一种锂铌钽多金属资源全泥浮选共富集回收的方法

摘要

本发明公开了一种锂铌钽多金属资源全泥浮选共富集回收方法，该方法包括原矿加入选矿药剂磨矿、不脱泥调节矿浆的pH值、添加抑制剂、活化剂、捕收剂等，通过浮选，实现该多金属矿中锂铌钽资源的高效共富集，为后续锂、铌钽分离创造有利条件，为“浮选锂铌钽‑强磁‑重选”工艺全流程高效回收锂、铌钽资源奠定坚实的基础；本发明特别适用于矿石脱泥难度大，选厂常年温度较低，伴生的铌钽矿物品位低的锂多金属资源的综合富集回收；采用该方法能有效浮选共富集锂、铌钽资源，实现锂铌钽多金属资源综合高效回收；该工艺技术先进、简单、合理，原矿磨矿细度要求不高，且采用不脱泥浮选，运行成本低，综合回收率高，具有良好的工业前景。

说明书

技术领域

本发明属于锂铌钽多金属资源综合利用技术，涉及一种锂铌钽多金属资源全泥浮选共富集回收的方法。

背景技术

我国锂资源矿产丰富，截至2008年，已探明的锂矿石矿区（48%为锂铌钽综合性内生矿床）有32处，主要分布在四川、新疆、江西、湖北、河南等地。锂辉石矿石单一矿床少，共伴生矿床多，其常伴生锂云母、铌钽铁矿、绿柱石等有用矿物，综合回收利用价值大。由于目前缺乏先进的选冶支撑技术，国内大部分选矿厂仅回收了锂，未对其共伴生矿物综合回收，使之大量损失于尾矿中，造成了严重的资源浪费。因锂辉石与伴生铌钽矿物嵌布粒度往往差异较大，采用单一的回收方法往往很难综合回收。以回收锂为主则铌钽矿物大量损失，以回收铌钽为主则大量损失锂矿物，因此，锂铌钽多金属矿综合回收难度较大，开展锂铌钽多金属矿综合回收技术研发势在必行。

对于伴生铌钽的锂多金属矿，较为成熟的传统工艺为“重选—磁选—浮选”联合工艺，重选可获得合格铌钽精矿，但对锂辉石的回收效果不佳，Li₂O品位约在5.5%左右，回收率约为70%左右或者更低，且原矿全部进行重选，重选处理量大，选矿成本较高。其大致流程主要为：原矿磨矿后经筛分出不同粒级进行多次重选，从不同粒级中富集铌钽矿物，然而由于原矿铌钽品位低，原矿处理量极大，需要多次富集才能得到高品级铌钽精矿，这样不仅需要多台摇床，而且选矿中间产品多，工序复杂，选矿成本较高，且由于多段摇床作业金属量损失较为严重，影响后续锂辉石浮选的回收率。同时，由于锂铌钽多金属矿石中，品位低且嵌布粒度细的伴生钽铌矿物与较粗粒的锂矿物粒度差异较大，而重选往往对窄粒级选别效果较好而对粒度差异悬殊的矿物分离效果较差。因此，采用“重选—磁选—浮选”联合工艺较难实现多种有用矿物的高效综合回收。

公开为2008年03月26号，公开号为CN101147888A，发明名称为“锂辉石矿重介质—强磁选矿工艺方法”的中国专利文献，公开了一种锂辉石矿的选矿方法，它提到采用重介质选矿与强磁选联合工艺回收锂辉石，但对于有用矿物嵌布粒度不均匀、矿石性质复杂的锂辉石矿，采用重介质选矿难以回收。因此，该工艺对品位较高、嵌布特征简单、易选的锂辉石矿石具有一定的效果，对于矿石含泥量大，有用矿物种类多的锂多金属矿石，适用范围有一定的局限。

因此采用“浮选共富集锂铌钽-强磁-重选”工艺回收锂、铌钽资源具有很好的优势。通过浮选工艺共富集锂铌钽资源，使尽可能多数锂铌钽进入混合浮选精矿中，再对混浮精矿进行强磁选及重选作业，这样大大减少了磁选及重选的处理量，而且重选入选矿石粒度分布较窄，大大提高了重选分选效率。而此工艺技术的关键是通过浮选高效共富集锂铌钽资源，浮选共富集锂铌钽需要富集比大、金属回收率高，才能为后续强磁及重选创造必要的有利的条件。

公开日为2013年12月04日，公开号为CN103418488A，发明名称为“一种伴生细粒铌钽的锂多金属矿的综合回收工艺” 的中国专利文献，公开了一种锂多金属矿的选矿方法，该选矿方法采用的是“浮选-磁选-重选”工艺流程，但该工艺采用的脱泥浮选势必造成一定程度锂的损失，适用范围同样有一定的局限。

