本发明涉及涉及一种从钽铌锂选矿厂尾砂中的磁性物废砂回收有价金属材料的方法，特别是一种从磁性废砂中回收钽铌、氧化锂精矿的方法。
背景技术：
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目前，对钽铌锂矿原矿的选矿是将原矿在经过磨矿筛分之后达到符合要求的粒级，然后会流入相应的高梯度磁选机进行粗选，该高梯度磁选机会将矿浆分离为非磁性矿浆和磁性矿浆。而磁性矿浆会直接流入车间相应的布沟装置中，布沟装置会将磁性矿浆中的钽铌采选出来，采选之后的矿浆的为尾矿浆，尾矿浆经过过滤主要由上下层瀑布溜槽尾矿组成。这部分矿浆流量，浓度较低，固体含量约10t/h，通常称为磁性废砂。对上述所产生的磁性废砂，目前的处理是作为废弃物堆放于山地中，对上所述的磁性废砂，经检测化验，数据为五氧化二钽0.0226-0.0453（%），而氧化锂为0.48-0.56（%），显示磁性物中五氧化二钽、氧化锂品位还仍较高。具有很高回收的利用价值。
而使用现有的对钽铌锂矿原矿所相同的工艺方法与选矿装置难以回收到钽铌精矿及氧化锂精矿产品。
因此，如何来从钽铌锂选矿厂的磁性废砂原料中实现对钽铌、氧化锂精矿或叫锂云母精矿与其他的废矿砂原料中的高效分离，提高产品的附加值。强化钽铌、氧化锂精矿或锂云母精矿与其他废料的浮选分离；实现磁性废砂中有益组分的高效回收利用。同时，在促进生态环境保护，减少磁性废砂固体废弃物占用的大量土地，带动我国矿产业整体技术水平的提升，促进区域经济、社会、环境协调发展等方面都将起到重要作用。可大幅度提高我国同类金属矿床资源的综合利用水平、并可缓解金属矿产资源供需紧张的局面，并减少资源开发利用过程中的环境污染，实现可持续发展。
技术实现要素：
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本发明提供一种从磁性废砂中回收钽铌、氧化锂精矿的方法，以钽铌锂矿选矿后的磁性废砂为原料，包括钽铌精矿及氧化锂精矿回收，提供一种工艺简单、效率高的从磁性废砂中回收钽铌精矿和氧化锂精矿或叫锂云母精矿的方法；其经济技术效益明显，减少资源开发利用过程中的环境污染，实现可持续发展。
本发明一种从磁性废砂中回收钽铌、氧化锂精矿的方法，以钽铌锂矿选矿后的磁性废砂为原料，包括钽铌精矿及氧化锂精矿回收，其所述钽铌精矿回收是将磁性废砂经分级、浓缩、磨矿、除铁、浮选、直接瀑布溜槽最后经高梯度磁选处理得钽铌精矿；所述磨矿是控制将磁性废砂经磨矿处理至磁性废砂粒度≤0.1mm。
优选的，是将磁性废砂经磨矿除铁后进入浮选前先进行脱泥处理。
优选的，是所述浓缩是将经分级后的磁性废砂浆液经浓缩处理为磁性废砂矿浆，控制磁性废砂矿浆的质量百分比浓度不低于25wt%不高于30wt%。
优选的，是所述磨矿采用1530型球磨机，于所述球磨机装置中设装有隔粗筛和漏球。
进一步优选的，是所述浓缩采用三级浓缩斗浓缩。
优选的，是所述浮选采用一粗一精一扫流程，控制浮选过程中加入中性捕收剂及抑制剂。
优选的，是所述脱泥处理是采用旋流器脱泥处理；所述旋流器为150型旋流器。
进一步的，是控制所述中性捕收剂加入量为630-680g/t，抑制剂加入量为55-75g/t。
本发明从磁性废砂中回收钽铌、氧化锂精矿的方法，其各步的工艺流程为：即是采用先浮选后重选工艺。包括将钽铌锂矿选矿后的磁性废砂磨矿前的分级、浓缩→磨矿→除铁→浮选→直接瀑布溜槽→浓缩→高梯度磁选制钽铌精矿和锂云母精矿即氧化锂精矿产品。先浮选后重选可以减少浮选前的浓缩，从而缩短工艺流程。
本发明的上述制备工艺过程中，说明书中未详细说明之处，均采用现有方法进行，如除铁处理可以采用湿式永磁弱磁选预先除铁脱杂，然后经永磁磁选除铁渣；控制磁选时磁极表面磁场强度h=6000-26000a/m，原料钽铌选矿厂尾砂矿物颗粒的比磁化系数x0>38×10-6cm3/g为强磁性铁质矿物。这样可除去铁矿物更干净；浮选时加入的抑制剂、捕收剂等均可以是按现有的技术加入即如捕收剂的加入可以是油酸钠或氧化石蜡皂731或十二胺或十二烷氧基丙胺，所述抑制剂可以为水玻璃、植酸等进行浮选，制备的钽铌精矿锂云母精矿物得率更高。
