一种从长石尾矿中分离富集钽铌和铁锂云母的矿选方法与流程



1.本发明涉及矿选技术领域,针对铁锂云母矿一次矿选抛离的细泥中的钽铌矿和铁锂云母的二次综合回收,尤其是一种从长石尾矿中分离富集钽铌和铁锂云母的矿选方法。


背景技术:



2.当长石中含极细散布的钽铌矿物和铁锂云母时,一般先采用重选工艺回收其中的钽铌矿物,粗矿ta2o5品位较低,不到1.5%,回收率不足30%,大量钽铌矿物跑尾进入尾矿中。所有重选尾矿含大量超细矿泥全部回到浮选流程,使用浮选槽回收铁锂云母回收率低,浮选尾矿中还含有大量的钽铌矿物和铁锂云母,造成矿物的严重浪费。


技术实现要素:



3.为了解决上述现有技术中存在的问题,本发明提供一种从长石尾矿中有效分离富集钽铌和铁锂云母的分散、磁选和浮选联合矿选工艺。
4.本发明解决其技术问题所采用的技术方案是:
5.1、一种从长石尾矿中分离富集钽铌和铁锂云母的矿选方法,其特征在于:包括有以下步骤
6.步骤1:预分散;
7.将长石尾矿选入调浆机,加水调整矿浆浓度为20~30%,解除尾矿团聚状态,得浓矿浆;
8.步骤2:振动分级;
9.利用振动分级筛将浓矿浆粗筛,将粒度大于30目的颗粒去除,矿筛底流加水稀释至8~12%矿浆浓度,加分散剂六偏磷酸钠,得稀矿浆;
10.步骤3:强力分散;
11.根据稀矿浆的矿浆浓度,向稀矿浆中加入分散剂,采用高剪切分散机进行强力分散,分散20~30分钟,得高分散稀矿浆;向高分散稀矿浆加入分散剂以实现高度分散效果;
12.步骤4:磁粗选
13.将加入了分散剂的高分散稀矿浆加入高磁场强度陶瓷浆料矿选机,进行磁粗选;高磁场强度陶瓷浆料矿选机的场强为13000高斯,其介质结构为三明治式介质网堆;。
14.步骤5:磁精选;
15.将弱磁性矿物加入高磁场强度陶瓷浆料矿选机,进行磁精选;高磁场强度陶瓷浆料矿选机的场强为13000高斯,其介质结构为三明治式介质网堆精选后得到粗精矿和底部底流;
16.步骤6:强力分散;
17.将粗精矿经浓密调整矿浆浓度为15~25%,加入分散剂,采用高剪切分散机再次高剪切分散,得到分散后的粗精矿;
18.步骤7:浮粗选;
19.将分散后的粗精矿进行浮粗选,浮粗选采取两级细微矿物浮选柱,浮粗选的顶部泡沫进入步骤8;
20.步骤8:浮精选;
21.针对浮粗选的顶部泡沫采取两级细微矿物浮选柱进行浮精选,浮精选的顶部泡沫进入步骤9,浮精选的底部底流进入步骤12;
22.步骤9:第一压滤;
23.步骤8中浮精选的顶部泡沫,经步骤7浮粗选、步骤8浮精选和步骤12浮选扫,得到锂云母精矿;
24.步骤10:磁扫选;
25.步骤4磁粗选和步骤5磁精选的底部底流进行磁扫选,高分散稀矿浆经步骤4磁粗选、步骤5磁精选和步骤10磁扫选后,得到脱泥粗精矿;脱泥粗精矿富集钽铌矿和铁锂云母;磁扫选的磁性物循环回送至步骤3强力分散中,脱泥粗精矿送至步骤11中;
26.步骤11:第二压滤;
27.步骤10中底流脱泥粗精矿经浓密、压滤得到长石精矿;
28.步骤12:浮选扫;
29.步骤8浮精选的底部底流进行浮选扫,其底流得到钽铌精矿,顶部泡沫返回步骤7浮粗选。
30.本发明和现有技术相比,其优点在于:
31.(1)使用高速剪切机分散,大大提高分散效果,有利于各种矿物的后续分离;使用高场强浆料磁选机,取得有效去除矿泥的目的,有利于后续钽铌矿物与铁锂锂云母的进一步浮选分离,提高回收率;使用浮选柱进行钽铌矿和铁锂云母的分离,处理量大,回收率高,环境中性,有利于环境保护。
32.(2)长石尾矿中,ta2o5含量少于等于0.005%时,最终钽精矿品位ta2o5为10%,ta2o5回收率达50%以上。
