CN103418488A

CN103418488A - 一种伴生细粒铌钽的锂多金属矿的综合回收工艺

Info

Publication number: CN103418488A
Application number: CN2013103705688A
Authority: CN
Inventors: 赵开乐; 王昌良; 邓伟; 廖祥文; 陈炳炎; 刘厚明; 饶系英
Original assignee: Institute of Multipurpose Utilization of Mineral Resources Chinese Academy of Geological Sciences
Current assignee: Institute of Multipurpose Utilization of Mineral Resources Chinese Academy of Geological Sciences
Priority date: 2013-08-23
Filing date: 2013-08-23
Publication date: 2013-12-04
Anticipated expiration: 2033-08-23
Also published as: CN103418488B

Abstract

本发明涉及一种伴生细粒铌钽的锂多金属矿的综合回收工艺，该工艺包括原矿粗磨、沉降脱泥、浮选、团聚磁选、重选等步骤，本发明的工艺方法特别适用于矿石含泥量大，矿区常年温度偏低，伴生的铌钽矿物品位低、嵌布粒度微细的锂多金属矿的综合回收，且该工艺技术先进可靠，简单合理，针对性强，原矿磨矿细度要求不高，再磨量少，运行成本低，综合回收率较高，具有良好的工业化前景。

Description

一种伴生细粒铌钽的锂多金属矿的综合回收工艺

技术领域

本发明涉及一种选矿工艺，特别涉及一种从伴生细粒铌钽的锂多金属矿中回收金属锂及细粒铌钽金属的综合回收工艺。

背景技术

我国锂矿产资源丰富，居世界第3位。截至2008年底，已探明的锂矿石的矿区（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，综合利用价值大。目前由于缺乏先进的采选冶炼技术支撑，国内大部分选矿厂仅通过选矿方法回收锂辉石，未对其共伴生矿物进行综合回收，被弃之或损失于精矿和尾矿中，资源浪费严重，且对品位偏低，嵌布粒度不均匀，性质复杂的锂辉石资源利用并不理想，常因锂辉石嵌布粒度较细，原矿含泥量大，矿区温度偏低等原因，导致锂辉石浮选回收困难，难以获得品位与回收率都较高的锂精矿。我国铌钽选矿厂多数是上世纪70-80年代建设的，由于原矿品位低、技术未更新、产品单一、矿山经济效益不好等原因，相当一部分选矿厂已停产。因此开展锂多金属矿综合回收技术研发势在必行。

对于伴生铌钽锡的锂多金属矿，铌钽及锡矿物嵌布粒度较粗时，传统较为成熟的技术采用“重选—磁选—浮选”联合工艺进行综合回收，可获得合格铌钽精矿，但对锂辉石的回收效果不佳，Li₂O品位均在5.5%左右，回收率低于72%，具体为：原矿磨矿后经筛分分出不同粒级进行多次重选，从不同粒级中富集铌钽矿物，然由于原矿铌钽品位低，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，而且选矿中间产品较多，工序复杂，较难稳定运行，选矿成本较高，且由于前面作业矿量损失，影响后续锂辉石浮选的回收率，因此该工艺方法至今未能用于工业生产，同时对于伴生的钽铌锡矿物品位低处于边界品位且嵌布粒度很细、与锂矿物粒度差异较大的锂多金属矿石，采用“重选—磁选—浮选”联合工艺则较难实现多种有用矿物的高效综合回收。

中国发明专利“锂辉石矿重介质—强磁选矿工艺方法”，专利号CN101147888A公开了一种锂辉石矿的选矿方法，它提出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，该工艺只对品位较高、嵌布特征简单、易选的锂辉石矿石具有一定的效果，而无法适用于矿石含泥量大，有用矿物种类多的锂辉石矿石，适用范围较窄。

中国发明专利“一种锂辉石矿的选矿方法”，申请号20120419883.0公开了一种锂辉石矿的选矿方法，它采用矿泥浮选、锂辉石快粗选、快精选慢粗选、再磨后锂辉石慢精选等工序，最终获得锂精矿。但是该工艺的浮选脱泥势必造成锂的损失，而且采用两段磨矿，流程较长，仅回收了矿石的锂，其无法适用于矿石性质复杂，有用矿物种类多且嵌布粒度不均匀的锂多金属矿的综合回收，适用范围较窄。

