权利要求
1.一种含铌矿物的
浮选方法，其特征在于：包括以下步骤：
1)将含铌矿石进行破碎、磨矿和调浆，得到矿浆;
2)将所述矿浆进行弱磁处理脱除强磁性矿物，得到磁选
尾矿;
3)将所述磁选尾矿经过pH调整后，加入包含铁质矿物抑制剂和胺类
捕收剂在内的
浮选药剂进行硅铌混合浮选，得到硅铌混合精矿;
4)将所述硅铌混合精矿经过pH调整后，加入包含羟肟酸金属有机配合物捕收剂和硅质矿物抑制剂在内的浮选药剂进行硅铌分离浮选，得到铌精矿。
2.根据权利要求1所述的一种含铌矿物的浮选方法，其特征在于：所述铌矿主要矿物为硅质矿物、铁质矿物和铌矿物;所述硅质矿物包括石英、云母、长石、高岭土、绿泥石中至少一种;所述铁质矿物包括磁铁矿、磁赤铁矿、钛磁铁矿、钛铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿、铁白云石中至少一种;所述铌矿物包括烧绿石、铌铁矿、易解石、铌铁金红石中至少一种。
3.根据权利要求1所述的一种含铌矿物的浮选方法，其特征在于：
所述磨矿以满足-200 目粒级质量占比达到80%以上;
所述调浆以满足矿浆质量浓度达到30%~40%;
所述弱磁处理采用的磁场强度为1000~2000 Gs。
4.根据权利要求1所述的一种含铌矿物的浮选方法，其特征在于：步骤3)中，pH调整为2.5~4。
5.根据权利要求1~4任一项所述的一种含铌矿物的浮选方法，其特征在于：所述硅铌混合浮选包括1道粗选、1~3道精选和1~2道扫选。
6.根据权利要求5所述的一种含铌矿物的浮选方法，其特征在于：
所述粗选的药剂制度为：铁质矿物抑制剂300~800g/t，胺类捕收剂1000~2000g/t;
所述精选的药剂制度为：仅采用铁质矿物抑制剂，遵循药剂依次减半原则;
所述扫选的药剂制度为：仅采用胺类捕收剂，遵循药剂依次减半原则。
7.根据权利要求6所述的一种含铌矿物的浮选方法，其特征在于：
所述胺类捕收剂包括牛脂二胺、十二烷基醋酸胺、碳原子数为10~20的脂肪二胺中至少一种;
所述铁质矿物抑制剂包括氟硅酸、氟硅酸钠、草酸、腐殖酸钠中至少一种。
8.根据权利要求1所述的一种含铌矿物的浮选方法，其特征在于：步骤4)中， pH调整为6~8。
9.根据权利要求1所述的一种含铌矿物的浮选方法，其特征在于：所述硅铌分离浮选包括1道粗选3~6道精选和1~2道扫选。
10.根据权利要求1所述的一种含铌矿物的浮选方法，其特征在于：
所述粗选的药剂制度为：硅质矿物抑制剂30~100g/t，羟肟酸金属有机配合物捕收剂300~800g/t;起泡剂5~30g/t;
所述精选的药剂制度为：仅采用硅质矿物抑制剂，遵循药剂依次减半原则;
所述扫选的药剂制度为：仅采羟肟酸金属有机配合物捕收剂，遵循药剂依次减半原则;
所述羟肟酸金属有机配合物捕收剂由苯甲羟肟酸、水杨羟肟酸、碳原子数为5~9的烷基羟肟酸中至少一种与Pb2+、Zn2+、Al3+、Cu2+、Fe2+、Fe3+的至少一种以0.5:1~1:3的质量比配位组装而成;
所述硅质矿物抑制剂包括氟硅酸、六偏磷酸钠、羧甲基纤维素、草酸、水玻璃、盐化水玻璃、氟硅酸钠的至少一种;
所述起泡剂包括BK205。
说明书
技术领域
[0001]本发明涉及一种含铌矿物的浮选方法，具体涉及一种含铌矿物的分步浮选富集方法，属于选矿技术领域。
背景技术
