CN115999774A - 低品位锂辉石的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供了一种低品位锂辉石的选矿方法,包括如下步骤:将待选原矿进行湿磨得到第一矿浆,接着向第一矿浆中加水搅拌,得到预设浓度的待选矿浆;向所得待选矿浆中添加第一预设药剂进行矿泥反浮选,得到矿泥和脱泥尾矿;向脱泥尾矿中添加第二预设药剂进行脱泥尾矿正浮选,得到锂精矿和尾矿;第二预设药剂包括调整剂、复合抑制剂和复合捕收剂;复合抑制剂由单宁酸、羟基柠檬酸、乳酸和木质素磺酸钠复配得到;复合捕收剂由油酸、塔尔油、环烷酸和白油复配得到。本发明通过反浮选脱泥‑正浮选回收锂辉石的工艺流程,将大量的脉石矿物分离出来;接着,在复合抑制剂和复合捕收剂的共同作用下,实现了低品位锂辉石的有效回收,提高了资源利用率。
Description
技术领域
本发明涉及锂辉石选矿技术领域,尤其涉及一种低品位锂辉石的选矿方法。
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。
然而,锂辉石矿中一般含有云母、高岭土等易泥化矿物,导致其脉石矿物含量高,在磨矿碎磨过程中易泥化,产生大量难选矿泥,恶化浮选环境,从而影响锂辉石的可浮性。锂辉石浮选体系中矿泥的大量存在对浮选的影响主要表现有:使矿浆黏度增大,矿物颗粒间分散性变差;矿泥吸附大量的药剂,导致耗药量大;矿泥在锂辉石矿物表面形成罩盖,妨碍药剂的作用。
为了消除矿泥的影响,现有锂辉石矿的选矿方法一般分为两种,一是在碎磨过程中减少次生矿泥的产生,通过重选抛除部分废料,重选抛除的废料粒度一般为0.5~6mm,Li2O品位为0.2%~0.3%,此方法会导致部分未解离而可选性较好的锂辉石直接被抛除,造成资源浪费。二是通过碱法强搅拌的工艺,即在矿浆中添加大量的Na2CO3、NaOH,长时间搅拌使矿泥分散,降低脉石矿泥的影响,此方法药剂消耗量大,适用于矿泥和易浮脉石含量较少的矿石。
对于低品位锂辉石矿,由于有用物含量低,Li2O含量仅为0.4%-0.6%,采用以上两种方法选矿效果较差,Li2O回收率低,一般而言,低品位锂辉石矿(Li2O品位为0.3-0.6%)的选矿回收率低于65%,可见,目前对低品位锂辉石的选矿会造成锂资源的浪费。随着新能源的发展,锂资源开发的深入,加强对低品位锂辉石矿的回收利用是近年来的研究热点之一。
有鉴于此,有必要设计一种改进的低品位锂辉石的选矿方法,以解决上述问题。
发明内容
本发明的目的在于提供一种低品位锂辉石的选矿方法,通过反浮选脱泥-正浮选回收锂辉石的工艺流程,从源头上将大量的云母、长石和高岭土等脉石矿物分离出来,最大程度地减小脉石矿物对选矿的影响;接着,在复合抑制剂的作用下,降低了脉石矿物对锂辉石的影响,同时复合捕收剂实现了对锂辉石的有效捕收,最终在复合抑制剂和复合捕收剂的共同作用下,实现了低品位锂辉石的有效回收,提高了资源利用率。
为实现上述发明目的,本发明提供了一种低品位锂辉石的选矿方法,其特征在于,包括如下步骤:
S1.将待选原矿进行湿磨得到第一矿浆,接着向所述第一矿浆中加水搅拌,得到预设浓度的待选矿浆;
S2.向步骤S1的所述待选矿浆中添加第一预设药剂进行矿泥反浮选,得到矿泥和脱泥尾矿;
S3.向步骤S2的所述脱泥尾矿中添加第二预设药剂进行脱泥尾矿正浮选,得到锂精矿和尾矿;所述第二预设药剂包括调整剂、复合抑制剂和复合捕收剂;所述调整剂为碳酸钠;所述复合抑制剂由单宁酸、羟基柠檬酸、乳酸和木质素磺酸钠复配得到;所述复合捕收剂由油酸、塔尔油、环烷酸和白油复配得到。
