一种微细粒矿泥高效回收的方法技术

本发明专利技术公开一种微细粒矿泥高效回收的方法，属于选矿技术领域。该方法将聚季铵盐7、聚季铵盐10、聚季铵盐39、混合胺按比例混合均匀，得到阳离子捕收剂；将聚氧乙烯单月桂酸酯、十六烷基二苯醚二磺酸钠、十八烷基琥珀酸酰胺磺酸二钠、棉油酸皂按比例混合均匀，得到阴离子捕收剂；将微细粒矿泥打散化浆，进行两次水力分级，分级为

【技术实现步骤摘要】
一种微细粒矿泥高效回收的方法


[0001]本专利技术属于选矿
，特别涉及一种微细粒矿泥高效回收的方法。

技术介绍

[0002]锂云母是最常见的锂矿物，是提锂的重要矿物原料，其性脆，硬度只有2
‑
3，在选矿破碎、磨矿过程中，极易过粉碎，导致产生大量含锂矿泥。而这些含锂矿泥粒度极细，在生产过程中通常需将这些矿泥脱除，再进行浮选，而这些矿泥中Li2O品位通常与原矿接近，为0.3％～0.5％。钨矿和锡矿比重大，但性脆，易过磨过粉碎。在实际生产过程中，微细粒钨矿和锡矿通常作为尾矿丢弃。传统选矿技术难以对这些微细粒矿泥进行回收，从而浪费了大量宝贵的矿产资源。因此对微细粒矿泥进行回收具有的现实重要意义。
[0003]一种利用锂矿压榨尾泥磁选富集锂云母的方法(CN 115141010 A)，该专利技术提供该方法包含如下步骤S1、锂矿浮选，所述锂矿中铁锂云母伴生矿的含量超过20％；步骤S2、收集铁锂尾泥，步骤S1浮选后锂矿的剩余部分为锂铁尾泥，收集所述铁锂尾泥；步骤S3、化桨；步骤S4、超导磁选；步骤S5、压滤，对步骤S4磁选后浆料进行压滤处理；压滤后得到的分散剂、水，作为步骤S3中分散剂、水，以做到重复利用；其中，所述步骤S5压滤后还得到陶瓷原料。该方法可提取锂矿压榨尾泥中的陶瓷原料，实现废物利用，但单一磁选工艺锂回收率低，未实现锂的高效回收。
[0004]总体而言，现有微细粒矿泥通常作为尾矿丢弃，极大的浪费了宝贵的矿物资源，现有回收技术存在有用矿物回收率低、浮选效果差等问题。
专利技术内容
[0005]本专利技术所要解决的技术问题是提供一种微细粒矿泥高效回收的方法，该方法精矿富集比高、金属回收率高、微细粒矿物回收效果好。
[0006]为解决上述技术问题，本专利技术提供如下技术方案：
[0007]该方法包括步骤如下：
[0008]首先，制备阳离子捕收剂和阴离子捕收剂：
[0009]将聚季铵盐7、聚季铵盐10、聚季铵盐39、混合胺按照质量比为(0.1～0.2)：(0.2～0.4)：(0.2～0.4)：(0.2～0.4)混合均匀，得到阳离子捕收剂；
[0010]将聚氧乙烯单月桂酸酯、十六烷基二苯醚二磺酸钠、十八烷基琥珀酸酰胺磺酸二钠、棉油酸皂按照质量比为(0.1～0.2)：(0.2～0.4)：(0.2～0.4)：(0.2～0.4)混合均匀，得到阴离子捕收剂；
[0011]具体回收方法如下：
[0012]S1：打散制浆：
[0013]将矿泥和水按照质量比为1：(3～6)加入搅拌桶中，在转速为1500～2500r/min条件下强烈搅拌，至细泥全部分散，得到细泥矿浆；
[0014]S2：一次分级：
[0015]将细泥矿浆给入一次水力旋流器中进行分级，得到
‑
6μm溢流产品和+6μm底流产品，
‑
6μm溢流产品作为最终尾矿1丢弃；
[0016]S3：二次分级：
[0017]将+6μm的底流产品给入二次水力旋流器中进行二次分级，得到+6～
‑
30μm溢流产品和+30～60μm底流产品；
[0018]S4：+6～
‑
30μm溢流产品浮选：
[0019]将+6～
‑
30μm溢流产品采用浓密机浓缩至质量浓度为15～35％，加入六偏磷酸钠200～600g/t、碳酸钠100～400g/t，搅拌20～40min，然后同时加入阳离子捕收剂100～500g/t、阴离子捕收剂100～500g/t，搅拌5～10min，充气粗选，得到+10～
‑
30μm粗精矿和+10～
‑
30μm浮选尾矿；
[0020]+6～
‑
30μm粗精矿经两次精选得到精矿2，中矿依次返回上一作业；
[0021]+6～
‑
30μm浮选尾矿经两次扫选得到最终尾矿2，中矿依次返回上一作业；
[0022]S5：+30～
‑
60μm底流产品浮选：
[0023]将+30～
‑
60μm底流产品采用浓密机浓缩至质量浓度为15～35％，加入六偏磷酸钠100～500g/t，搅拌20～40min，然后同时加入阳离子捕收剂50～400g/t、阴离子捕收剂50～400g/t，搅拌5～10min，充气浮选，得到+30～
‑
60μm粗精矿和+30～
‑
60μm浮选尾矿；
[0024]+30～
‑
60μm粗精矿经两次精选得到精矿3，中矿依次返回上一作业；
[0025]+30～
‑
60μm浮选尾矿经两次扫选得到最终尾矿3，中矿依次返回上一作业；
[0026]S6：将步骤S4中得到的精矿2、步骤S5中得到的精矿3合并，得到最终精矿。
[0027]上述，步骤S1中的矿泥为锂云母细泥、锡细泥、钨细泥中的一种，
[0028]其中，锂云母细泥是指锂云母原矿经过破碎、磨矿、脱泥得到的微细粒锂云母矿物，其细度为
‑
60μm占100％，其Li2O品位为0.1％～0.8％；
[0029]锡细泥是指锡石矿物经过重选得到的微细粒尾矿，其细度为
‑
60μm占100％，其Sn品位为0.05％～0.5％；
[0030]钨细泥是指钨矿物经过重选得到的微细粒尾矿，其细度为
‑
60μm占100％，其WO3品位为0.05％～0.5％。
[0031]所述矿泥为锂云母细泥时，在步骤S1打散制浆后，先进行磁选作业，在湿式磁选机，磁场强度为1.0～1.6T条件下磁选，得到锂精矿1和磁选尾矿，磁选尾矿给入一次水力旋流器中，继续步骤S2中的一次分级作业。
[0032]所述聚季铵盐7为二甲基二烯丙基氯化铵
‑
丙烯酰胺共聚物，所述聚季铵盐10为氯化
‑2‑
羟基
‑3‑
(三甲氨基)丙基聚环氧乙烷纤维素醚，所述聚季铵盐39为二甲基二烯丙基氯化铵
‑
丙烯酰胺
‑
丙烯酸共聚物。
[0033]步骤S2中一次水力旋流器锥角为3～8
°
。
[0034]步骤S3中二次水力旋流器锥角为6～12
°
。
[0035]步骤S4中第一次精选为空白精选，第二次精选添加制备的阳离子捕收剂1～5g/t和制备的阴离子捕收剂1～5g/t。
[0036]步骤S4中扫选一药剂用量为步骤S4中粗选所有药剂用量的1/3，扫选二药剂用量为步骤S4中粗选所有药剂用量的1/4。
[0037]步骤S5中第一次精选为空白精选，第二次精选添加制备的阳离子捕收剂1～5g/t
和制备的阴离子捕收剂1～5g/t。
[0038]步骤S5中扫选一药剂用量为步骤S5中粗选所有药剂用量的1/3，扫选二药剂用量为步骤S5中粗选所有药本文档来自技高网...