发明内容

本发明目的是针对现有技术在伴生细粒铌钽的锂多金属矿综合回收方面存在的不足，提供一种经济高效、针对性强、简单合理、分选效果好、综合回收指标高的综合回收工艺。

为实现上述目的，本发明提供一种伴生细粒铌钽的锂多金属矿的综合回收工艺，包括以下步骤：

（1）将锂辉石原矿中加入调整剂进行粗磨，使有用矿物达到基本单体解离，然后沉降脱泥，得到矿浆；

（2）向步骤（1）脱泥后所得的矿浆中依次加入调整剂氢氧化钠400克/吨原矿和碳酸钠100克/吨原矿，作用时间20min，活化剂氯化钙80克/吨原矿，作用时间3min，捕收剂733粉2050-2150克/吨原矿、环烷酸皂190-240克/吨原矿和醚酸230-280克/吨原矿，作用时间6min，进行粗选，得到锂粗精矿和锂粗选尾矿，然后将锂粗精矿进行至少两次锂精选，每次精选得到各自的锂精选中矿，最后一次精选除了得到锂精选中矿外还得到富含铌钽的锂精矿，将各自的锂精选中矿分别顺序返回至上一级作业；

（3）将步骤（2）得到的富含铌钽的锂精矿进行团聚磁选，得到富铌钽粗精矿和陶瓷用锂精矿Ⅱ级品（即磁选尾矿）；

（4）将步骤（3）得到的富铌钽粗精矿进行再磨，然后摇床重选，重选的具体方式为：先将再磨后的富铌钽粗精矿进行重选粗选，得到重选粗精矿和重选粗选尾矿，将重选粗精矿进行第一次重选精选，得到精选一精矿和重选中矿Ⅰ，精选一精矿进行第二次重选精选，得到重选铌钽精矿和重选中矿Ⅱ；

（5）将步骤（4）得到的重选铌钽精矿进行湿式弱磁选，除掉铁屑后，获得高品级铌钽精矿。

优选地，步骤（2）还包括将所述锂粗选尾矿进行至少一次扫选，每次扫选得到各自的锂扫选中矿，最后一次扫选除得到锂扫选中矿外还得到最终尾矿，将各自的锂扫选中矿分别顺序返回至上一级作业。

优选地，步骤（4）还包括将所述重选粗选尾矿与重选中矿Ⅰ和重选中矿Ⅱ合并进入重选扫选，得到扫选中矿Ⅰ和陶瓷用锂精矿Ⅲ级品（即最终重选尾矿），扫选中矿Ⅰ返回至第一次重选精选作业。

优选地，步骤（1）中所述调整剂为碳酸钠860克/吨原矿和氢氧化钠750克/吨原矿，原矿磨矿细度为-0.074mm粒度含量占原矿总质量的66-71%；沉降脱泥方式为：加调整剂磨矿后，矿浆自然沉降10-15min。

优选地，将步骤（2）中的所述锂粗精矿进行三次锂精选，三次精选得到各自的锂精选中矿，分别为锂精选中矿Ⅰ、锂精选中矿Ⅱ和锂精选中矿Ⅲ，第三次精选除了得到锂精选中矿Ⅲ外还得到富含铌钽的锂精矿。锂精选工艺条件为：第一次精选向矿浆中依次加入调整剂氢氧化钠280克/吨原矿、碳酸钠1200克/吨原矿，作用时间20min；第二次精选向矿浆中加入调整剂碳酸钠800克/吨原矿，作用时间7min；第三次精选向矿浆中加入调整剂碳酸钠600克/吨原矿，作用时间7min。同时三次精选得到的锂精选中矿Ⅰ、锂精选中矿Ⅱ和锂精选中矿Ⅲ分别顺序返回至上一级作业，具体而言就是将锂精选中矿Ⅰ返回至粗选作业中，将锂精选中矿Ⅱ返回至第一次精选作业中，将锂精选中矿Ⅲ返回至第二次精选作业中。

优选地，将所述锂粗选尾矿进行两次锂扫选，两次精选得到各自的锂扫选中矿，分别为锂扫选中矿Ⅰ和锂扫选中矿Ⅱ，第二次扫选除了得到锂扫选中矿Ⅱ外还得到最终尾矿。锂扫选工艺条件为：第一次扫选向矿浆中依次加入调整剂氢氧化钠200克/吨原矿，作用时间5min，捕收剂733粉1000-1080克/吨原矿、环烷酸皂80-120克/吨原矿和醚酸110-140克/吨原矿，作用时间6min；第二次扫选向矿浆中依次加入调整剂氢氧化钠100克/吨原矿，作用时间5min，捕收剂733粉500-550克/吨原矿、环烷酸皂40-70克/吨原矿和醚酸50-80克/吨原矿，作用时间6min。同时两次扫选得到的锂扫选中矿Ⅰ和锂扫选中矿Ⅱ分别顺序返回至上一级作业，具体而言就是将锂扫选中矿Ⅰ返回至粗选作业中，将锂扫选中矿Ⅱ返回至第一次扫选作业中。

