本发明涉及一种低品位含铷尾矿的处理方法，特别涉及一种细磨—浮选—焙烧—浸出相结合处理低品位含铷尾矿，实现了氧化铷的分选、富集、回收的工艺，属于尾矿处理技术领域。
背景技术：
铷是一种稀有分散型金属元素。近年来，随着国内外航空航天工业、原子能工业、生物工程及能源等高新技术产业的发展，铷及其化合物以其独有的特性，其应用开发研究受到广泛关注。发达国家铷的应用主要集中在高科技领域，有80％的铷用于开发高新技术，只有20％的铷用于传统应用领域。随着产业的发展，铷的需求量也逐渐升高，而其价值也逐渐被凸显。据相关调查报告显示，铷金属自2004年以来价格一路飙升，到2011年时铷金属的价格已然达到1400000元/千克。
国民经济的发展，会消耗大量原材料，而原材料的供给中由矿产资源给出的超过50％。矿产资源大量开发利用同时会产生大量的尾矿，若直接将尾矿丢弃不仅需要占用大量土地，给周围的生态环境造成很大的破坏，而且要投入相当多的处理和维护费用。铷元素部分存在于盐湖卤水中，部分伴生于各种硅酸盐类矿石中。伴生型含铷矿石中氧化铷的机选最低工业边界品位为0.1％左右，目前对低品位含铷矿石，尤其是从尾矿中对铷的富集提取研究很少。从伴生型含铷矿石或含铷尾矿中回收铷的方法主要以焙烧、浸出和沉淀等直接性的方法提取，基于分选富集得到含铷精矿基础上进行铷提取的研究较少。对矿石中的铷先进行选矿富集有利于提高设备利用率，减少成本，也有利于下游浸出液的高效选择性分离。因此，开发一种基于含铷尾矿的选矿富集-浸出的联合工艺进行尾矿中铷的回收与利用，可充分利用矿产资源，扩大矿产资源利用范围，延长矿山服务年限。
低品位的含铷尾矿较难富集，其方法以直接提取为主，包括直接酸浸法和焙烧浸出，以直接提取方式会产生杂质离子含量高的浸出夜，造成分离纯化困难，所得产品纯度和收率低等问题。
综上所述，基于铷资源的稀缺性、各方面的重要应用以及尾矿处理的必然性，开发一种从含铷尾矿中综合回收铷金属资源的工艺既具有极大的开发应用等经济价值，又能减少大规模尾矿库的生态风险。本发明致力于解决从含铷尾矿中高效富集、分选和提取铷金属资源的相关工艺问题，促进资源的高效利用。
技术实现要素：
针对现有技术中对低品位含铷尾矿的处理方法存在的缺陷，本发明的一个目的在于提供一种操作简单易控、成本低、环境友好且能够有效从低品位含铷尾矿中实现铷的富集分离和提取的工艺。
为了实现上述技术目的，本发明提供了一种从低品位含铷尾矿高效回收铷的工艺，该工艺包括以下步骤：
1)将低品位含铷尾矿细磨、调浆，得到矿浆；
2)在矿浆中加入ph调节剂(稀硫酸)、抑制剂(氟硅酸钠)、捕收剂(十二胺)，进行浮选分离，得到含铷精矿和尾矿；
3)所述含铷精矿与氯化钙助剂混合焙烧；
4)焙烧物料采用水搅拌浸出，固液分离，得到含铷浸出液和浸出尾渣。
本发明对低品位含铷尾矿采用细磨—浮选—焙烧—浸出相结合的工艺，通过细磨和浮选工艺，能够有效富集铷，得到高品位的含铷精矿，再结合含铷精矿的焙烧浸出工艺，在不耗酸的条件下高效实现铷的浸出，克服了直接酸浸耗酸大且浸出液中杂质多的缺陷。
优选的方案，所述低品位含铷尾矿细磨至粒度满足-0.044mm粒级的质量百分比占80％以上。
较优选的方案，所述低品位含铷尾矿中rb2o品位在0.05％～0.075％之间，脉石矿物包含石英、长石、绿泥石、褐铁矿中至少一种，主要含铷矿物为黑云母，铷以氧化铷形式伴生于黑云母之中。
优选的方案，矿浆浓度为25％～40％；优选为30～40％。
优选的方案，所述浮选包括两次粗选、一次扫选和三次精选。
较优选的方案，一次粗选过程中：矿浆ph调节为2.5～3.5，氟硅酸钠抑制剂加入量为150～200g/t(原矿)，十二胺捕收剂加入量为200～250g/t。
较优选的方案，二次粗选过程中：矿浆ph调节为2.5～3.5，氟硅酸钠抑制剂加入量为150～200g/t，十二胺捕收剂加入量为200～250g/t。
