从钼尾矿中回收云母的选矿方法 |
|||||||
| 申请号 | CN202311313607.0 | 申请日 | 2023-10-11 | 公开(公告)号 | CN117427767A | 公开(公告)日 | 2024-01-23 |
| 申请人 | 阿巴嘎旗金地矿业有限责任公司; | 发明人 | 李东锋; 谭锐; 李鹏飞; | ||||
| 摘要 | 本 发明 提供一种从钼 尾矿 中回收 云 母的选矿方法，属于选矿技术领域，依次通过 磁选 、重选、筛分将钼尾矿中的多种有用矿物进行分离，同时对筛分后得到的 矿石 进行浮选，浮选后得到品位为80‑85％的云母精矿，且云母精矿中锂的含量为0.1‑0.2％；在浮选时，采用 碳 酸钠和硫化钠作为调整剂， 烷基磺酸 钠、过 氧 羟基油酸和聚 葡萄糖 作为第一浮选剂，氮杂环庚烷‑2‑硫 酮 、胺类捕收剂和混合 烃 作为第二浮选剂。本发明采用磁选‑重选‑筛分‑浮选联合工艺，对钼尾矿中多种有价矿石进行 回收利用 ，同时在进行浮选时，由多种类型的浮选剂共同作用，大大提高了云母浮选时的效率，提高了云母的回收率和云母精矿的品位，实现了高回收率和高品位的云母的回收。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种从钼尾矿中回收云母的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤： |
||||||
| 说明书全文 | 从钼尾矿中回收云母的选矿方法技术领域[0001] 本发明涉及选矿技术领域，尤其涉及一种从钼尾矿中回收云母的选矿方法。 背景技术[0002] 钼是一种过渡金属元素，钼金属具有导电率高、高强度、高熔点、耐腐蚀等特性，被广泛应用于合金、化工、电子等领域。近年来，随着国民经济的高速发展，钼金属的需求量逐渐增加，我国钼矿石的开采量及处理量也快速增加，但由于钼矿石的钼品位较低，在采用浮选技术提取钼资源的过程中，占矿石开采量95％以上的钼矿石会作为尾矿排出。若将这些钼尾矿作为固废堆积，不仅占用大量的土地资源，增加尾矿库修筑及维护资金，而且会造成水土污染，也会使得周围居住环境存在安全隐患。因此，推进钼尾矿的回收利用备受重视。 [0003] 我国的钼矿大多是多金属元素的复合矿、伴生矿，组分复杂，在开采钼矿时，除钼元素以外的其他金属通常没有进行再提纯或回收利用，都被作为脉石矿物堆存在尾矿库当中。如果选用合理的生产工艺对钼尾矿进行再利用，既可以有效地回收钼尾矿中的有用矿物，又能缓解钼尾矿的大量堆积所造成的安全隐患，实现钼尾矿的二次资源利用。 [0004] 金地矿业的钼尾矿中的主要矿物为云母、石英和长石，还含有黄铁矿、硫铁矿和磁铁矿等含铁矿物，此外还有部分绿泥石。根据钼尾矿工艺矿物学报告，金地矿业的钼尾矿的云母中含锂0.01％左右，且锂在云母中的分布率达到99.06％。但常规可回收利用的钼尾矿中锂含量常在0.1‑0.2％，而对于锂含量小于0.1％的钼尾矿都作为废矿处理，造成了资源浪费。随着新能源汽车在国内的飞速发展，国内市场对锂资源的需求呈爆发式增长，针对这种情况，金地矿业对钼尾矿中的云母进行了富集和回收，再利用湿法冶金法或焙烧法将锂提取出来，将原来难以利用的锂资源进行了回收，有利于提高生产效益。 [0005] 而现有技术中，针对钼尾矿中的云母的回收和富集，常用的方法有浮选法、磁选法、重介质法、联合选矿法等。浮选法是进行云母回收和富集是最主要的分选方法，但是由于钼尾矿中成分复杂，有害杂质多，因此在浮选时往往要消耗大量的浮选剂，且浮选剂的捕收性能和选择性不能很好的兼顾，从而导致钼尾矿中云母回收率低，造成资源浪费。重介质法、磁选法都是属于物理分选过程，虽然过程简单，但得到的云母精矿品位较低。常规的联合选矿法采用的是磁浮、重浮或重磁联合再浮选的选矿法，在选矿前还需要对钼尾矿进行研磨，钼尾矿中的其他有价矿物，如石英、长石、含铁矿物以及绿泥石等都没有得到回收利用，而是作为二次尾矿排放堆积，造成了资源的浪费；并且浮选时，云母当中会夹带有磁浮和重浮过程没有清理干净的细泥，从而导致浮选难度加大。 发明内容[0006] 本发明提供一种从钼尾矿中回收云母的选矿方法，用以解决当前低锂含量的钼尾矿难以回收，从钼尾矿中回收云母时存在的浮选剂消耗量大，浮选剂的捕收性能和选择性不能兼顾，云母回收率和云母精矿品位低的问题，同时还解决了常规的联合选矿法中，钼尾矿中其他有用资源没有得到回收利用，浮选时云母中夹带细泥造成的浮选难度大的问题。 [0007] 本发明可以通过以下技术方案来实现： [0008] 一种从钼尾矿中回收云母的选矿方法，包括以下步骤： [0010] S2：对S1中得到的磁性物进行摇床重选，重选时冲程为15‑20mm，除去其中的铁类矿石，得到轻矿物1；对S1中的得到的非磁性物进行摇床重选，重选时冲程为25‑30mm，除去其中的石英和长石，得到轻矿物2； [0011] S3：将S2中得到的轻矿物1和轻矿物2进行合并，然后采用筛网进行筛分，除去其中的细泥； [0012] S4：向S3中筛分后得到的云母粗矿中加入调整剂、第一浮选剂和第二浮选剂进行浮选，最终得到云母精矿； [0013] 调整剂是碳酸钠和硫化钠的混合制剂；第一浮选剂是烷基磺酸钠、过氧羟基油酸和聚葡萄糖的混合制剂；第二浮选剂是氮杂环庚烷‑2‑硫酮、胺类捕收剂和混合烃的混合制剂，混合烃为碳原子数为10‑15的烃类混合物。 [0014] 可选地，S4中浮选的具体步骤为： [0015] (1)粗选：先加入调整剂将云母粗矿的pH调节至8‑10，再加入100‑250g/t第一浮选剂和100‑200g/t第二浮选剂，搅拌2‑4min后，再采用分段加药的方式加入其余第二浮选剂，获得粗选精矿和粗选尾矿；第二浮选剂的总添加量为250‑500g/t； [0016] 分段加药的具体条件为：间隔时间为2‑4min，每次添加量为30‑60g/t，添加次数为5次； [0017] (2)精选Ⅰ：向粗选精矿中加入100‑130g/t第一浮选剂进行精选，获得精选精矿和精选尾矿1； [0018] (3)扫选：粗选尾矿和精选尾矿1合并为浮选中矿，返回步骤(1)中进行粗选； [0019] (4)精选Ⅱ：向精选精矿中加入50‑70g/t第一浮选剂进行二次精选，得到云母精矿和精选尾矿2，精选尾矿2返回步骤(2)中再次精选。 [0020] 可选地，调整剂中碳酸钠和硫化钠的质量比为(3‑4):1。 [0021] 可选地，第一浮选剂中烷基磺酸钠、过氧羟基油酸和聚葡萄糖的质量比为1:(1.5‑2):(1.5‑2)。 [0022] 可选地，第二浮选剂中氮杂环庚烷‑2‑硫酮、胺类捕收剂和混合烃的质量比为(0.2‑0.3):(2‑3):1。 [0023] 可选地，胺类捕收剂包括十二胺、十六胺和十八胺，其质量比为十二胺:十六胺:十八胺＝1:(1‑1.5):(3‑4)。 [0024] 可选地，混合烃为碳原子数为10‑15的饱和烃及芳烃的混合物，其中饱和烃和芳烃的质量比为(7‑8):1。 [0025] 可选地，S3中进行筛分时采用的筛网目数为325目，筛分次数为5‑10次。 [0026] 可选地，S1中磁选的段数为1‑3段，磁选时采用的设备为平环式高梯度磁选机、立环式高梯度磁选机中的一种。 [0027] 可选地，云母精矿中云母的品位为80‑85％，云母中锂的含量为0.1‑0.2％。 [0028] 本发明提供的从钼尾矿中回收云母的选矿方法，通过磁选‑重选‑筛分‑浮选的联合选矿方法实现了在回收得到高回收率和高品位的云母的同时，对钼尾矿中的其他有价矿物质(如绿泥石、含铁矿物和石英、长石)一并进行了分离回收；通过筛分除去了云母中的细泥，降低了后续浮选时的难度的有益效果。 [0029] 本发明通过采用碳酸钠和硫化钠作为调整剂，在将矿浆调整为碱性的同时，会在矿物表面形成硫化物薄膜，硫化膜在碱性的条件下会加强对胺类捕收剂的吸附，从而提高第二浮选剂对云母的选择性。烷基磺酸钠、过氧羟基油酸和聚葡萄糖作为第一浮选剂，可以吸附在方解石表面形成亲水的薄膜，提高方解石矿物表面的水化性，进而削弱第二浮选剂对方解石的吸附活性，使得第二浮选剂对云母的选择性进一步增加。氮杂环庚烷‑2‑硫酮、胺类捕收剂和混合烃作为第二浮选剂，氮杂环庚烷‑2‑硫酮的硫代羰基S原子是氮杂环硫酮类捕收剂的化学反应中心，可以和多种金属离子成键，同时氮杂环庚烷‑2‑硫酮具有共轭结构，具备面形捕收剂的特征，可以提升矿物金属界面‑捕收剂络合物的稳定性，强化矿物颗粒疏水分离与富集；混合烃可以提高矿物表面的疏水性，从而提高胺类捕收剂的工作效果。在浮选过程中，调整剂、第一浮选剂和第二浮选剂协同作用，能提高浮选剂的捕收性能和选择性，从而提升浮选效率和浮选收率，进而提高了浮选所得云母精矿的收率和品位，还能降低浮选剂的消耗量，降低生产成本。 [0031] 为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作一简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。 [0032] 图1为本发明一实施例提供的从钼尾矿中回收云母的选矿方法的流程示意图。 具体实施方式[0033] 为使本发明实施例的目的、技术方案和优点更加清楚，下面对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得的所有其它实施例，也属于本发明保护的范围。 [0034] 如图1所示，一种从钼尾矿中回收云母的选矿方法，包括以下步骤： [0035] S1：对钼尾矿在0.8‑1.4T的磁场强度下进行磁选，将钼尾矿分成磁性物和非磁性物。 [0036] 优选地，S1中磁选的段数为1‑3段，磁选时采用的设备为平环式高梯度磁选机、立环式高梯度磁选机中的一种。 [0037] 首先对钼尾矿进行磁选，磁选时磁场强度0.8‑1.4T，采用高的磁场强度进行磁选，以确保将其中的磁性物和非磁性物分离的彻底。磁性物中矿石的组分为黄铁矿、磁铁矿、硫铁矿、云母和部分夹杂的绿泥石，非磁性物中矿石的组分为长石、石英、云母和部分夹带的绿泥石。磁选主要是将钼尾矿中的含铁矿物和石英、长石进行分离以便各自进行后续的回收。 [0038] S2：对S1中得到的磁性物进行摇床重选，重选时冲程为15‑20mm，除去其中的铁类矿石，得到轻矿物1；对S1中的得到的非磁性物进行摇床重选，重选时冲程为25‑30mm，除去其中的石英和长石，得到轻矿物2。 [0039] 对磁性物进行摇床重选，将云母和含铁矿物进行分离，由于云母的密度在2.7‑3 3 3.5g/cm之间，铁矿石的密度在4.8‑5.2g/cm之间，二者的密度差异较大，因此重选时冲程 3 不必太大，选择15‑20mm即可将铁矿石和云母分离彻底。石英和长石的密度在2.5‑2.7g/cm之间，和云母的密度差异较小，因此选择冲程为25‑30mm，即可将石英和长石与云母分离彻底。分离后的含铁矿石可以进行进一步的提纯，以获取其中的铁，石英和长石则可以作为建筑材料进行回收利用。 [0040] S3：将S2中得到的轻矿物1和轻矿物2进行合并，然后采用筛网进行筛分，除去其中的细泥。 [0041] 磁性物和非磁性物经过重选后所剩余的轻矿物1和轻矿物2的主要成分都为云母，此外还有部分的绿泥石，如果不对云母上夹带的绿泥石进行筛分，而是直接进行浮选的话，会降低浮选的效率和效果，使得云母精矿的品位降低，因此在进行浮选前要对云母进行筛分。筛分时，绿泥石会从筛网中漏下，云母则会留在筛网上，从而达到分离云母和绿泥石的目的。 [0042] S4：向S3中筛分后得到的云母粗矿中加入调整剂、第一浮选剂和第二浮选剂剂进行浮选，最终得到云母精矿。 [0043] 经过磁选、重选和筛分后得到的主要是粗云母，即云母粗矿，因此对云母粗矿进行浮选，以获取高品位的云母精矿，经过浮选后的云母精矿品位可达80‑85％。 [0044] 进一步地，调整剂是碳酸钠和硫化钠的混合制剂；第一浮选剂是烷基磺酸钠、过氧羟基油酸和聚葡萄糖的混合制剂；第二浮选剂是氮杂环庚烷‑2‑硫酮、胺类捕收剂和混合烃的混合制剂，混合烃为碳原子数为10‑15的烃类混合物。 [0045] 单一组分的调整剂和浮选剂在进行浮选时常会受到工作环境例如pH、温度的影响，从而使得浮选效果下降，造成云母精矿品位下降。为了避免这种情况的发生，在选择调整剂和浮选剂时，应采用多组分的混合制剂，以提高浮选时浮选剂的选择性和浮选效率，从而获得高品位的云母精矿。 [0046] 可选地，调整剂中碳酸钠和硫化钠的质量比为(3‑4):1。 [0047] 采用碳酸钠和硫化钠作为调整剂，在将矿浆调整为碱性的同时，会在矿物表面形成硫化物薄膜，硫化膜在碱性的条件下会加强对胺类捕收剂的吸附，从而提高浮选剂对云母的选择性。 [0048] 可选地，第一浮选剂中烷基磺酸钠、过氧羟基油酸和聚葡萄糖的质量比为1:(1.5‑2):(1.5‑2)。 [0049] 烷基磺酸钠、过氧羟基油酸和聚葡萄糖作为第一浮选剂，可以吸附在方解石表面形成亲水的薄膜，提高方解石矿物表面的水化性，进而削弱捕收剂对方解石的吸附活性，使得浮选剂对锂云母的选择性进一步增加。 [0050] 可选地，第二浮选剂中氮杂环庚烷‑2‑硫酮、胺类捕收剂和混合烃的质量比为(0.2‑0.3):(2‑3):1。 [0051] 氮杂环庚烷‑2‑硫酮、胺类捕收剂和混合烃作为第二浮选剂，氮杂环庚烷‑2‑硫酮的硫代羰基S原子是氮杂环硫酮类捕收剂的化学反应中心，可以和多种金属离子成键，同时氮杂环庚烷‑2‑硫酮具有共轭结构，具备面形捕收剂的特征，可以提升矿物金属界面‑捕收剂络合物的稳定性，强化矿物颗粒疏水分离与富集，混合烃可以增强疏水表面，以提高胺类捕收剂的工作效果。 [0052] 可选地，胺类捕收剂包括十二胺、十六胺和十八胺，其质量比为十二胺:十六胺:十八胺＝1:(1‑1.5):(3‑4)。 [0053] 胺类捕收剂对锂云母有着良好的捕收效果，尤其是与其他捕收剂组合使用时，可以有效提高云母中Li2O的品位。 [0054] 可选地，混合烃为碳原子数为10‑15的饱和烃及芳烃的混合物，其中饱和烃和芳烃的质量比为(7‑8):1。 [0055] 混合烃的泡沫稳定性高，不容易破裂，能够保证浮选的稳定性，提高选矿效率；混合烃中的饱和烃的种类和比例，以及芳烃的种类和比例可以任意选择，其浮选的效果没有显著差异。 [0056] 可选地，S3中进行筛分时采用的筛网目数为325目，筛分次数为5‑10次。 [0057] 云母呈片状，其直径较大，而绿泥石的颗粒则较小，采用325目的筛网即可将绿泥石和云母进行分离。 [0058] 可选地，S4中浮选的具体步骤为： [0059] (1)粗选：先加入调整剂将云母粗矿的pH调节至8‑10，再加入100‑250g/t第一浮选剂和100‑200g/t第二浮选剂，搅拌2‑4min后，再采用分段加药的方式加入其余第二浮选剂，获得粗选精矿和粗选尾矿；第二浮选剂的总添加量为250‑500g/t； [0060] 分段加药的具体条件为：间隔时间为2‑4min，每次添加量为30‑60g/t，添加次数为5次； [0061] (2)精选Ⅰ：向粗选精矿中加入100‑130g/t第一浮选剂进行精选，获得精选精矿和精选尾矿1； [0062] (3)扫选：粗选尾矿和精选尾矿1合并为浮选中矿，返回步骤(1)中进行粗选； [0063] (4)精选Ⅱ：向精选精矿中加入50‑70g/t第一浮选剂进行二次精选，得到云母精矿和精选尾矿2，精选尾矿2返回步骤(2)中再次精选。 [0064] 浮选采用“一粗二精一扫”的方法，在粗选时加入调整剂，将云母粗矿的pH调至8‑10，在碱性的环境下进行浮选，既避免了在酸性条件下矿浆对设备造成的腐蚀，同时碱性的环境也提高了浮选剂的浮选效率。在添加第二浮选剂时，并不选择一次性加入足量的第二浮选剂，而是采取分段加药的方式：在加入调整剂和第二浮选剂时，先加入第二浮选剂总量的50‑60％，其余的40‑50％可以分批的加入，采取分段加药的方式可以改善粗选精矿质量。 粗选之后再经过精选Ⅰ和精选Ⅱ以进一步提高云母精矿的品位，通过扫选回收粗选尾矿和精选尾矿1中的云母以提高云母的回收率。 [0065] 可选地，云母精矿中云母的品位为80‑85％，云母中锂的含量为0.1‑0.2％。 [0066] 以下结合具体的实施例对本发明作进一步详细说明。 [0067] 实施例1 [0068] 一种从钼尾矿中回收云母的选矿方法，包括以下步骤： [0069] S1：对钼尾矿在0.8T的磁场强度下进行磁选，磁选段数为1段，将钼尾矿分成磁性物和非磁性物； [0070] S2：对S1中得到的磁性物进行摇床重选，重选时冲程为15mm，除去其中的铁类矿石，得到轻矿物1；对S1中的得到的非磁性物进行摇床重选，重选时冲程为25mm，除去其中的石英和长石，得到轻矿物2； [0071] S3：将S2中得到的轻矿物1和轻矿物2进行合并，然后采用325目的筛网进行5次筛分，除去其中的细泥； [0072] 筛分得到的云母粗矿的组分结果如表1所示： [0073] 表1 [0074] 名称 锂云母 方解石含量(％) 19.31 80.69 [0075] S4：对S3中筛分后的云母粗矿进行浮选，浮选时，调整剂是质量比为3:1的碳酸钠、硫化钠的混合制剂；第一浮选剂是质量比为1:1.5:1.5的十二烷基磺酸钠、过氧油酸钠和聚葡萄糖的混合制剂；第二浮选剂是质量比为0.2:2:1的氮杂环庚烷‑2‑硫酮、胺类捕收剂和混合烃的混合制剂，其中的胺类捕收剂中十二胺:十六胺:十八胺的质量比是1:1:3，混合烃中饱和烃和芳烃的质量比为7:1。