CN112958273B - 一种伟晶岩型锂多金属矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种伟晶岩型锂多金属矿的选矿方法。该选矿方法包括一段磨矿‑筛分、重选‑磁选分离、二段磨矿‑调浆、浮选含铷云母、浮选锂辉石等步骤。本发明采用“重‑磁‑浮”联合工艺,分别获得钽铌精矿、锡精矿、云母精矿、锂辉石精矿和硅砂混合料,依次实现了钽、铌、锡、铷、锂、硅、铝等元素的综合回收,具有分离工艺简便,分选效果好,资源利用率高等特点。
Description
技术领域
本发明涉及选矿技术领域,更具体地,涉及一种伟晶岩型锂多金属矿的选矿方法。
技术背景
锂广泛应用于航空航天、核能和新能源汽车等高新产业,已经成为我国战略性关键金属资源。我国仍将主要依赖从锂矿石资源中提锂,而伟晶岩型锂矿已经成为最经济、最重要的锂矿来源。伟晶岩锂多金属矿中除了含有锂辉石等有价矿物之外,普遍含有铷、钽、铌和锡等有价元素,实现这些伴生元素的综合回收可以提高资源的开发价值。
伟晶岩锂多金属矿中存在大量长石、云母和石英等脉石矿物,有用矿物锂辉石与长石、云母等物均为铝硅酸盐矿物,诸类矿物不仅晶体结构复杂,而且表面化学性质相似,表面活性质点相同,与捕收剂作用的选择性差,浮选分离难度较高。此外,伟晶岩锂多金属矿中伴生有价元素钽铌锡铷含量均在下万分之几,甚至更低,综合回收难度高。针对此类矿石,国内外选矿专家开展了相关选矿试验研究,鲜有全元素综合回收工艺的报道。
中国专利(公开号CN201410135012.5)公开了一种开发“锂辉石与锂云母混合浮选”工艺,以苯并三氮唑为助捕收剂、塔尔油为捕收剂,虽然获得了锂辉石和锂云母的混合精矿,但是未能对锂辉石矿床中其它伴生多金属矿综合回收。
邓伟(邓伟,王昌良,廖祥文,饶系英.川西某锂多金属矿梯级回收试验研究[J].矿产综合利用,2016(06):21-24+34.)对四川某锂多金属矿研发出“浮-磁-重”联合新工艺,即通过浮选将钽铌锡锂富集到浮选精矿中,然后针对浮选精矿进行二次磨矿,采用“磁-重”联合工艺实现锂辉石和铌钽铁矿分离。该工艺极易导致有价元素过磨,影响钽铌回收率,尤其当存在性脆易碎锡石等矿物石适用性差。
汤小军(汤小军,李辉,邓星星,等.四川某难选多金属锂辉石矿选矿工艺试验研究[J].四川有色金属,2012(03):19-22)对四川某锂矿中钽铌铁矿、锡石和磁性铁等少量伴生矿物,利用螺旋溜槽和摇床实现钽铌锡的预富集,由于摇床使用水量大、自动化程度低,在缺水地区应用受限。
因此,开发一种针对伟晶岩型锂多金属矿的选矿方法实现锂以及伴生金属经济、高效回收,具有重要的研究意义和应用价值。
发明内容
本发明的目的在于克服现有技术中锂多金属矿分离方法存在产品结构单一,资源综合利用率低等缺陷或不足,提供一种锂多金属矿综合利用的方法。本发明采用“重-磁-浮”联合工艺,分别获得钽铌精矿、锡精矿、云母精矿、锂辉石精矿和硅砂混合料,依次实现了钽、铌、锡、铷、锂、硅、铝等元素的综合回收,具有分离工艺简便,分选效果好,资源利用率高等特点。
为了实现上述发明目的,本发明采用如下技术方案:
一种伟晶岩型锂多金属矿的选矿方法,包括如下步骤:
S1:一段磨矿-筛分:将原矿磨矿-筛分后,筛上产品重复磨矿-筛分操作,至原矿全部磨细至粒级为0.30mm;
S2:重选-磁选分离:将S1所得原矿做粗选,获得的溜槽精矿做精选,获得钽铌锡混合精矿、重选尾矿和矿泥;然后将钽铌锡混合精矿做弱磁选,获得含铁杂质和弱磁尾矿,最后将弱磁尾矿做高梯度强磁选,获得钽铌精矿和锡精矿;
