CN104475339A - 一种从尾矿中综合回收铅、锌、锂、铌、铷的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供一种从尾矿中综合回收铅、锌、锂、铌、铷的方法，属于资源综合利用技术领域。该方法首先将铅锌尾矿进行分级，然后底流进行磨矿后浮选回收铅锌，溢流和浮选铅锌后的尾矿进行超导磁选，超导磁选精矿再反浮选回收铌和锌，超导磁选尾矿脱泥后进行浮选回收锂，浮选回收锂的尾矿进一步浮选回收铷。该方法能够从尾矿中同时回收铅、锌、锂、铌、铷，获得了铅锌精矿、锂精矿、铌精矿和铷精矿，实现了尾矿资源化，且回收工艺简单。该方法充分利用不同矿物性质的差异，在适当的选别阶段将其分段回收，提高了铅、锌、锂、铌、铷的品位和回收率，为目前铅锌尾矿的进一步开发利用提供了新的途径。
Description
技术领域
本发明涉及资源综合利用技术领域，特别是指一种从尾矿中综合回收铅、锌、锂、铌、铷的方法。
背景技术
近年来，随着稀有金属锂、铌、铷等的用途越来越广，其经济价值也越来越高。安徽某地区的多金属矿是以铅锌为主的金属矿山，伴生有锂、铌、铷等稀有金属。矿山在开采时主要回收了铅锌，对锂、铌、铷等没有回收。其铅锌尾矿中还含有一定品位的铅、锌、锂、铌、铷，如不加以回收，将造成资源的极大浪费。
ZL 200910186050.2中公开了一种回收钽、铌、锂的方法，处理的是以钨、锡、钽、铌为主，兼有锂、铷、铯、长石等的多金属矿。该方法采用重选工艺回收钽铌；重选尾矿脱泥后经浮选回收锂云母精矿；浮选尾矿再经隔粗、脱铁、分级、脱水分别获得粗、细粒锂长石粉产品；所有尾矿合并经压滤获得低档长石产品。该方法存在的问题是仅适用于以钨、锡、钽、铌为主的矿产的处理，对以铅锌为主的尾矿不适用，且该方法获得的产品中伴生金属的回收率不高。
《某大型钽铌矿综合利用试验研究》记载了一种回收钽、铌、锂的方法，处理的是铌钽矿石，通过重选-磁选-浮选联合流程，获得了铌钽精矿、锂云母精矿、长石精矿和石英精矿。该方法的适用范围同样存在局限性，对含有云母、长石以及石英的矿产处理效果较好，但对于有用矿物以多金属，特别是有相当含量稀有金属的矿产处理效果不佳，且存在多次分级、流程复杂，成本较高。
《某弱钠化花岗岩型钽铌矿综合利用研究》记载了一种回收钽、铌的方法，处理的是钽铌矿矿石。采用阶段磨矿-阶段重选-磁重联合工艺，回收了钽、铌。该方法分选的矿物种类简单，但该工艺不适用于复杂矿物种类的尾矿处理。
综上所述，目前处理稀有金属矿产的方法对于多金属共生的铅锌尾矿都不能够达到很好的选别效果，而从浮选尾矿中综合回收铅、锌、锂、铌、铷也并没有经济易行的方法。
发明内容
本发明的目的在于提供一种从浮选尾矿中综合回收铅、锌、锂、铌、铷的方法，它能够同时获得高回收率的铅锌精矿、锂精矿、铌精矿和铷精矿。
该方法的具体工艺步骤如下：
(1)分级
用水力旋流器对尾矿进行分级，分级粒度为-0.074mm占80-85％，分级的溢流去磁选，底流去磨矿。
(2)磨矿
将步骤(1)中的分级底流进行磨矿，磨矿浓度为60-72％，磨矿细度-0.074mm占75-80％。
(3)铅锌浮选
包括粗选、两次扫选和两次精选
(a)粗选
将步骤(2)中的磨矿产品浓度调节至22-28％，加入水玻璃800-1000g/t和六偏磷酸钠100-200g/t，搅拌5-7min；然后加入硫酸铜200-350g/t和硝酸铅50-100g/t，搅拌3-5min；再加入异戊基黄药100-200g/t和乙硫氮50-100g/t，搅拌3-4min；最后加入松醇油30-50g/t，搅拌1-2min；充气浮选。得到粗选精矿和粗选尾矿。
(b)一次扫选
在(a)中粗选尾矿加入水玻璃200-400g/t，搅拌3-5min；然后加入硫酸铜100-150g/t和硝酸铅30-50g/t，搅拌3-4min；再加入异戊基黄药50-80g/t和乙硫氮20-40g/t，搅拌3-4min；最后加入松醇油15-30g/t，搅拌1-2min；充气浮选。得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿，一次扫选精矿返回粗选。
