CN111570080B - 一种锂辉石选矿工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种锂辉石选矿工艺,包括以下步骤:1)将锂辉石矿碎磨后,进行造浆,得到矿浆;将矿浆进行一段弱磁磁选,得到磁选尾矿和高铁矿物,2)将磁选尾矿进行脱泥,脱泥后易浮物进入尾矿库,难浮矿物进入锂辉石粗选前的搅拌系统进行搅拌,得到浮选矿浆;3)将浮选矿浆采用二粗一扫二精的浮选工艺进行浮选,得到浮选精矿;4)将浮选精矿通过消泡机进行物理消泡,消泡后的精矿进行摇床重选,得到的重选精矿为钽铌精矿,重选尾矿为锂辉石精矿。本发明通过采用浮选前弱磁分选消除原矿以及球磨碎屑钢球产生的Fe3+对于浮选的影响,有助于提高锂辉石的精矿品位,粗选前采用强力搅拌,可以促进药剂吸附在锂辉石矿上,提高锂辉石的回收率。
Description
技术领域
本发明属于多金属矿选矿技术领域,具体涉及一种锂辉石选矿工艺。
背景技术
近年新能源汽车消费的崛起,锂电领域的消费占比上升,全球锂产业供需两旺,价格高位运行,行业进入了快速发展通道。目前,锂辉石选矿提取技术成熟,是最重要的锂矿物资源,但中国国内锂辉石矿开发处于起步阶段,许多项目搁浅或停产,产能释放远不及预期,受国家宏观经济政策的驱使,锂辉石矿产业发展已经受到了空前关注,锂辉石矿山资源的开发必然会在短时间内集中爆发。
目前锂辉石矿的利用工艺如下:
1)重介质-浮选法,即以硅铁为重介质,采用三产品重介质旋流器对锂辉石矿进行分选,该工艺可以抛废约25%~30%左右的尾矿,同时获得一部分锂辉石精矿以及中矿,中矿进入浮选系统,精矿为最终精矿。
2)重选/磁选-浮选方法,即采用矿石粗磨至1mm左右后,再通过重选螺旋溜槽+摇床+磁选分离伴生金属钽铌矿和锡石,重选尾矿再磨至-0.074mm占75%左右入浮选流程。
3)浮选+磁选+重选流程,采用该工艺锂辉石的伴生金属钽铌可以富集在锂辉石浮选精矿中,但锂辉石精矿产率较高,精矿进入磁选机矿浆量较大,通常在进入磁选前需要用浓硫酸消泡,消泡后再进磁选机磁选,磁选精矿进入重选流程得到钽铌精矿,磁选尾矿为锂精矿。
4)单一浮选流程,一般采用两碱两皂浮选锂辉石矿,其中两碱为碳酸钠和氢氧化钠,两皂为氧化石蜡皂和环烷酸皂,浮选流程为一粗二扫三精流程。
上述锂辉石选矿工艺主要存在以下问题:
1)重介质-浮选工艺中获得的精矿产品受原矿性质的影响波动较大,有时精矿品位只能达到5.0%品位,不能满足下游企业要求的5.5%的要求,精矿产品销路差;且采用该工艺流程较为复杂导致整体设备配置复杂。另外,采用三产品重介质旋流器获得产品指标不稳定时,后续配套的磨矿和浮选设备都是按照未抛废时的规模来配置。采用重介质-浮选在工艺上不但并没有节约投资资金,反而延长了工艺流程,给生产和管理带来困难。
2)采用重选/磁选-浮选方法是先分选锂辉石中的伴生金属钽铌矿,再通过浮选方法分选锂辉石,采用该工艺要求原矿先进行一段粗磨重选,但是重选原矿耗水量太大,重选设备以及其配套的浓密设备占地面积大,且伴生金属钽铌矿的经济价值占总比重约为1%~3%,如果先采用重选流程,这对于水资源缺乏和场地面积小的矿山企业得不偿失。
