油60g/t·给矿，搅拌3min；富集所得泡沫； ②精选Ⅰ：向粗选Ⅱ后的剩余矿浆加入NaClO 100g/t·给矿，搅拌3min；富集所得泡沫； ③精选Ⅱ：向精选Ⅰ后的剩余矿浆加入NaClO 100g/t·给矿，搅拌3min；富集所得泡沫； ④扫选Ⅰ：向精选Ⅱ后的剩余矿浆依次加入NaClO 110g/t·给矿，搅拌3min；皂化油酸140g/t·给矿，搅拌2min；柴油27g/t·给矿，搅拌2min；富集所得泡沫； ⑤扫选Ⅱ：向扫选Ⅰ后的剩余矿浆依次加入NaClO 185g/t·给矿，搅拌3min；皂化油酸93g/t·给矿，搅拌2min；柴油15g/t·给矿，搅拌2min；富集所得泡沫，剩余的即为浮选尾矿； 将① ⑤所富集的泡沫合并得到锂粗精矿Ⅱ； ~ （5）合并锂粗精矿Ⅰ和锂粗精矿Ⅱ获得锂粗精矿Ⅲ； （6）将锂粗精矿Ⅲ加入磁选机中，先采用0.35T的弱磁选，后采用0.9T的高梯度强磁磁选，经选别后，可获得锂精矿，锂精矿含Li2O品位为6.68%，回收率为68.55%； （7）将浮选尾矿加入磁选机中，采用0.35T的弱磁选，得磁铁矿和磁选尾矿； （8）将磁选尾矿加入φ900螺旋溜槽中，进行粗选Ⅲ，给矿浓度25%，给矿量300kg/h，给水量1490kg/h，得到粗选精矿和粗选尾矿；将粗选尾矿继续采用螺旋溜槽进行扫选，给矿浓度25%，给矿量300kg/h，给水量1490kg/h，得到扫选精矿和螺溜尾矿；将粗选精矿和扫选精矿合并即得到钽铌铷粗精矿； （9）将钽铌铷粗精矿分为三个粒级，分别是：+0.15mm，0.15～+0.074mm,‑0.074mm三个级别，采用摇床选别，最终获得钽精矿含钽3615.49g/t，铌精矿含铌1019.06 g/t，铷精矿含铷1.27%。 [0029] 在本领域选矿行业中，粗选，指通过一次选矿把原矿石上的泥土、杂质、脉石等分离，从而获得了比原矿石高的精矿产品，称作粗精矿。通常还达不到精粉品位的要求，这一工序称为粗选作业。扫选，指粗选过的尾矿还不能定为最终废弃尾矿，一般还需要进入另一步作业处理，这一过程称为扫选作业。精选，指把粗选作业后的精粉二次选矿获得的合格精粉产品，这个过程称为选矿精选作业。有时候还需要把粗精矿经过多次精选作业才能获得合格精矿产品，其作业依次称为一道精选、二道精选、三道精选等，直到获得达标精矿品位要求。矿石经过选别作业处理后，除去了大部分的脉石与杂质，使有用矿物得到富集的产品称为精矿。精矿是选矿厂的最终产品，一般作为冶炼的原料。最终精矿要使其主要成分及杂质含址都达到国家标准，才能称为合格精矿。原矿经过选别作业处理后，其主要成分已在精矿中富集，有的经过综合处理后，矿石的次要成分或其他伴生金属也得到回收。所以剩余的部分产物则含有用成分很低，这部分产物称之为尾矿，或叫最终尾矿。应当指出，在尾矿中仍然含有受目前技术水平限制而难于提取的有用成分，但将来有可能成为再利用的原料。因此，一般都将尾矿堆放在尾矿库保存起来。在选别过程中得到的中间产物称为中矿，中矿的有用部分含量一般介于精矿和尾矿之间。 |
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