33.(3)长石尾矿中,li2o含量为0.2~0.5%时,最终锂精矿品位li2o为大于2.5%,回收率大于60%。柱浮选环境为中性,不需要添加酸或碱,有利于环境保护。
34.本发明的附加方面和优点将在下面的描述中部分给出,部分将从下面的描述中变得明显,或通过本发明的实践了解到。
附图说明
35.为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案,下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍,显而易见地,下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例,对于本领域普通技术人员来讲,在不付出创造性劳动的前提下,还可以根据这些附图获得其他的附图。
36.图1为本发明矿选工艺流程图。
具体实施方式
37.下面将参照附图更详细地描述本发明公开的示例性实施例,这些实施例是为了能够更透彻地理解本发明,并且能够将本发明公开的范围完整的传达给本领域的技术人员。
虽然附图中显示了本发明公开的示例性实施例,然而应当理解,本发明而不应被这里阐述的实施例所限制。
38.一种从长石尾矿中分离富集钽铌和铁锂云母的矿选方法,包括有以下步骤:
39.步骤1:预分散;
40.将长石尾矿选入调浆机,加水调整矿浆浓度为20~30%,解除尾矿团聚状态,得浓矿浆;
41.步骤2:振动分级;
42.利用振动分级筛将浓矿浆粗筛,将粒度大于30目的颗粒去除,矿筛底流加水稀释至8~12%矿浆浓度,加分散剂六偏磷酸钠,得稀矿浆;
43.步骤3:强力分散;
44.根据稀矿浆的矿浆浓度,向稀矿浆中加入分散剂,采用高剪切分散机进行强力分散,分散20~30分钟,得高分散稀矿浆;向高分散稀矿浆加入分散剂以实现高度分散效果;
45.步骤4:磁粗选;
46.将加入了分散剂的高分散稀矿浆加入高磁场强度陶瓷浆料矿选机,进行磁粗选;高磁场强度陶瓷浆料矿选机的场强为13000高斯,其介质结构为三明治式介质网堆;。
47.步骤5:磁精选;
48.将弱磁性矿物加入高磁场强度陶瓷浆料矿选机,进行磁精选;高磁场强度陶瓷浆料矿选机的场强为13000高斯,其介质结构为三明治式介质网堆精选后得到粗精矿和底部底流;
49.步骤6:强力分散;
50.将粗精矿经浓密调整矿浆浓度为15~25%,加入分散剂,采用高剪切分散机再次高剪切分散,得到分散后的粗精矿;
51.步骤7:浮粗选;
52.将分散后的粗精矿进行浮粗选,浮粗选采取两级细微矿物浮选柱,浮粗选的顶部泡沫进入步骤8;
53.步骤8:浮精选;
54.针对浮粗选的顶部泡沫采取两级细微矿物浮选柱进行浮精选,浮精选的顶部泡沫进入步骤9,浮精选的底部底流进入步骤12;
55.步骤9:第一压滤;
56.步骤8中浮精选的顶部泡沫,经步骤7浮粗选、步骤8浮精选和步骤12浮选扫,得到锂云母精矿;
57.步骤10:磁扫选;
58.步骤4磁粗选和步骤5磁精选的底部底流进行磁扫选,高分散稀矿浆经步骤4磁粗选、步骤5磁精选和步骤10磁扫选后,得到脱泥粗精矿;脱泥粗精矿富集钽铌矿和铁锂云母;磁扫选的磁性物循环回送至步骤3强力分散中,脱泥粗精矿送至步骤11中;
59.步骤11:第二压滤;
60.步骤10中底流脱泥粗精矿经浓密、压滤得到长石精矿;
61.步骤12:浮选扫;
62.步骤8浮精选的底部底流进行浮选扫,其底流得到钽铌精矿,顶部泡沫返回步骤7
浮粗选。
63.优化的,分散剂为六偏磷酸钠。
64.优化的,长石尾矿为含钽铌和铁锂云母、经重浮选尾矿或磨矿后的矿泥。
65.优化的,步骤5磁精选、步骤10磁扫选或步骤8浮精选后,可根据需要利用浓密机加水调整矿浆浓度;步骤5磁精选或步骤10磁扫选时,浓度要求为8~12%,步骤8浮精选时,浓度要求为15~25%。