所述精选、扫选操作能够分别提高目的矿物的品位、回收率，且其中返回上一级作业的物料不会对浮选效果造成影响，工艺效果稳定。

优选地，所述步骤（2）中的富含铌钽锂精矿进行团聚磁选的工艺条件为：首先向精矿中加入硫酸800-1000克/吨原矿充分搅拌分散精矿泡沫，然后采用加密磁介质立环高梯度磁选机进行团聚磁选，磁场强度14000-16000奥斯特，激磁电流2200-2400安。立环高梯度磁选机的磁介质一般是由2.0mm、1.5mm、1.0mm的导磁不锈钢圆棒组成，本发明采取减小磁介质直径至0.5mm并加密磁介质的措施，实现了磁选过程中细粒磁性矿物发生磁团聚的目的，从而有利于细粒铌钽矿物的回收，能明显提高铌钽金属的回收率。

优选地，所述步骤（3）中的富铌钽粗精矿进行再磨的磨矿细度为-0.045mm粒度含量占原矿总质量的78-85%。再磨后进行摇床重选富集，摇床重选作业全部使用细砂摇床进行。

优选地，步骤（5）中湿式弱磁选的工艺条件为：磁场强度850-1000奥斯特，激磁电流2.5-4.0安。

本发明的有益效果：

（1）矿泥处理方面：锂辉石矿石表面常受风化污染，特别是露天开采的矿石，风化更加严重，加上矿石中含有的矿泥，磨矿后容易产生泥化，矿泥吸附在锂辉石矿物表面，严重影响有用矿物上浮的同时，造成药剂消耗，故需预先脱矿泥。传统脱泥方法是采用椰油胺、十二烷基硫酸钠或起泡性强的环烷酸皂进行浮选脱泥，然由于过程较难稳定控制，泡沫夹带严重，导致大量锂铌钽金属损失于矿泥中，损失率一般高于5.5%。通过大量的脱泥方法对比试验，本发明采用添加较大量的双碱碳酸钠和氢氧化钠到磨机中磨矿，以充分擦洗矿物表面和增强矿泥絮团效果，磨好后的矿浆自然沉降10-15min，然后抽取上层浑浊液的这种沉降脱泥法，锂的损失率较低，在0.6%左右，且脱泥较为彻底，有利于后续锂铌钽的上浮。本发明选择的沉降脱泥方案在生产中易于实施，使用水力旋流器分级或脱泥斗即可实现，且与浮选脱泥相比，降低了脱泥成本。

现有选别锂辉石技术中虽然公开了添加碳酸钠和氢氧化钠进行磨矿的方法，随着碱加入量的增加，锂精矿品位随之升高，但碱用量过大，回收率会有所下降；然而，实际选矿中，如果碱加入量过少，不能充分调浆，这样不仅影响沉降脱泥效果，而且影响浮选中有用矿物的有效上浮，造成精矿回收率偏高。本发明磨矿中加入调整剂碳酸钠860克/吨原矿和氢氧化钠750克/吨原矿，碱加入量较大，在实现较好脱泥的同时，能够使各有用矿物更多的进入后续选别作业，并且通过后续浮选作业中锂铌钽高效组合捕收剂“733粉+环烷酸皂+醚酸”的应用，克服了碱加入量过大造成锂精矿回收率偏低的不足。

（2）锂铌钽高效捕收剂研究：锂辉石浮选的常用捕收剂为氧化石蜡皂及环烷酸皂，传统两皂的主要缺点有：对矿物的选择性差、不耐硬水、对温度敏感、在水中分散性不好，用于选别伴生细粒铌钽的锂多金属矿时锂回收率偏低，在65%左右，尾矿品位高达0.45%以上。为此本发明特别引进脂肪酸及其皂类加工产品——醚酸和733粉用于锂铌钽浮选，配合添加起泡性强的环烷酸皂，三者按一定比例复配，其协同捕收效果及选择性均优于单一捕收剂，矿物分选效果好，品位及综合回收率都能获得提高，其中733粉对锂矿物、铌钽矿物均具有较强的捕收性能，同时使用该药剂时，浮选泡沫大小均匀，脆性增强，易于消泡和进一步精选，且该捕收剂易溶于水及运输，特别适于高寒地区使用；醚酸这种氧化矿的阴离子捕收剂选择捕收性较好、且熔点低、粘度低，并易溶于水，能在较宽的pH范围内使用，捕收性能不受硬水影响等优点。应用上述组合捕收剂选别伴生细粒铌钽的锂多金属矿时，可获得Li₂O品位6.2%以上、回收率大于86%的锂精矿，回收率提高了20%以上；且有85%以上的铌钽金属富集到锂精矿中。

