CN110694788B - 一种高钙镁型低品位锂辉石矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
一种高钙镁型低品位锂辉石矿的选矿方法。本发明方法是将高钙镁型低品位锂辉石原矿进行擦洗分级后，依次采用光电选脱钙镁和浮选脱钙镁除去其中的钙镁杂质，得到脱钙镁浮选精矿，然后通过单次或多次浮选得到锂辉石精矿产品。本发明选矿方法可除去锂辉石中大部分钙镁杂质，实现采用高钙镁型低品位锂辉石生产高品质锂辉石精矿的目标。
Description
技术领域
本发明涉及矿物加工工程技术领域，具体涉及一种高钙镁型低品位锂辉石矿的选矿方法。
背景技术
锂具有优良的物理、化学性能，随着科学技术的发展，应用领域不断扩大。目前锂及其制品已达百余种，主要用于生产电解铝的添加剂、机械工业的润滑剂和制造高容量的锂电池；此外，在玻璃陶瓷、石油化工、电子电器、医药化工等领域的应用也日益增长。因此，近年来国内外锂市场的需求呈稳步上升的态势。尤其是高能电池用的金属锂，橡胶用的丁基锂、制冷用的溴化锂的用量增长很快，特别是近年来各类电动车辆的发展、高能锂电池用量大增，加速了锂工业的发展。
工业制取锂的原料主要是盐湖锂、矿石锂(锂辉石、锂云母、磷锂铝石、透锂长石及铁锂云母)。盐湖卤水生产碳酸锂或氢氧化锂成本较低，但我国盐湖卤水中镁锂比较高，提锂难度较大。另外，随着盐湖的深度开采，卤水中锂含量逐渐降低，提锂技术难度和生产成本进一步提升。锂矿石作为工业制锂的原料，能有效的缓解这一现状。虽然锂矿石制取碳酸锂或氢氧化锂的成本高于盐湖锂，但锂矿石制取碳酸锂和氢氧化锂的品质更优，价格更高，有效的弥补了这一缺陷。锂辉石由于其锂含量比例较高，一直是锂矿石中提锂的主要原料。然而，我国锂辉石矿品位较低，不能直接作为提锂原料，必须进行选矿除杂。
我国锂辉石的选矿方法主要有浮选法、磁选法、重介质选矿及联合工艺法，其中浮选法是目前锂辉石选矿的主要方法。目前国内锂辉石的选矿过程中一般采用添加“三碱两皂”的浮选方法。即通过添加碳酸钠、氢氧化钠、硫化钠中的一种或几种，将矿浆pH值调至10～11.5。再添加氯化钙、氯化镁、氯化铁、硝酸铅等药剂，活化锂辉石矿物，然后添加环烷酸皂和氧化石蜡皂等捕收剂，浮选锂辉石矿物。然而，对于含钙镁碳酸盐脉石的锂辉石矿，由于钙镁碳酸盐型脉石的可浮性优于锂辉石，在浮选过程中优先富集到精矿中。且在磨矿过程中，钙镁碳酸盐脉石解离出的钙镁离子同时会活化其他硅酸盐脉石矿物，导致浮选效果指标恶化，难以获得合格的锂辉石精矿产品。
CN103977905A公开了一种锂辉石的选矿方法，该方法首先将矿石湿磨至单体解离，再加入pH调整剂和捕收剂优先浮选易浮矿物。然后添加pH调整剂、活化剂及捕收剂浮选锂辉石，浮选工艺采用两次粗选、两次精选。该方法所得的锂辉石精矿Li2O品位可以达到6％以上。
CN109174438A公开了一种锂辉石矿的选矿工艺，该方法采用浮选柱进行预先浮选脱泥，然后采用一粗、三精、三扫的工艺选别锂辉石，锂辉石精矿进入磁选设备，脱出矿石中的磁性含铁矿物，该方法能够获得Li2O品位5.5～6.0％的锂辉石精矿产品。
CN109290051A公开了一种锂辉石的高效选矿方法，该方法是将湿磨矿浆分级，粗粒级矿物采用重选工艺分选，细粒级矿物采用浮选工艺分选。该方法可以获得Li2O品位6.0％以上的锂辉石精矿产品。
CN102909136A公开了一种锂辉石的选矿方法，该方法是先将矿石湿磨后，采用浮选的方法，利用阳离子捕收剂脱出矿泥，再加入活化剂和捕收剂进行快浮粗选，快浮粗选尾矿进入慢粗作业，慢粗精矿磨矿后进入两次慢精选作业，快粗精矿和慢选精矿合并作为最终精矿，精矿Li2O品位可以达到6％以上。
从这些文献公开的技术方案看，主要是针对低钙镁的锂辉石矿的分选，对于高钙镁型低品位锂辉石矿的选矿指标并不理想。因此，亟待开发一种针对高钙镁型低品位锂辉石矿石的选矿方法。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是，克服现有技术中的不足，提供一种有效的高钙镁型低品位锂辉石矿的选矿方法。利用本发明选矿方法可除去锂辉石中大部分钙镁杂质，实现采用高钙镁型低品位锂辉石生产高品质锂辉石精矿的目标。
本发明解决其技术问题所采用的技术方案如下：
一种高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，将高钙镁型低品位锂辉石原矿进行擦洗分级后，依次采用光电选脱钙镁和浮选脱钙镁除去其中的钙镁杂质，得到脱钙镁浮选精矿，然后通过单次或多次浮选得到锂辉石精矿产品。
