CN105597926A - 一种含铷长石矿的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明提供了一种含铷长石矿的选矿方法，所述方法包括以下步骤：1)对长石原矿磨矿后进行强磁选，得到铁锂云母和浮选给矿；2)向所述浮选给矿内加入浮选药剂进行浮选得到浮选泡沫a和浮选尾矿a，所述浮选药剂包括抑制剂和阴阳离子捕收剂；3)对浮选尾矿a进行浓缩脱药脱泥，随后调整物料的矿浆pH，加入阴阳离子捕收剂进行长石和石英分离浮选，得到浮选泡沫b和浮选尾矿b；4)将所述步骤2)中的铁锂云母和所述步骤3)中的浮选泡沫a合并得到选矿铷精矿。本发明通过磁选-浮选联合工艺回收了赋存在云母和钾长石(天河石)中的铷矿物，提高了铷矿的回收率，并且，还得到了可利用的石英、长石产品，综合利用率高。

Description

一种含铷长石矿的选矿方法
技术领域
本发明涉及选矿领域，特别是涉及一种含铷长石矿的选矿方法。
背景技术
铷是一种稀有资源，具有重要的战略价值，广泛应用于军工、科技和民生等领域，在国民经济中占有重要地位。自然界，铷矿产资源很丰富，尚未发现独立的矿物或矿体，铷是典型的分散元素,常与、铯、锂、钾等矿物共生。比较常见的含铷伴生矿物有锂云母、铁锂云母、钾长石、光卤石和锂辉石等。一些典型的矿种，铷除了赋存在云母和钾长石中，钠长石和石英中也含有少量铷。
目前铷的提取主要通过化工法提取，我国近年来新发型的储量较大的铷矿资源，原矿含铷较低，直接化工提取，成本较高。王丹等在《金属矿山》2015年第5期中对我国某独立的铷矿进行了选矿试验研究，采用浮选流程在碱性矿浆中，从原矿含铷0.12％，富集到0.28％，铷回收率65.93％，抛掉了71.74％的尾矿，提高了化工提取入料品位，减少了入料量，降低了化工提铷成本；张周位等在《现代矿业》2015年第1期中针对云南某伴生铷的长石矿，采用原矿磨矿后先脱泥，再浮选分离云母、长石和石英，从原矿含铷0.1478％，得到云母精矿中铷为0.5675％，回收率39.89％，还获得可利用长石产品和石英产品，但该工艺中长石产品含有46.22％的铷矿物未得到回收。
有鉴于此，特提出本发明。
发明内容
本发明的目的在于提供一种含铷长石矿的选矿方法，所述的方法提高了铷矿的回收率，并且，在选矿过程中还可以得到石英、长石产品。此外，本发明工艺流程简单，综合利用率高，特别适应综合回收含铷、长石和石英的矿石。
为了实现本发明的上述目的，特采用以下技术方案：
本发明的一个方面涉及一种含铷长石矿的选矿方法，所述方法包括以下步骤：
1)对长石原矿磨矿后进行强磁选，得到铁锂云母和浮选给矿；
2)向所述浮选给矿内加入浮选药剂进行浮选得到浮选泡沫a和浮选尾矿a，所述浮选药剂包括抑制剂和阴阳离子捕收剂；
3)对浮选尾矿a进行浓缩脱药脱泥，随后调整物料的矿浆pH，加入阴阳离子捕收剂进行长石和石英分离浮选，得到浮选泡沫b和浮选尾矿b；
4)将所述步骤2)中的铁锂云母和所述步骤3)中的浮选泡沫a合并得到选矿铷精矿。
本发明步骤1)中经过磁选可得到磁性物铁锂云母和非磁性物浮选给矿。
本发明通过磁选-浮选联合工艺回收了赋存在云母和钾长石(天河石)中的铷矿物，并且，本发明的选矿工艺中还得到了可利用的石英、长石产品。该工艺特别适于综合回收含铷、长石和石英的矿石。
本发明实现了在中性条件下浮选分选铷矿物，对管道腐蚀小，有利于环保。此外本发明还可以起到初步分离钾钠长石的作用。
优选地，所述步骤1)中，磨矿细度为，粒径小于200目的粉料的质量分数为50-75％。
优选地，所述步骤1)中，在强磁选前先对磨矿后的原矿进行弱磁选，其中，所述弱磁选的磁场强度为79.6-119.4KA/m，所述强磁选的磁场强度为796-955.4KA/m，给矿浓度15-25％。
优选地，所述步骤3)中，所述浮选的过程包括粗选和精选，所述粗选入抑制剂和阴阳离子捕收剂，所述精选加入抑制剂；优选的，所述抑制剂为六偏磷酸钠。