作为本发明的进一步改进,步骤S3中,所述复合捕收剂的油酸、塔尔油、环烷酸、白油的质量百分比为(20%-30%):(10%-20%):(30%-40%):(30%-40%)。
作为本发明的进一步改进,步骤S3中,所述复合抑制剂的单宁酸、羟基柠檬酸、乳酸和木质素磺酸钠按的质量百分比为(20%-30%):(30%-40%):(20%-30%):(10%-20%)。
作为本发明的进一步改进,步骤S1中,所述第一矿浆中,粒径小于0.074mm的矿粉占所述待选原矿质量的70%~75%;所述待选矿浆的质量浓度为30%~35%。
作为本发明的进一步改进,步骤S3中,所述脱泥尾矿正浮选工艺包括一次粗选、三次精选和两次扫选,最终得到所述锂精矿和所述尾矿。
作为本发明的进一步改进,所述第二预设药剂包括:作为粗选药剂的1000~3000g/t的调整剂、500~1500g/t的复合抑制剂和400~1000g/t的复合捕收剂;作为第一次精选药剂的100~300g/t的调整剂和10~100g/t的复合捕收剂,作为第二次精选药剂的50~150g/t的调整剂和10~50g/t的复合捕收剂;作为第一次扫选药剂的200~300g/t的复合捕收剂,作为第二次扫选药剂的100~200g/t的复合捕收剂。
作为本发明的进一步改进,步骤S2中,所述矿泥反浮选工艺包括一次粗选。
作为本发明的进一步改进,所述第一预设药剂为作为粗选药剂的20~40g/t的椰油胺。
作为本发明的进一步改进,加入所述调整剂的搅拌时间为2-3min;加入所述复合抑制剂的搅拌时间为2-3min;加入所述复合捕收剂的搅拌时间为2-3min。
作为本发明的进一步改进,步骤S3中,所得锂精矿中含Li2O高达4.68%,回收率高达66.49%
本发明的有益效果是:
(1)本发明提供的低品位锂辉石的选矿方法,根据低品位锂辉石中脉石矿物含量高的特点,首先进行矿泥的反浮选操作,从源头上将大量的云母、长石和高岭土等脉石矿物分离出来,最大程度地减小脉石矿物对选矿的影响。接着,对脱泥尾矿进行正浮选,通过合理的复配,设置复合抑制剂和复合捕收剂,在复合抑制剂的作用下,降低了脉石矿物对锂辉石的影响,同时复合捕收剂实现了对锂辉石的有效捕收,最终在复合抑制剂和复合捕收剂的共同作用下,实现了低品位锂辉石的有效回收,提高了资源利用率。
(2)本发明提供的低品位锂辉石的选矿方法,与现有物理脱泥工艺相比,反浮选脱泥方式锂损失少,从根本上提高了锂的回收率;与传统高碱强搅拌调浆清洗工艺相比,本工艺流程简单,对设备要求低,矿浆碱度低;传统抑制剂对低品位锂辉石的中脉石矿物的抑制作用差,难以将杂质有效抑制,本发明的复合抑制剂强化了对杂质的抑制,提高了回收率;传统捕收剂对低品位锂辉石的捕收作用弱,本发明的复合捕收剂强化了对锂辉石的捕收,进一步提高了回收率。
附图说明
图1为本发明的低品位锂辉石的选矿方法的工艺流程图。
具体实施方式
为了使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚,下面结合附图和具体实施例对本发明进行详细描述。
在此,还需要说明的是,为了避免因不必要的细节而模糊了本发明,在附图中仅仅示出了与本发明的方案密切相关的结构和/或处理步骤,而省略了与本发明关系不大的其他细节。
另外,还需要说明的是,术语“包括”、“包含”或者其任何其他变体意在涵盖非排他性的包含,从而使得包括一系列要素的过程、方法、物品或者设备不仅包括那些要素,而且还包括没有明确列出的其他要素,或者是还包括为这种过程、方法、物品或者设备所固有的要素。
请参阅图1所示,本发明提供了一种低品位锂辉石的选矿方法,包括如下步骤:
S1.制浆:
将待选原矿进行湿磨得到第一矿浆,接着向第一矿浆中加水搅拌,得到质量浓度为30%~35%的待选矿浆。
第一矿浆中,粒径小于0.074mm的矿粉占待选原矿质量的70%~75%,将矿浆中的矿粉控制在一定的细度,更有利于将矿粉中各物质进行过分离提纯,提高回收率。
S2.矿泥反浮选:
向步骤S1制备的待选矿浆中添加第一预设药剂进行矿泥反浮选,得到矿泥和脱泥尾矿,矿泥直接废弃,脱泥尾矿继续进行后续的选矿。其中,第一预设药剂为作为粗选药剂的20~40g/t的椰油胺。椰油胺作为一种阳离子捕收剂,能更好地将云母、长石、高岭土等硅酸盐脉石矿泥泡沫浮选出来。
矿泥反浮选工艺包括一次粗选,具体操作为:将待选矿浆进行矿泥粗选,得到矿泥和脱泥尾矿。
S3.锂精矿正浮选:
向步骤S2得到的脱泥尾矿中添加第二预设药剂进行脱泥尾矿正浮选,得到锂精矿和尾矿。其中,第二预设药剂包括调整剂、复合抑制剂和复合捕收剂;具体来讲,调整剂为碳酸钠;复合抑制剂由单宁酸、羟基柠檬酸、乳酸和木质素磺酸钠复配得到,单宁酸、羟基柠檬酸、乳酸和木质素磺酸钠按的质量百分比为(20%-30%):(30%-40%):(20%-30%):(10%-20%);复合捕收剂由油酸、塔尔油、环烷酸和白油复配得到,油酸、塔尔油、环烷酸、白油的质量百分比为(20%-30%):(10%-20%):(30%-40%):(30%-40%)。
第二预设药剂包括:作为粗选药剂的1000~3000g/t的调整剂、500~1500g/t的复合抑制剂和400~1000g/t的复合捕收剂;作为第一次精选药剂的100~300g/t的调整剂和10~100g/t的复合捕收剂,作为第二次精选药剂的50~150g/t的调整剂和10~50g/t的复合捕收剂;作为第一次扫选药剂的200~300g/t的复合捕收剂,作为第二次扫选药剂的100~200g/t的复合捕收剂。
在粗选、精选和扫选过程中,加入调整剂的搅拌时间为2-3min;加入复合抑制剂的搅拌时间为2-3min;加入复合捕收剂的搅拌时间为2-3min。
锂精矿正浮选工艺包括一次粗选、三次精选和两次扫选,最终得到锂精矿和尾矿;具体包括以下步骤:
S31.将步骤S2得到的脱泥尾矿进行锂精矿粗选,得到锂粗选精矿和锂粗选尾矿;
S32.将步骤S31得到的锂粗选精矿进行第一次精选,得到锂精选第一精矿和锂精选第一尾矿;其中,锂精选第一尾矿返回步骤S31的锂粗选步骤;
S33.将步骤S32得到的锂精选第一精矿进行第二次精选,得到锂精选第二精矿和锂精选第二尾矿;其中,锂精选第二尾矿返回步骤S32的第一次精选步骤;
S34.将步骤S33得到的锂精选第二精矿进行第三次精选,得到锂精矿和锂精选第三尾矿;其中,锂精选第三尾矿返回步骤S33的第二次精选步骤;
S35.将步骤S31得到的锂粗选尾矿进行第一次扫选,得到锂扫选第一精矿和锂扫选第一尾矿;其中,锂扫选第一精矿返回步骤S31的锂粗选步骤;
S36.将步骤S35得到的锂扫选第一尾矿进行第二次扫选,得到锂扫选第二精矿和尾矿;其中,锂扫选第二精矿返回步骤S35的第一次扫选步骤,尾矿和步骤S2得到的矿泥一并废弃。
步骤S3中,所得锂精矿中含Li2O高达4.68%,回收率高达66.49%。
下面通过具体的实施例对本发明进行说明:
实施例1
以质量百分数计,本实施例所用的待选原矿中锂辉石的含量为6.9%(Li2O含量0.45%),云母含量为5.8%,长石含量为24.5%,高岭土含量为2.6%,石英含量为56.4%。
本发明提供了一种低品位锂辉石的选矿方法,包括如下步骤:
S1.制浆:
将待选原矿进行湿磨得到第一矿浆,接着向第一矿浆中加水搅拌,得到质量浓度为33%的待选矿浆。