浮选时的具体步骤如下： [0076] (1)粗选：加入调整剂将云母粗矿的pH调节至8，再加入150g/t第一浮选剂和100g/t第二浮选剂，搅拌2min后，再继续多次分段加入30g/t的第二浮选剂，重复加入5次，每次添加的时间间隔为2min，获得粗选精矿和粗选尾矿；上述第二浮选剂的总添加量为250g/t； [0077] (2)精选Ⅰ：向粗选精矿中加入100g/t第一浮选剂进行精选，获得精选精矿和精选尾矿1； [0078] (3)扫选：粗选尾矿和精选尾矿1合并为浮选中矿，返回步骤(1)中进行粗选； [0079] (4)精选Ⅱ：向精选精矿中加入50g/t第一浮选剂进行二次精选，得到云母精矿和精选尾矿2，精选尾矿2返回步骤(2)中再次精选。 [0080] 最终的浮选得到的云母精矿的组分结果如表2所示： [0081] 表2 [0082] 名称 锂云母收率 锂云母品位 Li2O品位数值 95.23％ 80.41％ 0.11％ [0083] 实施例2 [0084] 一种从钼尾矿中回收云母的选矿方法，包括以下步骤： [0085] S1：对钼尾矿在1.4T的磁场强度下进行磁选，磁选段数为3段，将钼尾矿分成磁性物和非磁性物； [0086] S2：对S1中得到的磁性物进行摇床重选，重选时冲程为20mm，除去其中的铁类矿石，得到轻矿物1；对S1中的得到的非磁性物进行摇床重选，重选时冲程为30mm，除去其中的石英和长石，得到轻矿物2； [0087] S3：将S2中得到的轻矿物1和轻矿物2进行合并，然后采用325目的筛网进行10次筛分，除去其中的细泥； [0088] 筛分得到的云母粗矿的组分结果如表3所示： [0089] 表3 [0090] 名称 锂云母 方解石含量(％) 22.09 77.91 [0091] S4：对S3中筛分后的云母粗矿进行浮选，浮选时，调整剂是质量比为4:1的碳酸钠、硫化钠的混合制剂；第一浮选剂是质量比为1:2:2的十二烷基磺酸钠、过氧油酸钠和聚葡萄糖的混合制剂；第二浮选剂是质量比为0.3:3:1的氮杂环庚烷‑2‑硫酮、胺类捕收剂和混合烃的混合制剂，其中的胺类捕收剂中十二胺:十六胺:十八胺的质量比是1:1.5:4，混合烃中饱和烃和芳烃的质量比为8:1。浮选时的具体步骤如下： [0092] (1)粗选：加入调整剂将云母粗矿的pH调节至10，再加入250g/t第一浮选剂和200g/t第二浮选剂，搅拌4min后，再继续多次分段加入60g/t的第二浮选剂，重复加入5次，每次添加的时间间隔为4min，获得粗选精矿和粗选尾矿；上述第二浮选剂的总添加量为 500g/t； [0093] (2)精选Ⅰ：向粗选精矿中加入130g/t第一浮选剂进行精选，获得精选精矿和精选尾矿1； [0094] (3)扫选：粗选尾矿和精选尾矿1合并为浮选中矿，返回步骤(1)中进行粗选； [0095] (4)精选Ⅱ：向精选精矿中加入60g/t第一浮选剂进行二次精选，得到云母精矿和精选尾矿2，精选尾矿2返回步骤(2)中再次精选。 [0096] 最终的浮选得到的云母精矿的组分结果如表4所示： [0097] 表4 [0098] 名称 锂云母收率 锂云母品位 Li2O品位数值 97.75％ 84.22％ 0.19％ [0099] 实施例3 [0100] 一种从钼尾矿中回收云母的选矿方法，包括以下步骤： [0101] S1：对钼尾矿在1.1T的磁场强度下进行磁选，磁选段数为2段，将钼尾矿分成磁性物和非磁性物； [0102] S2：对S1中得到的磁性物进行摇床重选，重选时冲程为17mm，除去其中的铁类矿石，得到轻矿物1；对S1中的得到的非磁性物进行摇床重选，重选时冲程为27mm，除去其中的石英和长石，得到轻矿物2； [0103] S3：将S2中得到的轻矿物1和轻矿物2进行合并，然后采用325目的筛网进行7次筛分，除去其中的细泥； [0104] 筛分得到的云母粗矿的组分结果如表5所示： [0105] 表5 [0106]名称 锂云母 方解石 含量(％) 19.62 80.38 [0107] S4：对S3中筛分后的云母粗矿进行浮选，浮选时，调整剂是质量比为3.5:1的碳酸钠、硫化钠的混合制剂；第一浮选剂是质量比为1:1.7:1.7的十二烷基磺酸钠、过氧油酸钠和聚葡萄糖的混合制剂；第二浮选剂是质量比为0.2:2.5:1的氮杂环庚烷‑2‑硫酮、胺类捕收剂和混合烃的混合制剂，其中的胺类捕收剂中十二胺:十六胺:十八胺的质量比是1:1:3.5，混合烃中饱和烃和芳烃的质量比为7.5:1。