（3）浮选尾矿回收锂的工艺研究

现有技术对于相关现存锂辉石矿浮选尾矿的回收，由于尾矿是经过选别过的，所以在矿物表面还残留一定的药剂，矿粒表面不同程度的吸附着OH^-、Ca²⁺、H⁺及捕收剂的官能团，以及没有被选别上来的有用矿物，属难选矿物，其矿物表面亲水性较强，因此要选别这些有用矿物，在调整剂和捕收剂用量上就要做大量的对比试验；活化剂和抑制剂用量要调整在一定的范围内，如活化剂用量过多，脉石矿物的表面活化性能就会加强，脉石矿物就会随有用矿物一起上浮，造成精矿指标不合格，而活化剂的药量用量较少或抑制剂的用量过多，矿物表面亲水性加强或活化性能不够，有用矿物不能有效的吸附捕收剂的阴离子，使其表面不能形成疏水性薄膜，造成有用矿物不能附着与泡沫上而大量损失。

本发明由于在粗选和精选中较大用量的双碱以及具有高效捕收效果的组合捕收剂“733粉+环烷酸皂+醚酸”的添加，使得多种有用矿物的回收效果较好，粗选回收率可达93.16%。在对粗选尾矿进行扫选时，只需要加入少量的单一调节剂氢氧化钠，无需加入碳酸钠，且氢氧化钠用量可低至100克/吨原矿，而现有技术对锂辉石浮选尾矿的回收时，则还需同时添加氢氧化钠和碳酸钠，且其用量远远高于本发明的用量。经过大量的试验验证本发明的调整剂和捕收剂的用量和比例是较为合适的。

（4）团聚磁选—重选联合工艺：现有技术中有采用先重选后磁选处理锂多金属矿的工艺流程，即：将原矿磨矿后经筛分分出不同粒级进行多次重选，从不同粒级中富集铌钽矿物，然由于原矿铌钽品位低，需要多次富集才能得到高品级铌钽精矿，因此不仅需要多台摇床重选，而且选矿中间产品较多，工序复杂，较难稳定运行，选矿成本较高，且由于矿量损失，影响后续锂辉石浮选的回收率；本发明先通过一次团聚强磁选从锂精矿中分离出钽铌粗精矿，然后对其进行集中重选，即可得到品位较高的铌钽精矿，工序简单。本发明采取减小磁介质直径至0.5mm并加密磁介质的措施，实现了磁选过程中细粒磁性矿物发生磁团聚的目的，从而有利于细粒铌钽矿物的回收，能明显提高铌钽金属的回收率。

（5）本发明的锂多金属矿的综合回收工艺与传统工艺流程不同，对于伴生的钽铌锡矿物品位低处于边界品位且嵌布粒度很细，与锂矿物粒度差异较大的锂多金属矿石，采用传统的“重选—磁选—浮选”联合工艺较难实现有用矿物的高效综合回收，针对该类型矿石，本发明转变思路，采用具有创新性的“原矿粗磨—浮选—团聚磁选—重选”工艺技术，即：原矿在粗磨条件下，沉降脱泥后，配合使用新型混合捕收剂“733粉+环烷酸皂+醚酸”进行浮选，得到富含铌钽的锂精矿，采用团聚磁选—重选联合工艺从锂精矿中分离出铌钽，在品位相当的情况下，可使铌钽回收率由目前处理该类型矿石采用“重选—磁选—浮选”工艺的33%提高到“浮选—团聚磁选—重选”工艺的60%以上，同时该工艺可分别得到含铁低的陶瓷用锂精矿Ⅱ级品以及陶瓷用锂精矿Ⅲ级品。

本发明的锂多金属矿综合回收工艺解决了现有技术的存在的锂辉石回收率低，选矿产品单一，经济效益差等问题。工艺方案先进可靠，简单合理，针对性强，能同时综合回收多种有用矿物，资源利用率高，且得到的各精矿产品品位和回收率均处于较高水平。此外，该工艺方法对原矿细度要求不高，再磨量少，运行成本低，经济技术指标优异，具有良好的工业化前景。

附图说明

图1为本发明一种伴生细粒铌钽的锂多金属矿的综合回收工艺流程图。

具体实施方式

实施例1

矿石性质介绍：国内某超大型锂多金属矿床，原矿Li₂O品位1.48%、Nb₂O₅品位0.0115%、Ta₂O₅品位0.0041%、Sn品位低于工业品位，为0.026%。有用矿物主要有锂辉石、锂云母以及铌钽铁矿，脉石矿物以长石类、云母类为主。矿石露天开采，表面风化程度高，含泥量大，地处高寒高海拔地区，且伴生的铌钽矿物粒度较细，小于0.045mm粒度含量占74.01%，其与矿石中的锂辉石矿物粒度（大于0.074mm粒度含量占92%）差异较大，综合回收难度较大。采用传统“重选—磁选—重选尾矿浮锂”工艺获得的锂精矿含Li₂O5.51%、回收率65.10%；钽铌精矿品位：Nb₂O₅ 35.01%、Ta₂O₅ 15.85%，回收率：Nb₂O₅ 32.45%、Ta₂O₅ 33.38%。