本发明以六偏磷酸钠为抑制剂，对管道腐蚀小，成本低。实现了无氟分选，环境友好。
优选地，所述粗选中，每吨浮选给矿中加入抑制剂500-1500g，加入阳离子捕收剂80-100g、加入阴离子捕收剂480-600g；所述精选中，每吨浮选给矿中加入抑制剂0-300g；优选地，所述粗选中，每吨浮选给矿中加入抑制剂750-1000g，所述精选中，每吨浮选给矿中加入抑制剂100-200g。
采用本发明所述的试剂用量经过大量实验得出，在该用量下浮选，可以取得最佳的效果。
优选地，所述步骤3)中对所述浮选给矿进行粗选后得到粗选泡沫，后对所述粗选泡沫进行一次精选，精选得到的精选尾矿，所述精选尾矿的丢弃量为5-10％。
优选地，所述步骤4)中，所述脱药脱泥，脱除的矿泥量为3-9％。
本发明的尾矿丢弃量较小，选矿效率较高且对环境污染小。
优选地，所述步骤4)使用硫酸调整矿浆pH至pH＝3-4。
优选地，所述分离浮选中，阳离子捕收剂加入量为每吨浮选给矿50-60g，阴离子捕收剂加入量为每吨浮选给矿200-300g。
优选地，所述阳离子捕收剂为十二胺，所述阴离子捕收剂为油酸皂化后，再与亚油酸和亚麻酸混合得到的混合物，其中皂化后的油酸和亚油酸和亚麻酸的质量比为1:0.3-0.6:0.1-0.2。
本发明的阴阳离子捕收剂都是来源方便，在中性条件下对含铷的钾长石矿捕收能力和选择性均较强。在选矿领域，常规的长石矿浮选一般在酸性条件下，加入阴阳离子捕收剂。本发明则是在中性条件下，加入阳离子捕收剂和新研制的阴离子捕收剂，若用常规的阴阳离子捕收剂在中性条件下，选别指标相对较差。
与现有技术相比，本发明的有益效果为：
(1)本发明通过磁选-浮选联合工艺回收了赋存在云母和钾长石(天河石)中的铷矿物，提高了铷矿的回收率，并且，本发明的选矿工艺中还得到了可利用的石英、长石产品。
(2)本发明的工艺流程简单，综合利用率高，特别适应综合回收含铷、长石和石英的矿石。
(3)本发明实现了在中性条件下分选含铷的长石矿，对管道腐蚀小，成本低。
(4)本发明的选矿工艺仅产生10-20％的废尾，实现了对含铷长石资源更为合理有效的开发利用，减少了资源的浪费，具有可持续的长远意义。
附图说明
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，以下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。
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面将结合实施例对本发明的实施方案进行详细描述，但是本领域技术人员将会理解，下列实施例仅用于说明本发明，而不应视为限制本发明的范围。实施例中未注明具体条件者，按照常规条件或制造商建议的条件进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可以通过市售购买获得的常规产品。
实施例1
某含铷长石矿，矿石中主要矿物为钠长石、钾长石(天河石)、石英，次要矿物为铁锂云母，铷主要赋存在铁锂云母和钾长石(天河石)中，原矿含Rb2O0.13％，含K2O3.82％，含Na2O5.14％，含Fe2O30.57％。
使用本发明的选矿方法对上述矿石进行选矿，具体步骤如下：
1)取-2mm原矿400g进行磨矿，磨矿细度为-0.074mm占66％，采用弱磁机在场强为79.6KA/m先除去产率为0.8％的机械铁，得到磁选粗浆；
2)磁选粗浆再经场强为955.4KA/m的slon脉动高梯度强磁机进行磁选，得到产率为7.28％，铷含量0.51％的磁性物；
3)对非磁性物，采用1升浮选机进行浮选，在中性条件下进行一次粗选，一次精选，粗选加入六偏磷酸钠500g/t，阳捕收剂十二胺80g/t和本发明研制的阴离子捕收剂480g/t，精选加六偏磷酸钠300g/t，精选后的尾矿丢弃量为9.12％，可得到产率18.42％，含Rb2O0.32％的浮选泡沫；