3)采用浮选+磁选+重选流程,即将矿石磨碎至-0.074mm占75%左右得到锂辉石精矿,锂辉石精矿通过化学消泡后经磁选机获得钽铌矿,磁选粗精矿再通过重选富集钽铌粗精矿,采用该流程可以满足国家要求的锂辉石伴生金属钽铌矿回收率的要求,但是采用该流程需要消耗化学药剂浓硫酸,对环境污染较大。
4)采用单一浮选流程即一粗三精二扫,中矿顺序返回工艺可以获得较好的选矿指标,但是锂辉石矿在浮选过程中容易出现掉槽,且掉槽后的锂辉石很难再被药剂捕捉,从而流失在尾矿中。此外,锂辉石矿的粗选前一般会采用搅拌槽强力搅拌,但是为了提高锂辉石的回收率,在扫选前并没有采用强力搅拌,从而降低药剂对锂辉石的捕收能力。另外,球磨时钢球的碎裂会产生含Fe3+的碎屑和矿石本身自带的弱磁矿物产生的Fe3+会对锂辉石浮选的脉石矿物产生活化作用,进而降低锂辉石精矿品位。
发明内容
本发明的目的是提供一种锂辉石品位高、耗酸少,环境污染小的一种锂辉石选矿工艺。
本发明这种锂辉石选矿工艺,包括以下步骤:
1)将锂辉石矿碎磨后,进行造浆,得到矿浆;将矿浆进行一段弱磁磁选,得到磁选尾矿和高铁矿物,高铁矿物进入尾库矿;
2)将步骤1)中的磁选尾矿进行脱泥,脱泥后易浮物进入尾矿库,难浮矿物进入锂辉石粗选前的搅拌系统进行搅拌,得到浮选矿浆;
3)将步骤2)中的浮选矿浆采用二粗一扫二精的浮选工艺进行浮选,得到浮选精矿。
4)将步骤3)中浮选精矿通过消泡机进行物理消泡,消泡后的精矿进行摇床重选,得到的重选精矿为钽铌精矿,重选尾矿为锂辉石精矿。
所述步骤1)中,碎磨至-0.074mm占70%~75%;磁选的磁场强度为100~250GS。
所述步骤2)中,搅拌时间为30~50min。
所述步骤3)中,二粗一扫二精的浮选工艺中,粗选Ⅰ精矿直接进入精选Ⅱ精选,粗选Ⅰ尾矿进入粗选Ⅱ,粗选Ⅱ的精矿进入精选Ⅰ,粗选Ⅱ的尾矿进入扫选Ⅰ搅拌系统。
所述步骤3)中,浮选的药剂制度为粗选Ⅰ添加碳酸钠500~3000g/t,氢氧化钠500~1500g/t,氧化石蜡皂1000~3000g/t,环烷酸皂100~500g/t,柴油20~100g/t;扫选Ⅰ添加碳酸钠100~500g/t,氧化石蜡皂100~1000g/t,环烷酸皂20~100g/t。
所述步骤4)中,消泡机包括有进料管、分配盘、齿条辊子、箱体和驱动电机,分配盘通过滑动轴承安装在箱体顶部的中心位置上,进料管位于分配盘的正上方,分配盘在齿条辊子的上部,齿条辊子有两个,驱动电机的电机主体安装于箱体外,两个齿条辊子平行安装于箱体的侧壁上,驱动电机与齿条辊子通过轴承连接;齿条辊子可通过驱动电机带动进行高速转动,转动过程中,两个齿条辊子的齿尖始终对应,齿尖的间距为1mm;齿尖与箱体壁的间距10mm;矿浆通过进料管进入后,会冲动分配盘的旋转,从而将矿浆均匀地分布给消泡机下部高速旋转的齿条辊子上,通过高速旋转的齿条辊子将泡沫打散戳破,达到消泡的目的。
所述步骤2)和3)中,为了保证浮选过程中温度的稳定,在搅拌槽上面和浮选机上面加盖玻璃钢,避免热量散失。
所述步骤4)中,重选工艺为一粗一精,重选尾矿通过浓缩过滤后,得到锂辉石精矿。