[0002]铌是一种新兴的矿产资源。在钢铁工业中，仅需加入0.03%~0.05%的铌，便可使钢铁的屈服强度提高30%以上，大大降低钢铁制造成本。由于铌金属的耐高温、耐腐蚀、耐磨损、热传导性能好等性质被广泛应用于航空航天、超导材料以及医学等国家技术领域。
[0003]铌矿床类型主要分为碳酸盐型铌矿床、碱性岩型
铌钽矿床、
稀有金属花岗岩型铌钽矿床和伟晶岩型铌钽矿床，主要的矿物类型有烧绿石、铌铁矿和铌钽矿。其大部分脉石矿物为铁质脉石矿物(磁铁矿、赤铁矿、钛铁矿、褐铁矿等)和硅质脉石矿物(石英、云母、绿泥石、长石、高岭土等)。
[0004]国内目前可开发的铌矿资源品位较低，铌矿成分复杂、嵌布粒度细，选别难度大。国外铌矿组成大部分多为碳酸盐型烧绿石矿，品位高，选别难度低。常见的选别工艺为先加入采用脂肪酸类捕收，通过加入调整剂抑制烧绿石，以反浮选的方法除去碳酸盐类矿物，然后加入阳离子捕收剂浮选烧绿石，仍然存在流程复杂，药剂用量大等缺点。
[0005]目前，已经有羟肟酸类捕收剂用于铌矿浮选的相关报道，羟肟酸类捕收剂对铌矿表现出优异的捕收性和选择性，但羟肟酸类捕收剂对铁质组分敏感，单一使用羟肟酸类捕收剂会使铌精矿中含有大量无法抑制的铁杂质，影响铌矿的浮选指标，目前主要是以铁铌共浮选形式回收铌铁精矿。例如，中国专利申请(公开号：CN118268138A)公开了一种
稀土尾矿中铁铌资源共富集的方法，该方法是将稀土尾矿进行浮选脱硫后，调整矿浆pH至碱性，以金属有机配合物(由二价以上金属离子与羟肟酸类有机配体通过配位形成)作为铁矿物和铌矿物共浮选捕收剂，同时采用脉石矿物抑制剂，进行浮选分离，得到精矿为铁铌混合精矿。而对于铁铌混合精矿中铌资源的回收，目前主要采用碱分解法、酸分解法和氯化焙烧法等，这些技术存在铌收率低，酸碱耗量大，能耗高，流程复杂等技术问题。
发明内容
[0006]针对目前含铌矿物选矿工艺中存在流程冗长、工艺复杂、成本高以及铌矿回收率低等选矿难题，本发明的目的是在于提供一种含铌矿物的浮选方法，该方法先利用胺类捕收剂对铁质矿物的弱捕收性和对硅质矿物和铌矿物的强捕收性，实现硅铌矿物的预先共富集，再利用羟肟酸金属有机配合物类捕收剂对硅质脉石矿物的弱捕收性和对铌矿物的强捕收性，实现硅质矿物与铌矿物的高效分离，该方法铌收率高，试剂耗量小，能耗低，流程简单，有利于大规模推广应用。
[0007]为了实现上述技术目的，本发明提供了一种含铌矿物的浮选方法，该方法包括以下步骤：
[0008]1)将含铌矿石进行破碎、磨矿和调浆，得到矿浆;
[0009]2)将所述矿浆进行弱磁处理脱除强磁性矿物，得到磁选尾矿;
[0010]3)将所述磁选尾矿经过pH调整后，加入包含铁质矿物抑制剂和胺类捕收剂在内的浮选药剂进行硅铌混合浮选，得到硅铌混合精矿;
[0011]4)将所述硅铌混合精矿经过pH调整后，加入包含羟肟酸金属有机配合物捕收剂和硅质矿物抑制剂在内的浮选药剂进行硅铌分离浮选，得到铌精矿。
[0012]本发明提供的含铌矿物的浮选方法，主要是针对含铌矿物中以硅质矿物、铁质矿物以及铌矿物等为主，而目前对于硅质矿物、铁质矿物与铌矿物之间的分离是很难实现的，通过大量研究表明：胺类捕收剂和羟肟酸类捕收剂都可以作为铌矿浮选捕收剂，采用单一的羟肟酸类捕收剂，虽然对铌矿物表现出优异的捕收性和选择性，但是对铁质矿物比较敏感，通常会将铁质矿物与铌矿物以混合精矿形式富集，后续的铁质矿物与铌矿物分离困难;采用单一的胺类捕收剂对铌矿物表现出良好的捕收性且铁质矿物的捕收能力不强，但是其对矿泥和硅质类矿物较为敏感，难以实现硅质矿物与铌矿物之间的分离。