4)浮选尾矿脱掉5.63％的矿泥，再用硫酸调整矿浆pH至pH＝3-4，加入十二胺50g/t和本发明研制的阴离子捕收剂200g/t，浮选分离长石和石英，得到可利用的长石产品和石英产品，其化学成分分析见表1、表2；
最终得到对原矿产率为25.70％，Rb2O品位0.37％，回收率为73.90％的铷精矿；长石产品对原矿产率为39.65％，含Fe2O30.05％；石英产品对原矿产率为19.10％，含SiO298.87％，含Fe2O30.072％；精选尾矿与脱除的矿泥、机械铁合并，最终丢弃的尾矿产率为15.55％。
表1长石产品分析结果
成份 LOSS Al2O3 SiO2 Fe2O3 CaO MgO K2O Na2O TiO2
含量(％) 0.58 18.47 69.33 0.05 0.23 0.09 3.05 8.11 0.01
表2石英产品分析结果
成份 LOSS Al2O3 SiO2 Fe2O3 CaO MgO K2O Na2O TiO2
含量(％) 0.10 0.48 98.87 0.072 0.01 0.01 0.09 0.27 0.01
实施例2
某含铷长石矿，矿石中主要矿物为钠长石、钾长石(天河石)、石英，次要矿物为铁锂云母，铷主要赋存在铁锂云母和钾长石(天河石)中，原矿含Rb2O0.12％，含K2O3.57％，含Na2O5.30％，含Fe2O30.63％。
使用本发明的选矿方法对上述矿石进行选矿，具体步骤如下：
1)取-2mm原矿400g进行磨矿，磨矿细度为-0.074mm占75％，采用弱磁机在场强为119.4KA/m先除去产率为0.92％的机械铁，得到磁选粗浆；
2)磁选粗浆再经场强为796KA/m的slon脉动高梯度强磁机进行磁选，得到产率为6.88％，铷含量0.53％的含铷磁性物，给矿浓度为15％；
3)对非磁性物，采用1升浮选机进行浮选，在中性条件下进行一次粗选，一次精选，粗选加入六偏磷酸钠1500g/t，阳离子捕收剂100g/t和阴离子捕收剂600g/t，精选不加六偏磷酸钠，精选后的尾矿丢弃量为10％，得到产率17.67％，含Rb2O0.30％的浮选泡沫；
4)浮选尾矿脱掉9％的矿泥，再用硫酸调整矿浆pH至pH＝3，加入十二胺60g/t和本发明研制的阴离子捕收剂300g/t，浮选分离长石和石英，得到可利用的长石产品和石英产品，其化学成分分析见表3、表4；
整个工艺中所述阳离子捕收剂为十二胺，所述阴离子捕收剂为油酸皂化后，再与亚油酸和亚麻酸混合得到的混合物，其中皂化后的油酸和亚油酸和亚麻酸的质量比为1:0.6:0.1。
最终得到对原矿产率为24.55％，Rb2O品位0.36％，回收率为74.56％的铷精矿；长石产品对原矿产率为37.66％，含Fe2O30.05％；石英产品对原矿产率为17.87％，含SiO299.52％，含Fe2O30.005％；精选尾矿与脱除的矿泥、机械铁合并，最终丢弃的尾矿产率为19.92％。
表3长石产品分析结果
成份 LOSS Al2O3 SiO2 Fe2O3 CaO MgO K2O Na2O TiO2
含量(％) 0.55 18.79 68.85 0.05 0.19 0.01 2.94 8.52 0.01
表4石英产品分析结果
成份 LOSS Al2O3 SiO2 Fe2O3 CaO MgO K2O Na2O TiO2
含量(％) 0.09 0.21 99.52 0.005 〈0.01 0.01 0.04 0.08 〈0.01
实施例3
某含铷长石矿，矿石中主要矿物为钠长石、钾长石(天河石)、石英，次要矿物为铁锂云母，铷主要赋存在铁锂云母和钾长石(天河石)中，原矿含Rb2O0.12％，含K2O3.85％，含Na2O5.18％，含Fe2O30.71％。
使用本发明的选矿方法对上述矿石进行选矿，具体步骤如下：
1)取-2mm原矿400g进行磨矿，磨矿细度为-0.074mm占50％；
