一种含锂选矿废渣综合回收钽铌锂的方法 |
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申请号 | CN202211235352.6 | 申请日 | 2022-10-10 | 公开(公告)号 | CN115591657A | 公开(公告)日 | 2023-01-13 |
申请人 | 江西理工大学; | 发明人 | 周贺鹏; 罗仙平; 张永兵; 雷梅芬; 杨志兆; 唐学昆; 刘子帅; 谢帆欣; 郭江风; | ||||
摘要 | 本 发明 提供了一种含锂选矿废渣综合回收钽铌锂的方法,属于选矿技术领域,本发明通过高频 振动筛 筛分回收粗粒锂 云 母,通过“螺旋溜槽粗选‑铺布溜槽扫选‑摇床精选”回收钽铌矿物,通过浮选法以YF2‑1作分散剂、YP‑02作捕收剂回收细粒锂云母,实现了含锂选矿废渣的综合利用,提高了资源综合利用 水 平。本发明是一种成本低、分离效果好、选别指标高、 稳定性 好、适应性强的高效选矿方法,适用于推广应用。 | ||||||
权利要求 | 1.一种含锂选矿废渣综合回收钽铌锂的方法,其特征在于,包括以下步骤: |
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说明书全文 | 一种含锂选矿废渣综合回收钽铌锂的方法技术领域[0001] 本发明属于选矿技术领域,尤其涉及一种含锂选矿废渣综合回收钽铌锂的方法。 背景技术[0002] 含锂瓷土矿是目前地壳中发现的主要含锂矿种之一,该矿石中锂云母与长石、石英等矿物紧密共生,并伴生钽铌矿物,选矿过程中通常先采用重选回收钽铌矿物,再通过浮选回收锂云母,针对锂云母浮选尾矿采用强磁选作业脱除铁磁性杂质,获得由长石与石英为主要成分的陶瓷原料,脱除的铁磁性杂质不仅含锂高,而且部分钽铌矿物也损失于其中,导致钽铌锂损失严重。据统计,该类含锂选矿废渣产率高达7~10%,其中钽铌、锂损失率达8~15%,严重影响了含锂瓷土矿的高效开发与综合利用水平。 [0003] 含锂选矿废渣中钽铌矿物嵌布粒度细、单体解离度低,直接重选回收效果差;锂云母矿物片径大,直接浮选易沉槽,而磨矿后再选又易于泥化,影响锂云母的回收;此外,选矿废渣中大量铁磁性杂质及其溶出金属离子又容易吸附罩盖在锂云母及长石、石英等矿物表面,导致浮选过程中捕收剂选择性差,难以实现矿物间的彼此分离。目前,该类含锂选矿废渣通常直接作为固体废弃物处置,不仅造成资源浪费,而且废弃的尾矿还将污染环境,产生严重的安全影响。 [0004] 当前,选矿领域普遍关注锂云母矿的选矿回收,而针对含锂选矿废渣资源化利用的研究极少。为解决此类废渣中锂云母、钽铌等矿物再利用,急需开发出一种低成本、高效率、无污染、强适应性的选矿方法,以提高该类废渣的综合利用水平,解决含锂瓷土矿选矿领域的关键技术瓶颈问题。 发明内容[0006] 本发明是这样实现的,含锂瓷土选矿废渣综合回收钽铌锂的方法,包括以下步骤: [0007] (1)将含锂选矿废渣磨细; [0008] (2)磨细后的废渣采用高频振动筛分级,得到锂云母精矿Ⅰ与筛下产品; [0009] (3)将步骤(2)得到的筛下产品采用螺旋溜槽粗选预富集,分别得到钽铌粗精矿Ⅰ、螺旋溜槽中矿、细泥尾矿Ⅰ; [0010] (4)将步骤(3)得到的细泥尾矿Ⅰ采用铺布溜槽扫选,得到钽铌粗精矿Ⅱ、细泥尾矿; [0011] (5)将步骤(3)与步骤(4)得到的钽铌粗精矿Ⅰ与钽铌粗精矿Ⅱ合并进行摇床精选,得到钽铌精矿与摇床重选尾矿; [0012] (6)将步骤(3)与步骤(5)得到的螺旋溜槽中矿和摇床重选尾矿合并,进行浓缩脱水,得到较高浓度矿浆; [0013] (7)将步骤(6)得到的矿浆进行锂云母粗选,得到锂云母粗精矿和浮选尾矿Ⅰ;其中锂云母粗选工艺条件为:先加入分散剂YF2‑1 