一种微细粒钽铌矿的选矿方法.pdf

摘要
申请专利号：	CN201210374718.8	申请日：	2012.09.29
公开号：	CN102861662A	公开日：	2013.01.09
当前法律状态：	驳回	有效性：	无权
法律详情：	发明专利申请公布后的驳回IPC(主分类):B03B 7/00申请公布日:20130109\|\|\|实质审查的生效IPC(主分类):B03B 7/00申请日:20120929\|\|\|公开
IPC分类号：	B03B7/00; B03B1/00; B23D1/00	主分类号：	B03B7/00
申请人：	广州有色金属研究院
发明人：	高玉德; 邱显扬; 韩兆元; 邹霓; 王国生; 徐晓萍; 张凤华
地址：	510651 广东省广州市天河区长兴路363号
优先权：
专利代理机构：	广东世纪专利事务所 44216	代理人：	千知化
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内容摘要

一种微细粒钽铌矿的选矿方法。其特征是步骤如下：1)脱泥预处理得到沉砂和微泥；2)在沉砂中添加调整剂碳酸钠，抑制剂水玻璃，活化剂硝酸铅，捕收剂苯甲羟肟酸和羟氨基酸，做1次粗选；添加苯甲羟肟酸和羟氨基酸，做1～2次扫选；添加水玻璃，做1～2次精选或空白精选，得到钽铌粗精矿和浮选尾矿；3)脱药消泡：将硫酸加入钽铌粗精矿，搅拌至泡沫消失；4)重选：钽铌粗精矿经脱药消泡后重选，得到钽铌精矿和重选尾矿。本发明是一种提高微细粒钽铌矿回收率30％以上的选矿方法。适用于钽铌矿山的-0.037mm原生和次生泥。

权利要求书

权利要求书一种微细粒钽铌矿的选矿方法，其特征是步骤如下：1)脱泥预处理：‑0.037mm的钽铌矿山原生和次生泥经预脱泥，得到沉砂和微泥；2)浮选：按每吨沉砂计算，在沉砂中添加调整剂碳酸钠500～1500g，抑制剂水玻璃1000～3000g，活化剂硝酸铅200～500g，捕收剂苯甲羟肟酸300～500g和捕收剂羟氨基酸110～150g，做1次粗选；一次扫选添加苯甲羟肟酸50～150g和羟氨基酸30～40g，二次扫选添加苯甲羟肟酸40～60g和羟氨基酸10～30g，做1～2次扫选；一次精选添加水玻璃200～600g，二次精选添加水玻璃300～500g，做1～2次精选或空白精选，得到钽铌粗精矿和浮选尾矿；3)脱药消泡：按每吨钽铌粗精矿计，将200～500g硫酸加入钽铌粗精矿，搅拌至泡沫消失；4)重选：钽铌粗精矿经脱药消泡后重选，做1次粗选，1～2次扫选和1次精选，得到钽铌精矿和重选尾矿。