优选的，所述光电选脱钙镁是将擦洗分级后的物料采用光电分选设备进行光电分选，得到光电选脱钙镁精矿；所述光电分选是：采用光电分选设备根据将擦洗分级后的物料表面的颜色或者组分不同，判断是否为钙镁杂质，然后通过光电设备的喷嘴喷射高压气体吹出钙镁杂质，得到光电选脱钙镁精矿；优选的，所述光电选设备的喷嘴气压控制在0.7～1.2MPa。
优选的，所述光电选设备的喷嘴气压控制在0.7～1.2MPa，给料皮带速率为1～5m/min。
优选的，所述浮选脱钙镁是将光电选脱钙镁精矿进行湿磨和调浆后，依次加入抑制剂和捕收剂，充气浮选，得浮选泡沫和脱钙镁浮选精矿。
优选的，所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，具体包括以下步骤：
(1)擦洗分级：将高钙镁型低品位锂辉石原矿进行破碎和擦洗，标准筛分级，得到-40mm～+10mm、-10mm～+0.050mm、-0.050mm三个级别物料，其中-0.050mm级别物料作为尾矿直接抛尾；
(2)光电选脱钙镁：将步骤(1)所得-40mm～+10mm物料进行光电分选，分选出的钙镁杂质进入光电分选尾矿，直接抛尾，得光电选精矿；
(3)浮选脱钙镁：将步骤(1)所得-10mm～+0.050mm物料和步骤(2)所得光电选精矿合并，破碎，湿磨，加水调浆，加入抑制剂，混合均匀后，再加入捕收剂，充气浮选，去除浮选泡沫，作为尾矿抛尾，得脱钙镁浮选精矿矿浆；
(4)锂辉石正浮选粗选：调节步骤(3)所得的脱钙镁浮选精矿矿浆的pH值，加入活化剂，混合均匀，再加入捕收剂，混合均匀，充气浮选，得正浮选粗选尾矿和正浮选粗选精矿；
(5)锂辉石正浮选扫选：对步骤(4)所得的正浮选粗选尾矿进行扫选，得扫选尾矿和扫选精矿，所述扫选尾矿进入下级正浮选扫选或作为尾矿直接抛尾，所述扫选精矿，返回上级浮选；
(6)锂辉石正浮选精选：对步骤(4)所得的正浮选粗选精矿进行正浮选精选，得正浮选精选精矿和正浮选精选中矿，所述正浮选精选中矿返回上级浮选；
(7)锂辉石反浮选：调节步骤(6)中所得正浮选精选精矿的pH值，加入捕收剂，混合均匀，充气浮选，得反浮选尾矿和锂辉石精矿产品，反浮选尾矿抛尾。
优选的，步骤(5)中，所述扫选依次分为扫选I和扫选II，扫选I的过程为：调节正浮选精选尾矿的pH值，加入活化剂，混合均匀，加入捕收剂I，混合均匀，充气浮选，得扫选I尾矿和扫选I精矿，扫选Ⅰ尾矿进入扫选II，扫选Ⅰ精矿返回至步骤(4)；扫选II的过程为：调节扫选I尾矿的pH值，加入捕收剂II，混合均匀，充气浮选，得扫选尾矿和扫选精矿，扫选尾矿直接抛尾，扫选精矿返回扫选I。
优选的，步骤(6)中，所述正浮选精选依次分为三级精选，每次正浮选精选调节上级浮选精矿的pH值，混合均匀，充气浮选，得正浮选精选精矿和正浮选精选中矿，正浮选精选精矿进入下一级浮选，正浮选精选中矿返回上级浮选。
优选地，步骤(1)中，所述高钙镁型低品位锂辉石原矿中，Li2O的质量百分数为0.4～1.0％，CaO的质量百分数为1～7％，MgO的质量分数为1～3％，SiO2的质量百分数为50～70％。
优选地，步骤(1)中，所述破碎方式是采用颚式破碎机破碎，破碎后粒度为-40mm筛下矿的质量等于原矿质量的100％。
优选地，步骤(3)中，所述破碎中，破碎后粒度为-2.5mm筛下矿的质量等于原矿质量的100％。
优选地，步骤(3)中，所述湿磨中，添加水的质量为原矿质量的0.5～0.8倍。
优选地，步骤(3)中，所述湿磨至0.074mm筛下矿的质量≥总原矿质量的70％。在所述磨矿细度占比下，更有利于有用矿物与脉石矿物之间单体解离。
优选地，步骤(3)中，所述加水调浆至矿浆的质量浓度为25～38％。
优选地，步骤(3)中，所述抑制剂选自水玻璃、改性水玻璃和萘磺酸聚合物中的一种或几种。用于抑制硅酸盐矿物，实现硅酸盐矿物和含钙镁碳酸盐矿物的分离。
优选地，步骤(3)中，所述抑制剂用量为500～1500g/t原矿。
优选地，步骤(3)中，加入抑制剂后采用搅拌的方式混合均匀，所述搅拌的时间为3～5min。
优选地，步骤(3)中，所述捕收剂选自脂肪酸、脂肪酸皂、氧化石蜡皂、十二烷基磺酸钠和十二烷基苯磺酸钠中的一种或几种。
优选地，步骤(3)中，所述捕收剂的用量为500～1000g/t原矿。
优选地，步骤(3)中，加入抑制剂后采用搅拌的方式混合均匀，所述搅拌的时间为2～5min。
优选地，步骤(3)中，所述充气浮选的时间为3～8min。
优选地，步骤(4)中，所述活化剂的用量为200～600g/t原矿。若活化剂用量过少，则锂辉石矿物不能有效上浮，若活化剂用量过多，则脉石矿物也会被活化，分选效果变差。
优选地，步骤(4)中，加入活化剂后采用搅拌的方式混合均匀，所述搅拌的时间为5～15min。
优选地，步骤(4)中，所述捕收剂的用量为100～500g/t原矿。优选地，步骤(4)中，加入捕收剂采用搅拌的方式混合均匀，所述搅拌的时间为2～5min。
优选地，步骤(4)中，所述充气浮选的时间为3～8min。