S3:二段磨矿-调浆:向重选尾矿加入调整剂500~1000克/吨,磨细至粒级为-0.15mm,调整矿浆浓度为25~35%;
S4:浮选含铷云母:向S3所得矿浆中添加调整剂500~1000克/吨,混合捕收剂40~50克/吨做一次粗选,添加调整剂0~1000克/吨,混合捕收剂10~15克/吨做一次扫选,粗选泡沫空白精选,获得云母精矿和浮云母尾矿;
S5:浮选锂辉石:向浮云母尾矿中依次加入调整剂500~1000克/吨,捕收剂A 300~500克/吨,捕收剂B 300~400克/吨做一次粗选;加入捕收剂A 75~100克/吨,捕收剂B75~100克/吨做一次扫选;加入捕收剂A皂35~50克/吨,捕收剂B 35~50克/吨做二次扫选,粗选泡沫做三次空白精选;获得锂辉石精矿和硅砂混合料;所述捕收剂A为氧化石蜡皂或塔尔皂中的一种或两种;所述捕收剂B为环烷酸皂或环钠皂液中的一种或两种。
本发明利采用“重-磁-浮”联合工艺来进行选矿。具体地,本发明充分利用钽铌铁矿、锡石与其它矿物的嵌布粗细、密度和磁性差异,在粗磨条件(磨细至粒级为0.30mm)下,首先进行重选,实现钽铌锡的高倍富集;然后采用弱磁-强磁选将两者分离,实现钽铌和锡综合回收,同时避免了常规细磨。
然后基于云母与锂辉石可浮性差异特点,先将易浮的载铷云母浮选回收,进一步优化锂辉石浮选环境。
再然后,基于氢氧化钠、碳酸钠等在锂辉石和长石矿物表面差异化溶蚀,使锂辉石矿物表面暴露更多活性质点,而长石矿物表面被新生水玻璃等覆盖,增大了两者可浮性差异,实现锂辉石与长石高效分离。
本发明的选矿方法分别获得钽铌精矿、锡精矿、云母精矿、锂辉石精矿和硅砂混合料,依次实现了钽、铌、锡、铷、锂、硅、铝等元素的综合回收,具有分离工艺简便,分选效果好,资源利用率高等特点。其中,浮锂尾矿即为硅砂混合料,可用于玻璃制造业等行业;最终尾矿产率仅为5~6%的矿泥,基本实现无尾矿排放。
应该理解的是,本发明中各添加剂的用量均以原矿计。
优选地,S2中利用螺旋溜槽进行粗选。
优选地,S2中利用尼尔森离心选矿机进行精选。
更为优选地,所述尼尔森离心选矿机的重力加速度为45~55G。
优选地,S2中所述弱磁选的磁场强度为0.1~0.3T。
优选地,S2中所述高梯度强磁选的条件为0.8~1.0T。
优选地,S3中所述调整剂为碳酸钠或氢氧化钠中的一种或两种。
优选地,S3中磨细后还包括利用0.15mm筛网进行筛分的步骤,以得到粒级为-0.15mm的矿石。
优选地,S4中所述调整剂为碳酸钠或氢氧化钠中的一种或两种。
优选地,S4中所述混合捕收剂为椰油胺、氧化石蜡皂和十二烷基磺酸钠的混合物,椰油胺、氧化石蜡皂和十二烷基磺酸钠的质量比为3~6:8~12:1。
优选地,S5中所述调整剂为碳酸钠或氢氧化钠中的一种或两种。
与现有技术相比,本发明具有如下有益效果:
(1)充分利用钽铌铁矿、锡石与其它矿物的嵌布粗细、密度和磁性差异,在粗磨条件下,首先采用螺旋溜槽-尼尔森离心机等重选设备,实现钽铌锡的高倍富集;然后采用弱磁-强磁选将两者分离,实现钽铌和锡综合回收。
(2)基于云母与锂辉石可浮性差异特点,先将易浮的载铷云母浮选回收,进一步优化锂辉石浮选环境。
(3)基于氢氧化钠、碳酸钠等在锂辉石和长石矿物表面差异化溶蚀,使锂辉石矿物表面暴露更多活性质点,而长石矿物表面被新生水玻璃等覆盖,增大了两者可浮性差异,实现锂辉石与长石高效分离。
(4)浮锂尾矿即为硅砂混合料,可用于玻璃制造业等行业。
(5)最终尾矿产率仅为5~6%的矿泥,基本实现无尾矿排放。
附图说明
图1为实施例1~4中锂多金属矿综合回收的流程示意图。
具体实施方式