说明书

说明书一种微细粒钽铌矿的选矿方法
技术领域
本发明涉及一种选矿方法，特别涉及一种微细粒矿的选矿方法。
背景技术
我国钽工业储量为61.34kt，约占世界储量的20％，铌工业储量为486.49kt，约占世界储量的1.5％。江西某地钽铌矿是我国最大的钽铌矿，其钽的储量为17.65kt，约占全国储量的28％，铌的储量14.32kt，生产规模2500吨/日，该矿2008年产50％钽铌精矿158吨，日处理原矿7000吨。该矿‑0.074mm的次生细泥占原矿32％，金属占有率20％，其中‑0.037mm金属占次生细泥总金属量的85％以上。按目前市场价格计算，总价值约24亿元。‑0.037mm的微细泥回收难度大，浪费严重。我国包头白云鄂博矿，福建南平西坑钽铌矿等钽铌矿山及国外钽铌矿山同样存在‑0.037mm微细泥回收难题。现阶段钽铌矿山一般采用单一的重选方法回收微细泥，作业回收率非常低，只达到15～25％，资源浪费严重。为了充分解决微细粒钽铌矿资源流失问题，急需一种成本较低的提高微细粒钽铌矿回收率的选矿方法。
中国专利申请号201110294511.5公开了一种从钽铌矿中回收微细钽铌矿物的工艺。该工艺针对钽铌矿生产中的原生或次生细泥以及尾矿中的微细粒钽铌矿物，采用先弱磁选、再强磁选组合工艺，以及离心机预富集工艺可有效去除杂质，得到微细粒级的钽铌精矿产品。该技术方案的不足之处在于强磁选工艺的回收粒度下限为0.02mm，因此对‑0.02mm的钽铌矿无法回收，导致回收率低下。
中国专利申请号200810234461.X公开了一种钽铌矿的选矿方法。该法对矿粉进行三级磁选处理，再经湿料磁选，磁选所选用的磁场强度大于2000GS，磁力滚筒转速为200～420转/分。磁选后的尾矿经螺旋分级机浓缩脱泥，返砂进球球磨机细磨，球磨排矿进螺旋溜槽粗选，螺溜精矿经摇床选别得到最终钽铌精矿。该技术方案的不足之处在于对微细粒钽铌矿经螺旋分级机浓缩脱泥后预先去除，并未对其进行回收。
中国专利申请号200910186049.X公开了一种可有效回收钽铌矿石的选矿工艺。该法是采用阶段磨矿、阶段选别，避免了钽铌矿物的过粉碎现象；采用泥砂分选、原生泥与次生泥采用铺布溜槽和摇床选别获得钽铌精矿，泥砂分别处理避免了粗粒物料对细粒级有用矿物选别的干扰。由于磨矿产生大量的次生铁，通过磁选除杂，可避免比重较大的铁质对有用矿物钽铌选别的干扰，从而达到提高钽铌精矿品位和钽铌选矿回收率的目的。在主要有用元素钽、铌的分散率高的情况下，使钽铌回收率达到50％左右，使钽铌可回收部分的回收率达到65～75％。该技术方案的不足之处在于铺布溜槽和摇床对微细粒钽铌矿的回收率极为低下。
发明内容
本发明目的是提供一种提高微细粒钽铌矿回收率的选矿方法。
本发明是通过以下技术方案来实现的：1)脱泥预处理：‑0.037mm的钽铌矿山原生和次生泥经预脱泥，得到沉砂和微泥；2)浮选：按每吨沉砂计算，在沉砂中添加调整剂碳酸钠500～1500g，抑制剂水玻璃1000～3000g，活化剂硝酸铅200～500g，捕收剂苯甲羟肟酸300～500g和捕收剂羟氨基酸110～150g，做1次粗选；一次扫选添加苯甲羟肟酸50～150g和羟氨基酸30～40g，二次扫选添加苯甲羟肟酸40～60g和羟氨基酸10～30g，做1～2次扫选；一次精选添加水玻璃200～600g，二次精选添加水玻璃300～500g，做1～2次精选或空白精选，得到钽铌粗精矿和浮选尾矿；3)脱药消泡：按每吨钽铌粗精矿计，将200～500g硫酸加入钽铌粗精矿，搅拌至泡沫消失；4)重选：钽铌粗精矿经脱药消泡后重选，做1次粗选，1～2次扫选和1次精选，得到钽铌精矿和重选尾矿。
本发明针对的对象是来自钽铌矿山的‑0.037mm原生和次生泥，其中含有低品位的钽铌，钽铌矿物主要是以钽铁矿、铌铁矿的矿物形式存在。
该技术方案有以下特点：1)采用水力旋流器预先脱掉约5％的微泥，消除微泥对微细粒钽铌矿的选别干扰，为后续作业提供易选物料；2)采用新型螯合捕收剂苯甲羟肟酸与羟氨基酸组合浮选钽铌，可使含Ta2O50.010～0.017％的沉砂浮选获得粗精矿Ta2O5和Nb2O5的品位达到0.25～1.0％，回收率达到75～85％，大大提高微细粒钽铌矿的浮选回收率；3)工艺流程简单，选矿成本低；4)离心选矿机作为高效微细粒物料分选设备，对提高微细粒钽铌精矿品位及回收率至关重要。重选后的钽铌精矿含Ta2O5和Nb2O5均为20％左右，作业回收率65～75％。与常规选矿方法相比，提高微细粒钽铌矿回收率30％以上。
附图说明
图1是本发明选矿方法的流程图。
具体实施方式
实施例1～3的微细粒钽铌矿矿浮选的药剂制度见表1。
表1实施例1～3的沉砂浮选的药剂制度