300~800g/t、作用时间为3~5min,再加入捕收剂YP‑02 200~600g/t,作用时间为2~3min; [0014] (8)将步骤(7)得到的浮选尾矿Ⅰ进行扫选两次,得到浮选尾矿和两个扫选中矿,此两个扫选中矿分别顺序返回至上一层作业;其中浮选尾矿Ⅰ扫选两次工艺条件为:扫选Ⅰ加入分散剂YF2‑1 150~400g/t、作业时间为3~5min、再加入捕收剂YP‑02 100~250g/t,作用时间为2~3min,扫选Ⅱ加入捕收剂YP‑02 50~150g/t、作用时间为2~3min; [0015] (9)将步骤(8)得到的锂云母粗精矿进行精选两次,得到锂云母精矿Ⅱ与两个精选中矿,此两个扫选中矿分别顺序返回至上一层作业;其中锂云母粗精矿精选两次工艺条件为:精选Ⅰ加入分散剂YF2‑1 100~400g/t、作业时间为3~5min,精选Ⅱ加入分散剂YF2‑1 50~250g/t、作业时间为3~5min; [0016] 优选地,在步骤(1)中,所述磨矿细度为‑0.15mm含量占65~90%。 [0017] 优选地,在步骤(2)中,所述高频振动筛分级作业给矿矿浆浓度为15~20%、分级粒度为0.074~0.30mm。 [0018] 优选地,在步骤(6)中,所述浓缩工艺条件为:浓缩后的矿浆浓度为25~35%。 [0021] 本发明克服现有技术的不足,提供一种含锂选矿废渣综合回收钽铌锂的方法,具体步骤流程如图1所示,具有以下技术特点: [0022] (1)本发明将含锂选矿废渣预先再磨,以提高钽铌锂矿物单体解离效果,利用锂云母与长石、石英等主要脉石矿物可磨度差异,创造性采用高频振动筛回收大片径锂云母,获得高纯度锂云母精矿Ⅰ,避免大片径锂云母在浮选作业中难以附着泡沫而沉槽的问题,同时大幅降低了废渣的再磨成本,解决了磨矿过程微细粒钽铌过粉碎问题,以及脉石矿物易于泥化的问题,为钽铌矿物的重选回收及细粒锂云母与脉石矿物的浮选分离创造了良好的条件;通过磨矿与重选作业解决了废渣中单体解离度较差的钽铌矿物再回收问题,采用铺布溜槽扫选强化了微细粒钽铌矿物的回收,巧妙的利用重选作业的水流作用脱除细泥,为锂云母浮选分离创造了良好的矿浆环境。 [0023] (2)本发明采用YF2‑1作分散剂,利用药剂中六偏磷酸钠与聚(4‑苯乙烯磺酸钠)成分调整矿物表面电位,提高了矿浆分散效果;利用药剂中羧甲基羟丙基瓜尔胶成分选择性络合吸附铁磁性杂质与矿浆中金属离子,解决了锂云母与脉石矿物因表面污染造成的表面性质差异降低的问题。采用YP‑02作捕收剂,利用药剂中棉花油皂中羧基基团与十二基二甲基[3‑(三乙氧基甲硅烷基)丙基]氯化铵中硅基在锂云母表面特异性吸附,利用胺基基团与棉油皂的氢键作用形成多层吸附,利用异构C13醚胺成分提高捕收剂在矿浆中的整体弥散性,发挥阴离子与阳离子捕收剂的协同作用,实现锂云母的高选择性捕收,解决了金属污染环境下锂云母与脉石的浮选分离难题。本发明所采用的分散剂YF2‑1与YP‑02是经过大量量子化学计算、药剂吸附试验与浮选试验研制所得,其药剂成分和比例在本技术领域是没有被公开也不容易被想到的。 [0024] (3)针对含锂选矿废渣中大片锂云母浮选过程中易沉槽、钽铌矿物单体解离度差而回收困难、铁磁性杂质与溶出金属离子污染锂云母与脉石矿物表面造成浮选分离困难等问题,本发明采用的“粗粒锂云母筛分回收‑钽铌重选回收‑细泥锂云母浮选回收”的工艺流程及高效浮选药剂,实现了钽铌锂的高效综合回收,提高了含锂选矿废渣的综合利用水平,这一创造性的思想和工艺流程结构及成套技术作为一个整体用于含锂固废的资源化利用再选矿领域是没有被公开而且不容易被想到的,是一种低成本、高效率、无污染、强适应性的选矿新方法。 [0025] 与现有技术相比,本发明的优点在于: [0026] ①本发明解决了大片径锂云母在浮选过程中易于沉槽,而为达到适宜入选粒度,磨矿产品泥化严重,产生的大量微细粒锂云母随细泥再次损失的问题,通过分级回收,提高了锂云母回收效果、降低了选矿能耗。 [0027] ②本发明解决了矿物表面金属污染环境下锂云母与脉石浮选分离难题,提高了锂云母的分选效率。 [0029] 图1是本发明一种含锂选矿废渣综合回收钽铌锂的方法的步骤流程图。 具体实施方式[0030] 为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白,以下结合附图及实施例,对本发明进行进一步详细说明。应当理解,此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明,并不用于限定本发明。 [0031] 实施例1 [0032] 选别的含锂选矿废渣含Li2O 1.91%、含Ta2O5 0.031%、含Nb2O5 0.027%、TFe含量达1.60%,废渣中主要组成矿物为铁锂云母、石英、长石,伴生钽铌铁矿,主要铁磁性杂质为磁铁矿、赤铁矿、磁黄铁矿,锂云母片径大多为0.20~0.40mm,单体解离度为75.26%,钽铌矿物大多0~0.26mm,单体解离度仅53.71%。采用本发明的方法对该含锂选矿尾渣进行分选,其选别步骤为: [0033] (1)将含锂选矿废渣磨细;其中磨矿细度为‑0.15mm含量占80%; [0034] (2)磨细后的废渣采用高频振动筛分级,得到锂云母精矿Ⅰ与筛下产品;其中分级粒度为0.15mm; [0035] (3)将步骤(2)得到的筛下产品采用螺旋溜槽粗选预富集,分别得到钽铌粗精矿Ⅰ、螺旋溜槽中矿、细泥尾矿Ⅰ; [0036] (4)将步骤(3)得到的细泥尾矿Ⅰ采用铺布溜槽扫选,得到钽铌粗精矿Ⅱ、细泥尾矿; [0037] (5)将步骤(3)与步骤(4)得到的钽铌粗精矿Ⅰ与钽铌粗精矿Ⅱ合并进行摇床精选,得到钽铌精矿与摇床重选尾矿; [0038] (6)将步骤(3)与步骤(5)得到的螺旋溜槽中矿和摇床重选尾矿合并,进行浓缩脱水,得到较高浓度矿浆;其中浓缩工艺条件为:浓缩后的矿浆浓度为32%。 [0039] (7)将步骤(6)得到的矿浆进行锂云母粗选,得到锂云母粗精矿和浮选尾矿Ⅰ;其中锂云母粗选工艺条件为:先加入分散剂YF2‑1 500g/t、作用时间为5min,再加入捕收剂YP‑02 400g/t,作用时间为3min; [0040] (8)将步骤(7)得到的浮选尾矿Ⅰ进行扫选两次,得到浮选尾矿和两个扫选中矿,此两个扫选中矿分别顺序返回至上一层作业;其中浮选尾矿Ⅰ扫选两次工艺条件为:扫选Ⅰ加入分散剂YF2‑1 200g/t、作业时间为3min、再加入捕收剂YP‑02 150g/t,作用时间为2min,扫选Ⅱ加入捕收剂YP‑02 