(c)二次扫选
在(b)中一次扫选尾矿加入Z-200(乙基硫氨酯)30-50g/t，搅拌3-4min；再加入松醇油5-10g/t，搅拌1-1.5min；充气浮选。得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿，二次扫选尾矿去磁选，二次扫选精矿返回一次扫选。
(d)精选
将(a)中的粗选精矿连续精选2次，两次精选不添加药剂，搅拌3-4min后，直接充气浮选，获得最终铅锌精矿。其中，一次精选尾矿返回粗选，一次精选精矿进行二次精选，二次精选尾矿返回一次精选，二次精选精矿即为最终铅锌精矿。
(4)磁选
包括磁选粗选、磁选扫选和磁选精选。
(a)磁选粗选
将步骤(1)中的水力旋流器溢流和步骤(3)中的二次扫选尾矿合并，进行超导磁选，粗选磁场强度为5.0-5.5T，得到磁选粗选精矿和磁选粗选尾矿。
(b)磁选扫选
将(a)中得到的磁选粗选尾矿进行磁选扫选，磁场强度为5.5-6.0T，得到磁选扫选精矿和磁选扫选尾矿，磁选扫选尾矿去浮选回收锂。
(c)磁选精选
将(a)中得到的磁选粗选精矿和(b)中得到的磁选扫选精矿混合在一起进行磁选精选，磁场强度为4.0-4.5T，得到磁选精选精矿和磁选精选尾矿，磁选精选尾矿与(b)中磁选扫选尾矿合并去选锂。
(5)反浮选回收铌
包括粗选、精选和扫选。
(a)在步骤(4)中的磁选精选精矿中加入硫酸铜100-200g/t，搅拌3-4min；然后加入羟肟酸50-90g/t和异戊基黄药80-140g/t，搅拌3-5min；再加入松醇油10-20g/t，搅拌1-1.5min；充气浮选。得到粗选精矿和粗选尾矿。
(b)在(a)中的粗选精矿加入硫酸铜50-100g/t，搅拌2-3min；然后加入异戊基黄药40-70g/t和羟肟酸30-50g/t，搅拌2-3min；再加入松醇油5-10g/t，搅拌1-1.5min；充气浮选。得到精选精矿(铌精矿)和精选尾矿，精选尾矿返回粗选。
(c)在(a)中的粗选尾矿中加入Z-200(乙基硫氨酯)30-50g/t，搅拌3-4min；再加入松醇油5-10g/t，搅拌1-1.5min；充气浮选。得到扫选精矿和扫选尾矿(锌精矿)，扫选精矿返回粗选，扫选尾矿(锌精矿)和步骤(3)中得到的铅锌精矿合并为最终的铅锌精矿。
(6)浮选回收锂
包括脱泥、粗选、精选和扫选。
(a)脱泥
将步骤(4)中得到的磁选扫选尾矿用水力旋流器分级脱泥，底流去浮选，-0.043mm占78-83％的溢流作为最终尾矿，去尾矿库。
(b)粗选
将(a)中旋流器底流调节浓度至20-25％，加入碳酸钠300-500g/t和水玻璃600-800g/t，搅拌3-4min；再加入油酸钠200-300g/t和十二胺50-100g/t，搅拌3-5min；充气浮选。得到粗选精矿和粗选尾矿。
(c)扫选
在(b)中的粗选尾矿中加入油酸钠100-150g/t和十二胺30-60g/t，搅拌2-4min；充气浮选。得到扫选精矿和扫选尾矿，扫选精矿返回粗选，扫选尾矿去选铷。
(d)精选
在(b)中的粗选精矿加入硫酸200-300g/t，搅拌1-2min，充气浮选。得到精选精矿(锂精矿)和精选尾矿，精选尾矿返回粗选。
(7)浮选回收铷
包括粗选、两次精选和扫选。
(a)粗选
在步骤(6)中的扫选尾矿加入氢氟酸100-200g/t和硫酸200-300g/t，搅拌3-4min；再加入十二胺30-50g/t和石油磺酸钠100-150g/t，搅拌3-5min；充气浮选。得到粗选精矿和粗选尾矿。
(b)扫选
在(a)中粗选尾矿中加入硫酸100-200g/t，搅拌2-3min；再加入十二胺20-40g/t，搅拌2-4min；充气浮选。得到扫选精矿和扫选尾矿，扫选精矿返回粗选，扫选尾矿为最终尾矿。
(c)一次精选
将(a)中粗选精矿搅拌1-2min，充气浮选。得到一次精选精矿和一次精选尾矿，一次精选尾矿返回粗选。
