钽铌选矿厂尾砂回收锂云母精矿的方法与流程

本发明涉及涉及一种从钽铌选矿厂尾砂中回收有价金属材料的方法，特别是一种钽铌选矿厂尾砂回收锂云母精矿的方法。
背景技术：
：：我国是全球废石和尾料堆存量最大的国家，仅前一年金属矿采矿废石总产生量就达49.47亿吨，尾矿料产生量16.49亿吨,尾矿料和废石的堆存总量超过610亿吨。随着中富矿及易采选的钽铌矿石不断减少，大量低品位、复杂难选的表面矿、废矿正逐渐增多。因此，高效开发、综合利用这类难处理钽铌选矿厂尾砂资源已成我国钽铌、锂行业，特别是锂云母回收利用发展的当务之急。锂矿物及锂云母的综合回收现状，不同含锂矿石的性质各异，其选矿方法也有所差别，目前工业中已有多种选别锂矿石的方法，如手选法、浮选法、磁选法、热碎解、化学处理法、重悬浮液选矿法以及联合选矿法等。（1）手选法。原矿粒度较粗、结晶较好的含锂矿石可使用手选的方法进行选别，得到品位较高的精矿产品。该方法需要消耗大量劳动力，且选别效率很低，但目前仍有少数国家采用此法，如美国埃特矿山就采用手选法选别锂辉石矿物。（2）浮选法。此方法是目前最常用的锂矿石选矿方法，具有一定工业价值的含锂矿石特别是细粒浸染型的锂矿石，均可采用该方法进行选别。（3）磁选法。锂辉石、铁锂云母两种含锂矿物具有很弱的顺磁性，可用磁选的方法进行选别或除去矿物精矿产品中的磁性杂质。（4）热碎解。该方法是指通过焙烧加热改变目地矿物的晶体结构，而脉石矿物性质不变，从而使目地矿物和脉石矿物相互分离，但对于脉石矿物热碎解性能也很好的矿石采用该方法效果较差，矿石组成较好的锂辉石矿适合用该方法的选别。（5）化学处理法。从盐湖卤水中提锂多采用该化学方法，目前常见的提取方法有：离子交换、沉淀、萃取、盐析等，以天然碳酸锂形式存在的卤水锂资源可用沉淀的方法提取。（6）重悬浮液选矿法。由于大多数锂矿物的密度与常见脉石矿物比较接近，使得选矿的常规重选方法不能使目地矿物和脉石矿物有效分离，必须考虑其它重选方法。重悬浮液法多应用于锂辉石选矿，该法是基于锂辉石与脉石的密度差异进行的，同一比重的悬浮液粘度越小所得精矿产品质量越高。（7）联合选矿法。仅使用一种方法所得精矿指标不合格时，可考虑使用多种方法联合使用。如浮选与重选的联合选矿工艺、浮选与化学处理的联合选矿工艺以及磁选、重选、浮选三种选矿方法联合的选矿工艺等。现开采的锂云母矿石大多属于细粒嵌布型的，对于此类矿物，国内外均采用浮选的方法处理，由于锂云母的叶片状或鳞片状集合体的特殊形式存在决定了其较好的可浮性，工业上多用阳离子捕收剂进行正浮选。目前锂云母浮选工艺多采用单一阳离子捕收剂如椰油胺作锂云母捕收剂，在强酸介质中实现锂云母与长石分离，该工艺虽然在一定程度上解决了锂云母-长石分离的问题，可以获得锂云母与长石精矿，但用于浮选废石、尾料中的锂云母存在较多缺陷；采用单一椰油胺作捕收剂浮选锂云母选择性较差，一部分长石、石英矿物随锂云母矿物一并上浮，造成锂云母精矿质量下降；废石、尾料风化、泥化严重，单一椰油胺作捕收剂时大量细泥脉石无法得到有效抑制，进一步导致锂云母精矿品位难以提高；选锂云母时采用强酸工艺（ph＜4），需添加大量硫酸，致使管道、设备腐蚀严重，同时增加了生产成本。但是上述方法均仅是针对含锂云母原矿石的浮选方法，而现在还没有以钽铌选矿厂尾砂为原料进行回收锂云母精矿的方法技术。由于钽铌选矿厂尾砂中的锂矿资源含量低，采用上述现有的方法难以适用。因此，如何来从钽铌选矿厂尾砂原料中实现锂云母与其他的原料的高效分离，提高产品的附加值。强化锂云母与其他金属的浮选分离；实现锂矿物或锂云母高效回收。同时，在促进生态环境保护，减少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：：本发明提供一种钽铌选矿厂尾砂回收锂云母精矿的方法，以钽铌选矿厂尾砂为原料矿物料，是将所述钽铌选矿厂尾砂经磨矿、筛分处理为含氧化锂组分0.8%以上的原料矿物料，提供一种工艺简单、效率高的回收锂云母精矿的方法；其经济技术效益明显，锂云母精矿物资源产品回收率高。减少资源开发利用过程中的环境污染，实现可持续发展。本发明一种钽铌选矿厂尾砂回收锂云母精矿的方法，以钽铌选矿厂尾砂为原料矿物料，是将所述钽铌选矿厂尾砂经磨矿、筛分处理为含氧化锂组分0.8%以上的原料矿物料，其包括如下工艺步骤，1）对原料矿物料处理为原料粗矿；2）将原料粗矿经脱泥处理为脱泥锂粗矿；3）将脱泥锂粗矿经浮选处理为锂云母精矿产品；所述1）对原料矿物料处理为原料粗矿是将原料矿物料经磨矿、筛分处理和除铁处理至粒度直径为-0.018mm至+0.037mm的原料粗矿；所述筛分处理是采用湿筛处理工艺，控制湿筛为380-430目筛。优选的，是2）将原料粗矿经脱泥处理为脱泥锂粗矿，所述脱泥处理是采用筛析脱泥和/或沉降脱泥处理；控制采用筛析脱泥处理时湿筛目数为590-610目。优选的，是3）所述浮选处理是将2）步制备的脱泥锂粗矿进行调浆处理为脱泥锂粗矿浆，所述调浆处理是将脱泥锂粗矿置于搅拌装置中，加入抑制剂、捕收剂不断搅拌制为脱泥锂粗矿浆；控制抑制剂加入量为200-220g/t，捕收剂加入量为660-690g/t。进一步的优选的，是2）所述脱泥处理过程中加入抑制剂和捕收剂，控制捕收剂用量为300-330g/t，抑制剂用量为780-810g/t。优选的，是所述抑制剂为硅酸钠和/或硫酸钠的混合，所述捕收剂为牛油胺聚氧乙烯醚、椰油胺聚氧乙烯醚或月桂酰胺。