本发明的有益效果:1)本发明通过采用浮选前弱磁分选消除原矿以及球磨碎屑钢球产生的Fe3+对于浮选的影响,有助于提高锂辉石的精矿品位,粗选前采用强力搅拌30~50min,可以促进药剂吸附在锂辉石矿上,提高锂辉石的回收率。2)本发明的浮选工艺采用二次粗选,二次精选和一次扫选流程,其中粗选1的精矿进入到精选2,精选1的中矿和扫选1的中矿返回粗选2可以避免中矿难浮矿浆进入粗选1,影响锂辉石矿的快速浮选,从而降低锂辉石矿掉槽的现象。
由于粗选1可以获得锂精矿品位较高,精选流程只采用两次精选,从而进一步降低减少中矿的循环率,降低掉槽率。扫选1前增加搅拌作业和控制加药,进一步提高锂辉石的回收率。3)浮选和搅拌采用加盖玻璃盖,可以起到浮选锂辉石浮选保温作用,可以促进脂肪酸在锂辉石上吸附,提高锂辉石的选矿回收率。4)本发明的消泡采用物理消泡流程,不仅生产成本低,且对环境无污染,消泡后的精矿采用重选获得钽铌精矿和锂辉石精矿,和磁选工艺相比,设备投资低,且操作简单,能耗低、流程短。本流程除可回收锂辉石精矿中的钽铌矿外,当原矿中含有锡时,还可以对重选精矿进行磁选,分离钽铌和锡精矿。从而提高辅加产品的附加值。5)采用本发明的选矿流程,可以获得锂辉石的回收率大于78%,品位大于5.5%,钽铌矿的回收率大于40%。
附图说明
图1本发明的工艺流程图;
图2消泡机的结构图;
图3消泡机的俯视图。
1-分配盘;2-齿条辊子;3-驱动电机;4-箱体;5-进料管。
具体实施方式
本实施例中采用的消泡机,消泡机的结构如图2和3所示,消泡机包括有进料管5、分配盘1、齿条辊子2、箱体4和驱动电机3,分配盘1通过滑动轴承安装在箱体4顶部的中心位置上,进料管5位于分配盘1的正上方,分配盘1在齿条辊子2的上部,齿条辊子2有两个,驱动电机3的电机主体安装于箱体外,两个齿条辊子2平行安装于箱体4的侧壁上,驱动电机3与齿条辊子2通过轴承连接;齿条辊子2可通过驱动电机3带动进行高速转动,转动过程中,两个齿条辊子2的齿尖始终对应,齿尖的间距为1mm;齿尖与箱体壁的间距10mm;矿浆通过进料管5进入后,会冲动分配盘1的旋转,从而将矿浆均匀地分布给消泡机下部高速旋转的齿条辊子2上,通过高速旋转的齿条辊子2将泡沫打散戳破,达到消泡的目的。
实施例1
以四川某地的锂辉石为例,原矿含锂辉石1.20%,Ta2O5:0.004%、Nb2O5:0.008%。其工艺流程图如图1所示,具体包括以下步骤:
将上述锂辉石矿碎磨至-0.074mm占70%~75%后,进行造浆,得到矿浆,矿浆进行采用一段弱磁磁选,磁场强度为250GS,磁选后,得到高铁矿物(进入尾矿库)和磁选尾矿。
磁选尾矿进行脱泥,脱泥后易浮物进入尾矿库,难浮矿物进入锂辉石粗选前的搅拌系统(搅拌槽上面加盖玻璃钢,避免热量散失)进行搅拌50min后,入锂辉石浮选系统。
锂辉石浮选采用二粗二精一扫流程(浮选机上面加盖玻璃钢,避免热量散失),粗选Ⅰ加药种类为碳酸钠、氢氧化钠、环烷酸皂、氧化石蜡皂和柴油,加药量分别为1800g/t,1000g/t,2000g/t,100g/t和45g/t。扫选Ⅰ矿浆在搅拌槽中的搅拌时间为15min,加药种类为碳酸钠、氧化石蜡皂和环烷酸皂,药剂用量分别为150g/t,450g/t和50g/t。粗选Ⅰ后的精矿直接进入精选Ⅱ,尾矿进入粗选Ⅱ;粗选Ⅱ的精矿进入精选Ⅰ,尾矿进入扫选Ⅰ;精选Ⅰ的精矿进入精选Ⅱ。