(d)二次精选
在(c)中一次精选精矿中加入硫酸80-120g/t，搅拌1-2min，充气浮选。得到二次精选精矿(铷精矿)和二次精选尾矿，二次精选尾矿返回一次精选。
通过上述方法可得到铅品位18-22％、锌品位27-32％、铅回收率82-85％、锌回收率85-88％的铅锌精矿；锂品位5.0-5.5％、锂回收率70-75％的锂精矿；铌品位42-46％、铌回收率60-65％的铌精矿；铷品位3.5-4.5％、铷回收率55-59％的铷精矿。
本发明的上述技术方案的有益效果如下：
(1)尾矿先用旋流器分级，旋流器溢流(矿泥)直接去磁选，避免了矿泥对铅锌浮选过程的影响，旋流器底流去磨矿，以解离被包裹的铅矿物和锌矿物，提高了铅、锌回收率。
(2)采用超导磁选，对铁闪锌矿、铌金红石、铌铁矿先进行磁选回收，抛除了大量矿泥，然后再将磁选精矿进行反浮选回收铌和锌，此反浮选过程已无矿泥的影响，既提高了铌精矿品位和铌回收率，又进一步回收了前面未被回收的铁闪锌矿，大大提高了锌的回收率。
(3)浮选回收锂时粗选采用碱性矿浆，提高了含锂云母的回收率，精选采用酸性矿浆，提高了锂精矿的品位。
(4)从尾矿中同时回收铅、锌、锂、铌、铷，获得了铅锌精矿、锂精矿、铌精矿和铷精矿，实现了尾矿资源化。
附图说明
图1为本发明的从尾矿中综合回收铅、锌、锂、铌、铷的方法的工艺流程图
具体实施方式
为使本发明要解决的技术问题、技术方案和优点更加清楚，下面将结合附图及具体实施例进行详细描述。
实施例1
某尾矿中铅品位0.42％，锌品位0.89％，锂品位0.41％，铌品位0.11％，铷品位0.09％，工艺矿物学分析结果表明：铅主要以方铅矿赋存，锌主要以闪锌矿和铁闪锌矿赋存，锂主要赋存于云母中，铌的矿物主要是铌铁矿和铌金红石，铷主要赋存于钾长石中。按图1所示工艺流程对其中的铅、锌、锂、铌、铷进行综合回收。
(1)分级
用水力旋流器对尾矿进行分级，分级粒度为-0.074mm占80％，溢流去磁选，底流去磨矿。
(2)磨矿
将步骤(1)中的分级底流进行磨矿，磨矿浓度为60％，磨矿细度-0.074mm占75％。
(3)浮选回收铅锌
(a)粗选
将步骤(2)中的磨矿产品浓度调节至22％，加入水玻璃800g/t和六偏磷酸钠100g/t，搅拌5min；然后加入硫酸铜200g/t和硝酸铅50g/t，搅拌3min；再加入异戊基黄药100g/t和乙硫氮50g/t，搅拌3min；最后加入松醇油30g/t，搅拌1min；充气浮选。得到粗选精矿和粗选尾矿。
(b)一次扫选
在(a)中粗选尾矿加入水玻璃200g/t，搅拌3min；然后加入硫酸铜100g/t和硝酸铅30g/t，搅拌3min；再加入异戊基黄药50g/t和乙硫氮20g/t，搅拌3min；最后加入松醇油15g/t，搅拌1min；充气浮选。得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿，一次扫选精矿返回粗选。
(c)二次扫选
在(b)中一次扫选尾矿加入Z-200(乙基硫氨酯)30g/t，搅拌3min；再加入松醇油5g/t，搅拌1min；充气浮选。得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿，二次扫选尾矿去磁选，二次扫选精矿返回一次扫选。
(d)精选
将(a)中粗选精矿连续精选2次，两次精选不添加药剂，一次精选搅拌3min后充气浮选，二次精选搅拌3min后充气浮选，获得最终铅锌精矿。其中，一次精选尾矿返回粗选，一次精选精矿进行二次精选，二次精选尾矿返回一次精选，二次精选精矿即为最终铅锌精矿。
(4)磁选-
(a)磁选粗选
将步骤(1)中的水力旋流器溢流和步骤(3)中的二次扫选尾矿合并，进行超导磁选，粗选磁场强度为5.0T，得到磁选粗选精矿和磁选粗选尾矿。
(b)磁选扫选
将(a)中得到的磁选粗选尾矿进行磁选扫选，磁场强度为5.5T，得到磁选扫选精矿和磁选扫选尾矿，磁选扫选尾矿去浮选回收锂。
(c)磁选精选
