CN109107754B - 锂辉石的磁－浮选联合选矿工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种锂辉石的磁－浮选联合选矿工艺，将锂辉石矿石破碎、磨矿，将磨矿后的矿浆依次经过弱磁选、强磁选，分别获得弱磁精矿、强磁精矿；对排出的强磁尾矿进行浓缩、脱泥后给入到浮选作业，浮选作业流程为一次粗选、两次扫选、两次精选，捕收剂采用脂肪酸钙、羟胺类化合物、油酸三者的复配，配比为(6～7)：(2.0～2.5)：(1.0～1.5)，最终获得的锂精矿中Li2O品位高达5.8％～6.4％，回收率79.0％～88％。本发明具有选矿工艺流程简单，稳定可靠，适用性强，实验室指标和工业应用指标高度相符，克服了现有锂辉石选矿技术工业应用指标与实验室指标差距大的缺点，采用的捕收剂具有选择性好、捕收能力强、对环境友好等优异性能。
Description
技术领域
本发明属于锂辉石选矿技术领域，具体涉及一种锂辉石的磁－浮选矿方法。
背景技术
锂已广泛应用于冶金、航空、航天等多个领域，尤其是应用于锂电池和可控热核聚变反应堆。在自然界中，锂矿物主要以锂辉石、锂云母及磷铝石矿的形式存在。其中锂辉石作为锂化学制品的原料广泛应用于锂化工、玻璃、陶瓷行业，享有“工业味精”的美誉。锂已成为长期供给人类能源的重要材料。锂被誉为“能源金属”、“推动世界前进的金属”，锂电池是IT行业发展的支柱；氘化锂和氚化锂是氢弹的重要原料，它们在核能和宇航方面起着重要作用。此外锂及其化合物还用于合成橡胶、合金、空调、医药、焊接等方面，因而目前全球对锂金属的需求十分迫切。锂辉石作为战略新兴矿物原料，是我国急缺的矿种。
我国锂资源丰富，矿床多，规模大，是我国的优势矿产之一。主要分布在青海、西藏、新疆、江西、四川和湖南等省区。西藏和青海为盐湖卤水型；新疆、四川、江西和湖南等为花岗伟晶岩或花岗岩矿物型。其中四川甘孜州和阿坝州锂辉石资源储量最大，江西宜春地区是锂云母的主要生产基地。
锂辉石常与石英、长石、云母等矿物共生，容易风化，导致锂辉石矿物一般泥化严重，这也是导致锂辉石选矿难度大的重要原因。
浮选法是目前锂辉石矿物选别的主要方法，通过添加“三碱、两皂”来完成对目标矿物选别过程的。当前常见浮选流程为一粗、两扫、两精，中矿顺序返回的闭路流程，浮选前需脱泥。但是由于中矿返回影响粗选稳定性，具体操作性不强，且适用性有一定局限性，选矿指标不理想。
为了解决锂辉石的选矿技术难题，《新疆有色金属》2012年第3期发表的“联合捕收剂浮选锂辉石生产实践”一文中，采用肟酸、氧化石蜡皂共用的组合捕收剂，以发挥药剂中性能互补和协同效应，使工艺指标得到提高，该药剂制度应用于可可托海稀有公司现场锂辉石浮选生产，锂精矿品位稳定到5.4％，回收率也提高至60％以上。但该方法获得的锂精矿品位仍较低，且回收率仅为63.88％，大量宝贵的资源损失在尾矿中。《金属矿山》2017第6期发表的《江西某低品位锂辉石矿选矿试验》，针对江西某低品位锂辉石矿矿泥含量高、现场浮选指标差等问题，进行了选矿试验研究。结果表明:将450g/t碳酸钠+300g/t氢氧化钠加入磨机中，矿石磨细至-0.076mm占70％，脱去-0.15mm粒级矿泥，以碳酸钠、氢氧化钠、氯化钙作联合调整剂、改性油酸作捕收剂，经一粗、三精、一扫闭路浮选，可获得Li2O品位为4.45％、回收率为74.17％的锂辉石精矿，精矿Li2O品位较现场工艺提高了0.39个百分点，回收率提高了12.59个百分点；锂辉石浮选尾矿经弱磁选-高梯度强磁选除铁，获得了Fe2O3含量为0.18％的长石精矿，但精矿Li2O品位和回收率仍不够理想。
发明内容
本发明的目的就是针对现有技术存在的上述问题，而提供一种工艺流程稳定、适用性强，获得的锂精矿中Li2O品位高、回收率高的锂辉石的磁－浮选联合选矿工艺。
为实现本发明的上述目的，本发明锂辉石的磁－浮选联合选矿工艺，采用以下工艺、步骤：
1)磨矿－分级作业：将锂辉石矿石破碎、磨矿－分级，分级溢流粒度为-0.074mm占70％～80％。