参照图1，采用本发明的锂多金属综合回收工艺对上述矿石进行综合回收，其选别步骤为：

（1）采取锂辉石原矿，在磨机中加入调整剂碳酸钠860克/吨原矿、氢氧化钠750克/吨原矿后进行粗磨，磨矿细度为-0.074mm粒度含量占原矿总质量的66.39%，磨好的矿浆沉降脱泥，方式为矿浆自然沉降10min，然后抽取上层浑浊液，浑浊液即为脱除的矿泥。

（2）脱泥后的原矿进行锂铌钽矿物浮选，锂铌钽浮选作业由一次粗选、三次精选和两次扫选三个分工序组成。在脱泥后的矿浆中加入选矿药剂进行粗选，得到锂粗精矿和锂粗选尾矿，粗选过程工艺条件为：向矿浆中依次加入调整剂碳酸钠100克/吨原矿、氢氧化钠400克/吨原矿，作用时间20min；活化剂氯化钙80克/吨原矿，作用时间3min；捕收剂733粉2050克/吨原矿、环烷酸皂190克/吨原矿、醚酸230克/吨原矿，作用时间6min；刮泡7min。锂粗精矿进行三次锂精选，得到富含铌钽的锂精矿和三个锂精选中矿，三个锂精选中矿分别顺序返回到上一级作业，精选过程工艺条件为：第一次精选向矿浆中加入调整剂氢氧化钠280克/吨原矿和碳酸钠1200克/吨原矿，作用时间20min，刮泡5min；第二次精选向矿浆中加入调整剂碳酸钠800克/吨原矿，作用时间7min，刮泡4min；第三次精选向矿浆中加入调整剂碳酸钠600克/吨原矿，作用时间7min，刮泡3min。锂粗选尾矿进行锂扫选两次，得到最终尾矿和两个锂扫选中矿，两个锂扫选中矿分别顺序返回到上一级作业，扫选过程工艺条件为：第一次扫选依次向矿浆中加入调整剂氢氧化钠200克/吨原矿，作用时间5min，捕收剂用量为粗选的1/2，作用时间6min，刮泡3min；第二次扫选药剂用量为第一次扫选的1/2，刮泡2min。

（3）将步骤（2）得到的富含铌钽的锂精矿进行团聚强磁选，得到富铌钽粗精矿和陶瓷用锂精矿Ⅱ级品（即磁选尾矿），精矿团聚磁选工艺条件为：首先向精矿中加入硫酸800克/吨原矿充分搅拌分散精矿泡沫，然后采用加密磁介质立环高梯度磁选机进行团聚磁选，磁场强度14000奥斯特，激磁电流2200安。

（4）将步骤（3）得到的富铌钽粗精矿进行再磨，磨矿细度为-0.045mm粒度含量占原矿总质量的78.02%；然后使用细砂摇床进行重选富集，摇床重选作业由一次重选粗选、两次重选精选、一次重选扫选三个分工序组成。再磨后的富铌钽粗精矿首先进行重选粗选，得到重选粗精矿和重选粗选尾矿；重选粗精矿进行第一次重选精选，得到精选一精矿和重选中矿Ⅰ，精选一精矿进行第二次重选精选，得到重选铌钽精矿和重选中矿Ⅱ；所述重选粗选尾矿与重选中矿Ⅰ和重选中矿Ⅱ合并进入重选扫选，得到扫选中矿Ⅰ和陶瓷用锂精矿Ⅲ级品（即最终重选尾矿）；扫选中矿Ⅰ返回重选精选一作业。

（5）将步骤（4）得到的重选铌钽精矿进行湿式弱磁选，除掉铁屑后，获得高品级铌钽精矿，弱磁工艺条件为：磁场强度850奥斯特，激磁电流2.5安。

本实施例最终获得了Li₂O品位6.61%、Fe₂O₃含量0.35%、Li₂O回收率51.95%的陶瓷用锂精矿Ⅱ级品和Li₂O品位6.08%、Fe₂O₃含量0.60%、Li₂O回收率34.06%的陶瓷用锂精矿Ⅲ级品，Li₂O总回收率86.01%；同时获得品位：Nb₂O₅ 36.91%、Ta₂O₅ 16.53%，对原矿回收率：Nb₂O₅ 59.82%、Ta₂O₅ 60.48%的铌钽精矿。