将(a)中得到的磁选粗选精矿和(b)中得到的磁选扫选精矿混合在一起进行磁选精选，磁场强度为4.0T，得到磁选精选精矿和磁选精选尾矿，磁选精选尾矿与(b)中磁选扫选尾矿合并去选锂。
(5)反浮选回收铌
(a)在步骤(4)中的磁选精选精矿中加入硫酸铜100g/t，搅拌3min；加入羟肟酸50g/t和异戊基黄药80g/t，搅拌3min；再加入松醇油10g/t，搅拌1min；充气浮选。得到粗选精矿和粗选尾矿。
(b)在(a)中的粗选精矿加入硫酸铜50g/t，搅拌2min；然后加入异戊基黄药40g/t和羟肟酸30g/t，搅拌2min；再加入松醇油5g/t，搅拌1min；充气浮选。得到精选精矿(铌精矿)和精选尾矿，精选尾矿返回粗选。
(c)在(a)中的粗选尾矿中加入Z-200(乙基硫氨酯)30g/t，搅拌3min；再加入松醇油5g/t，搅拌1min；充气浮选。得到扫选精矿和扫选尾矿(锌精矿)，扫选精矿返回粗选，扫选尾矿(锌精矿)和步骤(3)中得到的铅锌精矿合并为最终的铅锌精矿。
(6)浮选回收锂
(a)脱泥
将步骤(4)中得到的磁选扫选尾矿用水力旋流器分级脱泥，底流去浮选，-0.043mm占78％的溢流作为最终尾矿，去尾矿库。
(b)粗选
将(a)中旋流器底流调节浓度至20％，加入碳酸钠300g/t和水玻璃600g/t，搅拌3min；再加入油酸钠200g/t和十二胺50g/t，搅拌3min；充气浮选。得到粗选精矿和粗选尾矿。
(c)扫选
在(b)中的粗选尾矿中加入油酸钠100g/t和十二胺30g/t，搅拌2min；充气浮选。得到扫选精矿和扫选尾矿，扫选精矿返回粗选，扫选尾矿去选铷。
(d)精选
在(b)中的粗选精矿加入硫酸200g/t，搅拌1min，充气浮选。得到精选精矿(锂精矿)和精选尾矿，精选尾矿返回粗选。
(7)浮选回收铷
(a)粗选
在步骤(6)中的扫选尾矿加入氢氟酸100g/t和硫酸200g/t，搅拌3min；再加入十二胺30g/t和石油磺酸钠100g/t，搅拌3min；充气浮选。得到粗选精矿和粗选尾矿。
(b)扫选
在(a)中粗选尾矿中加入硫酸100g/t，搅拌2min；再加入十二胺20g/t，搅拌2min；充气浮选。得到扫选精矿和扫选尾矿，扫选精矿返回粗选，扫选尾矿为最终尾矿。
(c)一次精选
将(a)中粗选精矿搅拌1min，充气浮选。得到一次精选精矿和一次精选尾矿，一次精选尾矿返回粗选。
(d)二次精选
在(c)中一次精选精矿中加入硫酸80g/t，搅拌1min，充气浮选。得到二次精选精矿(铷精矿)和二次精选尾矿，二次精选尾矿返回一次精选。
通过上述步骤，得到了铅品位18.72％、锌品位29.15％、铅回收率82.26％、锌回收率85.13％的铅锌精矿，锂品位5.19％、锂回收率72.14％的锂精矿，铌品位42.36％、铌回收率62.04％的铌精矿，铷品位3.78％、铷回收率56.45％的铷精矿。
实施例2
某尾矿化学分析结果如下：铅品位0.65％，锌品位1.03％，锂品位0.52％，铌品位0.14％，铷品位0.10％，工艺矿物学分析结果表明，铅主要以方铅矿赋存，锂主要赋存于云母中，锌主要以铁闪锌矿和闪锌矿赋存，铌的矿物主要是铌铁矿，铷主要赋存于钾长石中。按图1所示工艺流程对其中的铅、锌、锂、铌、铷进行综合回收。
(1)分级
用水力旋流器对尾矿进行分级，分级粒度为-0.074mm占85％，溢流去磁选，底流去磨矿。
(2)磨矿
将步骤(1)中的分级底流进行磨矿，磨矿浓度为72％，磨矿细度-0.074mm占80％。
(3)浮选回收铅锌
(a)粗选
将步骤(2)中的磨矿产品浓度调节至28％，加入水玻璃1000g/t和六偏磷酸钠200g/t，搅拌7min；然后加入硫酸铜350g/t和硝酸铅100g/t，搅拌5min；再加入异戊基黄药200g/t和乙硫氮100g/t，搅拌4min；最后加入松醇油50g/t，搅拌2min；充气浮选。得到粗选精矿和粗选尾矿。
(b)一次扫选