优选地，步骤(5)，扫选I和扫选II中，所述捕收剂的用量为20～100g/t锂辉石原矿；优选的，加入捕收剂采用搅拌方式混合均匀，所述搅拌的时间为2～5min；优选的，所述充气浮选的时间为2～5min。
优选的，步骤(5)，扫选I中，所述活化剂用量为50～200g/t原矿；优选的，加入活化剂后采用搅拌方式混合均匀，所述搅拌的时间2～5min。
优选地，步骤(6)中，所述充气浮选的时间为2～5min。
优选地，步骤(4)-(6)中，调节所述pH值为10～11；所述混合均匀的方式为搅拌，所述搅拌的时间为10～40min，调节所述pH值的试剂为氢氧化钠或/和碳酸钠；优选的，所述活化剂选自氯化钙、氯化铁、硝酸铅和氧化钙中的一种或几种；优选的，所述捕收剂选自油酸、油酸皂、氧化石蜡皂、环烷酸、环烷酸皂和羟肟酸中的一种或几种。所述捕收剂为阴离子捕收剂，在矿物表面的吸附主要为化学吸附，更有利于浮选锂辉石矿物；调节pH值的试剂为碳酸钠或/和氢氧化钠。锂辉石矿物在所述pH范围内，可浮性较好。
优选的，步骤(6)中，调节pH值的试剂为碳酸钠。
优选地，步骤(7)中，调节所述pH值至2～3。
优选地，步骤(7)中，所述调节pH值的试剂选自硫酸、盐酸和硝酸中的一种或多种。
优选地，步骤(7)中，调节pH值后，搅拌混合，搅拌的时间为1～5min。
优选地，步骤(7)中，所述捕收剂选自十二胺、十八胺、醚胺、醚多胺和季胺盐的一种或几种。
优选地，步骤(7)中，所述捕收剂的用量为100～300g/t原矿。
优选地，步骤(7)中，加入捕收剂后采用搅拌的方式混合均匀，所述搅拌的时间为1～3min。
优选地，步骤(7)中，所述充气浮选的时间为3～5min。
本发明方法的有益效果如下：
(1)本发明方法采用擦洗分级+光电选+浮选的联合工艺，脱除了锂辉石原矿中对锂辉石浮选指标影响较大的含钙镁碳酸盐脉石矿物，实现了高钙镁型低品位锂辉石矿生产高品质锂辉石精矿的目标；同时，采用光电选预先脱出部分脉石，减少了进入浮选工艺的脉石矿物量，有效的降低了锂辉石矿物的选矿成本；
(2)采用本发明方法得到的锂辉石精矿产品中，Li2O的品位≥5.0％、回收率≥70％，CaO+MgO的质量含量≤1.5％，说明该选矿工艺所得锂辉石精矿品位高、杂质含量少。
具体实施方式
以下结合实施例对本发明进行进一步的说明。
本发明实施例所使用的矿石原料或化学试剂，如无特殊说明，均通过常规商业途径获得。
本发明实施例中的光电分选设备购买自湖南金石分选智能科技有限公司。所述光电分选设备的分选原理是：采用光电分选设备根据将擦洗分级后的物料表面的颜色或者组分不同，判断是否为钙镁杂质，然后通过光电设备的喷嘴喷射高压气体吹出钙镁杂质，得到光电选脱钙镁精矿。
实施例1
以江西某地高钙镁型低品位锂辉石为例，其中，原矿Li2O含量的质量百分数为0.68％，CaO含量的质量百分数为5.10％，MgO含量的质量百分数为1.70％，SiO2含量的质量百分数为67.81％，，本实施例具体步骤如下：
(1)破碎擦洗分级，将原矿破碎至粒度为-40mm筛下矿的质量等于总原矿质量的100％，利用标准筛进行人工擦洗，将原矿分为-40mm～+10mm、-10mm～+0.050mm、-0.050mm三个级别物料，其中，0.050mm级别物料作为尾矿直接抛尾；
(2)光电选脱钙镁：将-40mm～+10mm物料进行光电分选，喷嘴的压力为1.0Mpa，物料给料皮带速率为2m/min，获得光电选精矿和尾矿；
(3)浮选脱钙镁：将-10mm～+0.050mm物料和光电选精矿合并后破碎至-2.5mm筛下矿的质量等于总原矿质量的100％。再进行湿磨，湿法磨矿至0.074mm筛下矿的质量为总原矿质量的70％，再加水调浆至矿浆的质量浓度为28％，以1kg抑制剂/t锂辉石原矿的用量，加入水玻璃，搅拌3min，再以0.80kg捕收剂/t锂辉石原矿的用量，加入捕收剂油酸皂，搅拌3min，充气浮选5min，去除浮选泡沫，作为尾矿抛尾，得脱钙镁浮选精矿矿浆；；
(4)锂辉石正浮选粗选：向脱钙镁浮选精矿矿浆中，以1.5kg碳酸钠/t锂辉石原矿的用量，加入碳酸钠；以0.5kg氢氧化钠/t锂辉石原矿的用量，加入氢氧化钠，搅拌30min，调节pH值至10～11。以0.20kg活化剂/t锂辉石原矿的用量，加入氯化钙，搅拌5min。再以0.30kg捕收剂/t锂辉石原矿的用量，加入油酸，搅拌3min，充气浮选3min，得到正浮选粗选精矿和正浮选粗选尾矿；