而本发明针对目前含铌矿物的特点以及现有硅质矿物、铁质矿物以及铌矿物之间浮选分离过程存在的缺陷，本发明设计出合理的铌矿分步浮选富集方法，该方法是先对铌矿物进行弱磁选脱除包括磁铁矿等强磁性脉石矿物，而非磁性的矿物优先采用胺类捕收剂进行预富集，利用胺类捕收剂对铌矿物和硅质矿物捕收性强而对铁质矿物不敏感的特点，可以将铁质矿物优先脱除，而硅质矿物和铌矿物得到共富集，而硅铌混合精矿则采用羟肟酸金属有机配合物进行分离，利用羟肟酸金属有机配合物对硅质矿物的弱捕收性和对铌矿物强捕收性的特点，将硅质矿物脱除，实现铌矿的进一步富集，综上所述，本发明的工艺结合羟肟酸金属有机配合物捕收剂和胺类捕收剂对含硅矿物、含铁矿物和含铌矿物的捕收特性优势，解决了采用单一胺类捕收剂或羟肟酸金属有机配合物捕收剂难以实现铌、铁和硅分离的技术问题，简化了工艺流程，减小了铌矿的损失率，有效实现了此类铌矿的资源化利用。
[0013]作为一个优选的方案，所述铌矿主要矿物为硅质矿物、铁质矿物和铌矿物;所述硅质矿物包括石英、云母、长石、高岭土、绿泥石中至少一种。
[0014]作为一个优选的方案，所述铁质矿物包括磁铁矿、磁赤铁矿、钛磁铁矿、钛铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿、铁白云石中至少一种。
[0015]作为一个优选的方案，所述铌矿物包括烧绿石、铌铁矿、易解石、铌铁金红石中至少一种。
[0016]作为一个优选的方案，所述磨矿以满足-200 目粒级质量占比达到80%以上。矿至适当粒度，实现铌矿物的充分单体离解，有利于后续的浮选分离。
[0017]作为一个优选的方案，所述调浆以满足矿浆质量浓度达到30%~40%。
[0018]作为一个优选的方案，所述弱磁处理采用的磁场强度为1000~2000 Gs。经过弱磁处理，可以将占比较高、磁性较强的磁铁矿、磁钛铁矿、磁赤铁矿等优选脱除，降低后续浮选分离难度。
[0019]作为一个优选的方案，步骤3)中，pH调整为2.5~4。调整pH采用酸调节，例如盐酸。调整pH至弱酸性为硅铌混合浮选提供有利的pH环境。
[0020]作为一个优选的方案，所述硅铌混合浮选包括1道粗选、1~3道精选和1~2道扫选。作为一个较优选的方案，所述粗选的药剂制度为：铁质矿物抑制剂300~800g/t，胺类捕收剂1000~2000g/t。作为一个较优选的方案，所述精选的药剂制度为：仅采用铁质矿物抑制剂，遵循药剂依次减半原则。作为一个较优选的方案，所述扫选的药剂制度为：仅采用胺类捕收剂，遵循药剂依次减半原则。在优选的浮选条件下，可以实现含铌矿物中铁质矿物的高效脱除，而硅质矿物和铌矿物完成高效富集，获得硅铌混合精矿。
[0021]作为一个优选的方案，所述胺类捕收剂包括牛脂二胺、十二烷基醋酸胺、碳原子数为10~20的脂肪二胺中至少一种。优选的胺类捕收剂对铌矿物作用能力较强，同时对硅敏感，而对铁质矿物作用能力较弱，利用胺类捕收剂可以实现硅质矿物与铌矿物的高效富集。进一步优选的胺类捕收剂为牛脂二胺。
[0022]作为一个优选的方案，所述铁质矿物抑制剂包括氟硅酸、氟硅酸钠、草酸、腐殖酸钠中至少一种。优选的铁矿物抑制剂可以选择性作用于铁矿物表面的铁离子和亚铁离子，从而实现其表面亲水修饰，从而起到抑制铁质矿物浮选的目的。配合使用铁质矿物抑制剂，可以提高铁质矿物的脱除效率。