在(a)中粗选尾矿加入水玻璃400g/t，搅拌5min；然后加入硫酸铜150g/t和硝酸铅50g/t，搅拌4min；再加入异戊基黄药80g/t和乙硫氮40g/t，搅拌4min；最后加入松醇油30g/t，搅拌2min；充气浮选。得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿，一次扫选精矿返回粗选。
(c)二次扫选
在(b)中一次扫选尾矿加入Z-200(乙基硫氨酯)50g/t，搅拌4min；再加入松醇油10g/t，搅拌1.5min；充气浮选。得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿，二次扫选尾矿去磁选，二次扫选精矿返回一次扫选。
(d)精选
将(a)中粗选精矿连续精选2次，两次精选不添加药剂，一次精选搅拌4min后充气浮选，二次精选搅拌4min后充气浮选，获得最终铅锌精矿。其中，一次精选尾矿返回粗选，一次精选精矿进行二次精选，二次精选尾矿返回一次精选，二次精选精矿即为最终铅锌精矿。
(4)磁选-
(a)磁选粗选
将步骤(1)中的水力旋流器溢流和步骤(3)中的二次扫选尾矿合并，进行超导磁选，粗选磁场强度为5.5T，得到磁选粗选精矿和磁选粗选尾矿。
(b)磁选扫选
将(a)中得到的磁选粗选尾矿进行磁选扫选，磁场强度为6.0T，得到磁选扫选精矿和磁选扫选尾矿，磁选扫选尾矿去浮选回收锂。
(c)磁选精选
将(a)中得到的磁选粗选精矿和(b)中得到的磁选扫选精矿混合在一起进行磁选精选，磁场强度为4.5T，得到磁选精选精矿和磁选精选尾矿，磁选精选尾矿与(b)中磁选扫选尾矿合并去选锂。
(5)反浮选回收铌
(a)在步骤(4)中的磁选精选精矿中加入硫酸铜200g/t，搅拌4min；加入羟肟酸90g/t和异戊基黄药140g/t，搅拌5min；再加入松醇油20g/t，搅拌1.5min；充气浮选。得到粗选精矿和粗选尾矿。
(b)在(a)中的粗选精矿加入硫酸铜100g/t，搅拌3min；然后加入异戊基黄药70g/t和羟肟酸50g/t，搅拌3min；再加入松醇油10g/t，搅拌1.5min；充气浮选。得到精选精矿(铌精矿)和精选尾矿，精选尾矿返回粗选。
(c)在(a)中的粗选尾矿中加入Z-200(乙基硫氨酯)50g/t，搅拌4min；再加入松醇油10g/t，搅拌1.5min；充气浮选。得到扫选精矿和扫选尾矿(锌精矿)，扫选精矿返回粗选，扫选尾矿(锌精矿)和步骤(3)中得到的铅锌精矿合并为最终的铅锌精矿。
(6)浮选回收锂
(a)脱泥
将步骤(4)中得到的磁选扫选尾矿用水力旋流器分级脱泥，底流去浮选，-0.043mm占83％的溢流作为最终尾矿，去尾矿库。
(b)粗选
将(a)中旋流器底流调节浓度至25％，加入碳酸钠500g/t和水玻璃800g/t，搅拌4min；再加入油酸钠300g/t和十二胺100g/t，搅拌5min；充气浮选。得到粗选精矿和粗选尾矿。
(c)扫选
在(b)中的粗选尾矿中加入油酸钠150g/t和十二胺60g/t，搅拌4min；充气浮选。得到扫选精矿和扫选尾矿，扫选精矿返回粗选，扫选尾矿去选铷。
(d)精选
在(b)中的粗选精矿加入硫酸300g/t，搅拌2min，充气浮选。得到精选精矿(锂精矿)和精选尾矿，精选尾矿返回粗选。
(7)浮选回收铷
(a)粗选
在步骤(6)中的扫选尾矿加入氢氟酸200g/t和硫酸300g/t，搅拌4min；再加入十二胺50g/t和石油磺酸钠150g/t，搅拌5min；充气浮选。得到粗选精矿和粗选尾矿。
(b)扫选
在(a)中粗选尾矿中加入硫酸200g/t，搅拌3min；再加入十二胺40g/t，搅拌4min；充气浮选。得到扫选精矿和扫选尾矿，扫选精矿返回粗选，扫选尾矿为最终尾矿。
(c)一次精选
将(a)中粗选精矿搅拌2min，充气浮选。得到一次精选精矿和一次精选尾矿，一次精选尾矿返回粗选。
(d)二次精选
在(c)中一次精选精矿中加入硫酸120g/t，搅拌2min，充气浮选。得到二次精选精矿(铷精矿)和二次精选尾矿，二次精选尾矿返回一次精选。