较优选的方案，扫选过程中：十二胺捕收剂加入量为50～80g/t。
较优选的方案，一次精选过程中：氟硅酸钠抑制剂加入量为30～50g/t。
较优选的方案，二次精选过程中：氟硅酸钠抑制剂加入量为10～20g/t。
较优选的方案，三次精选过程中：氟硅酸钠抑制剂加入量为0g/t。
优选的方案，氯化钙助剂质量为含铷精矿与氯化钙助剂总质量的10％～40％。
优选的方案，所述焙烧温度为850℃～910℃。
较优选的方案，所述焙烧时间为20～30分钟。
优选的方案，所述搅拌浸出过程中：液固比为1～2ml:1g，浸出温度为15℃～30℃，搅拌转速为50～300rpm，浸出时间为5～20分钟。
优选的方案，浮选温度为20℃～30℃。
相对现有技术，本发明的技术方案的有益技术效果在于：
1)本发明技术方案将浮选与焙烧浸出两种工艺结合起来用于处理低品位的含铷尾矿，在进行一粗一扫三精的浮选闭路流程中，采用优化的药剂制度，可以获得氧化铷品位达到0.2％的含铷精矿，回收率达到60％以上，在此基础上采用焙烧浸出工艺处理浮选含铷精矿，通过氯化钙助剂焙烧，铷转化成水溶性盐，可以直接采用水浸出，浸出率可以达到95％以上，且避免了酸耗，总体流程的铷回收率接近60％。
2)本发明技术方案采用的浮选药剂及试剂为廉价商品试剂，且耗酸少，同时，采用常温水浸的浸出液中杂质少，为后期铷的提取分离工艺创造了良好条件，显著提高了经济效益。
具体实施方式
以下实施例旨在进一步详细说明本发明内容，而不是限制本发明权利要求的保护范围。
实施例1
广州某含铷尾矿中氧化铷的含量为0.073％，含铷尾矿的主要物相包括黑云母、绿泥石、长石和石英等硅酸盐矿物，其中，氧化铷主要赋存于黑云母之中。
将矿石磨至-0.044mm占81.5％，加水调浆至矿浆浓度为30％，加入200g/t的氟硅酸钠，调浆5min，而后加入以10％稀硫酸调节ph为2.5，调浆10min，后加入200g/t的十二胺，调浆10min。在浮选机中进行浮选，得到粗精矿ⅰ。通过第二次粗选得到粗精矿ⅱ，操作过程与第一次相同。而后，加入60g/t十二胺，调浆5min，进行浮选，得到中矿。然后经过三次精选，三次精选过程中抑制剂的加入量分别为50g/t，15g/t和0g/t，最终获得氧化铷品位为0.23％的精矿，闭路铷的总回收率为60.25％。以浮选获得的含铷精矿，与焙烧助剂氯化钙混合均匀后进行焙烧，焙烧温度为850℃，时间30min，氯化钙占比33.3％，然后，常温下用焙烧渣进行水浸，搅拌速度为250rpm，搅拌时间5min，液固比1︰1，而后，过滤，测滤渣中铷含量，相对铷精矿，铷的浸出率为96.34％，总体流程下铷的回收率为58.04％。
对比实施例1
采用实施例1中的矿样，磨矿至细度为-0.044mm占60.2％，加水调浆至矿浆浓度为30％，加入200g/t的氟硅酸钠，调浆5min，而后加入以10％稀硫酸调节ph为2.5，调浆10min，后加入200g/t的十二胺，调浆10min。在浮选机中进行浮选，得到粗精矿ⅰ。通过第二次粗选得到粗精矿ⅱ，操作过程与第一次相同。而后，加入60g/t十二胺，调浆5min，进行浮选，得到中矿。然后经过三次精选，三次精选过程中抑制剂的加入量分别为50g/t，15g/t和0g/t，最终获得的精矿中氧化铷品位只有0.15％，闭路铷的总回收率为31.46％。以浮选获得的含铷精矿，与焙烧助剂氯化钙混合均匀后进行焙烧，焙烧温度为850℃，时间30min，氯化钙占比33.3％，然后，常温下用焙烧渣进行水浸，搅拌速度为250rpm，搅拌时间5min，液固比1︰1，而后，过滤，测滤渣中铷含量，相对铷精矿，铷的浸出率为90.17％，总体流程下铷的回收率为28.37％。
对比实施例2