下面结合实施例进一步阐述本发明。这些实施例仅用于说明本发明而不用于限制本发明的范围。下例实施例中未注明具体条件的实验方法,通常按照本领域常规条件或按照制造厂商建议的条件;所使用的原料、试剂等,如无特殊说明,均为可从常规市场等商业途径得到的原料和试剂。本领域的技术人员在本发明的基础上所做的任何非实质性的变化及替换均属于本发明所要求保护的范围。
本发明以新疆某锂多金属矿为例进行选矿,其主要矿物组成为锂辉石、云母、长石、石英、钽铌铁矿、锡石、磁铁矿等。原矿Li2O品位为1.65%、Ta2O5品位为0.004%、Nb2O5品位为0.008%、Sn品位为0.035%、Rb2O品位0.080%。
实施例1
锂多金属矿综合回收过程示意图如图1所示,具体过程为:
S1:将原矿磨至-0.30mm;
S2:重选-磁选分离:采用螺旋溜槽进行粗选、尼尔森离心选矿机进行精选(重力加速度50G)获得钽铌锡混合精矿、重选尾矿和矿泥;然后利用弱磁选机对钽铌锡混合精矿做弱磁选(背景磁场强度为0.15T)获得含铁杂质和弱磁尾矿,最后利用高梯度强磁选机(背景场强0.80T)对弱磁尾矿做高梯度强磁选获得钽铌精矿和锡精矿;其中,钽铌精矿Ta2O5品位18.86%、回收率62.41%,Nb2O5品位38.59%、回收率64.48%,锡精矿Sn品位48.50%、回收率72.82%;
S3:二段磨矿-调浆:加入碳酸钠500克/吨,磨细至-0.15mm,调节矿浆浓度为35%;
S4:浮选含铷云母:向S3所得矿浆中添加氢氧化钠500克/吨,捕收剂35克/吨做一次粗选,添加捕收剂10克/吨做一次扫选,粗选泡沫空白精选,获得Rb2O品位0.69%、回收率26.64%的含铷云母精矿和浮云母尾矿;
S5:浮选锂辉石:向浮云母尾矿中依次加入碳酸钠、氢氧化钠各500克/吨,氧化石蜡皂300克/吨,环钠皂液300克/吨做一次粗选,加入氧化石蜡皂100克/吨,环钠皂液100克/吨做一次扫选,加入氧化石蜡皂50克/吨,环钠皂液50克/吨做二次扫选,粗选泡沫做三次空白精选;获得Li2O品位5.64%、回收率84.17%的锂辉石精矿和硅砂混合料。
实施例2
本实施例使用的原矿样品同实施例1。具体的锂多金属矿综合回收过程同实施例1,不同之处在于步骤S2尼尔森离心选矿机重力加速度45G、高梯度强磁选背景场景为0.90T,最终获得钽铌精矿Ta2O5品位17.95%、回收率63.01%、Nb2O5品位37.81%、回收率65.18%和锡精矿Sn品位46.37%、回收率72.79%;步骤S3、S4和S5中采用的药剂及其用量见表1所示;最终获得Rb2O品位0.66%、回收率27.85%的含铷云母精矿和浮云母尾矿,以及Li2O品位5.70%、回收率85.38%的锂辉石精矿和硅砂混合料。
实施例3
本实例使用的原矿样品同实例1。具体的锂多金属矿综合回收过程同实施例1,不同之处在于步骤S2高梯度强磁选背景场景为1.0T,最终获得钽铌精矿Ta2O5品位19.51%、回收率63.05%、Nb2O5品位39.99%、回收率65.17%和锡精矿Sn品位48.94%、回收率71.35%;步骤S3、S4和S5中采用的药剂及其用量见表1所示;最终获得Rb2O品位0.73%、回收率28.26%的含铷云母精矿和浮云母尾矿,以及Li2O品位6.02%、回收率83.28%的锂辉石精矿和硅砂混合料。
实施例4