2)弱磁－强磁作业：将磨矿后的矿浆依次经过弱磁选、强磁选，分别获得弱磁精矿、强磁精矿；所述的弱磁选采用永磁筒式磁选机，磁场强度为150～175kA/m，以156～165kA/m为佳；所述的强磁选采用立环电磁脉动高梯度磁选机，磁场强度为770～950kA/m，以780～820kA/m范围为佳。
对产出的弱磁选精矿可以进行进一步回收铁矿物，对产出的强磁选精矿可以通过重选回收钽、铌元素。
3)浓缩、脱泥作业：步骤2)排出的强磁尾矿进行浓缩、脱泥，脱泥后的底流矿浆浓度为32％～38％，脱泥量控制在1.0～6.0％，一般为1.0～5.0％。
4)浮选作业：将浓缩、脱泥后的底流给入到浮选作业，浮选作业流程为一次粗选、两次扫选、两次精选，获得锂精矿，并排出尾矿；
所述的浮选作业采用的药剂制度为：粗选调整剂Na2CO3用量1000g/t～1200g/t，NaOH用量800g/t～1000g/t，CaCl2用量100g/t～150g/t，捕收剂用量800g/t～950g/t；扫选一NaOH用量300g/t～400g/t，捕收剂用量420g/t～520g/t，中矿精扫选捕收剂用量60g/t～100g/t。
所述的捕收剂采用MA、羟胺类化合物、油酸三者的复配，MA、羟胺类化合物、油酸三者的配比为(6～7)：(2.0～2.5)：(1.0～1.5)。所述的捕收剂MA为脂肪酸钠皂溶液与氯化钙水溶液经复分解反应制取的脂肪酸钙。
本发明锂辉石的磁－浮选联合选矿工艺采用以上工艺方案后，具有以下积极效果：
(1)现阶段常规选矿工艺为“一粗两扫两精，中矿顺序返回”，本发明将第二次扫选改为中矿精扫选，无需返回至粗选，浮选过程更加稳定，且选矿指标更优。
(2)采用弱磁选、强磁选得到的弱磁选精矿可进一步回收铁矿物，强磁选精矿可通过重选回收钽铌等有价元素，强磁选尾矿脱泥浮选回收锂矿物，实现了有用矿物的综合回收利用。
(3)在国内外首次采用由捕收剂采用MA、羟胺类化合物、油酸三者的复配，三种药剂协同效应、取长补短，该复合捕收剂具有选择性好、捕收能力强、抗细泥干扰能力强等优异性能。MA选择性好、捕收能力强，而且对环境十分友好；羟胺类化合物的氧肟基对锂辉石表面暴露的铝、锂等活性点具有选择性螯合作用，强化了脂肪酸类化合物对锂辉石矿物的选择性捕收。
(4)选矿工艺流程简单，稳定可靠，适用性强，实验室指标和工业应用指标高度相符，克服了现有锂辉石选矿技术工业应用指标与实验室指标差距大的缺点。
(5)根据锂辉石矿石入选品位和分选难易程度，最终获得的锂精矿中Li2O品位高达5.8％～6.4％，回收率79.0％～88％，取得了意想不到的技术效果，是锂辉石选矿技术的一次重大突破。
附图说明
图1为本发明锂辉石的磁－浮选联合选矿工艺采用的选矿工艺原则流程图。
具体实施方式
为进一步描述本发明，下面结合附图和实施例对本发明锂辉石的磁－浮选联合选矿工艺做进一步详细说明，但本发明并不限于以下实施例。
实施例1
试验矿样为国外某锂辉石矿石，含Li2O1.53％，主要矿物组成为锂辉石、钾钠长石、石英、透辉石、普通辉石，其次含有少量白云母、黑云母，微量钽铌铁(锰)矿等。
捕收剂采用MA、羟胺类化合物、油酸三者的复配，MA、羟胺类化合物、油酸三者的配比为7：1.5：1.5。
首先将锂辉石矿石破碎、磨矿至-0.076mm占75％；然后将磨矿后的矿浆依次经过弱磁选、强磁选，弱磁选磁场强度为159.24kA/m，强磁选磁场强度为796.18kA/m；再将强磁尾矿浓缩、脱泥，脱泥量为3.79％；最后将脱泥后的强磁尾矿进行锂矿物浮选作业，浮选流程为一次粗选、两次扫选、两次精选，粗选调整剂Na2CO3用量1150g/t，NaOH用量900g/t，CaCl2用量130g/t，捕收剂用量875g/t；扫选一NaOH用量350g/t，捕收剂用量425g/t，中矿精扫选捕收剂用量90g/t。浮选得到锂精矿和尾矿，锂精矿Li2O品位5.83％，回收率79.42％，浮选尾矿Li2O品位0.26％。
对比例：捕收剂采用氧化石蜡皂1000g，其它相同。最终取得的锂精矿Li2O品位5.48％，回收率75.38％，浮选尾矿Li2O品位0.42％。
实施例2
捕收剂采用MA、羟胺类化合物、油酸三者的复配，MA、羟胺类化合物、油酸三者的配比为6.5：2.3：1.2。