80g/t、作用时间为2min; [0041] (9)将步骤(7)得到的锂云母粗精矿进行精选两次,得到锂云母精矿Ⅱ与两个精选中矿,此两个精选中矿分别顺序返回至上一层作业;其中锂云母粗精矿精选两次工艺条件为:精选Ⅰ加入分散剂YF2‑1 200g/t、作业时间为5min,精选Ⅱ加入分散剂YF2‑1 70g/t、作业时间为5min; [0042] 本实施例获得了产率为19.62%、Li2O品位4.06%、Li2O回收率41.71%的锂云母精矿Ⅰ,产率0.062%、Ta2O5品位18.35%、Nb2O5品位21.65%、Ta2O5回收率36.70%、Nb2O5回收率49.71%的钽铌精矿,产率20.59%、Li2O品位3.38%、Li2O回收率36.44%的锂精矿Ⅱ。锂精矿Ⅰ与锂精矿Ⅱ加权品位3.71%、Li2O总回收率78.15%。 [0043] 实施例2 [0044] 选别的含锂选矿废渣含Li2O 1.08%、含Ta2O5 0.020%、含Nb2O5 0.028%、TFe含量达2.27%,矿石中主要组成矿物为锂白云母、石英、长石,伴生钽铌铁矿,主要铁磁性杂质为磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿,LA‑ICP‑MS分析显示,锂白云母理论品位2.84%。采用本发明的方法对该含锂选矿尾渣进行分选,其选别步骤为: [0045] (1)将含锂选矿废渣磨细;其中磨矿细度为‑0.15mm含量占85%; [0046] (2)磨细后的废渣采用高频振动筛分级,得到锂云母精矿Ⅰ与筛下产品;其中分级粒度为0.12mm; [0047] (3)将步骤(2)得到的筛下产品采用螺旋溜槽粗选预富集,分别得到钽铌粗精矿Ⅰ、螺旋溜槽中矿、细泥尾矿Ⅰ; [0048] (4)将步骤(3)得到的细泥尾矿Ⅰ采用铺布溜槽扫选,得到钽铌粗精矿Ⅱ、细泥尾矿; [0049] (5)将步骤(3)与步骤(4)得到的钽铌粗精矿Ⅰ与钽铌粗精矿Ⅱ合并进行摇床精选,得到钽铌精矿与摇床重选尾矿; [0050] (6)将步骤(3)与步骤(5)得到的螺旋溜槽中矿和摇床重选尾矿合并,进行浓缩脱水,得到较高浓度矿浆;其中浓缩工艺条件为:浓缩后的矿浆浓度为30%。 [0051] (7)将步骤(6)得到的矿浆进行锂云母粗选,得到锂云母粗精矿和浮选尾矿Ⅰ;其中锂云母粗选工艺条件为:先加入分散剂YF2‑1 600g/t、作用时间为5min,再加入捕收剂YP‑02 250g/t,作用时间为3min; [0052] (8)将步骤(7)得到的浮选尾矿Ⅰ进行扫选两次,得到浮选尾矿和两个扫选中矿,此两个扫选中矿分别顺序返回至上一层作业;其中浮选尾矿Ⅰ扫选两次工艺条件为:扫选Ⅰ加入分散剂YF2‑1 250g/t、作业时间为5min、再加入捕收剂YP‑02 150g/t,作用时间为3min,扫选Ⅱ加入捕收剂YP‑02 100g/t、作用时间为3min; [0053] (9)将步骤(7)得到的锂云母粗精矿进行精选两次,得到锂云母精矿Ⅱ与两个精选中矿,此两个精选中矿分别顺序返回至上一层作业;其中锂云母粗精矿精选两次工艺条件为:精选Ⅰ加入分散剂YF2‑1 250g/t、作业时间为5min,精选Ⅱ加入分散剂YF2‑1 150g/t、作业时间为5min; [0054] 本实施例获得了产率为18.36%、Li2O品位2.35%、Li2O回收率39.95%的锂精矿Ⅰ,产率0.057%、Ta2O5品位14.87%、Nb2O5品位23.02%、Ta2O5回收率42.36%、Nb2O5回收率46.87%的钽铌精矿,产率18.73%、Li2O品位2.16%、Li2O回收率37.46%的锂精矿Ⅱ。