发明内容

本发明主要针对现有技术在共伴生铌钽锂多金属矿综合回收方面存在的不足，尤其是“浮选共富集锂铌钽-强磁-重选”工艺中存在的浮选共富集效率不高，富集比低等造成的资源损失量大而影响后续强磁及重选的问题，提供了一种高效、经济、回收指标较好的全泥浮选共富集锂铌钽资源的方法，为“浮选共富集锂铌钽-强磁-重选”工艺全流程高效综合回收锂铌钽资源创造有利条件。

为实现上述目的，本发明技术方案如下：

一种锂铌钽多金属资源全泥浮选共富集回收的方法，其特征在于，包括以下步骤：

步骤1，将锂铌钽多金属矿原矿破碎筛分，通过破碎机和振动筛形成闭路筛分，将锂铌钽多金属矿石破碎到-3mm。

步骤2，在破碎筛分得到的矿石中加入选矿药剂并磨矿得到矿浆。

将选矿药剂配制成溶液加入磨机，让选矿药剂与筛分分离的矿物的表面充分作用，达到调整矿物表面性质的作用。

所述的磨矿是采用球磨机或者三辊四筒棒磨机对经步骤1处理过的锂铌钽多金属矿进行湿式磨矿，磨矿浓度为50～70%，得到粒度为-0.074mm含量为70～90%的矿浆。

步骤3，对步骤2得到的矿浆进行浮选得到锂铌钽混合精矿。

所述浮选工艺如下：

1）搅拌调浆：加药磨矿后的矿浆加入浮选槽中，利用浮选机的搅拌作用使矿浆充分分散、均匀。

2）抑制：加药磨矿后的矿浆中加入脉石矿物抑制剂，用于抑制矿浆中的脉石矿物，并调节矿浆的pH值为10～12；

3）活化：在加入抑制剂后的矿浆中加入活化剂，改善目的矿物的可浮性。

4）捕收浮选：在添加活化剂的矿浆中添加捕收剂，通过充气浮选分离获得锂铌钽混合精矿。

步骤1中所述的磨矿中加入药剂为氧化钙、碳酸氢钠、水玻璃、碳酸钠、氢氧化钠、六偏磷酸钠、三聚磷酸钠中的一种，或两种，或多种按照相等质量比混合而成。

步骤2中所述的磨矿中加入的药剂用量在300～2000g/t锂铌钽多金属矿原矿。

步骤3中所述搅拌调浆为强搅拌，浮选机转速为1000～4000转/分，调浆搅拌时间为1～10分钟。

步骤3中的浮选包括粗选、精选和扫选。粗选得到锂铌钽粗精矿和锂铌钽粗选尾矿，然后将锂铌钽粗精矿进行至少两次精选，每次精选得到各自的锂铌钽精选中矿，最后一次精选除了得到锂铌钽精选中矿外还得到锂铌钽共富集混合精矿，将各自的锂铌钽精选中矿分别顺序返回至上一级作业；锂铌钽粗选尾矿进行至少一次扫选，每次扫选得到各自的锂铌钽扫选中矿，最后一次扫选除得到锂铌钽扫选中矿外还得到最终锂铌钽尾矿，将各自的锂铌钽扫选中矿分别顺序返回至上一级作业。

上述方法中，所述脉石矿物抑制剂为氟硅酸钠、水玻璃、六偏磷酸钠、羧甲基纤维素、氧化钙、碳酸氢钠、碳酸钠、氢氧化钠、改性淀粉、糊精中的一种，或两种，或多种按照相等质量比混合而成。

上述方法中，所述脉石矿物抑制剂的用量在200～2000g/t锂铌钽多金属矿原矿。

上述方法中，所述矿物活化剂为氯化钙，其用量为20～120g/t锂铌钽多金属矿原矿。

上述方法中，所述捕收剂包括如下质量百分比的组分：氧化石蜡皂85-95%，环烷酸皂3-10 %，复配组分2-8%；其中，复配组分包括塔尔油、羟肟酸钠、苯乙烯膦酸、十二烷基磺酸钠、OP-10、TW-80、T-20、三乙氧基丁烷、邻苯二甲酸二乙酯中的一种，或两种，或多种，并且按照任意比例混合而成。

上述方法中，所述捕收剂的用量在1000～4000g/t锂铌钽多金属矿原矿。

上述方法中，锂铌钽粗精矿精选脉石矿物抑制剂用量为500～2000g/t锂铌钽多金属矿原矿；扫选捕收剂用量为500～1500g/t锂铌钽多金属矿原矿，扫选活化剂用量为10～60g/t锂铌钽多金属矿原矿。