【技术保护点】

【技术特征摘要】
1.一种微细粒矿泥高效回收的方法，其特征在于，包括步骤如下：S1：打散制浆：将矿泥和水按照质量比为1：(3～6)加入搅拌桶中，在转速为1500～2500r/min条件下强烈搅拌，至细泥全部分散，得到细泥矿浆；S2：一次分级：将细泥矿浆给入一次水力旋流器中进行分级，得到
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6μm溢流产品和+6μm底流产品，
‑
6μm溢流产品作为最终尾矿1丢弃；S3：二次分级：将步骤S2中得到的+6μm底流产品给入二次水力旋流器中进行二次分级，得到+6～
‑
30μm溢流产品和+30～60μm底流产品；S4：+6～
‑
30μm溢流产品浮选：将+6～
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30μm溢流产品采用浓密机浓缩至质量浓度为15～35％，加入六偏磷酸钠200～600g/t、碳酸钠100～400g/t，搅拌20～40min，然后同时加入阳离子捕收剂100～500g/t、阴离子捕收剂100～500g/t，搅拌5～10min，充气粗选，得到+6～
‑
30μm粗精矿和+6～
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30μm浮选尾矿；+6～
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30μm粗精矿经两次精选得到精矿2，中矿依次返回上一作业；+6～
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30μm浮选尾矿经两次扫选得到最终尾矿2，中矿依次返回上一作业；S5：+30～60μm底流产品浮选：将+30～60μm底流产品采用浓密机浓缩至质量浓度为15～35％，加入六偏磷酸钠100～500g/t，搅拌20～40min，然后同时加入阳离子捕收剂50～400g/t、阴离子捕收剂50～400g/t，搅拌5～10min，充气浮选，得到+30～60μm粗精矿和+30～60μm浮选尾矿；+30～60μm粗精矿经两次精选得到精矿3，中矿依次返回上一作业；+30～60μm浮选尾矿经两次扫选得到最终尾矿3，中矿依次返回上一作业；S6：将步骤S4中得到的精矿2、步骤S5中得到的精矿3合并，得到最终精矿。2.根据权利要求1所述的微细粒矿泥高效回收的方法，其特征在于，所述步骤S1中的矿泥为锂云母细泥、锡细泥、钨细泥中的一种，其中，锂云母细泥是指锂云母原矿经过破碎、磨矿、脱泥得到的微细粒锂云母矿物，其细度为
‑
60μm占100％，其Li2O品位为0.1％～0.8％；锡细泥是指锡石矿物经过重选得到的微细粒尾矿，其细度为
‑
60μm占100％，其Sn品位为0.05％～...

【专利技术属性】
技术研发人员：刘子帅，罗仙平，周贺鹏，唐学昆，杨辉军，
申请(专利权)人：江西理工大学宜春市锂电产业研究院江西省锂电产品质量监督检验中心，
类型：发明
国别省市：