[0023]作为一个优选的方案，步骤4)中， pH调整为6~8。调整pH采用Na2CO3、NaOH等碱性化合物。不同的pH条件下，二价以上金属离子与羟肟酸配体组装形成的羟肟酸金属有机配合物其化学结构存在差异，从而体现出不同的捕收能力。在优选的pH区间范围内，有利于羟肟酸金属有机配合物对铌矿物表面的作用，强化铌矿物的浮选分离。
[0024]作为一个优选的方案，所述硅铌分离浮选包括1道粗选3~6道精选和1~2道扫选。作为一个较优选的方案，所述粗选的药剂制度为：硅质矿物抑制剂30~100g/t，羟肟酸金属有机配合物捕收剂300~800g/t;起泡剂5~30g/t;作为一个较优选的方案，所述精选的药剂制度为：仅采用硅质矿物抑制剂，遵循药剂依次减半原则。作为一个较优选的方案，所述扫选的药剂制度为：仅采羟肟酸金属有机配合物捕收剂，遵循药剂依次减半原则。在优选的浮选条件下，可以实现铌矿物中硅质矿物的高效脱除，而铌矿物完成高效富集，获得铌精矿。
[0025]作为一个较优选的方案，所述羟肟酸金属有机配合物捕收剂由苯甲羟肟酸、水杨羟肟酸、碳原子数为5~9的烷基羟肟酸中至少一种与Pb2+、Zn2+、Al3+、Cu2+、Fe2+、Fe3+的至少一种以0.5:1~1:3的质量比配位组装而成。利用高价金属离子的模板效应对羟肟酸类配体进行调控组装，预先组装形成去离子水化层结构的羟肟酸金属有机配合物，其具有特殊的晶体化学特性及表面物理化学特性，在捕收能力和选择性方面表现更为优异的特性。特别是通过
铅离子、
锌离子、
铝离子、
铜离子、铁离子等高价金属离子与羟肟酸类配体组装形成具有特定结构、特定捕收能力的胶束，其对铌矿物具有高选择性作用能力，有利于铌矿物富集。此外，不同的高价金属离子与羟肟酸类配体的摩尔比下生成的羟肟酸金属有机配合物对矿物的捕收能力存在差异，在优选的配比关系下羟肟酸金属有机配合物对含铌矿物的捕收能力较强，选择性较好。
[0026]作为一个优选的方案，所述硅质矿物抑制剂包括氟硅酸、六偏磷酸钠、羧甲基纤维素、草酸、水玻璃、盐化水玻璃、氟硅酸钠的至少一种。对铌矿物选择性较高，捕收能力较强的羟肟酸金属有机配合物，搭配合适的硅质矿物抑制剂使用，能够提高硅质矿物的脱除效率。
[0027]作为一个优选的方案，所述起泡剂包括BK205。
[0028]相对现有技术，本发明技术方案带来的有益技术效果：
[0029](1)本发明充分利用了胺类捕收剂对铁质矿物、硅质矿物和铌矿物的捕收特性，消除前期强磁、脱硅过程，实现铁质矿物的分离，解决了羟肟酸金属离子配合物铌矿捕收体系中铁铌矿物难以分离的技术问题。
[0030](2) 本发明充分利用了羟肟酸金属有机配合物捕收剂对硅质矿物和铌矿物的选择性和捕收性，实现了对以硅质矿物为主的脉石矿物与铌矿物的分离，解决了胺类捕收剂硅铌矿物难以分离的问题。
[0031](3) 本发明针对含铌矿物的组成特点，先采用胺类捕收剂实现浮选脱铁，实现硅铌共富集，再用羟肟酸金属离子配合物类捕收剂浮选脱硅，强化回收铌精矿，该工艺取代了传统浮铌工艺前端复杂的强磁选作业和脱硅作业，消除了多阶段强磁选-脱硅作业中产生的大量铌的损失，简化了铌矿的选别工序，提高了铌矿的综合回收率。
附图说明
[0032]图1为本发明提供的含铌矿物的浮选工艺流程图。
具体实施方式
[0033]为了使本领域技术人员更好的理解本发明的技术方案，以下具体实施例旨在进一步说明本发明内容，而不是限制权利要求的保护范围。
[0034]实施例1