浮选后的精矿采用上述的消泡机进行物理消泡后,再采用二段摇床重选(一粗一精工艺),重选后的精矿为钽铌精矿,尾矿经过浓缩过滤后,得到锂辉石精矿。
获得锂辉石精矿品位为5.63%,回收率为78.00%,Ta2O5的品位为10.00%,回收率为25.00%,Nb2O5的品位为9.00%,回收率为17.00%。
实施例2
以四川某地的锂辉石为例,原矿含锂辉石1.50%,Ta2O5:0.008%、Nb2O5:0.010%。其工艺流程图如图1所示,具体包括以下步骤:
将上述锂辉石矿碎磨至-0.074mm占70%~75%后,进行造浆,得到矿浆,矿浆进行采用一段弱磁磁选,磁场强度为200GS,磁选后,得到高铁矿物(进入尾矿库)和磁选尾矿。
磁选尾矿进行脱泥,脱泥后易浮物进入尾矿库,难浮矿物进入锂辉石粗选前的搅拌系统(搅拌槽上面加盖玻璃钢,避免热量散失)进行搅拌40min后,入锂辉石浮选系统。
锂辉石浮选采用二粗二精一扫流程(浮选机上面加盖玻璃钢,避免热量散失),粗选Ⅰ加药种类为碳酸钠、氢氧化钠、环烷酸皂、氧化石蜡皂和柴油,加药量分别为2000g/t,1500g/t,3000g/t,500g/t和55g/t。扫选Ⅰ矿浆在搅拌槽中的搅拌时间为15min,加药种类为碳酸钠、氧化石蜡皂和环烷酸皂,药剂用量分别为150g/t,450g/t和50g/t。粗选Ⅰ后的精矿直接进入精选Ⅱ,尾矿进入粗选Ⅱ;粗选Ⅱ的精矿进入精选Ⅰ,尾矿进入扫选Ⅰ;精选Ⅰ的精矿进入精选Ⅱ。
浮选后的精矿采用上述的消泡机进行物理消泡后,再采用二段摇床重选(一粗一精工艺),重选后的精矿为钽铌精矿,尾矿经过浓缩过滤后,得到锂辉石精矿。
获得锂辉石精矿品位为6.63%,回收率为76.00%,Ta2O5的品位为13.00%,回收率为28.00%,Nb2O5的品位为8.80%,回收率为19.00%。
实施例3
以四川某地的锂辉石为例,原矿含锂辉石1.230%,Ta2O5:0.006%、Nb2O5:0.007%。其工艺流程图如图1所示,具体包括以下步骤:
将上述锂辉石矿碎磨至-0.074mm占70%~75%后,进行造浆,得到矿浆,矿浆进行采用一段弱磁磁选,磁场强度为150GS,磁选后,得到高铁矿物(进入尾矿库)和磁选尾矿。
磁选尾矿进行脱泥,脱泥后易浮物进入尾矿库,难浮矿物进入锂辉石粗选前的搅拌系统(搅拌槽上面加盖玻璃钢,避免热量散失)进行搅拌30min后,入锂辉石浮选系统。
锂辉石浮选采用二粗二精一扫流程(浮选机上面加盖玻璃钢,避免热量散失),粗选Ⅰ加药种类为碳酸钠、氢氧化钠、环烷酸皂、氧化石蜡皂和柴油,加药量分别为3000g/t,500g/t,3000g/t,500g/t和100g/t。扫选Ⅰ矿浆在搅拌槽中的搅拌时间为15min,加药种类为碳酸钠、氧化石蜡皂和环烷酸皂,药剂用量分别为100g/t,100g/t和50g/t。粗选Ⅰ后的精矿直接进入精选Ⅱ,尾矿进入粗选Ⅱ;粗选Ⅱ的精矿进入精选Ⅰ,尾矿进入扫选Ⅰ;精选Ⅰ的精矿进入精选Ⅱ。