浮选时的具体步骤如下： [0108] (1)粗选：加入调整剂将云母粗矿的pH调节至9，再加入200g/t第一浮选剂和150g/t第二浮选剂，搅拌3min后，再继续多次分段加入45g/t的第二浮选剂，重复加入5次，每次添加的时间间隔为3min，获得粗选精矿和粗选尾矿；上述第二浮选剂的总添加量为375g/t； [0109] (2)精选Ⅰ：向粗选精矿中加入115g/t第一浮选剂进行精选，获得精选精矿和精选尾矿1； [0110] (3)扫选：粗选尾矿和精选尾矿1合并为浮选中矿，返回步骤(1)中进行粗选； [0111] (4)精选Ⅱ：向精选精矿中加入60g/t第一浮选剂进行二次精选，得到云母精矿和精选尾矿2，精选尾矿2返回步骤(2)中再次精选。 [0112] 最终的浮选得到的云母精矿的组分结果如表6所示： [0113] 表6 [0114] 名称 锂云母收率 锂云母品位 Li2O品位数值 96.31％ 82.06％ 0.16％ [0115] 实施例4 [0116] 一种从钼尾矿中回收云母的选矿方法，包括以下步骤： [0117] S1：对钼尾矿在0.8T的磁场强度下进行磁选，磁选段数为3段，将钼尾矿分成磁性物和非磁性物； [0118] S2：对S1中得到的磁性物进行摇床重选，重选时冲程为20mm，除去其中的铁类矿石，得到轻矿物1；对S1中的得到的非磁性物进行摇床重选，重选时冲程为25mm，除去其中的石英和长石，得到轻矿物2； [0119] S3：将S2中得到的轻矿物1和轻矿物2进行合并，然后采用325目的筛网进行9次筛分，除去其中的细泥； [0120] 筛分得到的云母粗矿的组分结果如表7所示： [0121] 表7 [0122] 名称 锂云母 方解石含量(％) 20.16 79.84 [0123] S4：对S3中筛分后的云母粗矿进行浮选，浮选时，调整剂是质量比为3:1的碳酸钠、硫化钠的混合制剂；第一浮选剂是质量比为1:1.5:2的十二烷基磺酸钠、过氧油酸钠和聚葡萄糖的混合制剂；第二浮选剂是质量比为0.3:2:1的氮杂环庚烷‑2‑硫酮、胺类捕收剂和混合烃的混合制剂，其中的胺类捕收剂中十二胺:十六胺:十八胺的质量比是1:1.5:3，混合烃中饱和烃和芳烃的质量比为7:1。浮选时的具体步骤如下： [0124] (1)粗选：加入调整剂将云母粗矿的pH调节至9，再加入150g/t第一浮选剂和100g/t第二浮选剂，搅拌2min后，再继续多次分段加入30g/t的第二浮选剂，重复加入5次，每次添加的时间间隔为2min，获得粗选精矿和粗选尾矿；上述第二浮选剂的总添加量为250g/t； [0125] (2)精选Ⅰ：向粗选精矿中加入130g/t第一浮选剂进行精选，获得精选精矿和精选尾矿1； [0126] (3)扫选：粗选尾矿和精选尾矿1合并为浮选中矿，返回步骤(1)中进行粗选； [0127] (4)精选Ⅱ：向精选精矿中加入70g/t第一浮选剂进行二次精选，得到云母精矿和精选尾矿2，精选尾矿2返回步骤(2)中再次精选。 [0128] 最终的浮选得到的云母精矿的组分结果如表8所示： [0129] 表8 [0130] 名称 锂云母收率 锂云母品位 Li2O品位数值 97.92％ 82.06％ 0.17％ [0131] 实施例5 [0132] 一种从钼尾矿中回收云母的选矿方法，包括以下步骤： [0133] S1：对钼尾矿在0.9T的磁场强度下进行磁选，磁选段数为2段，将钼尾矿分成磁性物和非磁性物； [0134] S2：对S1中得到的磁性物进行摇床重选，重选时冲程为15mm，除去其中的铁类矿石，得到轻矿物1；对S1中的得到的非磁性物进行摇床重选，重选时冲程为30mm，除去其中的石英和长石，得到轻矿物2； [0135] S3：将S2中得到的轻矿物1和轻矿物2进行合并，然后采用325目的筛网进行10次筛分，除去其中的细泥； [0136] 筛分得到的云母粗矿的组分结果如表9所示： [0137] 表9 [0138] 名称 锂云母 方解石含量(％) 21.03 78.97 [0139] S4：对S3中筛分后的云母粗矿进行浮选，浮选时，调整剂是质量比为3:1的碳酸钠、硫化钠的混合制剂；第一浮选剂是质量比为1:2:1.5的十二烷基磺酸钠、过氧油酸钠和聚葡萄糖的混合制剂；第二浮选剂是质量比为0.3:2.5:1的氮杂环庚烷‑2‑硫酮、胺类捕收剂和混合烃的混合制剂，其中的胺类捕收剂中十二胺:十六胺:十八胺的质量比是1:1:3，混合烃中饱和烃和芳烃的质量比为7.5:1。