通过上述步骤，得到了铅品位19.05％、锌品位31.15％、铅回收率83.04％、锌回收率86.27％的铅锌精矿，锂品位5.42％、锂回收率73.18％的锂精矿，铌品位44.10％、铌回收率63.82％的铌精矿，铷品位4.10％、铷回收率57.14％的铷精矿。
实施例3
某尾矿化学分析结果如下：铅品位0.60％，锌品位0.94％，锂品位0.49％，铌品位0.12％，铷品位0.08％，工艺矿物学分析结果表明，铅主要以方铅矿赋存，锌主要以铁闪锌矿和闪锌矿赋存，锂主要赋存于绢云母中，铌的矿物主要是铌铁矿和铌金红石，铷主要赋存于钾长石中。按图1所示工艺流程对其中的铅、锌、锂、铌、铷进行综合回收。
(1)分级
用水力旋流器对尾矿进行分级，分级粒度为-0.074mm占82％，溢流去磁选，底流去磨矿。
(2)磨矿
将步骤(1)中的分级底流进行磨矿，磨矿浓度为70％，磨矿细度-0.074mm占78％。
(3)浮选回收铅锌
(a)粗选
将步骤(2)中的磨矿产品浓度调节至25％，加入水玻璃900g/t和六偏磷酸钠130g/t，搅拌6min；然后加入硫酸铜300g/t和硝酸铅70g/t，搅拌5min；再加入异戊基黄药150g/t和乙硫氮80g/t，搅拌3min；最后加入松醇油40g/t，搅拌2min；充气浮选。得到粗选精矿和粗选尾矿。
(b)一次扫选
在(a)中粗选尾矿加入水玻璃300g/t，搅拌4min；然后加入硫酸铜130g/t和硝酸铅40g/t，搅拌3min；再加入异戊基黄药60g/t和乙硫氮30g/t，搅拌4min；最后加入松醇油20g/t，搅拌1.5min；充气浮选。得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿，一次扫选精矿返回粗选。
(c)二次扫选
在(b)中一次扫选尾矿加入Z-200(乙基硫氨酯)40g/t，搅拌4min；再加入松醇油8g/t，搅拌1.5min；充气浮选。得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿，二次扫选尾矿去磁选，二次扫选精矿返回一次扫选。
(d)精选
将(a)中粗选精矿连续精选2次，两次精选不添加药剂，一次精选搅拌3min后充气浮选，二次精选搅拌4min后充气浮选，获得最终铅锌精矿。其中，一次精选尾矿返回粗选，一次精选精矿进行二次精选，二次精选尾矿返回一次精选，二次精选精矿即为最终铅锌精矿。
(4)磁选-
(a)磁选粗选
将步骤(1)中的水力旋流器溢流和步骤(3)中的二次扫选尾矿合并，进行超导磁选，粗选磁场强度为5.3T，得到磁选粗选精矿和磁选粗选尾矿。
(b)磁选扫选
将(a)中得到的磁选粗选尾矿进行磁选扫选，磁场强度为6.0T，得到磁选扫选精矿和磁选扫选尾矿，磁选扫选尾矿去浮选回收锂。
(c)磁选精选
将(a)中得到的磁选粗选精矿和(b)中得到的磁选扫选精矿混合在一起进行磁选精选，磁场强度为4.2T，得到磁选精选精矿和磁选精选尾矿，磁选精选尾矿与(b)中磁选扫选尾矿合并去选锂。
(5)反浮选回收铌
(a)在步骤(4)中的磁选精选精矿中加入硫酸铜150g/t，搅拌3min；加入羟肟酸70g/t和异戊基黄药100g/t，搅拌4min；再加入松醇油15g/t，搅拌1min；充气浮选。得到粗选精矿和粗选尾矿。
(b)在(a)中的粗选精矿加入硫酸铜80g/t，搅拌3min；然后加入异戊基黄药40g/t和羟肟酸40g/t，搅拌3min；再加入松醇油10g/t，搅拌1.5min；充气浮选。得到精选精矿(铌精矿)和精选尾矿，精选尾矿返回粗选。
(c)在(a)中的粗选尾矿中加入Z-200(乙基硫氨酯)40g/t，搅拌3min；再加入松醇油8g/t，搅拌1.5min；充气浮选。得到扫选精矿和扫选尾矿(锌精矿)，扫选精矿返回粗选，扫选尾矿(锌精矿)和步骤(3)中得到的铅锌精矿合并为最终的铅锌精矿。
(6)浮选回收锂
(a)脱泥
将步骤(4)中得到的磁选扫选尾矿用水力旋流器分级脱泥，底流去浮选，-0.043mm占80％的溢流作为最终尾矿，去尾矿库。
(b)粗选