(5)对正浮选粗选尾矿进行正浮选扫选，所述正浮选扫选分为扫选I和扫选II，扫选Ⅰ：向正浮选粗选尾矿中，以0.10kg氢氧化钠/t锂辉石原矿加入氢氧化钠，调节pH值至10～11，搅拌5min，以0.08kg氯化钙/t锂辉石原矿加入氯化钙，搅拌3min，以0.08kg油酸/t锂辉石原矿加入油酸，搅拌3min，充气浮选2min，浮选泡沫产品为扫选I精矿，返回步骤(4)的正浮选精选步骤，浮选槽中产品为扫选I尾矿；扫选Ⅱ：向扫选I尾矿中，以0.10kg氢氧化钠/t锂辉石原矿加入氢氧化钠，调节pH值至10～11，以0.04kg油酸/t锂辉石原矿加入油酸，搅拌3min，充气浮选2min，所得正浮选扫选尾矿直接抛尾；扫选精矿依次顺序返回至上级浮选作业；
(6)锂辉石正浮选精选作业为三级精选，精选Ⅰ：向步骤(4)所得的正浮选粗选精矿中，以0.40kg碳酸钠/t锂辉石原矿加入碳酸钠，搅拌3min，充气浮选3min，得精选I精矿和精选I中矿，精选I精矿进入精选II，精选I中矿返回步骤(4)；精选Ⅱ：向精选I精矿中，以0.20kg碳酸钠/t锂辉石原矿加入碳酸钠，搅拌3min，充气浮选2min，得精选II精矿和精选II中矿，精选II精矿进入精选III，精选II中矿返回精选I；向精选II精矿中，以0.20kg碳酸钠/t锂辉石原矿加入碳酸钠，搅拌3min，充气浮选2min，得正浮选精选精矿和精选中矿，精选中矿返回精选II；
(7)锂辉石反浮选：向锂辉石正浮选精选精矿中加入硫酸，调节pH值至2～3，再以0.15kg十二胺/t锂辉石原矿加入十二胺，搅拌2min，充气浮选3min，泡沫产品作为尾矿抛尾，浮选槽中产品为锂辉石精矿产品。
经检测，本实施例各产物的分析结果见下表1所示：
表1实施例1中各产物分析结果
实施例2
以河南某地高钙镁型低品位锂辉石为例，原矿Li2O含量的质量百分数为0.47％，CaO含量的质量百分数为6.36％，MgO含量的质量百分数为1.54％，SiO2含量的质量百分数为64.82％。本实施例包括以下步骤：
(1)破碎擦洗分级，将原矿破碎至粒度为-40mm筛下矿的质量等于总原矿质量的100％，利用标准筛进行人工擦洗，将原矿分为-40mm～+10mm、-10mm～+0.050mm、-0.050mm三个级别物料，其中-0.050mm级别物料作为尾矿直接抛尾；
(2)光电选脱钙镁：将-40mm～+10mm物料进行光电分选，喷嘴压力为1.0Mpa，物料给料皮带速率为2m/min，获得光电选精矿和尾矿；
(3)浮选脱钙镁：将-10mm～+0.050mm物料和光电选精矿合并破碎至-2.5mm筛下矿的质量等于总原矿质量的100％。再进行湿磨，湿法磨矿至0.074mm筛下矿的质量为总原矿质量的81.5％，再加水调浆至矿浆的质量浓度为30％，以0.80kg抑制剂/t锂辉石原矿的用量，加入水玻璃，搅拌3min，再以0.90kg捕收剂/t锂辉石原矿的用量，加入捕收剂油酸皂，搅拌3min，充气浮选5min，得脱钙镁精矿和尾矿；
(4)锂辉石正浮选粗选：向脱钙镁浮选精矿矿浆中，以2.0kg碳酸钠/t锂辉石原矿加入碳酸钠，以0.75kg氢氧化钠/t锂辉石加入氢氧化钠，调节pH值至10～11；以0.35kg氯化钙/t锂辉石原矿加入氯化钙，搅拌5min；再以0.40kg油酸/t锂辉石原矿加入油酸，搅拌3min，充气浮选3min，得到正浮选粗选精矿和正浮选粗选尾矿；
(5)对正浮选粗选尾矿进行正浮选扫选，所述正浮选扫选分为扫选I和扫选II，扫选Ⅰ：向正浮选粗选尾矿中，以0.20kg氢氧化钠/t锂辉石原矿加入氢氧化钠，调节pH值至10～11，搅拌5min，以0.10kg氯化钙/t锂辉石原矿加入氯化钙，搅拌3min，以0.05kg油酸/t锂辉石原矿加入油酸，搅拌3min，充气浮选2min，浮选泡沫产品为扫选I精矿，返回步骤(4)的正浮选精选步骤，浮选槽中产品为扫选I尾矿；扫选Ⅱ：向扫选I尾矿中，以0.15kg氢氧化钠/t锂辉石原矿加入氢氧化钠，调节pH值至10～11，以0.06kg油酸/t锂辉石原矿加入油酸，搅拌3min，充气浮选2min，得扫选精矿和扫选尾矿，所得正浮选扫选尾矿直接抛尾；扫选精矿返回至扫选I作业；
(6)锂辉石正浮选精选作业为三级精选，精选Ⅰ：向步骤(4)所得的正浮选粗选精矿中，以0.30kg碳酸钠/t锂辉石原矿加入碳酸钠，搅拌3min，充气浮选2min，得精选I精矿和精选I中矿，精选I精矿进入精选II，精选I中矿返回步骤(4)；精选Ⅱ：向精选I精矿中，以0.15kg碳酸钠/t锂辉石原矿加入碳酸钠，搅拌3min，充气浮选2min，得精选II精矿和精选II中矿，精选II精矿进入精选III，精选II中矿返回精选I；向精选II精矿中，以0.15kg碳酸钠/t锂辉石原矿加入碳酸钠，搅拌3min，充气浮选2min，得正浮选精选精矿和精选中矿，精选中矿返回精选II；
(7)锂辉石反浮选：向正浮选精选精矿中加入硫酸调节pH值至2～3，再以0.20kg醚胺/t锂辉石原矿加入醚胺，搅拌2min，充气浮选3min，泡沫产品作为尾矿抛尾，浮选槽中产品为锂辉石精矿产品。
经检测，本实施例产物分析结果见下表2所示：