进一步的，是所述磨矿、筛分处理是采用球磨机球磨处理18-22小时，所述筛分处理是摇床筛分分选处理，并加入分散剂为磷酸钠和磺酸钠的混合，控制加入的量为600-700g/t。本发明一种钽铌选矿厂尾砂回收锂云母精矿的方法，其各步的工艺流程为：钽铌选矿厂尾砂矿样→湿筛处理→除铁处理→加抑制剂、捕收剂等→浮选→锂云母精矿产品。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；然后再依次本发明方法进行加入抑制剂、捕收剂等进行浮选，制备的锂云母精矿物得率更高。本发明采用上述方法，以钽铌选矿厂尾砂矿样中的li2o的含量为0.78%，且矿样泥化严重的情况下，采用筛析脱泥处理控制湿筛的目数在600目条件下脱泥下，捕收剂用量为680g/t，抑制剂用量为200g/t，经检测获得产率为11.13%，品位为3.75%，钽铌选矿厂尾砂矿样中的li2o回收率为53.52%的锂云母精矿产品。本发明的工艺方法简单，选矿成本低，不但可对钽铌选矿厂尾砂矿样进行锂云母精矿的提取，还解决了钽铌选矿厂尾砂废弃矿石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选矿厂尾砂矿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尾砂为原料，原料矿化验氧化锂品位为0.78%。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。下述说明书中钽铌选矿厂尾砂原料矿物料与尾砂矿样意思相同，实施方式中锂云母精矿简称为精矿。实施例本发明的一种钽铌选矿厂尾砂回收锂云母精矿的方法，以钽铌选矿厂尾砂为原料矿物料，是将所述钽铌选矿厂尾砂经磨矿、筛分处理为含氧化锂组分0.8%以上的原料矿物料，包括如下工艺步骤，1）对原料矿物料处理为原料粗矿；2）将原料粗矿经脱泥处理为脱泥锂粗矿；3）将脱泥锂粗矿经浮选处理为锂云母精矿产品；所述1）对原料矿物料处理为原料粗矿是将原料矿物料经磨矿、筛分处理和除铁处理至粒度直径为-0.018mm至+0.037mm的原料粗矿；所述筛分处理是采用湿筛处理工艺，控制湿筛为380-430目筛。所述2）将原料粗矿经脱泥处理为脱泥锂粗矿，所述脱泥处理是采用筛析脱泥和/或沉降脱泥处理；控制采用筛析脱泥处理时湿筛目数为590-610目。3）所述浮选处理是将2）步制备的脱泥锂粗矿进行调浆处理为脱泥锂粗矿浆，所述调浆处理是将脱泥锂粗矿置于搅拌装置中，加入抑制剂、捕收剂不断搅拌制为脱泥锂粗矿浆；控制抑制剂加入量为200-220g/t，捕收剂加入量为660-690g/t。优选的是，2）所述脱泥处理过程中加入抑制剂和捕收剂，控制捕收剂用量为300-330g/t，抑制剂用量为780-810g/t。所述抑制剂为硅酸钠和/或硫酸钠的混合，所述捕收剂为牛油胺聚氧乙烯醚、椰油胺聚氧乙烯醚或月桂酰胺。本发明的实施例中使用的原料钽铌选矿厂尾砂下称矿样性质，粒度组成表1表1粒级分布粒级（mm）产率(%)累计产率（%）品位（%）金属分布率（%）+0.07424.8024.800.8928.30-0.074+0.03725.2050.000.8527.46-0.037+0.0238.2058.200.848.83-0.023+0.0185.2963.490.775.22-0.01836.51100.000.6429.96合计100.00100.000.78100.00说明，将上矿样进行粒度分析可知：粒度主要集中在+0.037mm和-0.018mm，其中+0.037mm占50%；矿样不同粒级的品位分布较均匀，在较粗粒级的品位偏高，由肉眼可看出矿样中锂云母的粒度较粗。本发明方法钽铌选矿厂尾砂回收锂云母精试验，取样：将矿样混匀，采用环堆法分样，取每袋250g矿样；试验所用设备：xfd-0.75型浮选机，试验所用药剂：药剂1为捕收剂+抑制剂和加入分散剂及仅使用捕收剂+抑制剂为药剂2。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→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；以确保本发明的最佳工艺流程方法及路线。原料矿的脱泥处理试验，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，即湿筛的目数要求在600目。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沉降试验结果脱泥时间产品名称产率（%）品位（%）回收率（%）10min精矿11.891.3521.21尾矿66.570.6557.17泥21.530.7621.6215min精矿10.642.4333.28尾矿77.150.5554.62泥12.210.7712.11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%的锂云母精矿。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。结论：本发明的钽铌选矿厂尾砂矿样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。分散剂在筛分时加入。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。当前第1页12