本发明的有益效果如下：

（1）本发明采用全泥浮选，实现了锂铌钽多金属矿资源的不脱泥浮选共富集；

（2）本发明采用了特殊高效的捕收剂和脉石抑机制；通过该捕收剂，克服了传统的锂矿捕收剂（氧化石蜡皂加环烷酸皂）自身的缺点：对矿物的选择性差、不耐硬水、对温度敏感性强、对矿泥适应性差、在水中分散性不好，选别伴生铌钽的锂多金属矿时锂回收率偏低的特点。本发明采用多种活性剂进行复配得到高效捕收剂，该高效捕收剂配置成膏体状，易溶于水，对矿泥敏感性大大降低，耐低温性能提高，特别适于高寒地区全泥浮选。特别是配合高效脉石抑机制一起使用，能在15℃以上有效抑制矿泥以及脉石矿物。浮选锂辉石应用该捕收剂和抑制剂选别伴生铌钽的锂多金属矿时，对Li₂O品位1.2%-1.5%，Nb₂O₅+Ta₂O₅工业品位以上的原矿，不脱泥直接浮选，可获得Li₂O品位6.0%左右、回收率大于82%的锂精矿，且85%以上的铌钽金属富集到锂精矿中，达到了锂、铌钽资源的全泥浮选共富集。

具体实施方式

实施例1

国内某超大型锂多金属矿床，原矿Li₂O品位1.42%、Nb₂O₅品位0.0101%、Ta₂O₅品位0.0091%，>

采用本发明涉及的全泥浮选共富集锂铌钽工艺，具体步骤如下：

原矿在磨矿中加入900克/吨的调整剂，磨矿至-0.074mm占75%，磨矿浓度为60%。在浮选槽搅拌的矿浆中加入600克/吨的抑制剂，加入100克/吨的活化剂，2500克/吨的捕收剂进行浮选，浮选时间为6分钟，浮选温度16℃。浮选粗精矿再进行两次扫选和三次精选作业。扫选作业调价150克/吨的捕收剂，精选作业根据实际情况每段分别添加200~2000克/吨的调整剂。本实施例最终获得了Li₂O品位6.31%、Fe₂O₃含量0.28%、Li₂O回收率88.91%的含铌钽锂粗精矿，同时该粗精矿中含Nb₂O_{5>品位为0.0815%、Ta2O5>2}O₅90.25%、Ta₂O₅>

实施例2

四川省金川某锂多金属矿，原矿Li₂O品位0.98%，属于较低品位锂辉石矿。该矿以伟晶岩型矿石为主，混有少量的细粒花岗岩矿石和细粒暗色矿石，这两种矿石中亦有少量的锂辉石存在，但与伟晶岩矿石中锂辉石的粒度相差较悬殊。矿石以锂回收为主，伴生的铌、钽含量较低，Nb₂O₅含量为0.0087%，Ta₂O₅含量为0.0086%，Nb₂O₅+>2O₅=0.0173%。铌钽主要赋存在铌铁矿-钽铁矿系列矿物中，矿物的粒度与锂辉石粒度差异巨大，且含量极低，仅0.02%，因此，该矿综合回收难度较大。

采用本发明涉及的全泥浮选共富集锂铌钽工艺，具体步骤如下：

原矿在磨矿中加入800克/吨的调整剂，磨矿至-0.074mm占78%，磨矿浓度为60%。在浮选槽搅拌的矿浆中加入500克/吨的抑制剂，加入60克/吨的活化剂，2000克/吨的捕收剂进行浮选，浮选时间为5分钟，浮选温度20℃。浮选粗精矿再进行两次扫选和三次精选作业。扫选作业调价100克/吨的捕收剂，精选作业根据实际情况每段分别添加200~2000克/吨的调整剂。本实施例最终获得了Li₂O品位5.58%、Li₂O回收率83.16%的含铌钽锂粗精矿，同时该粗精矿中含Nb₂O_{5>品位为0.0479%、Ta2O5>2}O₅>2O₅82.18%。

实施例3

四川壤塘某锂多金属矿床，原矿Li₂O品位1.26%、Nb₂O₅品位0.0091%、Ta₂O₅品位0.0067%，Sn品位为0.022%，低于工业品位。矿石主要以锂辉石、长石、石英为主；少量矿物有钽铌铁矿等。矿石含泥量大，伴生的铌钽矿物粒度较细，小于0.1mm粒度含量占68.15%，其与矿石中锂辉石矿物粒度（大于0.1mm粒度含量占92.33%）差异较大，综合回收难度大。

采用本发明涉及的全泥浮选共富集锂铌钽工艺，具体步骤如下：

原矿在磨矿中加入1000克/吨的调整剂，磨矿至-0.074mm占83%，磨矿浓度为60%。在浮选槽搅拌的矿浆中加入1200克/吨的抑制剂，加入80克/吨的活化剂，2800克/吨的捕收剂进行浮选，浮选时间为6分钟，浮选温度26℃。浮选粗精矿再进行两次扫选和三次精选作业。扫选作业调价200克/吨的捕收剂，精选作业根据实际情况每段分别添加200~2000克/吨的调整剂。本实施例最终获得了Li₂O品位5.87%、Li₂O回收率83.36%的含铌钽锂粗精矿，同时该粗精矿中含Nb₂O_{5>品位为0.0357%、Ta2O5>2}O₅>2O₅89.46%。