实施例2

矿石性质介绍：四川壤塘某锂多金属矿床，原矿Li₂O品位1.21%、Nb₂O₅品位0.0095%、Ta₂O₅品位0.0054%、Sn品位低于工业品位，为0.034%。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70.09%，其与矿石中锂辉石矿物粒度（大于0.1mm粒度含量占98.85%）差异较大，综合回收难度大。采用传统“重选—磁选—重选尾矿浮锂”工艺获得的锂精矿含Li₂O5.75%、回收率63.68 %；钽铌精矿品位： Nb₂O₅ 31.01%、Ta₂O₅ 14.85%，回收率：Nb₂O₅ 42.05%、Ta₂O₅ 39.38%。

（1）采取锂辉石原矿，在磨机中加入调整剂碳酸钠860克/吨原矿、氢氧化钠750克/吨原矿后进行粗磨，磨矿细度为-0.074mm粒度含量占原矿总质量的69.15%，磨好的矿浆沉降脱泥，方式为矿浆自然沉降12min,然后抽取上层浑浊液，浑浊液即为脱除的矿泥。

（2）脱泥后的原矿进行锂铌钽矿物浮选，锂铌钽浮选作业由一次粗选、三次精选和两次扫选三个分工序组成。在脱泥后的矿浆中加入选矿药剂进行粗选，得到锂粗精矿和锂粗选尾矿，粗选过程工艺条件为：向矿浆中依次加入调整剂碳酸钠100克/吨原矿、氢氧化钠400克/吨原矿，作用时间20min；活化剂氯化钙80克/吨原矿，作用时间3min；捕收剂733粉2100克/吨原矿、环烷酸皂220克/吨原矿和醚酸250克/吨原矿，作用时间6min；刮泡8min。锂粗精矿进行锂精选三次，得到富含铌钽的锂精矿和三个锂精选中矿，三个锂精选中矿分别顺序返回到上一级作业，精选过程工艺条件为：第一次精选向矿浆中加入调整剂氢氧化钠280克/吨原矿、碳酸钠1200克/吨原矿，作用时间20min，刮泡6min；第二次精选向矿浆中加入调整剂碳酸钠800克/吨原矿，作用时间7min，刮泡3min；第三次精选向矿浆中加入调整剂碳酸钠600克/吨原矿，作用时间7min，刮泡2min。锂粗选尾矿进行锂扫选两次，得到最终尾矿和两个锂扫选中矿，两个锂扫选中矿分别顺序返回到上一级作业，扫选过程工艺条件为：第一次扫选向矿浆中加入调整剂氢氧化钠200克/吨原矿，作用时间5min，捕收剂用量为粗选的1/2，作用时间6min，刮泡2min；第二次扫选药剂用量为第一次扫选的1/2，刮泡2min。

（3）将步骤（2）得到的富含铌钽的锂精矿进行团聚强磁选，得到富铌钽粗精矿和陶瓷用锂精矿Ⅱ级品（即磁选尾矿），精矿团聚磁选工艺条件为：首先向精矿中加入硫酸900克/吨原矿充分搅拌分散精矿泡沫，然后采用加密磁介质立环高梯度磁选机进行团聚磁选，磁场强度15000奥斯特，激磁电流2300安。

（4）将步骤（3）得到的富铌钽粗精矿进行再磨，磨矿细度为-0.045mm粒度含量占原矿总质量的81.52%；然后使用细砂摇床进行重选富集，摇床重选作业由一次重选粗选、两次重选精选、一次重选扫选三个分工序组成。再磨后的富铌钽粗精矿首先进行重选粗选，得到重选粗精矿和重选粗选尾矿；重选粗精矿进行第一次重选精选，得到精选一精矿和重选中矿Ⅰ，精选一精矿进行第二次重选精选，得到重选铌钽精矿和重选中矿Ⅱ；所述重选粗选尾矿与重选中矿Ⅰ和重选中矿Ⅱ合并进入重选扫选，得到扫选中矿Ⅰ和陶瓷用锂精矿Ⅲ级品（即最终重选尾矿）；扫选中矿Ⅰ返回重选精选一作业。

（5）将步骤（4）得到的重选铌钽精矿进行湿式弱磁选，除掉铁屑后，获得高品级铌钽精矿，弱磁工艺条件为：磁场强度920奥斯特，激磁电流3.0安。

本实施例最终获得了Li₂O品位6.58%、Fe₂O₃含量0.36%、Li₂O回收率43.65%的陶瓷用锂精矿Ⅱ级品和Li₂O品位6.05%、Fe₂O₃含量0.66%、Li₂O回收率36.80%的陶瓷用锂精矿Ⅲ级品，Li₂O总回收率80.45%；同时获得品位：Nb₂O₅ 32.55%、Ta₂O₅ 15.15%，对原矿回收率：Nb₂O₅ 63.05%、Ta₂O₅ 59.38%的铌钽精矿。