锂精矿Ⅰ与锂精矿Ⅱ加权品位2.25%、Li2O总回收率77.41%。 [0055] 实施例3 [0056] 选别的含锂选矿废渣含Li2O 1.56%、含Ta2O5 0.041%、含Nb2O5 0.028%、TFe含量达1.56%,矿石中主要组成矿物为锂白云母、石英、长石,伴生钽铌铁矿,主要铁磁性杂质为磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿及少量磁黄铁矿。采用本发明的方法对含锂选矿废渣进行分选,其选别步骤为: [0057] (1)将含锂选矿废渣磨细;其中磨矿细度为‑0.15mm含量占82%; [0058] (2)磨细后的废渣采用高频振动筛分级,得到锂云母精矿Ⅰ与筛下产品;其中分级粒度为0.15mm; [0059] (3)将步骤(2)得到的筛下产品采用螺旋溜槽粗选预富集,分别得到钽铌粗精矿Ⅰ、螺旋溜槽中矿、细泥尾矿Ⅰ; [0060] (4)将步骤(3)得到的细泥尾矿Ⅰ采用铺布溜槽扫选,得到钽铌粗精矿Ⅱ、细泥尾矿; [0061] (5)将步骤(3)与步骤(4)得到的钽铌粗精矿Ⅰ与钽铌粗精矿Ⅱ合并进行摇床精选,得到钽铌精矿与摇床重选尾矿; [0062] (6)将步骤(3)与步骤(5)得到的螺旋溜槽中矿和摇床重选尾矿合并,进行浓缩脱水,得到较高浓度矿浆;其中浓缩工艺条件为:浓缩后的矿浆浓度为30%。 [0063] (7)将步骤(6)得到的矿浆进行锂云母粗选,得到锂云母粗精矿和浮选尾矿Ⅰ;其中锂云母粗选工艺条件为:先加入分散剂YF2‑1 400g/t、作用时间为5min,再加入捕收剂YP‑02 350g/t,作用时间为3min; [0064] (8)将步骤(7)得到的浮选尾矿Ⅰ进行扫选两次,得到浮选尾矿和两个扫选中矿,此两个扫选中矿分别顺序返回至上一层作业;其中浮选尾矿Ⅰ扫选两次工艺条件为:扫选Ⅰ加入分散剂YF2‑1 150g/t、作业时间为5min、再加入捕收剂YP‑02 100g/t,作用时间为3min,扫选Ⅱ加入捕收剂YP‑02 70g/t、作用时间为3min; [0065] (9)将步骤(7)得到的锂云母粗精矿进行精选两次,得到锂云母精矿Ⅱ与两个精选中矿,此两个精选中矿分别顺序返回至上一层作业;其中锂云母粗精矿精选两次工艺条件为:精选Ⅰ加入分散剂YF2‑1 150g/t、作业时间为5min,精选Ⅱ加入分散剂YF2‑1 50g/t、作业时间为5min; [0066] 本实施例获得了产率为16.96%、Li2O品位3.43%、Li2O回收率37.29%的锂精矿Ⅰ,产率0.071%、Ta2O5品位27.36%、Nb2O5品位15.13%、Ta2O5回收率47.39%、Nb2O5回收率38.36%的钽铌精矿,产率17.28%、Li2O品位3.28%、Li2O回收率36.33%的锂精矿Ⅱ。锂精矿Ⅰ与锂精矿Ⅱ加权品位3.35%、Li2O总回收率73.62%。 [0067] 本发明提供了一种含锂选矿废渣综合回收钽铌锂的方法,属于选矿技术领域,本发明通过高频振动筛筛分回收粗粒锂云母,通过“螺旋溜槽粗选‑铺布溜槽扫选‑摇床精选”回收钽铌矿物,通过浮选法以YF2‑1作分散剂、YP‑02作捕收剂回收细粒锂云母,实现了含锂选矿废渣的综合利用,提高了资源综合利用水平。本发明是一种成本低、分离效果好、选别指标高、稳定性好、适应性强的高效选矿方法,适用于推广应用。 |