本发明采用上述的工艺方法其在磨矿前先进行分级、浓缩处理，其能显著的提高钽铌精矿和锂云母精矿的回收以及后续长石粉矿的产率，不经过分级直接进入球磨机不仅减小球磨机处理能力还会过磨。导致矿石泥化，影响钽铌精矿和锂云母精矿的回收，以及后续长石粉矿的产率。在现实的生产过程中，根据实际测量磁性废砂中磁性物浓度非常低只有4-6%，不经过浓缩磨矿处理工艺其无法制得有效的钽铌精矿与氧化锂精矿产品的得率无法保证，即达不到有效的经济与产出效率。
二是本发明使用磨矿工艺步聚，可大幅度的提高钽铌及氧化锂精矿的回收率，通常情况下一般的认为磁性废砂或者其它的一些钽铌废矿，经过前期粉碎及磨矿处理后，其基本的粒度也较小，一般的都不会想到再继续的进行磨矿处理，而增加一道工序相应的也要增加相应的设备投资与运营成本，从生产与经济角度是不会继续使用磨矿工艺的，但是从本发明的现有的资料表明钽铌锂矿选矿后的磁性废砂如本发明的实施方式中使用的414矿中富锰铌钽铁矿从0.4mm开始出现单体，0.1mm时单体解离率达95%。所以必须要使磨矿细度在达到0.1mm，才能使大部分的钽铌、锂矿解离，才能有效提高钽铌与氧化锂精矿的回收率。因此对钽铌锂矿选矿后的磁性废砂的磁性物的磨矿细度，再磨可大幅度的提高钽铌、氧化锂精矿的回收率。
三是本发明在浮选前采用脱泥后进行磁选的工艺方法，可大幅度的提高浮选时氧化锂的提取率，因矿泥会恶化浮选过程和干扰药剂的作用，铁屑，矿泥还容易被气泡夹带混入浮选精矿中，不利于浮选氧化锂品位的提高；因此，本发明在浮选胶先采用脱泥处理，所述脱泥处理优选是旋流器脱泥方式，也可采用筛析脱泥处理。
四是本发明进一步的采用浮选和直接瀑布溜槽的生产工艺，可大幅度的降低生产成本，显著提高磁性废砂回收钽铌及氧化锂精矿效益；目前回收钽铌精矿常使用摇床和瀑布溜槽联合使用，在将矿源在入选摇床前还需要经过螺旋溜槽富集，这样也就大幅度的会增加前期投入；而本发明采用单一瀑布流槽运行维护成本、动力合适成本均较摇床成本低；本发明通过实践使用情况证明，通过单一的直接瀑布溜槽，显示钽铌精矿的回收率较高，而投资成本可节约在三分之一以上，从而实现了既节约了投资，又能保证钽铌精矿的回收率。
本发明的工艺方法简单，选矿成本低，不但可对钽铌锂选矿厂尾砂的磁性废砂矿样进行钽铌及锂云母精矿的提取，还解决了钽铌选矿厂尾砂废弃矿石及废弃的磁性废砂对周边环境带来严重的危害，及对周边人民群众的生命财产安全构成威胁问题，处理率达到85%以上，使我国产生的数亿吨钽铌锂选矿厂尾砂矿及磁性废弃物废石固体废弃物变废为宝，具有具大的经济和社会效益。
具体实施方式：下面结合具体实施方式对本发明进一步的详细说明。
本发明实施方案是以宜春钽铌矿的钽铌选矿厂的钽铌锂矿选矿后的磁性废砂为原料，其化验后的品位为五氧化二钽0.0226-0.0453（%），氧化锂为0.48-0.56%。在下述方式中未说明之处使用的装置为现有技术方法与装置。下述说明书中涉及到的用量为质量百分比或质量份。
实施例
本发明一种从磁性废砂中回收钽铌、氧化锂精矿的方法，以钽铌锂矿选矿后的磁性废砂为原料，包括钽铌精矿及氧化锂精矿回收，所述钽铌精矿回收是将磁性废砂经分级、浓缩、磨矿、除铁、浮选、直接瀑布溜槽最后经高梯度磁选处理得钽铌精矿；所述磨矿采用1530型球磨机且于所述球磨机装置中设装有隔粗筛和漏球；同时控制将磁性废砂经磨矿处理至磁性废砂粒度≤0.1mm。将磁性废砂经磨矿除铁后进入浮选前先进行脱泥处理。
所述浓缩是将经分级后的磁性废砂浆液经浓缩处理为磁性废砂矿浆，控制磁性废砂矿浆的质量百分比浓度不低于25wt%不高于30wt%。所述浓缩采用三级浓缩斗浓缩。