66.优化的,矿选方法中的设备重复数可适当增减,以适应不同类型的长石尾矿来源。
67.实施例1
68.入选原尾矿送入调浆槽,加水,经高速搅拌解除团聚,矿浆浓度为20~30%,过振动筛去除30目粗料;筛底流加水稀释至8~12%矿浆浓度,加分散剂六偏磷酸钠,得稀矿浆;将上述高分散稀矿浆送入高场强浆料磁选机中,背景场强为12000高斯,经一粗一精一扫精选得到脱泥粗精矿,主要富集钽铌矿和铁锂云母,扫选得带磁性料返回高分散流程;扫选底流浓密压滤得长石精矿;磁选粗精矿,经浓密调整矿浆浓度为15~25%,加入六偏磷酸钠再次高剪切分散,送入浮选柱中,经一粗一精一扫,精浮柱泡沫为最终锂云母精矿、扫浮柱泡沫返回精浮柱循环、精及扫浮柱底流合并得到钽铌精矿。本实施例长石尾矿li2o品位0.52%,铁锂云母精矿得率12.52%,精矿品位2.68%,回收率64.42%;长石尾矿ta2o5品位为0.0048%,钽精矿得率0.021%,品位ta2o5为12.50%,ta2o5回收率达53%。
69.实施例2
70.入选原尾矿送入调浆槽,加水,经高速搅拌解除团聚,矿浆浓度为20~30%,过振动筛去除30目粗料;筛底流加水稀释至8~12%矿浆浓度,加分散剂六偏磷酸钠,得稀矿浆;将上述高分散稀矿浆送入高场强浆料磁选机中,背景场强为13000高斯,经一粗一精一扫精选得到脱泥粗精矿,主要富集钽铌矿和铁锂云母,扫选得带磁性料返回高分散流程;扫选底流浓密压滤得长石精矿;磁选粗精矿,经浓密调整矿浆浓度为15~25%,加入六偏磷酸钠再次高剪切分散,送入浮选柱中,经一粗一精一扫,精浮柱泡沫为最终锂云母精矿、扫浮柱泡沫返回精浮柱循环、精及扫浮柱底流合并得到钽铌精矿。本实施例长石尾矿li2o品位0.48%,铁锂云母精矿得率14.48%,精矿品位2.55%,回收率75.89%;长石尾矿ta2o5品位为0.0038%,钽精矿得率0.020%,品位ta2o5为10.32%,ta2o5回收率达55%。
71.实施例3
72.入选原尾矿送入调浆槽,加水,经高速搅拌解除团聚,矿浆浓度为20~30%,过振动筛去除30目粗料;筛底流加水稀释至8~12%矿浆浓度,加分散剂六偏磷酸钠,得稀矿浆;将上述高分散稀矿浆送入高场强浆料磁选机中,背景场强为14000高斯,经一粗一精一扫精选得到脱泥粗精矿,主要富集钽铌矿和铁锂云母,扫选得带磁性料返回高分散流程;扫选底流浓密压滤得长石精矿;磁选粗精矿,经浓密调整矿浆浓度为15~25%,加入六偏磷酸钠再次高剪切分散,送入浮选柱中,经一粗一精一扫,精浮柱泡沫为最终锂云母精矿、扫浮柱泡沫返回精浮柱循环、精及扫浮柱底流合并得到钽铌精矿。本实施例长石尾矿li2o品位0.40%,铁锂云母精矿得率13.65%,精矿品位2.40%,回收率81.85%;长石尾矿ta2o5品位为0.0043%,钽精矿得率0.025%,品位ta2o5为10.60%,ta2o5回收率达62%。
73.为使本发明实施例的目的、技术方案和优点更加清楚,上面结合本发明实施例中的附图,对本发明实施例中的技术方案进行了清楚、完整地描述,显然,所描述的实施例是
本发明一部分实施例,而不是全部的实施例。通常在此处附图中描述和示出的本发明实施例的组件可以以各种不同的配置来布置和设计。
74.因此,以上对在附图中提供的本发明的实施例的详细描述并非旨在限制要求保护的本发明的范围,而是仅仅表示本发明的选定实施例。基于本发明中的实施例,本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例,都属于本发明保护的范围。