注：“‑”表示无该作业；“0”表示有该作业，但无需添加药剂。
实施例1
江西某钽铌矿山次生泥含Ta2O50.017％、Nb2O50.0169％，‑0.037mm占98％。
脱泥预处理：采用水力旋流器预脱泥，得到沉砂和微泥，脱掉4.89％的微泥，Ta2O5和Nb2O5损失0.32％和0.29％；
浮选：按表1所列药剂用量对沉砂进行浮选，一次粗选，一次扫选，一次空白精选，得到钽铌粗精矿和浮选尾矿；
脱药消泡：在钽铌粗精矿中，按300g/t加入硫酸，搅拌至泡沫消失；
重选：脱药消泡后的钽铌粗精矿，采用离心选矿机，经一次粗选，两次扫选，一次精选，得到钽铌精矿和重选尾矿。实施例1的结果见表2。
表2实施例1的结果

实施例2
云南某钽铌矿山原生泥含Ta2O50.0169％、Nb2O50.0162％，‑0.037mm占95.96％。
脱泥预处理：采用水力旋流器预脱泥，得到沉砂和微泥，脱掉5.50％的微泥，Ta2O5和Nb2O5损失0.42％和0.47％；
浮选：按表1所列药剂用量对沉砂进行浮选，一次粗选，两次扫选，一次精选和一次空白精选，得到钽铌粗精矿和浮选尾矿；
脱药消泡：在钽铌粗精矿中，按500g/t加入硫酸，搅拌至泡沫消失；
重选：脱药消泡后的钽铌粗精矿，采用离心选矿机，经一次粗选，两次扫选，一次精选，得到钽铌精矿和重选尾矿。实施例2的结果见表3。
表3实施例2的结果

实施例3
福建某云南某钽铌矿山原生和次生泥含Ta2O50.0165％、Nb2O50.0169％，‑0.037mm占98..87％；
脱泥预处理：采用水力旋流器预脱泥，得到沉砂和微泥，脱掉5.33％的微泥，Ta2O5和Nb2O5损失0.42％和0.44％；
浮选：按表1所列药剂用量对沉砂进行浮选，一次粗选，两次扫选，两次精选，得到钽铌粗精矿和浮选尾矿；
脱药消泡：在钽铌粗精矿中，按200g/t加入硫酸，搅拌至泡沫消失；
重选：脱药消泡后的钽铌粗精矿，采用离心选矿机，经一次粗选，两次扫选，一次精选，得到钽铌精矿和重选尾矿。实施例3的结果见表4。
表4实施例3的结果

资源描述

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1、(10)申请公布号 CN 102861662 A(43)申请公布日 2013.01.09CN102861662A*CN102861662A*(21)申请号 201210374718.8(22)申请日 2012.09.29B03B 7/00(2006.01)B03B 1/00(2006.01)B23D 1/00(2006.01)(71)申请人广州有色金属研究院地址 510651 广东省广州市天河区长兴路363号(72)发明人高玉德邱显扬韩兆元邹霓王国生徐晓萍张凤华(74)专利代理机构广东世纪专利事务所 44216代理人千知化(54) 发明名称一种微细粒钽铌矿的选矿方法(57) 摘要一种。

2、微细粒钽铌矿的选矿方法。其特征是步骤如下：1)脱泥预处理得到沉砂和微泥；2)在沉砂中添加调整剂碳酸钠，抑制剂水玻璃，活化剂硝酸铅，捕收剂苯甲羟肟酸和羟氨基酸，做1次粗选；添加苯甲羟肟酸和羟氨基酸，做12次扫选；添加水玻璃，做12次精选或空白精选，得到钽铌粗精矿和浮选尾矿；3)脱药消泡：将硫酸加入钽铌粗精矿，搅拌至泡沫消失；4)重选：钽铌粗精矿经脱药消泡后重选，得到钽铌精矿和重选尾矿。本发明是一种提高微细粒钽铌矿回收率30以上的选矿方法。适用于钽铌矿山的-0.037mm原生和次生泥。(51)Int.Cl.权利要求书1页说明书4页附图1页(19)中华人民共和国国家知识产权局(12)发明专利申请。

3、权利要求书 1 页说明书 4 页附图 1 页1/1页21.一种微细粒钽铌矿的选矿方法，其特征是步骤如下：1)脱泥预处理：-0.037mm的钽铌矿山原生和次生泥经预脱泥，得到沉砂和微泥；2)浮选：按每吨沉砂计算，在沉砂中添加调整剂碳酸钠5001500g，抑制剂水玻璃10003000g，活化剂硝酸铅200500g，捕收剂苯甲羟肟酸300500g和捕收剂羟氨基酸110150g，做1次粗选；一次扫选添加苯甲羟肟酸50150g和羟氨基酸3040g，二次扫选添加苯甲羟肟酸4060g和羟氨基酸1030g，做12次扫选；一次精选添加水玻璃200600g，二次精选添加水玻璃300500g，做12次精选或空白。