[0035]以巴西某选厂含铌选磷尾矿作为研究对象，对其进行分步浮选富集实验。该选磷尾矿的主要成分为磁铁矿-磁赤铁矿、赤铁矿、褐铁矿、钛铁矿、石英、磷灰石、重晶石、镁蛇纹石、云母、钡锶烧绿石、铌铁矿等。其中含铁矿物主要有磁铁矿-磁赤铁矿占比约为6%，褐铁矿、赤铁矿、钛铁矿共占比约35%;含硅矿物主要有石英、云母等占比约41%;含铌矿物主要为钡锶烧绿石占比约0.74%;该尾矿中Nb2O5含量约为0.76%。
[0036](1) 该尾矿-200目占比约52%，采用球磨机磨矿3min至-200 目占比达到86%，随后加水调浆至矿浆质量浓度为30%;
[0037](2) 采用2000 Gs的弱磁铁进行强磁性矿物的脱除;
[0038](3) 强磁脱除后的产品进行硅铌预富集浮选：硅铌预富集工艺流程为加入盐酸作为pH调整剂将矿浆pH调至4.5，搅拌调浆3min，再加入500g/t的氟硅酸作为抑制剂，搅拌调浆3min，最后加入1500g/t的牛脂二胺作为捕收剂，调浆3min，进行粗选作业;对粗精矿进行三次精选作业逐步调低pH至2.5，添加抑制剂且用量逐步减半;对粗尾矿进行一次扫选作业仅添加捕收剂且用量减半;得到硅铌预富集精矿的Nb2O5品位为 4.39%，回收率为70.21%，Fe2O3品位3.2%，硅品位35.65%。
[0039](4) 对硅铌预富集精矿开展硅铌分离浮选：硅铌分离工艺流程为加入氢氧化钠作为pH调整剂将矿浆pH调至8，搅拌调浆3min，加入50g/t的氟硅酸作为以抑制剂，搅拌调浆3min，加入500 g/t苯甲羟肟酸-铅金属离子配合物捕收剂(苯甲羟肟酸和铅的质量比为1:1)，加入10g/t BK205作为起泡剂，进行粗选作业;硅铌分离的精选作业仅添加抑制剂且用量逐步减半;硅铌分离的选作业仅添加捕收剂且用量逐步减半;在此基础上进行1道粗选、4道精选和1道扫选，最终获取铌精矿Nb2O5品位为 28.75%、回收率为50.42%铌精矿。
[0040]实施例2
[0041]以与实施例1相同的巴西某选厂含铌选磷尾矿作为研究对象，对其进行分步浮选富集实验。
[0042](1) 该尾矿-200目占比约52%，采用球磨机磨矿3 min至-200 目占比达到86%，随后加水调浆至矿浆质量浓度为30%;
[0043](2) 采用2000 Gs的弱磁铁进行强磁性矿物的脱除;
[0044](3) 强磁脱除后的产品进行硅铌预富集浮选：硅铌预富集工艺流程为加入盐酸作为pH调整剂将矿浆pH调至4.5，搅拌调浆3min，再加入600g/t的氟硅酸作为抑制剂，搅拌调浆3min，最后加入1300g/t的十二烷基醋酸胺作为捕收剂，调浆3min，进行粗选作业;对粗精矿进行三次精选作业逐步调低pH至2.5，添加抑制剂且用量逐步减半;对粗尾矿进行一次扫选作业仅添加捕收剂且用量减半;得到硅铌预富集精矿的Nb2O5品位为 4.05%，回收率为66.85%，Fe2O3品位3.6%，硅品位37.21%。
[0045](4) 对硅铌预富集精矿开展硅铌分离浮选：硅铌分离工艺流程为加入氢氧化钠作为pH调整剂将矿浆pH调至8，搅拌调浆3min，加入60g/t的氟硅酸作为以抑制剂，搅拌调浆3min，加入550 g/t苯甲羟肟酸-铅金属离子配合物捕收剂(苯甲羟肟酸和铅的质量比为1:1)，加入12g/t BK205作为起泡剂，进行粗选作业;硅铌分离的精选作业仅添加抑制剂且用量逐步减半;硅铌分离的选作业仅添加捕收剂且用量逐步减半;在此基础上进行1道粗选、4道精选和1道扫选，最终获取铌精矿Nb2O5品位为 26.53%、回收率为47.28%铌精矿。
[0046]实施例3
[0047]以与实施例1相同的巴西某选厂含铌选磷尾矿作为研究对象，对其进行分步浮选富集实验。