试验矿样为国内某锂辉石矿石，含Li2O1.50％，主要矿物组成为锂辉石、钾钠长石、石英，其次含有少量云母等。
首先将锂辉石矿石破碎、磨矿至-0.076mm占70％；然后将磨矿后的矿浆依次经过弱磁选、强磁选，弱磁选磁场强度为159.24kA/m，强磁选磁场强度为796.18kA/m；再将强磁尾矿浓缩、脱泥，脱泥量为3.90％；最后将脱泥后的强磁尾矿进行锂矿物浮选作业，浮选流程为一次粗选、两次扫选、两次精选，粗选调整剂Na2CO3用量1000g/t，NaOH用量800g/t，CaCl2用量150g/t，捕收剂用量980g/t；扫选一NaOH用量300g/t，捕收剂用量410g/t，中矿精扫选捕收剂用量95g/t。浮选得到锂精矿和尾矿，锂精矿Li2O品位6.32％，回收率81.75％，浮选尾矿Li2O品位0.24％。
对比例：捕收剂采用氧化石蜡皂(200g)+环烷酸皂(500g)，其它相同。最终取得的锂精矿Li2O品位5.45％，回收率78.43％，浮选尾矿Li2O品位0.38％。
实施例3
捕收剂采用MA、羟胺类化合物、油酸三者的复配，MA、羟胺类化合物、油酸三者的配比为6.7：1.8：1.5。
试验矿样为国内某锂辉石矿石，国内某锂辉石矿石含Li2O1.30％，主要矿物组成为锂辉石、钾钠长石、石英，其次含有少量云母等。
首先将锂辉石矿石破碎、磨矿至-0.076mm占80％；然后将磨矿后的矿浆依次经过弱磁选、强磁选，弱磁选磁场强度为159.24kA/m，强磁选磁场强度为796.18kA/m；再将强磁尾矿浓缩、不脱泥；最后将脱泥后的强磁尾矿进行锂矿物浮选作业，浮选流程为一次粗选、两次扫选、两次精选，粗选调整剂Na2CO3用量1200g/t，NaOH用量1000g/t，CaCl2用量100g/t，捕收剂用量800g/t；扫选一NaOH用量400g/t，捕收剂用量500g/t，中矿精扫选捕收剂用量50g/t。浮选得到锂精矿和尾矿，锂精矿Li2O品位6.18％，回收率87.92％，浮选尾矿Li2O品位0.18％。
对比例：捕收剂采用氧化石蜡皂(200g)+环烷酸皂(500g)，其它相同。最终取得的锂精矿Li2O品位5.65％，回收率81.23％，浮选尾矿Li2O品位0.32％。
上述实施例2、实施例3已经进行了工业试验验证，试验结果与实验室指标相吻合，取得了意想不到的技术效果、经济效果。
Claims (2)
1.一种锂辉石的磁－浮选联合选矿工艺，其特征在于按照以下工艺步骤进行：
1)磨矿－分级作业：将锂辉石矿石破碎、磨矿－分级，分级溢流粒度为-0.074mm占70％～80％；
2)弱磁－强磁作业：将磨矿后的矿浆依次经过弱磁选、强磁选，分别获得弱磁精矿、强磁精矿；所述的弱磁选采用永磁筒式磁选机，磁场强度为150～175kA/m；所述的强磁选采用立环电磁脉动高梯度磁选机，磁场强度为770～950kA/m；
3)浓缩、脱泥作业：步骤2)排出的强磁尾矿进行浓缩、脱泥，脱泥后的底流矿浆浓度为32％～38％，脱泥量控制在1.0～6.0％；
4)浮选作业：将浓缩、脱泥后的底流给入到浮选作业，浮选作业流程为一次粗选、两次扫选、两次精选，其中：一次粗选的精矿给入精选一，一次粗选的尾矿给入扫选一，精选一的尾矿和扫选一的精矿合并给入中矿精扫选，精选一的精矿给入精选二，中矿精扫选的尾矿返回扫选一，精选二的尾矿和中矿精扫选的精矿合并返回精选一，精选二获得锂精矿，扫选一排出尾矿；
所述的浮选作业采用的药剂制度为：粗选调整剂Na2CO3用量1000g/t～1200g/t，NaOH用量800g/t～1000g/t，CaCl2用量100g/t～150g/t，捕收剂用量800g/t～950g/t；扫选一NaOH用量300g/t～400g/t，捕收剂用量420g/t～520g/t，中矿精扫选捕收剂用量60g/t～100g/t；
所述的捕收剂采用脂肪酸钙、羟胺类化合物、油酸三者的复配。
2.如权利要求1所述的锂辉石的磁－浮选联合选矿工艺，其特征在于：脂肪酸钙、羟胺类化合物、油酸三者的配比为(6～7)：(2.0～2.5)：(1.0～1.5)。
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