表2实施例2中各产物分析结果
实施例3
以四川某地高钙镁型低品位锂辉石为例，原矿Li2O的质量百分数为0.89％，CaO的质量百分数为4.58％，MgO的质量百分数为1.38％，SiO2的质量百分数为65.99％。本实施例具体包括以下步骤：
(1)破碎擦洗分级，将原矿破碎至粒度为-40mm筛下矿的质量等于总原矿质量的100％，利用标准筛进行人工擦洗，将原矿分为-40mm～+10mm、-10mm～+0.050mm、-0.050mm三个级别物料，其中-0.050mm级别物料作为尾矿直接抛尾；
(2)光电选脱钙镁：将-40mm～+10mm物料进行光电分选，喷嘴压力为1.0Mpa，物料给料皮带速率为2m/min，获得光电选精矿和尾矿；
(3)浮选脱钙镁：将-10mm～+0.050mm物料和光电选精矿合并破碎至-2.5mm筛下矿的质量等于总原矿质量的100％。再进行湿磨，湿法磨矿至0.074mm筛下矿的质量为总原矿质量的75.80％，再加水调浆至矿浆的质量浓度为28％，以0.60kg抑制剂/t锂辉石原矿的用量，加入水玻璃，搅拌3min，再以0.60kg捕收剂/t锂辉石原矿的用量，加入捕收剂油酸皂，搅拌3min，充气浮选5min，得脱钙镁精矿和尾矿；
(4)锂辉石正浮选粗选：向脱钙镁浮选精矿矿浆中，以1.75kg碳酸钠/t锂辉石原矿加入碳酸钠，以0.50kg氢氧化钠/t锂辉石加入氢氧化钠，调节pH值至10～11；以0.50kg氯化钙/t锂辉石原矿加入氯化钙，搅拌5min；再以0.50kg油酸/t锂辉石原矿加入油酸，搅拌3min，充气浮选3min，得到正浮选粗选精矿和正浮选粗选尾矿；
(5)对正浮选粗选尾矿进行正浮选扫选，所述正浮选扫选分为扫选I和扫选II，扫选Ⅰ：向正浮选粗选尾矿中，以0.15kg氢氧化钠/t锂辉石原矿加入氢氧化钠，调节pH值至10～11，搅拌5min，以0.08kg氯化钙/t锂辉石原矿加入氯化钙，搅拌3min，以0.10kg油酸/t锂辉石原矿加入油酸，搅拌3min，充气浮选2min，浮选泡沫产品为扫选I精矿，返回步骤(4)的正浮选精选步骤，浮选槽中产品为扫选I尾矿；扫选Ⅱ：向扫选I尾矿中，以0.15kg氢氧化钠/t锂辉石原矿加入氢氧化钠，调节pH值至10～11，以0.10kg油酸/t锂辉石原矿加入油酸，搅拌3min，充气浮选2min，所得正浮选扫选尾矿直接抛尾；扫选精矿依次顺序返回至上级浮选作业；
(6)锂辉石正浮选精选作业为三级精选，精选Ⅰ：向步骤(4)所得的正浮选粗选精矿中，以0.40kg碳酸钠/t锂辉石原矿加入碳酸钠，搅拌3min，充气浮选2min，得精选I精矿和精选I中矿，精选I精矿进入精选II，精选I中矿返回步骤(4)；精选Ⅱ：向精选I精矿中，以0.25kg碳酸钠/t锂辉石原矿加入碳酸钠，搅拌3min，充气浮选2min，得精选II精矿和精选II中矿，精选II精矿进入精选III，精选II中矿返回精选I；向精选II精矿中，以0.25kg碳酸钠/t锂辉石原矿加入碳酸钠，搅拌3min，充气浮选2min，得正浮选精选精矿和精选中矿，精选中矿返回精选II；
(7)锂辉石反浮选：向正浮选精选精矿中加入硫酸调节pH值至2～3，再以0.25kg醚多胺/t锂辉石原矿加入醚多胺，搅拌2min，充气浮选3min，泡沫产品作为尾矿抛尾，浮选槽中产品为浮选槽中产品为锂辉石精矿产品。
经检测，本实施例产物分析结果见下表3所示：
表3实施例3中个产物分析结果
对比例1
以江西某地高钙镁型低品位锂辉石为例，原矿Li2O的质量百分数为0.67％，CaO的质量百分数为5.00％，MgO的质量百分数为1.65％，SiO2的质量百分数为66.98％。具体步骤如下：
(1)锂辉石原矿破碎至-2.5mm筛下矿的质量等于总原矿质量的100％。再进行湿磨，湿法磨矿至0.074mm筛下矿的质量为总原矿质量的70％，再加水调浆至矿浆的质量浓度为28％。
(2)锂辉石浮选粗选：以1.5kg调整剂/t锂辉石原矿的用量，在步骤(1)所得矿浆中加入碳酸钠，搅拌10min。以0.5kg调整剂/t锂辉石原矿的用量，加入氢氧化钠，搅拌30min。以0.20kg活化剂/t锂辉石原矿的用量，加入氯化钙，搅拌5min。再以0.30kg捕收剂/t锂辉石原矿的用量，加入油酸，搅拌3min，充气浮选3min，得到锂辉石浮选粗精矿和粗尾矿；
(3)锂辉石浮选扫选作业为两次扫选，扫选Ⅰ作业氢氧化钠用量为0.10kg/t锂辉石原矿，搅拌5min，氯化钙用量为0.08kg/t锂辉石原矿，搅拌3min，油酸用量为0.08kg/t锂辉石原矿，搅拌3min，充气浮选2min，扫选Ⅱ作业氢氧化钠用量为0.10kg/t锂辉石原矿，搅拌5min，油酸用量为0.04kg/t锂辉石原矿，搅拌3min，充气浮选2min，所得扫选尾矿直接抛尾。扫选精矿依次顺序返回至上级浮选作业；