技术特征:


1.一种从长石尾矿中分离富集钽铌和铁锂云母的矿选方法,其特征在于:包括有以下步骤:步骤1:预分散;将长石尾矿选入调浆机,加水调整矿浆浓度为20~30%,解除尾矿团聚状态,得浓矿浆;步骤2:振动分级;利用振动分级筛将浓矿浆粗筛,将粒度大于30目的颗粒去除,矿筛底流加水稀释至8~12%矿浆浓度,加分散剂六偏磷酸钠,得稀矿浆;步骤3:强力分散;根据稀矿浆的矿浆浓度,向稀矿浆中加入分散剂,采用高剪切分散机进行强力分散,分散20~30分钟,得高分散稀矿浆;向高分散稀矿浆加入分散剂以实现高度分散效果;步骤4:磁粗选;将加入了分散剂的高分散稀矿浆加入高磁场强度陶瓷浆料矿选机,进行磁粗选;高磁场强度陶瓷浆料矿选机的场强为13000高斯,其介质结构为三明治式介质网堆;。步骤5:磁精选;将弱磁性矿物加入高磁场强度陶瓷浆料矿选机,进行磁精选;高磁场强度陶瓷浆料矿选机的场强为13000高斯,其介质结构为三明治式介质网堆精选后得到粗精矿和底部底流;步骤6:强力分散;将粗精矿经浓密调整矿浆浓度为15~25%,加入分散剂,采用高剪切分散机再次高剪切分散,得到分散后的粗精矿;步骤7:浮粗选;将分散后的粗精矿进行浮粗选,浮粗选采取两级细微矿物浮选柱,浮粗选的顶部泡沫进入步骤8;步骤8:浮精选;针对浮粗选的顶部泡沫采取两级细微矿物浮选柱进行浮精选,浮精选的顶部泡沫进入步骤9,浮精选的底部底流进入步骤12;步骤9:第一压滤;步骤8中浮精选的顶部泡沫,经步骤7浮粗选、步骤8浮精选和步骤12浮选扫,得到锂云母精矿;步骤10:磁扫选;步骤4磁粗选和步骤5磁精选的底部底流进行磁扫选,高分散稀矿浆经步骤4磁粗选、步骤5磁精选和步骤10磁扫选后,得到脱泥粗精矿;脱泥粗精矿富集钽铌矿和铁锂云母;磁扫选的磁性物循环回送至步骤3强力分散中,脱泥粗精矿送至步骤11中;步骤11:第二压滤;步骤10中底流脱泥粗精矿经浓密、压滤得到长石精矿;步骤12:浮选扫;步骤8浮精选的底部底流进行浮选扫,其底流得到钽铌精矿,顶部泡沫返回步骤7浮粗选。2.根据权利要求1所述的一种从长石尾矿中分离富集钽铌和铁锂云母的矿选方法,其
特征在于:长石尾矿为含钽铌和铁锂云母、经重浮选尾矿或磨矿后的矿泥。3.根据权利要求1所述的一种从长石尾矿中分离富集钽铌和铁锂云母的矿选方法,其特征在于:步骤5磁精选、步骤10磁扫选或步骤8浮精选后,利用浓密机加水调整矿浆浓度;步骤5磁精选或步骤10磁扫选时,浓度要求为8~12%,步骤8浮精选时,浓度要求为15~25%。4.根据权利要求1所述的一种从长石尾矿中分离富集钽铌和铁锂云母的矿选方法,其特征在于:矿选方法中的设备重复数可增减,以适应不同类型的长石尾矿来源。5.根据权利要求1所述的一种从长石尾矿中分离富集钽铌和铁锂云母的矿选方法,其特征在于:分散剂为六偏磷酸钠。

技术总结


一种从长石尾矿中分离富集钽铌和铁锂云母的矿选方法,包括有以下步骤:步骤1:预分散;步骤2:振动分级;步骤3:强力分散;步骤4:磁粗选;步骤5:磁精选;步骤6:强力分散;步骤7:浮粗选;步骤8:浮精选;步骤9:第一压滤;步骤10:磁扫选;步骤11:第二压滤;步骤12:浮选扫。本发明和现有技术相比,其优点在于:(1)使用高速剪切机分散,大大提高分散效果,有利于各种矿物的后续分离;使用高场强浆料磁选机,取得有效去除矿泥的目的,有利于后续钽铌矿物与铁锂锂云母的进一步浮选分离,提高回收率;使用浮选柱进行钽铌矿和铁锂云母的分离,处理量大,回收率高,环境中性,有利于环境保护。有利于环境保护。有利于环境保护。


技术研发人员:

何新榕 梁言

受保护的技术使用者:

广州新艺德机械科技有限公司

技术研发日:

2022.11.11

技术公布日:

2023/2/23

本文发布于:2024-09-23 06:21:15,感谢您对本站的认可!

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