4、精选，得到钽铌粗精矿和浮选尾矿；3)脱药消泡：按每吨钽铌粗精矿计，将200500g硫酸加入钽铌粗精矿，搅拌至泡沫消失；4)重选：钽铌粗精矿经脱药消泡后重选，做1次粗选，12次扫选和1次精选，得到钽铌精矿和重选尾矿。权利要求书CN 102861662 A1/4页3一种微细粒钽铌矿的选矿方法技术领域0001 本发明涉及一种选矿方法，特别涉及一种微细粒矿的选矿方法。背景技术0002 我国钽工业储量为61.34kt，约占世界储量的20，铌工业储量为486.49kt，约占世界储量的1.5。江西某地钽铌矿是我国最大的钽铌矿，其钽的储量为17.65kt，约占全国储量的28，铌的储量14.32kt，生。

5、产规模2500吨/日，该矿2008年产50钽铌精矿158吨，日处理原矿7000吨。该矿-0.074mm的次生细泥占原矿32，金属占有率20，其中-0.037mm金属占次生细泥总金属量的85以上。按目前市场价格计算，总价值约24亿元。-0.037mm的微细泥回收难度大，浪费严重。我国包头白云鄂博矿，福建南平西坑钽铌矿等钽铌矿山及国外钽铌矿山同样存在-0.037mm微细泥回收难题。现阶段钽铌矿山一般采用单一的重选方法回收微细泥，作业回收率非常低，只达到1525，资源浪费严重。为了充分解决微细粒钽铌矿资源流失问题，急需一种成本较低的提高微细粒钽铌矿回收率的选矿方法。0003 中国专利申请号20111。

6、0294511.5公开了一种从钽铌矿中回收微细钽铌矿物的工艺。该工艺针对钽铌矿生产中的原生或次生细泥以及尾矿中的微细粒钽铌矿物，采用先弱磁选、再强磁选组合工艺，以及离心机预富集工艺可有效去除杂质，得到微细粒级的钽铌精矿产品。该技术方案的不足之处在于强磁选工艺的回收粒度下限为0.02mm，因此对-0.02mm的钽铌矿无法回收，导致回收率低下。0004 中国专利申请号200810234461.X公开了一种钽铌矿的选矿方法。该法对矿粉进行三级磁选处理，再经湿料磁选，磁选所选用的磁场强度大于2000GS，磁力滚筒转速为200420转/分。磁选后的尾矿经螺旋分级机浓缩脱泥，返砂进球球磨机细磨，球磨排矿进。

7、螺旋溜槽粗选，螺溜精矿经摇床选别得到最终钽铌精矿。该技术方案的不足之处在于对微细粒钽铌矿经螺旋分级机浓缩脱泥后预先去除，并未对其进行回收。0005 中国专利申请号200910186049.X公开了一种可有效回收钽铌矿石的选矿工艺。该法是采用阶段磨矿、阶段选别，避免了钽铌矿物的过粉碎现象；采用泥砂分选、原生泥与次生泥采用铺布溜槽和摇床选别获得钽铌精矿，泥砂分别处理避免了粗粒物料对细粒级有用矿物选别的干扰。由于磨矿产生大量的次生铁，通过磁选除杂，可避免比重较大的铁质对有用矿物钽铌选别的干扰，从而达到提高钽铌精矿品位和钽铌选矿回收率的目的。在主要有用元素钽、铌的分散率高的情况下，使钽铌回收率达到50。

8、左右，使钽铌可回收部分的回收率达到6575。该技术方案的不足之处在于铺布溜槽和摇床对微细粒钽铌矿的回收率极为低下。发明内容0006 本发明目的是提供一种提高微细粒钽铌矿回收率的选矿方法。0007 本发明是通过以下技术方案来实现的：1)脱泥预处理：-0.037mm的钽铌矿山原生说明书CN 102861662 A2/4页4和次生泥经预脱泥，得到沉砂和微泥；2)浮选：按每吨沉砂计算，在沉砂中添加调整剂碳酸钠5001500g，抑制剂水玻璃10003000g，活化剂硝酸铅200500g，捕收剂苯甲羟肟酸300500g和捕收剂羟氨基酸110150g，做1次粗选；一次扫选添加苯甲羟肟酸50150g和羟氨。