(4)锂辉石浮选精选作业为三次精选，精选Ⅰ碳酸钠用量为0.40kg/t锂辉石原矿，搅拌3min，充气浮选3min，精选Ⅱ碳酸钠用量为0.20kg/t锂辉石原矿，搅拌3min，充气浮选2min，精选Ⅲ碳酸钠用量为0.20kg吨/锂辉石原矿，搅拌3min，充气浮选2min。精选中矿依次顺序返回至上一级浮选作业，精选精矿作为最终精矿产品；
经检测，本对比例产物分析结果见见表4：
表4对比例1中各产物分析结果
对比例2
以河南某地锂辉石为例，原矿Li2O的质量百分数为0.47％，CaO的质量百分数为6.36％，MgO的质量百分数为1.54％，SiO2的质量百分数为64.82％，具体步骤如下：
(1)锂辉石原矿破碎至-2.5mm筛下矿的质量等于总原矿质量的100％。再进行湿磨，湿法磨矿至0.074mm筛下矿的质量为总原矿质量的81.50％，再加水调浆至矿浆的质量浓度为30％。
(2)锂辉石浮选粗选：以2.0kg调整剂/t锂辉石原矿的用量，在步骤(1)所得矿浆中加入碳酸钠，搅拌10min。以0.75kg调整剂/t锂辉石原矿的用量，加入氢氧化钠，搅拌30min。以0.35kg活化剂/t锂辉石原矿的用量，加入氯化钙，搅拌5min。再以0.40kg捕收剂/t锂辉石原矿的用量，加入油酸，搅拌3min，充气浮选3min，得到锂辉石浮选粗精矿和粗尾矿；
(3)锂辉石浮选扫选作业为两次扫选，扫选Ⅰ作业氢氧化钠用量为0.20kg/t锂辉石原矿，搅拌5min，，氯化钙用量为0.10kg/t锂辉石原矿，搅拌3min，油酸用量为0.05kg/t锂辉石原矿，搅拌3min，充气浮选2min，扫选Ⅱ作业氢氧化钠用量为0.15kg/t锂辉石原矿，搅拌5min，油酸用量为0.06kg/t锂辉石原矿，搅拌3min，充气浮选2min，所得扫选尾矿直接抛尾，扫选精矿依次顺序返回至上级浮选作业；
(4)锂辉石浮选精选作业为三次精选，精选Ⅰ碳酸钠用量为0.30kg/t锂辉石原矿，搅拌3min，充气浮选3min，精选Ⅱ碳酸钠用量为0.15kg/t锂辉石原矿，搅拌3min，充气浮选2min，精选Ⅲ碳酸钠用量为0.15kg吨/锂辉石原矿，搅拌3min，充气浮选2min。精选中矿依次顺序返回至上一级浮选作业，精选精矿作为最终精矿产品；
经检测，本对比例产物分析结果见下表5所示：
表5对比例2中各产物分析结果
对比例3
以四川某地锂辉石为例，原矿Li2O的质量百分数为0.88％，CaO的质量百分数为4.62％，MgO的质量百分数为1.40％，SiO2的质量百分数为66.45％，具体步骤如下：
(1)锂辉石原矿破碎至-2.5mm筛下矿的质量等于总原矿质量的100％。再进行湿磨，湿法磨矿至0.074mm筛下矿的质量为总原矿质量的75.80％，再加水调浆至矿浆的质量浓度为28％；
(2)锂辉石浮选粗选：以1.75kg调整剂/t锂辉石原矿的用量，在步骤(1)所得矿浆中加入碳酸钠，搅拌10min。以0.50kg调整剂/t锂辉石原矿的用量，加入氢氧化钠，搅拌30min。以0.50kg活化剂/t锂辉石原矿的用量，加入氯化钙，搅拌5min。再以0.50kg捕收剂/t锂辉石原矿的用量，加入油酸，搅拌3min，充气浮选3min，得到锂辉石浮选粗精矿和粗尾矿；
(3)锂辉石浮选扫选作业为两次扫选，扫选Ⅰ作业氢氧化钠用量为0.15kg/t锂辉石原矿，搅拌5min，，氯化钙用量为0.08kg/t锂辉石原矿，搅拌3min，油酸用量为0.10kg/t锂辉石原矿，搅拌3min，充气浮选2min，扫选Ⅱ作业氢氧化钠用量为0.15kg/t锂辉石原矿，搅拌5min，油酸用量为0.10kg/t锂辉石原矿，搅拌3min，充气浮选2min，所得扫选尾矿直接抛尾，扫选精矿依次顺序返回至上级浮选作业；
(4)锂辉石浮选精选作业为三次精选，精选Ⅰ碳酸钠用量为0.40kg/t锂辉石原矿，搅拌3min，充气浮选3min，精选Ⅱ碳酸钠用量为0.25kg/t锂辉石原矿，搅拌3min，充气浮选2min，精选Ⅲ碳酸钠用量为0.25kg吨/锂辉石原矿，搅拌3min，充气浮选2min。精选中矿依次顺序返回至上一级浮选作业，精选精矿作为最终精矿产品；
经检测，本对比例3产物分析结果见表6所示：
表6对比例3中各产物分析结果
表1-表6中，所述百分数为均为质量百分数。
Claims (34)
1.一种高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，将高钙镁型低品位锂辉石原矿进行擦洗分级后，依次采用光电选脱钙镁和浮选脱钙镁除去其中的钙镁杂质，得到脱钙镁浮选精矿，然后通过单次或多次浮选得到锂辉石精矿产品；
具体包括以下步骤：
（1）擦洗分级：将高钙镁型低品位锂辉石原矿进行破碎和擦洗，标准筛分级，得到-40mm~+10mm、-10mm~+0.050mm、-0.050mm三个级别物料，其中-0.050mm级别物料作为尾矿直接抛尾；