2)磨矿后的原矿使用场强为955.4KA/m的slon脉动高梯度强磁机进行磁选，得到产率为7.38％，铷含量0.49％含铷磁性物，给矿浓度为25％；
3)对非磁性物，采用1升浮选机进行浮选，在中性条件下进行一次粗选，一次精选，粗选加入六偏磷酸钠750g/t，阳捕收剂十二胺80g/t和本发明研制的阴离子捕收剂480g/t，精选加六偏磷酸钠200g/t，精选后的尾矿丢弃量为5.0％，得到产率16.77％，含Rb2O0.30％的泡沫产品；
4)浮选尾矿脱掉3％的矿泥，再用硫酸调整矿浆pH至pH＝4，加入十二胺50g/t和本发明研制的阴离子捕收剂200g/t，浮选分离长石和石英，得到可利用的长石产品和石英产品，其化学成分分析见表5、表6；
整个工艺中所述阳离子捕收剂为十二胺，所述阴离子捕收剂为油酸皂化后，再与亚油酸和亚麻酸混合得到的混合物，其中皂化后的油酸和亚油酸和亚麻酸的质量比为1:0.6:0.2。
最终得到对原矿产率为24.15％，Rb2O品位0.36％，回收率为72.06％的铷精矿；长石产品对原矿产率为47.83％，含Fe2O30.05％；石英产品对原矿产率为20.02％，含SiO298.86％，含Fe2O30.052％；精选尾矿与脱除的矿泥、机械铁合并，最终丢弃的尾矿产率为8.0％。
表5长石产品分析结果
成份 LOSS Al2O3 SiO2 Fe2O3 CaO MgO K2O Na2O TiO2
含量(％) 0.66 17.87 69.95 0.05 0.23 0.05 3.05 8.05 0.01
表6石英产品分析结果
成份 LOSS Al2O3 SiO2 Fe2O3 CaO MgO K2O Na2O TiO2
含量(％) 0.09 0.63 98.76 0.052 0.01 0.01 0.09 0.29 0.01
实施例4
我国西部某含铷长石矿，矿石中主要矿物为钠长石、钾长石(天河石)、石英，次要矿物为铁锂云母，铷主要赋存在铁锂云母和钾长石(天河石)中，原矿含Rb2O0.13％，含K2O3.65％，含Na2O5.13％，含Fe2O30.44％。
使用本发明的选矿方法对上述矿石进行选矿，具体步骤如下：
1)取-2mm原矿400g进行磨矿，磨矿细度为-0.074mm占70％；
2)磨矿后的原矿使用场强为955.4KA/m的slon脉动高梯度强磁机进行磁选，得到产率为7.43％，铷含量0.51％含铷磁性物，给矿浓度为25％；
3)对非磁性物，采用1升浮选机进行浮选，在中性条件下进行一次粗选，一次精选，粗选加入六偏磷酸钠1000g/t，阳捕收剂十二胺80g/t和本发明研制的阴离子捕收剂480g/t，精选加六偏磷酸钠100g/t，精选后的尾矿丢弃量为7.52％，得到产率18.00％，含Rb2O0.33％的泡沫产品；
4)浮选尾矿脱掉6.67％的矿泥，再用硫酸调整矿浆pH至pH＝4，加入十二胺50g/t和本发明研制的阴离子捕收剂200g/t，浮选分离长石和石英，得到可利用的长石产品和石英产品，其化学成分分析见表5、表6；
整个工艺中所述阳离子捕收剂为十二胺，所述阴离子捕收剂为油酸皂化后，再与亚油酸和亚麻酸混合得到的混合物，其中皂化后的油酸和亚油酸和亚麻酸的质量比为1:0.3:0.1。
最终得到对原矿产率为25.43％，Rb2O品位0.38％，回收率为74.33％的铷精矿；长石产品对原矿产率为41.63％，含Fe2O30.06％；石英产品对原矿产率为18.75％，含SiO299.33％，含Fe2O30.014％；精选尾矿与脱除的矿泥、机械铁合并，最终丢弃的尾矿产率为14.19％。
表5长石产品分析结果
成份 LOSS Al2O3 SiO2 Fe2O3 CaO MgO K2O Na2O TiO2
含量(％) 0.63 18.78 69.05 0.06 0.34 0.01 2.83 8.24 〈0.01
表6石英产品分析结果
成份 LOSS Al2O3 SiO2 Fe2O3 CaO MgO K2O Na2O TiO2