9、基酸3040g，二次扫选添加苯甲羟肟酸4060g和羟氨基酸1030g，做12次扫选；一次精选添加水玻璃200600g，二次精选添加水玻璃300500g，做12次精选或空白精选，得到钽铌粗精矿和浮选尾矿；3)脱药消泡：按每吨钽铌粗精矿计，将200500g硫酸加入钽铌粗精矿，搅拌至泡沫消失；4)重选：钽铌粗精矿经脱药消泡后重选，做1次粗选，12次扫选和1次精选，得到钽铌精矿和重选尾矿。0008 本发明针对的对象是来自钽铌矿山的-0.037mm原生和次生泥，其中含有低品位的钽铌，钽铌矿物主要是以钽铁矿、铌铁矿的矿物形式存在。0009 该技术方案有以下特点：1)采用水力旋流器预先脱掉约5的微泥，消除微。

10、泥对微细粒钽铌矿的选别干扰，为后续作业提供易选物料；2)采用新型螯合捕收剂苯甲羟肟酸与羟氨基酸组合浮选钽铌，可使含Ta2O50.0100.017的沉砂浮选获得粗精矿Ta2O5和Nb2O5的品位达到0.251.0，回收率达到7585，大大提高微细粒钽铌矿的浮选回收率；3)工艺流程简单，选矿成本低；4)离心选矿机作为高效微细粒物料分选设备，对提高微细粒钽铌精矿品位及回收率至关重要。重选后的钽铌精矿含Ta2O5和Nb2O5均为20左右，作业回收率6575。与常规选矿方法相比，提高微细粒钽铌矿回收率30以上。附图说明0010 图1是本发明选矿方法的流程图。具体实施方式0011 实施例13的微细粒钽铌矿。

11、矿浮选的药剂制度见表1。0012 表1实施例13的沉砂浮选的药剂制度0013 0014 注：“-”表示无该作业；“0”表示有该作业，但无需添加药剂。说明书CN 102861662 A3/4页50015 实施例10016 江西某钽铌矿山次生泥含Ta2O50.017、Nb2O50.0169，-0.037mm占98。0017 脱泥预处理：采用水力旋流器预脱泥，得到沉砂和微泥，脱掉4.89的微泥，Ta2O5和Nb2O5损失0.32和0.29；0018 浮选：按表1所列药剂用量对沉砂进行浮选，一次粗选，一次扫选，一次空白精选，得到钽铌粗精矿和浮选尾矿；0019 脱药消泡：在钽铌粗精矿中，按300g/。

12、t加入硫酸，搅拌至泡沫消失；0020 重选：脱药消泡后的钽铌粗精矿，采用离心选矿机，经一次粗选，两次扫选，一次精选，得到钽铌精矿和重选尾矿。实施例1的结果见表2。0021 表2实施例1的结果0022 0023 实施例20024 云南某钽铌矿山原生泥含Ta2O50.0169、Nb2O50.0162，-0.037mm占95.96。0025 脱泥预处理：采用水力旋流器预脱泥，得到沉砂和微泥，脱掉5.50的微泥，Ta2O5和Nb2O5损失0.42和0.47；0026 浮选：按表1所列药剂用量对沉砂进行浮选，一次粗选，两次扫选，一次精选和一次空白精选，得到钽铌粗精矿和浮选尾矿；0027 脱药消泡：在钽铌。

13、粗精矿中，按500g/t加入硫酸，搅拌至泡沫消失；0028 重选：脱药消泡后的钽铌粗精矿，采用离心选矿机，经一次粗选，两次扫选，一次精选，得到钽铌精矿和重选尾矿。实施例2的结果见表3。0029 表3实施例2的结果0030 0031 实施例30032 福建某云南某钽铌矿山原生和次生泥含Ta2O50.0165、Nb2O50.0169，-0.037mm占98.87；说明书CN 102861662 A4/4页60033 脱泥预处理：采用水力旋流器预脱泥，得到沉砂和微泥，脱掉5.33的微泥，Ta2O5和Nb2O5损失0.42和0.44；0034 浮选：按表1所列药剂用量对沉砂进行浮选，一次粗选，两次扫选，两次精选，得到钽铌粗精矿和浮选尾矿；0035 脱药消泡：在钽铌粗精矿中，按200g/t加入硫酸，搅拌至泡沫消失；0036 重选：脱药消泡后的钽铌粗精矿，采用离心选矿机，经一次粗选，两次扫选，一次精选，得到钽铌精矿和重选尾矿。实施例3的结果见表4。0037 表4实施例3的结果0038 说明书CN 102861662 A1/1页7图1说明书附图CN 102861662 A。

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