采用实施例1中的矿样，磨矿至细度为-0.044mm占81.5％，加水调浆至矿浆浓度为30％，加入200g/t的氟硅酸钠，调浆5min，而后加入以10％稀硫酸调节ph为4，调浆10min，后加入200g/t的十二胺，调浆10min。在浮选机中进行浮选，得到粗精矿ⅰ。通过第二次粗选得到粗精矿ⅱ，操作过程与第一次相同。而后，加入60g/t十二胺，调浆5min，进行浮选，得到中矿。然后经过三次精选，三次精选过程中抑制剂的加入量分别为50g/t，15g/t和0g/t，最终获得的精矿中氧化铷品位为0.13％，闭路铷的总回收率为40.38％。以浮选获得的含铷精矿，与焙烧助剂氯化钙混合均匀后进行焙烧，焙烧温度为850℃，时间30min，氯化钙占比33.3％，然后，常温下用焙烧渣进行水浸，搅拌速度为250rpm，搅拌时间5min，液固比1︰1，而后，过滤，测滤渣中铷含量，相对铷精矿，铷的浸出率为85.86％，总体流程下铷的回收率为34.67％。
实施例2
采用本方法对江西某低品位含铷矿石进行浮选、浸出试验。该矿物中氧化铷的含量为0.068％，脉石矿主要为石英、褐铁矿和长石，铷以黑云母的形式存在。
将矿石磨至-0.044mm占85％，加水调浆至矿浆浓度为35％，加入150g/t的氟硅酸钠，调浆15min，而后加入以10％稀硫酸调节ph为3，调浆5min，后加入180g/t的十二胺，调浆5min。在浮选机中进行浮选，得到粗精矿ⅰ。通过第二次粗选得到粗精矿ⅱ，操作过程与第一次相同。而后，加入60g/t十二胺，调浆10min，进行浮选，得到中矿。再经三次精选，抑制剂的加入量分别为40g/t，20g/t和0g/t，闭路铷的总回收率为61.34％。铷精矿与焙烧助剂氯化钙混合均匀进行焙烧，焙烧温度为900℃，时间40min，氯化钙占比37.5％。常温水浸，搅拌速度为100rpm，搅拌时间15min，液固比2︰1，而后，过滤，测滤渣中铷含量，相对铷精矿，铷的浸出率为97.55％，总体流程下铷的回收率为59.83％。
对比实施例2
所用矿样为实施例2中的样品，将矿石磨至-0.044mm占85％，加水调浆至矿浆浓度为35％，加入150g/t的氟硅酸钠，调浆15min，而后加入以10％稀硫酸调节ph为3，调浆5min，后加入180g/t的十二胺，调浆5min。在浮选机中进行浮选，得到粗精矿ⅰ。通过第二次粗选得到粗精矿ⅱ，操作过程与第一次相同。而后，加入60g/t十二胺，调浆10min，进行浮选，得到中矿。再经三次精选，抑制剂的加入量分别为40g/t，20g/t和0g/t，闭路铷的总回收率为61.34％。铷精矿与焙烧助剂氯化钙混合均匀进行焙烧，焙烧温度为700℃，时间40min，氯化钙占比37.5％。常温水浸，搅拌速度为100rpm，搅拌时间15min，液固比2︰1，而后，过滤，测滤渣中铷含量，相对铷精矿，铷的浸出率为75.48％，总体流程下铷的回收率为46.3％。
对比实施例3
所用矿样为实施例2中的样品，将矿石磨至-0.044mm占85％，加水调浆至矿浆浓度为35％，加入150g/t的氟硅酸钠，调浆15min，而后加入以10％稀硫酸调节ph为3，调浆5min，后加入180g/t的十二胺，调浆5min。在浮选机中进行浮选，得到粗精矿ⅰ。通过第二次粗选得到粗精矿ⅱ，操作过程与第一次相同。而后，加入60g/t十二胺，调浆10min，进行浮选，得到中矿。再经三次精选，抑制剂的加入量分别为40g/t，20g/t和0g/t，闭路铷的总回收率为61.34％。铷精矿与焙烧助剂氯化钙混合均匀进行焙烧，焙烧温度为900℃，时间40min，氯化钙占比10％。常温水浸，搅拌速度为100rpm，搅拌时间15min，液固比2︰1，而后，过滤，测滤渣中铷含量，相对铷精矿，铷的浸出率为60.59％，总体流程下铷的回收率为37.17％。