浮选时的具体步骤如下： [0140] (1)粗选：加入调整剂将云母粗矿的pH调节至8，再加入150g/t第一浮选剂和200g/t第二浮选剂，搅拌2min后，再继续多次分段加入30g/t的第二浮选剂，重复加入5次，每次添加的时间间隔为2min，获得粗选精矿和粗选尾矿；上述第二浮选剂的总添加量为350g/t； [0141] (2)精选Ⅰ：向粗选精矿中加入100g/t第一浮选剂进行精选，获得精选精矿和精选尾矿1； [0142] (3)扫选：粗选尾矿和精选尾矿1合并为浮选中矿，返回步骤(1)中进行粗选； [0143] (4)精选Ⅱ：向精选精矿中加入70g/t第一浮选剂进行二次精选，得到云母精矿和精选尾矿2，精选尾矿2返回步骤(2)中再次精选。 [0144] 最终的浮选得到的云母精矿的组分结果如表10所示： [0145] 表10 [0146]名称 锂云母收率 锂云母品位 Li2O品位 数值 97.22％ 83.85％ 0.16％ [0147] 对比例1 [0148] 对比例1和实施例1的区别仅在于：取消了S3筛选的过程，将重选之后的轻矿物1和轻矿物2进行合并，然后直接进行浮选，其他步骤和操作条件与实施例1一致。 [0149] 重选得到的轻矿物1和轻矿物2的混合矿物的组分如表11所示： [0150] 表11 [0151] 名称 锂云母 方解石 绿泥石数值 16.51％ 64.47％ 19.02％ [0152] 最终的浮选得到的云母精矿的组分如表12所示： [0153] 表12 [0154]名称 锂云母收率 锂云母品位 Li2O品位 数值 85.31％ 75.01％ 0.05％ [0155] 对比例2 [0156] 对比例2和实施例1的区别仅在于：将S1磁选和S2重选的顺序进行调换，即先进行重选，再进行磁选。 [0157] 筛分之后的云母粗矿的组分如表13所示： [0158] 表13 [0159] 名称 锂云母 方解石 绿泥石数值 9.13％ 75.54％ 15.33％ [0160] 最终的浮选得到的云母精矿的组分结果如表14所示： [0161] 表14 [0162]名称 锂云母收率 锂云母品位 Li2O品位 数值 86.12％ 76.53％ 0.09％ [0163] 对比例3 [0164] 对比例3和实施例2的区别仅在于：浮选过程中的调整剂仅使用了碳酸钠，其他方法与条件与实施例1一致。 [0165] 最终的浮选得到的云母精矿的组分结果如表15所示： [0166] 表15 [0167] 名称 锂云母收率 锂云母品位 Li2O品位数值 90.01％ 80.75％ 0.14％ [0168] 对比例4 [0169] 对比例4和实施例3的区别仅在于：浮选过程中的第一浮选剂使用了十二烷基磺酸钠和过氧油酸钠的混合制剂，其比例为1:1，其他方法与条件与实施例1一致。 [0170] 最终的浮选得到的云母精矿的组分结果如表16所示： [0171] 表16 [0172]名称 锂云母收率 锂云母品位 Li2O品位 数值 91.05％ 80.53％ 0.12％ [0173] 对比例5 [0175] 最终的浮选得到的云母精矿的组分结果如表17所示： [0176] 表17 [0177] 名称 锂云母收率 锂云母品位 Li2O品位数值 91.32％ 79.02％ 0.13％ [0178] 对比例6 [0179] 对比例6和实施例5的区别仅在于：浮选过程中的第二浮选剂为一次性加入，其他方法与条件与实施例1一致。 [0180] 最终的浮选得到的云母精矿的组分结果如表18所示： [0181] 表18 [0182]名称 锂云母收率 锂云母品位 Li2O品位 数值 93.12％ 80.31％ 0.12％ [0183] 对比例7 [0184] 对比例7和实施例2的区别仅在于：浮选过程中的调整剂仅使用了碳酸钠；第一浮选剂使用了十二烷基磺酸钠和过氧油酸钠的混合制剂，其比例为1:1；第二浮选剂使用了胺类捕收剂和煤油的混合制剂，其比例为1:1，其他方法与条件与实施例2一致。 [0185] 最终的浮选得到的云母精矿的组分结果如表19所示： [0186] 表19 [0187] 名称 锂云母收率 锂云母品位 Li2O品位数值 75.30％ 75.76％ 0.06％ [0188] 对比例8 [0189] 对比例8在对比例7的基础上，将第一浮选剂和第二浮选剂的用量扩大三倍，其他方法与条件与实施例2一致。 [0190] 最终的浮选得到的云母精矿的组分结果如表20所示： [0191] 表20 [0192]名称 锂云母收率 锂云母品位 Li2O品位 数值 86.31％ 79.62％ 0.11％ [0193] 上述实施例1‑5和对比例1‑8中采用的钼尾矿的组分均为金地矿业浮选钼所得到的尾矿，其组分如表21所示： [0194] 表21 [0195]名称 黄铁矿 磁铁矿 硫铁矿 绿泥石 云母 石英 长石 数值 10‑20％ 15‑20％ 10‑25％ 10‑20％ 5‑10％ 10‑15％ 15‑30％[0196] 实施例1‑5和对比例1‑8的结果汇总见表22： [0197] 表22 [0198] 名称 锂云母 方解石 绿泥石 锂云母收率 锂云母品位 Li2O品位实施例1 19.31％ 80.69％ 0 95.23％ 80.41％ 0.11％实施例2 22.09％ 77.91％ 0 97.75％ 84.22％ 0.19％ 实施例3 19.62％ 80.38％ 0 96.31％ 82.06％ 0.16％ 实施例4 20.16％ 79.84％ 0 97.92％ 82.06％ 0.17％ 实施例5 21.03％ 78.97％ 0 97.22％ 83.85％ 0.16％ 对比例1 16.51％ 64.47％ 19.02％ 85.31％ 75.01％ 0.05％ 对比例2 9.13％ 75.54％ 15.33％ 86.12％ 76.53％ 0.09％ 对比例3 22.09％ 77.91％ 0 90.01％ 80.75％ 0.14％ 对比例4 19.62％ 80.38％ 0 91.05％ 80.53％ 0.12％ 对比例5 20.16％ 79.84％ 0 91.32％ 79.02％ 0.13％ 对比例6 21.03％ 78.97％ 0 93.12％ 80.31％ 0.12％ 对比例7 22.09％ 77.91％ 0 75.30％ 75.76％ 0.06％ 对比例8 22.09％ 77.91％ 0 86.31％ 79.62％ 0.11％ [0199] 通过实施例1和对比例1可以看出，在进行浮选前进行筛分除泥，将云母中夹杂的绿泥石过滤掉，就可以避免浮选时绿泥石对浮选药剂的影响，可以有效提高锂云母收率和锂云母中Li2O的品位。 [0200] 通过实施例1和对比例2可以看出磁选‑重选‑筛分‑浮选工艺回收云母的效果要优于重选‑磁选‑筛分‑浮选工艺的效果，主要原因在于：在进行磁选时主要的目的是分离含铁矿物和不含铁的矿物，当矿物经过磁选后，云母在磁性物和非磁性物中都存在，再利用不同冲程的重选将云母从磁性物和非磁性物中分别进行分离，分离效果更好；而先重选后磁选，则会导致重选重点分离含铁矿石，会有石英和长石混合在重选所得云母中，在磁选时，又会导致云母夹带在非磁性物中被分离出去，以致云母收率下降，还会在后续的浮选分离时，有部分石英和长石就混合在了云母当中，导致云母品位下降。 [0201] 通过实施例2和对比例3可以看出，在加入调整剂时，碳酸钠和硫化钠的混合制剂效果要优于单一用碳酸钠作为调整剂的效果，硫化钠对捕收剂有增益作用，锂云母品位和Li2O品位均较好。 [0202] 通过实施例3和对比例4可以看出，在使用第一浮选剂时，由十二烷基磺酸钠、过氧油酸钠和聚葡萄糖的混合制剂作为第一浮选剂时，效果要优于不添加聚葡萄糖的第一浮选剂。 [0203] 通过实施例4和对比例5可以看出，在使用第二浮选剂时，氮杂环庚烷‑2‑硫酮、胺类捕收剂和混合烃的混合制剂的捕收效果优于胺类捕收剂和煤油混合的第二浮选剂的捕收效果。 [0204] 通过实施例5和对比例6可以看出，在放置第二浮选剂时，第二浮选剂分段加入的效果优于一次性加入的效果。 [0205] 通过实施例2和对比例7可以看出，在调整剂中添加硫化钠，在第一浮选剂中添加聚葡萄糖，在第二浮选剂中添加氮杂环庚烷‑2‑硫酮，由三者协同作用的结果要优于只添加其中一种或两者时的使用效果。 [0206] 通过实施例2、对比例7和对比例8可以看出，在浮选剂中不添加硫化钠、聚葡萄糖和氮杂环庚烷‑2‑硫酮的情况下，要达到好的浮选效果，浮选剂的用量要远高于添加前述三种物质的情况，且浮选的结果也相比添加后的要差。 [0207] 最后应说明的是，以上各实施例仅用以说明本发明的技术方案，而非对其限制；尽管参照前述各实施例对本发明进行了详细的说明，本领域的普通技术人员应当理解；其依然可以对前述各实施例所记载的技术方案进行修改，或者对其中部分或者全部技术特征进行等同替换；而这些修改或者替换，并不使相应技术方案的本质脱离本发明各实施例技术方案的范围。 |
||||||
QQ群二维码
意见反馈
意见反馈