一种钽铌锂尾泥综合回收的方法 |
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| 申请号 | CN202410011953.1 | 申请日 | 2024-01-04 | 公开(公告)号 | CN117816357A | 公开(公告)日 | 2024-04-05 |
| 申请人 | 赣州有色冶金研究所有限公司; | 发明人 | 王强强; 李振飞; 沈新春; 李秀珍; 陈世宁; 李平; 张婷; 袁亚君; 刘万春; 谢帆欣; 钟河东; | ||||
| 摘要 | 本 发明 提供了一种钽铌锂尾泥综合回收的方法，涉及矿物加工技术领域。本发明将钽铌锂尾泥矿浆进行浆料机 磁选 ，磁选精矿采用摇床粗选‑悬振锥面精选获得钽铌精矿和摇床 尾矿 、悬振锥面尾矿；磁选尾矿脱泥后进行一次粗选一次扫选的锂 云 母浮选和一次粗选两次扫选的浮泥工艺，获得超细 长石 粉和锂云母粗精矿；将摇床尾矿、悬振锥面尾矿和锂云母粗精矿合并进行一次粗选两次扫选两次精选中矿循环返回的锂云母浮选，获得锂云母精矿和浮选尾矿。本发明实现了钽铌锂和超细长石粉综合回收，所得锂云母精矿Li2O品位大于2％，回收率大于45％，钽铌精矿(TaNb)2O5品位大于25％，回收率大于23％，超细长石粉烧白度大于65％，可作为陶瓷原料。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种钽铌锂尾泥综合回收的方法，其特征在于，包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种钽铌锂尾泥综合回收的方法技术领域[0001] 本发明涉及矿物加工技术领域，尤其涉及一种钽铌锂尾泥综合回收的方法。 背景技术[0003] 尾泥是目前钽铌锂选厂难以解决的痛点、难点问题。尾泥组成普遍为原生泥、磨矿等工艺产生的次生泥和水力旋流器等分级产生的细泥，其钽铌品位和锂品位均略高于原矿，产率约占入选原矿的20～30％，但因其整体粒度分布较细、含铁高等原因，回收难度大且不适用于陶瓷、光伏等原料，而直接排入尾矿库又导致钽铌锂资源的浪费。所以亟需开发一套钽铌锂尾泥综合回收的方法，为钽铌锂选矿厂提高资源综合回收率提供技术支撑。 发明内容[0004] 有鉴于此，本发明的目的在于提供一种钽铌锂尾泥综合回收的方法。本发明提供的方法能够实现钽铌锂和超细长石粉的综合回收。 [0005] 为了实现上述发明目的，本发明提供以下技术方案： [0006] 本发明提供了一种钽铌锂尾泥综合回收的方法，包括以下步骤： [0007] (1)将钽铌锂尾泥与水混合制成矿浆，采用浆料磁选机将所述矿浆进行磁选，所述磁选包括一次粗选和一次扫选，得到磁选精矿与磁选尾矿； [0008] (2)将所述磁选精矿采用摇床进行钽铌粗选，得到摇床粗精矿与摇床尾矿；将所述摇床粗精矿采用悬振锥面进行精选，得到钽铌精矿与悬振锥面尾矿； [0010] (3)将所述摇床尾矿、悬振锥面尾矿和锂云母粗精矿合并，加入第二pH调整剂、第二抑制剂和第二捕收剂进行第二锂云母浮选，所述第二锂云母浮选包括一次粗选、两次扫选、两次精选和中矿循环返回，得到锂云母精矿与浮选尾矿； [0011] 在所述浮锂云母尾矿中加入第三pH调整剂和浮泥药剂组合物，进行浮泥浮选，所述浮泥浮选包括一次粗选和两次扫选，得到浮泥和超细长石粉；所述第三pH调整剂将浮锂云母尾矿的pH值调节为1～3，所述浮泥药剂组合物包括以下质量百分含量的组分：油酸钠94～97％，煤油1～2％，苯甲羟肟酸2～4％。 [0013] 优选地，采用水力旋流器进行脱泥。 [0014] 优选地，所述第一pH调整剂将脱泥后磁选尾矿的pH值调节至7～9，所述第二pH调整剂将合并所得矿料的pH值调节至7～9。 [0015] 优选地，所述第一pH调整剂、第二pH调整剂和第三pH调整剂分别为H2SO4或NaOH。 [0016] 优选地，所述第一抑制剂和第二抑制剂为六偏磷酸钠，所述第一抑制剂和第二抑制剂的用量分别为100～300g/t。 [0017] 优选地，所述第一捕收剂和第二捕收剂为胺类阴阳离子组合捕收剂，所述第一捕收剂和第二捕收剂在粗选中的用量分别为200～600g/t，在扫选中的用量分别为100～300g/t。 [0018] 优选地，所述浮泥药剂组合物在一次粗选中的用量为200～400g/t，在一次扫选中的用量为100～200g/t，在二次扫选中的用量为100～200g/t。 [0019] 优选地，所述浮泥浮选的两次扫选中均加入第三pH调整剂，将矿浆pH值调节至1～3。 [0020] 优选地，所述锂云母精矿的Li2O品位大于2％，所述钽铌精矿的(TaNb)2O5品位大于25％，所述超细长石粉的烧白度大于65％。 [0021] 本发明提供了一种钽铌锂尾泥综合回收的方法，采用浆料磁选机对钽铌锂尾泥矿浆进行一次粗选一次扫选磁选作业，磁选精矿采用摇床粗选‑悬振锥面精选获得钽铌精矿和摇床尾矿、悬振锥面尾矿；磁选尾矿脱泥后进行一次粗选一次扫选的锂云母浮选工艺和一次粗选两次扫选的浮泥工艺，获得超细长石粉和锂云母粗精矿；将所获得的摇床尾矿、悬振锥面尾矿和锂云母粗精矿合并后，进行一次粗选两次扫选两次精选中矿循环返回的锂云母浮选工艺，获得锂云母精矿和浮选尾矿。本发明将钽铌锂尾泥与水混合制成的矿浆进行浆料机磁选预富集，既能对钽铌和锂高效的富集，也能降低超细长石粉中铁的含量；本发明以油酸钠、煤油和苯甲羟肟酸组成的浮泥药剂组合物在pH值为1～3的条件下进行浮泥浮选，能够有效的将矿泥浮起来，对矿泥的捕收性能好，可明显提高超细长石粉的白度。本发明提供的方法能实现钽铌锂尾泥中钽铌锂和超细长石粉的综合回收，且所得锂云母精矿Li2O品位大于2％，回收率大于45％，钽铌精矿(TaNb)2O5品位大于25％，回收率大于23％，尾矿超细长石粉烧白度大于65％，可作为陶瓷原料。附图说明 [0022] 图1为本发明中钽铌锂尾泥综合回收的流程示意图。 具体实施方式[0023] 本发明提供了一种钽铌锂尾泥综合回收的方法，包括以下步骤： [0024] (1)将钽铌锂尾泥与水混合制成矿浆，采用浆料磁选机将所述矿浆进行磁选，所述磁选包括一次粗选和一次扫选，得到磁选精矿与磁选尾矿； [0025] (2)将所述磁选精矿采用摇床进行钽铌粗选，得到摇床粗精矿与摇床尾矿；将所述摇床粗精矿采用悬振锥面进行精选，得到钽铌精矿与悬振锥面尾矿； [0026] 将所述磁选尾矿脱泥后，加入第一pH调整剂、第一抑制剂和第一捕收剂进行第一锂云母浮选，所述第一锂云母浮选包括一次粗选和一次扫选，得到锂云母粗精矿与浮锂云母尾矿； [0027] (3)将所述摇床尾矿、悬振锥面尾矿和锂云母粗精矿合并，加入第二pH调整剂、第二抑制剂和第二捕收剂进行第二锂云母浮选，所述第二锂云母浮选包括一次粗选、两次扫选、两次精选和中矿循环返回，得到锂云母精矿与浮选尾矿； [0028] 在所述浮锂云母尾矿中加入第三pH调整剂和浮泥药剂组合物，进行浮泥浮选，所述浮泥浮选包括一次粗选和两次扫选，得到浮泥和超细长石粉；所述第三pH调整剂将浮锂云母尾矿的pH值调节为1～3，所述浮泥药剂组合物包括以下质量百分含量的组分：油酸钠94～97％，煤油1～2％，苯甲羟肟酸2～4％。 [0029] 图1为本发明进行钽铌锂尾泥综合回收的流程示意图。下面结合图1对本发明进行详细说明。 [0030] 本发明将钽铌锂尾泥与水混合制成矿浆，采用浆料磁选机将所述矿浆进行磁选，所述磁选包括一次粗选和一次扫选，得到磁选精矿与磁选尾矿。本发明对所述钽铌锂尾泥的来源没有特别的要求，本领域技术人员熟知来源的钽铌锂尾泥均适用于本发明。在本发明实施例中，所述钽铌锂尾泥中Li2O的品位优选为0.10～0.25％，Ta2O5的品位优选为0.0040～0.0090％，Nb2O5的品位优选为0.0040～0.0090％，‑0.038mm粒级产率优选为50～ 75％，烧白度优选为10～30％。在本发明中，所述烧白度是经1200℃焙烧后使用白度仪检测出来的白度。 [0031] 在本发明中，所述矿浆的质量浓度优选为15～20％，更优选为15～18％。本发明对所述制成矿浆的方法没有特别的要求，采用本领域技术人员熟知的方法得到均匀的矿浆即可。 [0032] 在本发明中，所述磁选的磁场强度优选为1.0～1.5T。在本发明中，所述磁选包括一次粗选和一次扫选，所述一次粗选中磁场强度进一步优选为1.3～1.5T，所述一次扫选中磁场强度进一步优选为1.3～1.5T。在本发明中，所述磁选的具体操作优选为： [0033] 将所述矿浆在浆料磁选机中进行一次粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿； [0034] 将所述粗选尾矿在浆料磁选机中进行一次扫选，得到扫选精矿和磁选尾矿； [0035] 所述精选精矿和扫选精矿合并，作为磁选精矿进入下一工序。 [0036] 钽铌具有强磁性，部分锂具有弱磁性，但因为尾泥中钽铌锂嵌部粒度非常细，用常规的磁选工艺无法有效富集，本发明采用浆料磁选机将所述矿浆进行一次粗选一次扫选的磁选，浆料磁选机对细粒级磁性矿物有很好的富集作用，既能对钽铌和锂高效的富集，也能降低超细长石粉中铁的含量，同时能够实现工业生产中较大的处理量。在本发明中，所述磁选精矿为有磁性的钽铌、铁、部分锂等矿物，所述磁选尾矿为无磁性的锂、长石、石英等矿物。 [0037] 得到磁选精矿后，本发明将所述磁选精矿采用摇床进行钽铌粗选，得到摇床粗精矿与摇床尾矿。本发明对所述摇床的工艺参数没有特别的要求，采用本领域技术人员熟知的工艺参数即可。本发明将所述摇床粗精矿采用悬振锥面进行精选，得到钽铌精矿与悬振锥面尾矿。在本发明中，所述精选具体是在悬振锥面选矿机中进行，所述悬振锥面选矿机的转速优选为26.9r/min，振频优选为15.6Hz。本发明通过摇床粗选和悬振锥面精选，使得钽铌和铁、锂等密度较轻的矿物分离。 [0038] 得到磁选尾矿后，本发明将所述磁选尾矿脱泥后，加入第一pH调整剂、第一抑制剂和第一捕收剂进行第一锂云母浮选，所述第一锂云母浮选包括一次粗选和一次扫选，得到锂云母粗精矿与浮锂云母尾矿。在本发明中，优选采用水力旋流器进行脱泥，具体是脱除部分微细粒细泥，所述脱泥后沉砂进行第一锂云母浮选。 [0039] 在本发明中，所述第一pH调整剂优选为H2SO4或NaOH，所述第一pH值调整剂优选将脱泥后磁选尾矿的pH值调节至7～9，优选为8。在本发明中，所述第一抑制剂优选为六偏磷酸钠，所述第一抑制剂的用量优选为100～300g/t，更优选为100～150g/t；所述第一捕收剂优选为胺类阴阳离子组合捕收剂，所述胺类阴阳离子组合捕收剂优选为RT‑301(江西新锂程材料科技有限公司生产)，所述第一捕收剂在粗选中的用量优选为200～600g/t，更优选为300～400g/t，在扫选中的用量优选为100～300g/t，更优选为150～200g/t。在本发明中，所述第一抑制剂对矿浆有着良好的分散作用，使得锂云母与细泥充分分散，并对石英、长石等硅酸盐矿物有着一定的抑制作用。 [0040] 在本发明中，所述第一锂云母浮选的具体操作优选为： [0041] 在脱泥后的磁选尾矿中加入第一pH调整剂调节至pH值为7～9后，依次加入抑制剂和捕收剂，进行一次粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿； [0042] 在所述粗选尾矿中加入第一捕收剂，进行一次扫选，得到扫选精矿和浮锂云母尾矿； [0043] 将所述粗选精矿和扫选精矿合并，作为锂云母粗精矿进入下一工序。 [0044] 得到摇床尾矿、悬振锥面尾矿和锂云母粗精矿后，本发明将所述摇床尾矿、悬振锥面尾矿和锂云母粗精矿合并，加入第二pH调整剂、第二抑制剂和第二捕收剂进行第二锂云母浮选，所述第二锂云母浮选包括一次粗选、两次扫选、两次精选和中矿循环返回，得到锂云母精矿与浮选尾矿。在本发明中，所述第二pH调整剂优选为H2SO4或NaOH，所述第二pH调整剂优选将合并所得矿料的pH值调节至7～9，更优选为8。在本发明中，所述第二抑制剂优选为六偏磷酸钠，所述第二抑制剂的用量优选为100～300g/t，更优选为150～200g/t；所述第二抑制剂的作用与第一抑制剂的作用相同。在本发明中，所述第二捕收剂优选为胺类阴阳离子组合捕收剂，所述胺类阴阳离子组合捕收剂优选为RT‑301(江西新锂程材料科技有限公司生产)，所述第二捕收剂在粗选中的用量优选为200～600g/t，更优选为200～300g/t，在扫选中的用量优选为100～300g/t，更优选为100～150g/t。 [0045] 在本发明中，所述第二锂云母浮选的具体操作优选为： [0046] 在所述摇床尾矿、悬振锥面尾矿和锂云母粗精矿合并后的矿料中加入第二pH调整剂调节pH值至7～9后，依次加入第二抑制剂和第二捕收剂，进行一次粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿； [0047] 在所述粗选尾矿中加入第二捕收剂，进行一次扫选，得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿； [0048] 在所述一次扫选尾矿中加入第二捕收剂，进行二次扫选，得到二次扫选精矿和浮选尾矿； [0049] 将所述粗选精矿进行一次精选，得到一次精选尾矿和一次精选精矿； [0050] 将所述一次精选精矿进行二次精选，得到锂云母精矿和二次精选尾矿； [0051] 所述一次扫选精矿、二次扫选精矿、一次精选尾矿和二次精选尾矿分别作为中矿返回上一级作业，具体地，所述一次扫选精矿和一次精选尾矿作为中矿返回至一次粗选作业，所述二次扫选精矿作为中矿返回至一次扫选作业，所述二次精选尾矿作为中矿返回至一次精选作业。 [0052] 得到浮锂云母尾矿后，本发明在所述浮锂云母尾矿中加入第三pH调整剂和浮泥药剂组合物，进行浮泥浮选，所述浮泥浮选包括一次粗选和两次扫选，得到浮泥和超细长石粉。在本发明中，所述第三pH调整剂优选为H2SO4或NaOH，所述第三pH调整剂将浮锂云母尾矿的pH值调节为1～3，优选为2。 [0053] 在本发明中，所述浮泥药剂组合物包括以下质量百分含量的组分：油酸钠94～97％，优选为95％，煤油1～2％，优选为2％，苯甲羟肟酸2～4％，优选为3％。在本发明中，所述油酸钠优选采用以下方法制备得到：将氢氧化钠、水和油酸混合进行搅拌反应，得到油酸钠。在本发明中，所述氢氧化钠、水和油酸的质量比优选为1:100:1；所述搅拌反应的温度优选为20～30℃，时间优选为0.5～1h。 [0054] 在本发明中，所述浮泥药剂组合物的制备方法优选为：将油酸钠、煤油和苯甲羟肟酸混合进行搅拌，得到浮泥药剂组合物；所述搅拌的温度优选为20～30℃，时间优选为1～3h。 [0055] 在本发明中，所述浮泥药剂组合物在一次粗选中的用量优选为200～400g/t，更优选为200～300g/t，在一次扫选中的用量优选为100～200g/t，更优选为100～150g/t，在二次扫选中的用量优选为100～200g/t，更优选为100～150g/t。在本发明中，所述两次扫选中均优选加入第三pH调整剂，将矿浆pH值调节至1～3。 [0056] 在本发明中，所述油酸钠捕收性能强，苯甲羟肟酸选择性强，煤油增加二者的互溶性及增加组合物对天然可浮性好的矿物的捕收性能。在本发明中，所述浮泥药剂组合物在pH值为1～3的酸性条件下对矿泥的捕收性能好，对钽铌无捕收性，而pH值增大对钽铌捕收性能良好。本发明以油酸钠、煤油和苯甲羟肟酸组成的浮泥药剂组合物在pH值为1～3的条件下进行浮泥浮选，能够有效的将矿泥浮起来，对矿泥的捕收性能好，可明显提高超细长石粉的白度。 [0057] 在本发明中，所述浮泥浮选包括一次粗选和两次扫选，所述浮泥浮选的具体操作优选为： [0058] 在所述浮锂云母尾矿中加入第三pH调整剂调节pH值至1～3后，加入所述浮泥药剂组合物，进行一次粗选，得到一次粗选尾矿和一次粗选精矿； [0059] 在所述一次粗选精矿中加入第三pH调整剂和浮泥药剂组合物，进行一次扫选，得到一次扫选尾矿和一次扫选精矿； [0060] 在所述一次扫选精矿中加入第三pH调整剂和浮泥药剂组合物，进行二次扫选，得到二次扫选尾矿和超细长石粉； [0061] 将所述一次粗选尾矿、一次扫选尾矿和二次扫选尾矿合并，即为所述浮泥。 [0062] 在本发明中，所述锂云母精矿的Li2O品位优选大于2％，所述钽铌精矿的(TaNb)2O5品位优选大于25％，所述超细长石粉的烧白度优选大于65％。 [0063] 为了进一步说明本发明，下面结合实例对本发明提供的钽铌锂尾泥综合回收的方法进行详细地描述，但不能将它们理解为对本发明保护范围的限定。 [0064] 实施例1 [0065] 对某钽铌锂选矿厂的尾泥进行钽铌锂综合回收，该选矿厂尾泥中Li2O的品位为0.20％，Ta2O5的品位为0.0068％，Nb2O5的品位为0.0072％，‑0.038mm粒级产率为52.65％，烧白度为24.58％。