（2）光电选脱钙镁精矿：将步骤（1）所得-40mm~+10mm物料进行光电分选，分选出的钙镁杂质进入光电分选尾矿，直接抛尾，得光电选脱钙镁精矿；
（3）浮选脱钙镁：将步骤（1）所得-10mm~+0.050mm物料和步骤（2）所得光电选脱钙镁精矿合并，破碎，湿磨，加水调浆，加入抑制剂，混合均匀后，再加入捕收剂，充气浮选，去除浮选泡沫，作为尾矿抛尾，得脱钙镁浮选精矿矿浆；
（4）锂辉石正浮选粗选：调节步骤（3）所得的脱钙镁浮选精矿矿浆的pH值，加入活化剂，混合均匀，再加入捕收剂，混合均匀，充气浮选，得正浮选粗选尾矿和正浮选粗选精矿；
（5）锂辉石正浮选扫选：对步骤（4）所得的正浮选粗选尾矿进行扫选，得扫选尾矿和扫选精矿，所述扫选尾矿进入下级正浮选扫选或作为尾矿直接抛尾，所述扫选精矿，返回上级浮选；
（6）锂辉石正浮选精选：对步骤（4）所得的正浮选粗选精矿进行正浮选精选，得正浮选精选精矿和正浮选精选中矿，所述正浮选精选中矿返回上级浮选；
（7）锂辉石反浮选：调节步骤（6）所得正浮选精选精矿的pH值，加入捕收剂，混合均匀，充气浮选，得反浮选尾矿和锂辉石精矿产品，反浮选尾矿抛尾。
2.根据权利要求1所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，所述光电选脱钙镁是将擦洗分级后的物料采用光电分选设备进行光电分选，得到光电选脱钙镁精矿；所述光电分选是：采用光电分选设备根据擦洗分级后的物料表面的颜色或者组分不同，判断经擦洗分级后的物料是否为钙镁杂质，然后通过光电设备的喷嘴喷射高压气体吹出钙镁杂质，得到光电选脱钙镁精矿。
3.根据权利要求2所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，所述喷嘴的气压控制在0.7~1.2MPa。
4.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（5）中，所述扫选依次分为扫选I和扫选II，扫选I的过程为：调节正浮选精选尾矿的pH值，加入活化剂，混合均匀，加入捕收剂I，混合均匀，充气浮选，得扫选I尾矿和扫选I精矿，扫选Ⅰ尾矿进入扫选II，扫选Ⅰ精矿返回至步骤（4）；扫选II的过程为：调节扫选I尾矿的pH值，加入捕收剂II，混合均匀，充气浮选，得扫选尾矿和扫选精矿，扫选尾矿直接抛尾，扫选精矿返回扫选I。
5.根据权利要求4所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，所述正浮选精选依次分为三级精选，每次正浮选精选调节上级浮选精矿的pH值，混合均匀，充气浮选，得正浮选精选精矿和正浮选精选中矿，正浮选精选精矿进入下一级浮选，正浮选精选中矿返回上级浮选。
6.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（1）中，所述破碎方式是采用颚式破碎机破碎，破碎后粒度为-40mm筛下矿的质量等于原矿质量的100%。
7.根据权利要求4所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（1）中，所述破碎方式是采用颚式破碎机破碎，破碎后粒度为-40mm筛下矿的质量等于原矿质量的100%。
8.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（3）中，所述破碎，破碎后粒度为-2.5mm筛下矿的质量等于原矿质量的100%；所述湿磨中，添加水的质量为原矿质量的0.5～0.8倍。
9.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（3），所述湿磨至0.074mm筛下矿的质量≥总原矿质量的70%。
10.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（3）中，所述加水调浆至矿浆的质量浓度为25～38%。
11.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（3）中，所述抑制剂选自水玻璃、改性水玻璃和萘磺酸聚合物中的一种或几种。
12.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（3）中，所述抑制剂用量为500~1500g/t原矿。
13.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（3）中，加入抑制剂后采用搅拌的方式混合均匀，搅拌的时间为3~5min。