将(a)中旋流器底流调节浓度至22％，加入碳酸钠400g/t和水玻璃750g/t，搅拌4min；再加入油酸钠250g/t和十二胺70g/t，搅拌4min；充气浮选。得到粗选精矿和粗选尾矿。
(c)扫选
在(b)中的粗选尾矿中加入油酸钠120g/t和十二胺50g/t，搅拌3min；充气浮选。得到扫选精矿和扫选尾矿，扫选精矿返回粗选，扫选尾矿去选铷。
(d)精选
在(b)中的粗选精矿加入硫酸250g/t，搅拌2min，充气浮选。得到精选精矿(锂精矿)和精选尾矿，精选尾矿返回粗选。
(7)浮选回收铷
(a)粗选
在步骤(6)中的扫选尾矿加入氢氟酸150g/t和硫酸300g/t，搅拌3min；再加入十二胺50g/t和石油磺酸钠120g/t，搅拌4min；充气浮选。得到粗选精矿和粗选尾矿。
(b)扫选
在(a)中粗选尾矿中加入硫酸150g/t，搅拌3min；再加入十二胺30g/t，搅拌3min；充气浮选。得到扫选精矿和扫选尾矿，扫选精矿返回粗选，扫选尾矿为最终尾矿。
(c)一次精选
将(a)中粗选精矿搅拌1min，充气浮选。得到一次精选精矿和一次精选尾矿，一次精选尾矿返回粗选。
(d)二次精选
在(c)中一次精选精矿中加入硫酸100g/t，搅拌1.5min，充气浮选。得到二次精选精矿(铷精矿)和二次精选尾矿，二次精选尾矿返回一次精选。
通过上述步骤，得到了铅品位18.79％、锌品位30.43％、铅回收率82.97％、锌回收率85.82％的铅锌精矿，锂品位5.26％、锂回收率71.65％的锂精矿，铌品位43.79％、铌回收率62.90％的铌精矿，铷品位3.94％、铷回收率55.27％的铷精矿。
以上所述是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明所述原理的前提下，还可以做出若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。
Claims (7)
1.一种从尾矿中综合回收铅、锌、锂、铌、铷的方法，其特征在于：该方法包括如下步骤：
(1)将铅锌尾矿用旋流器分级，分级粒度为-0.074mm占80-85％；
(2)将步骤(1)中得到的旋流器分级底流进行磨矿，磨矿浓度为60-72％，磨矿细度-0.074mm占75-80％；
(3)将步骤(2)中的磨矿产品进行浮选回收铅锌，包括粗选、两次扫选和两次精选，得到铅锌精矿和二次扫选尾矿；
(4)将步骤(3)中得到的二次扫选尾矿和步骤(1)中得到的旋流器分级溢流合并进行超导磁选，得到磁选精矿和磁选扫选尾矿；
(5)将步骤(4)中得到的磁选精矿进行反浮选回收铌，包括反浮选粗选、精选和扫选，精选精矿即为铌精矿，扫选尾矿(锌精矿)与步骤(3)中得到的铅锌精矿合并为最终的铅锌精矿；
(6)将步骤(4)中得到的磁选扫选尾矿用水力旋流器进行脱泥，-0.043mm占78-83％的溢流为最终尾矿，底流进行浮选回收锂，包括粗选、精选和扫选，精选得到的精矿为最终锂精矿；
(7)将步骤(6)中得到的扫选尾矿进行浮选回收铷，包括粗选、两次精选和扫选，得到的二次精选精矿为最终铷精矿，扫选尾矿与步骤(6)中的脱泥溢流合并为最终尾矿。
2.根据权利要求1所述的一种从尾矿中综合回收铅、锌、锂、铌、铷的方法，其特征在于：所述步骤(3)浮选回收铅锌中粗选的条件为：矿浆浓度调节至22-28％，加入水玻璃800-1000g/t和六偏磷酸钠100-200g/t，搅拌5-7min；然后加入硫酸铜200-350g/t和硝酸铅50-100g/t，搅拌3-5min；再加入异戊基黄药100-200g/t和乙硫氮50-100g/t，搅拌3-4min；最后加入松醇油30-50g/t，搅拌1-2min；充气浮选；
所述步骤(3)中一次扫选的条件为：加入水玻璃200-400g/t，搅拌3-5min；然后加入硫酸铜100-150g/t和硝酸铅30-50g/t，搅拌3-4min；再加入异戊基黄药50-80g/t和乙硫氮20-40g/t，搅拌3-4min；最后加入松醇油15-30g/t，搅拌1-2min；充气浮选；