含量(％) 0.09 0.40 99.33 0.014 0.01 0.01 0.04 0.05 〈0.01
从以上实施例的结果中可以看出，使用本发明的选矿方法，可以在选铷的同时选出长石和石英矿。另外，由表格中提供的具体数据可以看出，本发明的选矿方法还实现了钾钠长石的部分分离。整个工艺过程中抛废率小，资源综合利用率高。
尽管已用具体实施例来说明和描述了本发明，然而应意识到，在不背离本发明的精神和范围的情况下可以作出许多其它的更改和修改。因此，这意味着在所附权利要求中包括属于本发明范围内的所有这些变化和修改。

Claims (10)

1.一种含铷长石矿的选矿方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：
1)对长石原矿磨矿后进行强磁选，得到铁锂云母和浮选给矿；
2)向所述浮选给矿内加入浮选药剂进行浮选得到浮选泡沫a和浮选尾矿a，所述浮选药剂包括抑制剂和阴阳离子捕收剂；
3)对浮选尾矿a进行浓缩脱药脱泥，随后调整物料的矿浆pH，加入阴阳离子捕收剂进行长石和石英分离浮选，得到浮选泡沫b和浮选尾矿b；
4)将所述步骤2)中的铁锂云母和所述步骤3)中的浮选泡沫a合并得到选矿铷精矿。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤1)中，磨矿细度为，粒径小于200目的粉料的质量分数为50-75％。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤1)中，在强磁选前先对磨矿后的原矿进行弱磁选，其中，所述弱磁选的磁场强度为79.6-119.4KA/m，所述强磁选的磁场强度为796-955.4KA/m，给矿浓度15-25％。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤3)中所述浮选的过程包括粗选和精选，所述粗选为加入抑制剂和阴阳离子捕收剂，所述精选为加入抑制剂；优选的，所述抑制剂为六偏磷酸钠。
5.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，所述粗选中，每吨浮选给矿中加入抑制剂500-1500g，加入阳离子捕收剂80-100g、加入阴离子捕收剂480-600g；所述精选中，每吨浮选给矿中加入抑制剂0-300g；优选地，所述粗选中，每吨浮选给矿中加入抑制剂750-1000g，所述精选中，每吨浮选给矿中加入抑制剂100-200g。
6.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，所述步骤3)中对所述浮选给矿进行粗选后得到粗选泡沫，后对所述粗选泡沫一次精选，精选得到的精选尾矿，所述精选尾矿的丢弃量为5-10％。
7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤4)中，所述脱药脱泥，脱除的矿泥量为3-9％。
8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤4)使用硫酸调整矿浆pH至pH＝3-4。
9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤4)中，所述分离浮选中，阳离子捕收剂加入量为每吨浮选给矿50-60g，阴离子捕收剂加入量为每吨浮选给矿200-300g。
10.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述阳离子捕收剂为十二胺，所述阴离子捕收剂为油酸皂化后，再与亚油酸和亚麻酸混合得到的混合物，其中皂化后的油酸和亚油酸和亚麻酸的质量比为1:0.3-0.6:0.1-0.2。
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