实施例3

矿石性质介绍：四川地拉秋某锂多金属矿床，原矿Li₂O品位1.09%、Nb₂O₅品位0.011%、Ta₂O₅品位0.0051%、Sn品位小于0.1%。主要有用矿物为锂辉石、铌钽铁矿，主要脉石矿物有石英、长石、云母等。矿石含有大量细泥，伴生的铌钽矿物粒度较细，小于0.045mm粒度含量占78.12%，与矿石中锂矿物粒度（大于0.074mm粒度含量占89.01%）差异较大，综合回收难度大。采用传统“重选—磁选—重选尾矿浮锂”工艺获得的锂精矿含Li₂O5.48%、回收率60.76%；钽铌精矿品位：Nb₂O₅30.12%、Ta₂O₅12.21%，回收率：Nb₂O₅ 44.87%、Ta₂O₅ 41.43%。

（1）采取锂辉石原矿，在磨机中加入调整剂碳酸钠860克/吨原矿、氢氧化钠750克/吨原矿后进行粗磨，磨矿细度为-0.074mm粒度含量占原矿总质量的71.0%，磨好的矿浆沉降脱泥，方式为矿浆自然沉降15min，然后抽取上层浑浊液，浑浊液即为脱除的矿泥。

（2）脱泥后的原矿进行锂铌钽矿物浮选，锂铌钽浮选作业由一次粗选、三次精选和两次扫选三个分工序组成。在脱泥后的矿浆中加入选矿药剂进行粗选，得到锂粗精矿和锂粗选尾矿，粗选过程工艺条件为：向矿浆中依次加入调整剂碳酸钠100克/吨原矿、氢氧化钠400克/吨原矿，作用时间20min；活化剂氯化钙80克/吨原矿，作用时间3min；捕收剂733粉2150克/吨原矿、环烷酸皂240克/吨原矿、醚酸280克/吨原矿，作用时间6min；刮泡9min。锂粗精矿进行三次锂精选，得到富含铌钽的锂精矿和三个锂精选中矿，三个锂精选中矿分别顺序返回到上一级作业，精选过程工艺条件为：第一次精选向矿浆中加入调整剂氢氧化钠280克/吨原矿和碳酸钠1200克/吨原矿，作用时间20min，刮泡6min；第二次精选向矿浆中加入调整剂碳酸钠800克/吨原矿，作用时间7min，刮泡4min；第三次精选向矿浆中加入调整剂碳酸钠600克/吨原矿，作用时间7min，刮泡2min。锂粗选尾矿进行锂扫选两次，得到最终尾矿和两个锂扫选中矿，两个锂扫选中矿分别顺序返回到上一级作业，扫选过程工艺条件为：第一次扫选依次向矿浆中加入调整剂氢氧化钠200克/吨原矿，作用时间5min，捕收剂用量为粗选的1/2，作用时间6min，刮泡4min；第二次扫选药剂用量为第一次扫选的1/2，刮泡2min。

（3）将步骤（2）得到的富含铌钽的锂精矿进行团聚强磁选，得到富铌钽粗精矿和陶瓷用锂精矿Ⅱ级品（即磁选尾矿），精矿团聚磁选工艺条件为：首先向精矿中加入硫酸1000克/吨原矿充分搅拌分散精矿泡沫，然后采用加密磁介质立环高梯度磁选机进行团聚磁选，磁场强度16000奥斯特，激磁电流2400安。

（4）将步骤（3）得到的富铌钽粗精矿进行再磨，磨矿细度为-0.045mm粒度含量占原矿总质量的84.85%；然后使用细砂摇床进行重选富集，摇床重选作业由一次重选粗选、两次重选精选、一次重选扫选三个分工序组成。再磨后的富铌钽粗精矿首先进行重选粗选，得到重选粗精矿和重选粗选尾矿；重选粗精矿进行第一次重选精选，得到精选一精矿和重选中矿Ⅰ，精选一精矿进行第二次重选精选，得到重选铌钽精矿和重选中矿Ⅱ；所述重选粗选尾矿与重选中矿Ⅰ和重选中矿Ⅱ合并进入重选扫选，得到扫选中矿Ⅰ和陶瓷用锂精矿Ⅲ级品（即最终重选尾矿）；扫选中矿Ⅰ返回重选精选一作业。