所述步骤(3)中二次扫选的条件为：加入Z-200(乙基硫氨酯)30-50g/t，搅拌3-4min；再加入松醇油5-10g/t，搅拌1-1.5min；充气浮选；
所述步骤(3)中两次精选不加任何药剂，直接搅拌3-4min后充气进行浮选。
3.根据权利要求1所述的一种从尾矿中综合回收铅、锌、锂、铌、铷的方法，其特征在于：所述步骤(4)中的超导磁选包括粗选、扫选和精选，粗选尾矿进行扫选，粗选精矿和扫选精矿合并进行精选，其中，粗选磁场强度为5.0-5.5T，扫选磁场强度为5.5-6.0T，精选磁场强度4.0-4.5T。
4.根据权利要求1所述的一种从尾矿中综合回收铅、锌、锂、铌、铷的方法，其特征在于：所述步骤(5)中反浮选回收铌中粗选的条件为：加入硫酸铜100-200g/t，搅拌3-4min；然后加入羟肟酸50-90g/t和异戊基黄药80-140g/t，搅拌3-5min；再加入松醇油10-20g/t，搅拌1-1.5min；充气浮选；
所述步骤(5)中精选条件为：加入硫酸铜50-100g/t，搅拌2-3min；然后加入异戊基黄药40-70g/t和羟肟酸30-50g/t，搅拌2-3min；再加入松醇油5-10g/t，搅拌1-1.5min；充气浮选；
所述步骤(5)中扫选条件为：加入Z-200(乙基硫氨酯)30-50g/t，搅拌3-4min；再加入松醇油5-10g/t，搅拌1-1.5min；充气浮选。
5.根据权利要求1所述的一种从尾矿中综合回收铅、锌、锂、铌、铷的方法，其特征在于：所述步骤(6)中浮选回收锂中粗选条件为：矿浆浓度调节至20-25％，加入碳酸钠300-500g/t和水玻璃600-800g/t，搅拌3-4min；再加入油酸钠200-300g/t和十二胺50-100g/t，搅拌3-5min；充气浮选；
所述步骤(6)中扫选条件为：加入油酸钠100-150g/t和十二胺30-60g/t，搅拌2-4min；充气浮选；
所述步骤(6)中精选条件为：加入硫酸200-300g/t，搅拌1-2min，充气浮选。
6.根据权利要求1所述的一种从尾矿中综合回收铅、锌、锂、铌、铷的方法，其特征在于：所述步骤(7)中浮选回收铷中粗选条件为：加入氢氟酸100-200g/t和硫酸200-300g/t，搅拌3-4min；再加入十二胺30-50g/t和石油磺酸钠100-150g/t，搅拌3-5min；充气浮选；
所述步骤(7)中扫选条件为：加入硫酸100-200g/t，搅拌2-3min；再加入十二胺20-40g/t，搅拌2-4min；充气浮选；
所述步骤(7)中一次精选直接搅拌1-2min，充气浮选；二次精选加入硫酸80-120g/t，搅拌1-2min后，充气浮选。
7.根据权利要求1所述的一种从尾矿中综合回收铅、锌、锂、铌、铷的方法，其特征在于：该方法得到铅品位18-22％、锌品位27-32％、铅回收率82-85％、锌回收率85-88％的铅锌精矿；锂品位5.0-5.5％、锂回收率70-75％的锂精矿；铌品位42-46％、铌回收率60-65％的铌精矿；铷品位3.5-4.5％、铷回收率55-59％的铷精矿。
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Denomination of invention: A method for comprehensive recovery of lead, zinc, lithium, niobium, and rubidium from tailings Granted publication date: 20150812 Pledgee: Jiangxi State-owned Venture Capital Management Co.,Ltd. Pledgor: JIANGXI YIYUAN RENEWABLE RESOURCES Co.,Ltd. Registration number: Y2024980004238 |