浮选后的精矿采用上述的消泡机进行物理消泡后,再采用二段摇床重选(一粗一精工艺),重选后的精矿为钽铌精矿,尾矿经过浓缩过滤后,得到锂辉石精矿。
获得锂辉石精矿品位为5.93%,回收率为82.00%,Ta2O5的品位为11.00%,回收率为27.00%,Nb2O5的品位为7.90%,回收率为20.00%。
Claims (6)
1.一种锂辉石选矿工艺,包括以下步骤:
1)将锂辉石矿碎磨后,进行造浆,得到矿浆;将矿浆进行一段弱磁磁选,得到磁选尾矿和高铁矿物,高铁矿物进入尾库矿;
2)将步骤1)中的磁选尾矿进行脱泥,脱泥后易浮物进入尾矿库,难浮矿物进入锂辉石粗选前的搅拌系统进行搅拌,得到浮选矿浆;
3)将步骤2)中的浮选矿浆采用二粗一扫二精的浮选工艺进行浮选,得到浮选精矿;
4)将步骤3)中浮选精矿通过消泡机进行物理消泡,消泡后的精矿进行摇床重选,得到的重选精矿为钽铌精矿,重选尾矿为锂辉石精矿;
所述步骤3)中,二粗一扫二精的浮选工艺中,粗选Ⅰ精矿直接进入精选Ⅱ精选,粗选Ⅰ尾矿进入粗选Ⅱ,粗选Ⅱ的精矿进入精选Ⅰ,粗选Ⅱ的尾矿进入扫选Ⅰ搅拌系统;
所述步骤4)中,消泡机包括有进料管、分配盘、齿条辊子、箱体和驱动电机,分配盘通过滑动轴承安装在箱体顶部的中心位置上,进料管位于分配盘的正上方,分配盘在齿条辊子的上部,齿条辊子有两个,驱动电机的电机主体安装于箱体外,两个齿条辊子平行安装于箱体的侧壁上,驱动电机与齿条辊子通过轴承连接;齿条辊子可通过驱动电机带动进行高速转动,转动过程中,两个齿条辊子的齿尖始终对应,齿尖的间距为1mm;齿尖与箱体壁的间距10mm;矿浆通过进料管进入后,会冲动分配盘的旋转,从而将矿浆均匀地分布给消泡机下部高速旋转的齿条辊子上,通过高速旋转的齿条辊子将泡沫打散戳破,达到消泡的目的。
2.根据权利要求1所述的锂辉石选矿工艺,其特征在于,所述步骤1)中,碎磨至-0.074mm占70%~75%;磁选的磁场强度为100~250GS。
3.根据权利要求1所述的锂辉石选矿工艺,其特征在于,所述步骤2)中,搅拌时间为30~50min。
4.根据权利要求1所述的锂辉石选矿工艺,其特征在于,所述步骤3)中,浮选的药剂制度为粗选Ⅰ添加碳酸钠500~3000g/t,氢氧化钠500~1500g/t,氧化石蜡皂1000~3000g/t,环烷酸皂100~500g/t,柴油20~100g/t;扫选Ⅰ添加碳酸钠100~500g/t,氧化石蜡皂100~1000g/t,环烷酸皂20~100g/t。
5.根据权利要求1所述的锂辉石选矿工艺,其特征在于,所述步骤2)和3)中,为了保证浮选过程中温度的稳定,在搅拌槽上面和浮选机上面加盖玻璃钢,避免热量散失。
6.根据权利要求1所述的锂辉石选矿工艺,其特征在于,所述步骤4)中,重选工艺为一粗一精,重选尾矿通过浓缩过滤后,得到锂辉石精矿。
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GR01 | Patent grant | ||
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