[0048](1) 该尾矿-200目占比约52%，采用球磨机磨矿3 min至-200 目占比达到86%，随后加水调浆至矿浆质量浓度为30%;
[0049](2) 采用2000 Gs的弱磁铁进行强磁性矿物的脱除;
[0050](3) 强磁脱除后的产品进行硅铌预富集浮选：硅铌预富集工艺流程为加入盐酸作为pH调整剂将矿浆pH调至4.5，搅拌调浆3min，再加入550g/t的氟硅酸作为抑制剂，搅拌调浆3min，最后加入1400g/t的十二烷基二胺作为捕收剂，调浆3min，进行粗选作业;对粗精矿进行三次精选作业逐步调低pH至2.5，添加抑制剂且用量逐步减半;对粗尾矿进行一次扫选作业仅添加捕收剂且用量减半;得到硅铌预富集精矿的Nb2O5品位为 4.20%，回收率为68.92%，Fe2O3品位3.4%，硅品位36.53%。
[0051](4) 对硅铌预富集精矿开展硅铌分离浮选：硅铌分离工艺流程为加入氢氧化钠作为pH调整剂将矿浆pH调至8，搅拌调浆3min，加入55g/t的氟硅酸作为以抑制剂，搅拌调浆3min，加入520 g/t苯甲羟肟酸-铅金属离子配合物捕收剂(苯甲羟肟酸和铅的质量比为1:1)，加入12g/t BK205作为起泡剂，进行粗选作业;硅铌分离的精选作业仅添加抑制剂且用量逐步减半;硅铌分离的选作业仅添加捕收剂且用量逐步减半;在此基础上进行1道粗选、4道精选和1道扫选，最终获取铌精矿Nb2O5品位为 27.86%、回收率为49.06%铌精矿。
[0052]实施例4
[0053]以澳大利亚某铌矿为研究对象，进行含铌矿物分步浮选富集实验。该铌矿中主要的脉石矿物为石英、绿泥石、磁铁矿、赤铁矿等，含铌矿物主要为铌铁矿，烧绿石等，矿石组成较为简单。其中Fe2O3含量约为35%，SiO2含量约为55%，Nb2O5含量约为3.60%。
[0054](1) 采用球磨机将原矿磨矿4 min至-200 目占比达到85%，随后加水调浆至矿浆质量浓度为30%;
[0055](2) 采用2000 Gs的弱磁铁进行强磁性矿物的脱除;
[0056](3) 强磁脱除后的产品进行硅铌预富集浮选：硅铌预富集工艺流程为加入盐酸作为pH调整剂将矿浆pH调至4.5，搅拌调浆3min，再加入500g/t的氟硅酸作为抑制剂，搅拌调浆3min，最后加入1500g/t的牛脂二胺作为捕收剂，调浆3min，进行粗选作业;对粗精矿进行三次精选作业逐步调低pH至2.5，添加抑制剂且用量逐步减半;对粗尾矿进行一次扫选作业仅添加捕收剂且用量减半;得到硅铌预富集精矿的N2O5品位为 8.22%回收率为76.21%，Fe2O3品位4.1%，硅品位65.65%。
[0057](4) 对硅铌预富集精矿开展硅铌分离浮选：硅铌分离工艺流程为加入氢氧化钠作为pH调整剂将矿浆pH调至8，搅拌调浆3min，加入50g/t的氟硅酸作为以抑制剂，搅拌调浆3min，加入500 g/t苯甲羟肟酸-铅金属离子配合物捕收剂(苯甲羟肟酸和铅的质量比为1:1)，加入10g/tBK205作为起泡剂，进行粗选作业;硅铌分离的精选作业仅添加抑制剂且用量逐步减半;硅铌分离的选作业仅添加捕收剂且用量逐步减半;在此基础上进行1道粗选、4道精选和1道扫选，最终获取铌精矿Nb2O5品位为 45.75%、回收率为61.32%铌精矿。
[0058]实施例5
[0059]以与实施例4相同的澳大利亚某铌矿为研究对象，进行含铌矿物分步浮选富集实验。