（5）将步骤（4）得到的重选铌钽精矿进行湿式弱磁选，除掉铁屑后，获得高品级铌钽精矿，弱磁工艺条件为：磁场强度1000奥斯特，激磁电流4.0安。

本实施例最终获得了Li₂O品位6.55%、Fe₂O₃含量0.55%、Li₂O回收率41.95%的陶瓷用锂精矿Ⅱ级品和Li₂O品位6.04%、Fe₂O₃含量0.75%、Li₂O回收率36.17%的陶瓷用锂精矿Ⅲ级品，Li₂O总回收率78.12%；同时获得品位：Nb₂O₅ 35.88%、Ta₂O₅ 16.02%，对原矿回收率：Nb₂O₅ 57.82%、Ta₂O₅ 56.48%的铌钽精矿。

本说明书中未作详细描述之内容为本领域专业技术人员公知现有技术。

Claims

1.一种伴生细粒铌钽的锂多金属矿的综合回收工艺，其特征在于，包括以下步骤：

（2）向步骤（1）脱泥后所得的矿浆中依次加入调整剂氢氧化钠400克/吨原矿和碳酸钠100克/吨原矿，活化剂氯化钙80克/吨原矿，捕收剂733粉2050-2150克/吨原矿、环烷酸皂190-240克/吨原矿和醚酸230-280克/吨原矿进行粗选，得到锂粗精矿和锂粗选尾矿，然后将锂粗精矿进行至少两次锂精选，每次精选得到各自的锂精选中矿，最后一次精选除了得到锂精选中矿外还得到富含铌钽的锂精矿，将各自的锂精选中矿分别顺序返回至上一级作业；

2.根据权利要求1所述的伴生细粒铌钽的锂多金属矿的综合回收工艺，其特征在于，步骤（2）还包括将所述锂粗选尾矿进行至少一次扫选，每次扫选得到各自的锂扫选中矿，最后一次扫选除得到锂扫选中矿外还得到最终尾矿，将各自的锂扫选中矿分别顺序返回至上一级作业。

3.根据权利要求1所述的伴生细粒铌钽的锂多金属矿的综合回收工艺，其特征在于，步骤（4）还包括将所述重选粗选尾矿与重选中矿Ⅰ和重选中矿Ⅱ合并进入重选扫选，得到扫选中矿Ⅰ和陶瓷用锂精矿Ⅲ级品（即最终重选尾矿），扫选中矿Ⅰ返回至第一次重选精选作业。

4.根据权利要求1所述的伴生细粒铌钽的锂多金属矿的综合回收工艺，其特征在于，步骤（1）中所述调整剂为碳酸钠860克/吨原矿和氢氧化钠750克/吨原矿，原矿磨矿细度为-0.074mm粒度含量占原矿总质量的66-71%；沉降脱泥方式为：加调整剂磨矿后，矿浆自然沉降10-15min。

5.根据权利要求1所述的伴生细粒铌钽的锂多金属矿的综合回收工艺，其特征在于，将步骤（2）中的所述锂粗精矿进行三次锂精选，其工艺条件为：第一次精选向矿浆中依次加入调整剂氢氧化钠280克/吨原矿和碳酸钠1200克/吨原矿；第二次精选向矿浆中加入调整剂碳酸钠800克/吨原矿；第三次精选向矿浆中加入调整剂碳酸钠600克/吨原矿。

6.根据权利要求2所述的伴生细粒铌钽的锂多金属矿的综合回收工艺，其特征在于，将所述锂粗选尾矿进行两次锂扫选，其工艺条件为：第一次扫选向矿浆中依次加入调整剂氢氧化钠200克/吨原矿，捕收剂733粉1000-1080克/吨原矿、环烷酸皂80-120克/吨原矿和醚酸110-140克/吨原矿；第二次扫选向矿浆中依次加入调整剂氢氧化钠100克/吨原矿，捕收剂733粉500-550克/吨原矿、环烷酸皂40-70克/吨原矿和醚酸50-80克/吨原矿。

7.根据权利要求1所述的伴生细粒铌钽的锂多金属矿的综合回收工艺，其特征在于，所述步骤（2）中的富含铌钽的锂精矿进行团聚磁选的工艺条件为：首先向精矿中加入硫酸800-1000克/吨原矿充分搅拌分散精矿泡沫，然后采用加密磁介质立环高梯度磁选机进行团聚磁选，磁场强度14000-16000奥斯特，激磁电流2200-2400安。

8.根据权利要求1所述的伴生细粒铌钽的锂多金属矿的综合回收工艺，其特征在于，所述步骤（3）中的富铌钽粗精矿进行再磨的磨矿细度为-0.045mm粒度含量占原矿总质量的78-85%。

9.根据权利要求1所述的伴生细粒铌钽的锂多金属矿的综合回收工艺，其特征在于，步骤（5）中湿式弱磁选的工艺条件为：磁场强度850-1000奥斯特，激磁电流2.5-4.0安。