药剂选择试验
矿泥过多会消耗大量的药剂且锂云母的粒度相对较粗，因此，暂且采用+400目做药剂选择试验，捕收剂用量为320g/t，抑制剂用量为800g/t。方法为尾砂矿样即磁性废砂→湿筛处理→除铁处理→加抑制剂、捕收剂等→浮选→产品。
表2药剂选择试验结果
说明由表2可知：药剂1可得品位为4.52%，回收率为32.20%的精矿，相比于药剂2，精矿的品位低了0.27%，但回收率高了15.96%，所以后续试验选择药剂1。所述药剂是为捕收剂+抑制剂和分散剂的简称，即为药剂1为捕收剂+抑制剂和加入的分散剂，药剂2仅为捕收剂+抑制剂。本发明的药剂1所述的分散剂的加入可以是按现有技术方式加入或者是按在筛分处理时加入或是在加入抑制剂及捕收剂后同时再加入。
全浮试验，由于原矿即钽铌选矿厂尾砂泥化严重，全浮试验结果不好。因此需对本发明使用原料钽铌选矿厂尾砂原料矿物料进行脱泥试验；以确定本发明的最佳工艺流程方法及路线。
原料精矿的脱泥处理试验，
1、筛析脱泥，
针对钽铌选矿厂尾砂原料矿物料中矿泥含量偏多，进行三组脱泥试验，考察在不同粒级下脱泥对浮选制锂云母精矿数值指标的影响，分别取250克矿样用400、600、800目的筛子湿筛，取筛上产物做浮选。试验方法及流程：尾砂矿样→湿筛处理→除铁处理→加抑制剂、捕收剂等→浮选→产品。
表3脱泥目数试验结果
由上表3可知：原矿样采用600目筛子脱泥后，经过浮选得到锂云母精矿产率、品位和回收率皆高于另外两组。因此，尾矿进行600目脱泥效果最佳。
2、沉降脱泥
取两袋250g矿样放入浮选机中搅拌5min，倒入量筒中分别沉降10min和15min，进行沉降脱泥试验。试验结果见下表4。
表4沉降试验结果
由表4可知：沉降脱泥效果不如筛析脱泥效果好，所以本发明优选是选用筛析脱泥处理方法，或者是经沉降脱泥后再经筛析脱泥处理。
关于捕收剂用量试验
捕收剂用量是影响浮选指标的重要影响因素，本发明的本次试验采用药剂1进行浮选，即加入分散剂进行浮选，所述分散剂为磷酸钠和磺酸钠各按质量比为50%的比例混合，加入量按说明书的标准即600-700g/t通过调整捕收剂的用量，进行了六组不同用量试验，仅考察捕收剂的用量对于精矿指标的影响。试验流程同上，试验结果见表5。
表5捕收剂用量试验结果
由表5可知：随着捕收剂的用量增大，精矿的品位逐渐下降；回收率先增大后减小。综合精矿的品位和回收率两方面考虑，选择捕收剂用量为680g/t为宜，此时可获得品位3.04%，回收率为46.40%的精矿。
抑制剂用量试验
捕收剂用量为680g/t时，此时获得精矿的品位偏低。为提高精矿的品位，使用药剂1的抑制剂抑制脉石矿物。下面为仅考察抑制剂用量对精矿指标的影响。试验流程同上所述，试验结果见表6。
表6抑制剂用量试验结果
由表6可知：当添加抑制剂后，精矿的产率下降，但品位和回收率都升高了，很好的改善了精矿产品的质量。随着抑制剂用量增大，精矿品位增大，但回收率下降。综合精矿产品的产率、品位和回收率考虑，选择抑制剂用量为200g/t为宜。表中的所述精矿为锂云母精矿或叫氧化锂精矿，亦或是钽铌精矿即回收钽铌时为钽铌精矿，而回收锂云母时则为锂云母精矿或叫氧化锂精矿。
结论：
本发明的钽铌选矿厂尾砂矿样的磁性废砂中li2o的含量为0.78%，钽铌选矿厂尾砂矿样泥化严重，-400目占50%；经上述条件对比试验，最终采用药剂1，在600目脱泥情况下，捕收剂用量为680g/t，抑制剂用量为200g/t，可以获得产率为11.13%品位为3.75%，回收率为53.52%的精矿产品。分散剂在筛分是加入。
本发明的捕收剂中还可以加入助捕剂，所述助捕剂为煤油。助捕剂加入量为捕收剂加入量的0.5-0.8wt%。可制备得含li2o3.8%以上、回收率58%以上的锂云母粉或锂云母精矿粉。
本发明方法，经破碎、筛分，为了提高提取效率，经筛分后的物料用球磨装置进行球磨活化，一般球磨活化数拾小时即可。