[0060](1) 采用球磨机将原矿磨矿4 min至-200 目占比达到85%，随后加水调浆至矿浆质量浓度为30%;
[0061](2) 采用2000 Gs的弱磁铁进行强磁性矿物的脱除;
[0062](3) 强磁脱除后的产品进行硅铌预富集浮选：硅铌预富集工艺流程为加入盐酸作为pH调整剂将矿浆pH调至4.5，搅拌调浆3min，再加入500g/t的氟硅酸作为抑制剂，搅拌调浆3min，考虑到十二烷基醋酸胺与牛脂二胺性质差异，经前期试验优化，加入 1300g/t 的十二烷基醋酸胺作为捕收剂，调浆 3min，进行粗选作业;对粗精矿进行三次精选作业逐步调低pH至2.5，添加抑制剂且用量逐步减半;对粗尾矿进行一次扫选作业仅添加捕收剂且用量减半;得到硅铌预富集精矿的Nb2O5品位为 7.56%、回收率为70.35%，Fe2O3品位4.5%，硅品位68.21%。
[0063](4) 对硅铌预富集精矿开展硅铌分离浮选：硅铌分离工艺流程为加入氢氧化钠作为pH调整剂将矿浆pH调至8，搅拌调浆3min，加入50g/t的氟硅酸作为以抑制剂，搅拌调浆3min，加入550 g/t苯甲羟肟酸-铅金属离子配合物捕收剂(苯甲羟肟酸和铅的质量比为1:1)，加入12g/tBK205作为起泡剂，进行粗选作业;硅铌分离的精选作业仅添加抑制剂且用量逐步减半;硅铌分离的选作业仅添加捕收剂且用量逐步减半;在此基础上进行1道粗选、4道精选和1道扫选，最终获取铌精矿Nb2O5品位为 43.35%、回收率为57.28%铌精矿。
[0064]实施例6
[0065]以与实施例4相同的澳大利亚某铌矿为研究对象，进行含铌矿物分步浮选富集实验。
[0066](1) 采用球磨机将原矿磨矿4 min至-200 目占比达到85%，随后加水调浆至矿浆质量浓度为30%;
[0067](2) 采用2000 Gs的弱磁铁进行强磁性矿物的脱除;
[0068](3) 强磁脱除后的产品进行硅铌预富集浮选：硅铌预富集工艺流程为加入盐酸作为pH调整剂将矿浆pH调至4.5，搅拌调浆3min，再加入500g/t的氟硅酸作为抑制剂，搅拌调浆3min，加入 1400g/t 的碳原子数为十二烷基二胺作为捕收剂，调浆 3min，进行粗选作业;对粗精矿进行三次精选作业逐步调低pH至2.5，添加抑制剂且用量逐步减半;对粗尾矿进行一次扫选作业仅添加捕收剂且用量减半;得到硅铌预富集精矿的Nb2O5品位为 7.98%、回收率为73.66%，Fe2O3品位4.3%，硅品位66.85%。
[0069](4) 对硅铌预富集精矿开展硅铌分离浮选：硅铌分离工艺流程为加入氢氧化钠作为pH调整剂将矿浆pH调至8，搅拌调浆3min，加入50g/t的氟硅酸作为以抑制剂，搅拌调浆3min，加入520 g/t苯甲羟肟酸-铅金属离子配合物捕收剂(苯甲羟肟酸和铅的质量比为1:1)，加入12g/tBK205作为起泡剂，进行粗选作业;硅铌分离的精选作业仅添加抑制剂且用量逐步减半;硅铌分离的选作业仅添加捕收剂且用量逐步减半;在此基础上进行1道粗选、4道精选和1道扫选，最终获取铌精矿Nb2O5品位为 44.68%、回收率为59.15%铌精矿。
说明书附图(1)
声明：
“含铌矿物的浮选方法” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：中冶有色网
来源：中南大学
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2025年04月25日 ~ 27日 