14.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（3）中，所述捕收剂选自脂肪酸、脂肪酸皂、氧化石蜡皂、十二烷基磺酸钠和十二烷基苯磺酸钠中的一种或几种。
15.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（3）中，所述捕收剂的用量为500~1000g/t原矿。
16.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（3）中，加入抑制剂后采用搅拌的方式混合均匀，搅拌的时间为2～5min。
17.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（3）中，所述充气浮选的时间为3～8min。
18.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（4）中，所述活化剂的用量为200~600g/t原矿。
19.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（4）中，加入活化剂后采用搅拌的方式混合均匀，搅拌的时间为5~15min。
20.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（4）中，所述捕收剂的用量为100～500g/t原矿。
21.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（4）中，加入捕收剂采用搅拌的方式混合均匀，搅拌的时间为2～5min。
22.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（4）中，所述充气浮选的时间为3～8min。
23.根据权利要求4所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（5）中，扫选I和扫选II中，所述捕收剂的用量为20~100g/t锂辉石原矿。
24.根据权利要求4所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（5）中，加入捕收剂采用搅拌方式混合均匀，搅拌的时间为2~5min；所述充气浮选的时间为2~5min。
25.根据权利要求4所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（5），扫选I中，所述活化剂用量为50~200g/t原矿。
26.根据权利要求4所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（5），加入活化剂后采用搅拌方式混合均匀，搅拌的时间为2~5min。
27.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（4）-（6）中，调节pH值为10～11；所述混合的方式为搅拌，搅拌的时间为10~40min，调节pH值的试剂为氢氧化钠或/和碳酸钠。
28.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（4）-（6）中，所述活化剂选自氯化钙、氯化铁、硝酸铅和氧化钙中的一种或几种。
29.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（4）-（6）中，所述捕收剂选自油酸、油酸皂、氧化石蜡皂、环烷酸、环烷酸皂和羟肟酸中的一种或几种。
30.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（6）中，调节pH值的试剂为碳酸钠。
31.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（7）中，调节pH值至2~3。
32.根据权利要求31所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（7）中，调节pH值的试剂选自硫酸、盐酸和硝酸中的一种或多种。
33.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（7）中，所述捕收剂选自十二胺、十八胺、醚胺、醚多胺和季胺盐的一种或几种。
34.根据权利要求1-3任一项所述高钙镁型低品位锂辉石的选矿方法，其特征在于，步骤（7）中，所述捕收剂的用量为100~300g/t原矿。
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| GR01 | Patent grant | ||
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