本实例使用的原矿样品同实例1。具体的锂多金属矿综合回收过程同实施例1,不同之处在于步骤S2尼尔森离心选矿机重力加速度55G、高梯度强磁选背景场景为0.90T,最终获得钽铌精矿Ta2O5品位18.45%、回收率62.54%、Nb2O5品位39.04%、回收率65.59%和锡精矿Sn品位45.88%、回收率73.12%;步骤S3、S4和S5中采用的药剂及其用量见表1所示;最终获得Rb2O品位0.66%、回收率28.43%的含铷云母精矿和浮云母尾矿,以及Li2O品位5.92%、回收率83.57%的锂辉石精矿和硅砂混合料。
表1实施例1~4浮选药剂用量(克/吨·原矿)
由上述可知,本发明的选矿方法分别获得钽铌精矿、锡精矿、云母精矿、锂辉石精矿和硅砂混合料,依次实现了钽、铌、锡、铷、锂、硅、铝等元素的综合回收,具有分离工艺简便,分选效果好,资源利用率高等特点。
以上所述是本发明的特定示例实施方式,对于本领域的技术人员,在不脱离本发明的原理下,还可以做出若干的改进与修辞。事实上,本发明的范围由所附的权利要求及其等效限定。
Claims (10)
1.一种伟晶岩型锂多金属矿的选矿方法,其特征在于,包括如下步骤:
S1:一段磨矿-筛分:将原矿磨矿-筛分后,筛上产品重复磨矿-筛分操作,至原矿全部磨细至粒级为0.30mm;
S2:重选-磁选分离:将S1所得原矿做粗选,获得的溜槽精矿做精选,获得钽铌锡混合精矿、重选尾矿和矿泥;然后将钽铌锡混合精矿做弱磁选,获得含铁杂质和弱磁尾矿,最后将弱磁尾矿做高梯度强磁选,获得钽铌精矿和锡精矿;
S3:二段磨矿-调浆:向重选尾矿加入调整剂500~1000克/吨,磨细至粒级为-0.15mm,调整矿浆浓度为25~35%;
S4:浮选含铷云母:向S3所得矿浆中添加调整剂500~1000克/吨,混合捕收剂40~50克/吨做一次粗选,添加调整剂0~1000克/吨,混合捕收剂10~15克/吨做一次扫选,粗选泡沫空白精选,获得云母精矿和浮云母尾矿;
S5:浮选锂辉石:向浮云母尾矿中依次加入调整剂500~1000克/吨,捕收剂A 300~500克/吨,捕收剂B 300~400克/吨做一次粗选;加入捕收剂A 75~100克/吨,捕收剂B 75~100克/吨做一次扫选;加入捕收剂A35~50克/吨,捕收剂B 35~50克/吨做二次扫选,粗选泡沫做三次空白精选;获得锂辉石精矿和硅砂混合料;所述捕收剂A为氧化石蜡皂或塔尔皂中的一种或两种;所述捕收剂B为环烷酸皂或环钠皂液中的一种或两种。
2.根据权利要求1所述伟晶岩型锂多金属矿的选矿方法,其特征在于,S2中利用螺旋溜槽进行粗选。
3.根据权利要求1所述伟晶岩型锂多金属矿的选矿方法,其特征在于,S2中利用尼尔森离心选矿机进行精选。
4.根据权利要求1所述伟晶岩型锂多金属矿的选矿方法,其特征在于,S2中所述弱磁选的磁场强度为0.1~0.3T。
5.根据权利要求1所述伟晶岩型锂多金属矿的选矿方法,其特征在于,S2中所述高梯度强磁选的条件为0.8~1.0T。
6.根据权利要求1所述伟晶岩型锂多金属矿的选矿方法,其特征在于,S3中所述调整剂为碳酸钠或氢氧化钠中的一种或两种。
7.根据权利要求1所述伟晶岩型锂多金属矿的选矿方法,其特征在于,S3中磨细后还包括利用0.15mm筛网进行筛分的步骤。
8.根据权利要求1所述伟晶岩型锂多金属矿的选矿方法,其特征在于,S4中所述调整剂为碳酸钠或氢氧化钠中的一种或两种。
9.根据权利要求1所述伟晶岩型锂多金属矿的选矿方法,其特征在于,S4中所述混合捕收剂为椰油胺、氧化石蜡皂和十二烷基磺酸钠的混合物,椰油胺、氧化石蜡皂和十二烷基磺酸钠的质量比为3~6:8~12:1。
10.根据权利要求1所述伟晶岩型锂多金属矿的选矿方法,其特征在于,S5中所述调整剂为碳酸钠或氢氧化钠中的一种或两种。
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