其具体的综合回收方法如下： [0066] 将待选的钽铌锂尾泥配制成浓度为15wt％的矿浆后加入搅拌桶内搅拌，随后进行浆料磁选机一次粗选一次扫选磁选作业，磁选精矿采用摇床粗选‑悬振锥面精选获得钽铌精矿和摇床尾矿、悬振锥面尾矿；磁选尾矿采用水力旋流器脱去10％产率细泥后沉砂，进行一次粗选一次扫选的锂云母浮选工艺和一次粗选两次扫选的浮泥工艺，获得超细长石粉和锂云母粗精矿；将所获得的摇床尾矿、悬振锥面尾矿和锂云母粗精矿合并后，进行一次粗选两次扫选两次精选中矿循环返回的锂云母浮选工艺，获得锂云母精矿和浮选尾矿。工艺流程如图1所示，最终产品为钽铌精矿、锂云母精矿和超细长石粉。 [0067] 其中浆料机粗选磁场强度为1.0T，扫选磁场强度为1.3T；磁选尾矿锂云母浮选工艺：调整剂为NaOH 200g/t，此时矿浆pH值为8，再依次加入抑制剂六偏磷酸钠100g/t、粗选捕收剂RT‑301300g/t，扫选捕收剂RT‑301150g/t；浮泥工艺：调整剂为H2SO4，浮泥粗选800g/t、扫选400g/t，此时矿浆pH值为2，再加入浮泥药剂组合物(油酸钠95wt％，煤油2wt％，苯甲羟肟酸3wt％)粗选200g/t，扫选100g/t；摇床尾矿、悬振锥面尾矿和锂云母粗精矿合并后的锂云母浮选工艺：调整剂为NaOH 150g/t，此时矿浆pH值为8，再依次加入抑制剂六偏磷酸钠100g/t、粗选捕收剂RT‑301300g/t，扫选捕收剂RT‑301150g/t。 [0068] 最终获得钽铌精矿产率为0.015％，(TaNb)2O5品位为27.50％，回收率为29.46％；锂云母精矿产率为4.32％，Li2O品位为2.24％，回收率为48.38％；超细长石粉产率为 42.50％，烧白度为70.21％。 [0069] 实施例2 [0070] 对某低品位钽铌锂选矿厂的尾泥进行钽铌锂综合回收，该选矿厂尾泥中Li2O的品位为0.13％，Ta2O5的品位为0.0042％，Nb2O5的品位为0.0046％，‑0.038mm粒级产率为64.67％，烧白度为28.67％。其具体的综合回收方法如下： [0071] 将待选的钽铌锂尾泥配制成浓度为18wt％的矿浆后加入搅拌桶内搅拌，随后进行浆料磁选机一次粗选一次扫选磁选作业，磁选精矿采用摇床粗选‑悬振锥面精选获得钽铌精矿和摇床尾矿、悬振锥面尾矿；磁选尾矿采用水力旋流器脱去15％产率细泥后沉砂进行一次粗选一次扫选的锂云母浮选工艺和一次粗选两次扫选的浮泥工艺，获得超细长石粉和锂云母粗精矿；将所获得的摇床尾矿、悬振锥面尾矿和锂云母粗精矿合并后，进行一次粗选两次扫选两次精选中矿循环返回的锂云母浮选工艺，获得锂云母精矿和浮选尾矿。工艺流程如图1所示，最终产品为钽铌精矿、锂云母精矿和超细长石粉。 [0072] 其中浆料机粗选磁场强度为1.3T，扫选磁场强度为1.5T；磁选尾矿锂云母浮选工艺：调整剂为NaOH 200g/t，此时矿浆pH值为9，再依次加入抑制剂六偏磷酸钠300g/t、粗选捕收剂RT‑301200g/t，扫选捕收剂RT‑301100g/t；浮泥工艺：调整剂为H2SO4，浮泥粗选1000g/t、扫选500g/t，此时矿浆pH值为1，再加入浮泥药剂组合物(油酸钠94wt％，煤油 2wt％，苯甲羟肟酸4wt％)粗选400g/t，扫选200g/t；摇床尾矿、悬振锥面尾矿和锂云母粗精矿合并后的锂云母浮选工艺：调整剂为NaOH 300g/t，此时矿浆pH值为9，再依次加入抑制剂六偏磷酸钠150g/t、粗选捕收剂RT‑301200g/t，扫选捕收剂RT‑301100g/t。 [0073] 最终获得钽铌精矿产率为0.0082％，(TaNb)2O5品位为25.50％，回收率为24.00％；锂云母精矿产率为3.20％，Li2O品位为2.12％，回收率为52.18％；超细长石粉产率为 40.35％，烧白度为74.95％。 [0074] 实施例3 [0075] 对某白度较低钽铌锂选矿厂的尾泥进行钽铌锂综合回收，该选矿厂尾泥中Li2O的品位为0.25％，Ta2O5的品位为0.0082％，Nb2O5的品位为0.0088％，‑0.038mm粒级产率为56.22％，烧白度为14.77％。其具体的综合回收方法如下： [0076] 将待选的钽铌锂尾泥配制成浓度为20wt％的矿浆后加入搅拌桶内搅拌，随后进行浆料磁选机一次粗选一次扫选磁选作业，磁选精矿采用摇床粗选‑悬振锥面精选获得钽铌精矿和摇床尾矿、悬振锥面尾矿；磁选尾矿采用水力旋流器脱去12％产率细泥后沉砂进行一次粗选一次扫选的锂云母浮选工艺和一次粗选两次扫选的浮泥工艺，获得超细长石粉和锂云母粗精矿；将所获得的摇床尾矿、悬振锥面尾矿和锂云母粗精矿合并后，进行一次粗选两次扫选两次精选中矿循环返回的锂云母浮选工艺，获得锂云母精矿和浮选尾矿。工艺流程如图1所示，最终产品为钽铌精矿、锂云母精矿和超细长石粉。 [0077] 其中浆料机粗选磁场强度为1.5T，扫选磁场强度为1.5T；磁选尾矿锂云母浮选工艺：调整剂为NaOH 200g/t，此时矿浆pH值为8，再依次加入抑制剂六偏磷酸钠150g/t、粗选捕收剂RT‑301400g/t，扫选捕收剂RT‑301200g/t；浮泥工艺：调整剂为H2SO4，浮泥粗选600g/t、扫选300g/t，此时矿浆pH值为3，再加入浮泥药剂组合物(油酸钠97wt％，煤油1wt％，苯甲羟肟酸2wt％)粗选300g/t，扫选150g/t；摇床尾矿、悬振锥面尾矿和锂云母粗精矿合并后的锂云母浮选工艺：调整剂为NaOH 150g/t，此时矿浆pH值为8，再依次加入抑制剂六偏磷酸钠200g/t、粗选捕收剂RT‑301600g/t，扫选捕收剂RT‑301300g/t。 [0078] 最终获得钽铌精矿产率为0.016％，(TaNb)2O5品位为29.27％，回收率为27.55％；锂云母精矿产率为5.48％，Li2O品位为2.48％，回收率为54.36％；超细长石粉产率为 36.88％，烧白度为67.54％。 [0079] 对比例1 [0080] 将实施例1中的浮泥工艺调整为：浮泥工艺调整剂为H2SO4，浮泥粗选200g/t、扫选100g/t，此时矿浆pH值为5。其余与实施例1相同。 [0081] 最终获得钽铌精矿产率为0.015％，(TaNb)2O5品位为27.50％，回收率为29.46％；锂云母精矿产率为4.32％，Li2O品位为2.24％，回收率为48.38％；超细长石粉产率为 38.57％，烧白度为58.63％。 [0082] 以上所述仅是本发明的优选实施方式，并非对本发明作任何形式上的限制。应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以做出若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。 |
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