第一矿浆中,粒径小于0.074mm的矿粉占待选原矿质量的73%。
S2.矿泥反浮选:
向步骤S1制备的待选矿浆中添加第一预设药剂进行矿泥反浮选,得到矿泥和脱泥尾矿,矿泥直接废弃,脱泥尾矿继续进行后续的选矿。其中,第一预设药剂为作为粗选药剂的30g/t的椰油胺。
矿泥反浮选工艺包括一次粗选,具体操作为:将待选矿浆进行矿泥粗选,得到矿泥和脱泥尾矿。
S3.锂精矿正浮选:
向步骤S2得到的脱泥尾矿中添加第二预设药剂进行脱泥尾矿正浮选,得到锂精矿和尾矿。其中,第二预设药剂包括调整剂、复合抑制剂和复合捕收剂;具体来讲,调整剂为碳酸钠;复合抑制剂由单宁酸、羟基柠檬酸、乳酸和木质素磺酸钠复配得到,单宁酸、羟基柠檬酸、乳酸和木质素磺酸钠按的质量百分比为25%:35%:25%:15%;复合捕收剂由油酸、塔尔油、环烷酸和白油复配得到,复合捕收剂的油酸、塔尔油、环烷酸、白油的质量百分比为25%:15%:30%:30%。
锂精矿正浮选工艺包括一次粗选、三次精选和两次扫选,最终得到锂精矿和尾矿;具体包括以下步骤:
S31.向步骤S2得到的脱泥尾矿中加入2000g/t的碳酸钠搅拌3min,接着加入1000g/t的复合抑制剂继续搅拌3min,最后加入600g/t的复合捕收剂继续搅拌3min,进行锂精矿粗选,得到锂粗选精矿和锂粗选尾矿;
S32.向步骤S31得到的锂粗选精矿中加入200g/t的碳酸钠搅拌3min,接着加入30g/t的复合捕收剂继续搅拌3min,进行第一次精选,得到锂精选第一精矿和锂精选第一尾矿;其中,锂精选第一尾矿返回步骤S31的锂粗选步骤;
S33.向步骤S32得到的锂精选第一精矿中加入100g/t的碳酸钠搅拌3min,接着加入15g/t的复合捕收剂继续搅拌3min,进行第二次精选,得到锂精选第二精矿和锂精选第二尾矿;其中,锂精选第二尾矿返回步骤S32的第一次精选步骤;
S34.将步骤S33得到的锂精选第二精矿进行第三次精选(不添加药剂),得到锂精矿和锂精选第三尾矿;其中,锂精选第三尾矿返回步骤S33的第二次精选步骤;
S35.向步骤S31得到的锂粗选尾矿中加入250g/t的复合捕收剂搅拌3min,进行第一次扫选,得到锂扫选第一精矿和锂扫选第一尾矿;其中,锂扫选第一精矿返回步骤S31的锂粗选步骤;
S36.向步骤S35得到的锂扫选第一尾矿中加入150g/t的复合捕收剂搅拌3min,进行第二次扫选,得到锂扫选第二精矿和尾矿;其中,锂扫选第二精矿返回步骤S35的第一次扫选步骤,尾矿和步骤S2得到的矿泥一并废弃。
所得锂精矿含Li2O为4.68%,回收率为66.49%。
实施例2-4及对比例1-5
一种低品位锂辉石的选矿方法,与实施例1相比,不同之处在于,步骤S3中,复合抑制剂中各物质的比例不同,其他与实施例1大致相同,在此不再赘述。
表1实施例1-4及对比例1-5所得锂精矿的锂含量及回收率
实施例 | 复合抑制剂中各物质的比例 | <![CDATA[Li<sub>2</sub>O(%)]]> | 回收率(%) |
实施例1 | 25%:35%:25%:15% | 4.68 | 66.49 |
实施例2 | 30%:40%:20%:10% | 4.71 | 66.42 |
实施例3 | 20%:30%:30%:20% | 4.74 | 66.34 |
实施例4 | 30%:30%:20%:20% | 4.84 | 66.30 |
对比例1 | 60%:0:25%:15% | 4.59 | 61.81 |
对比例2 | 25%:35%:0:40% | 4.51 | 61.90 |
对比例3 | 0:60%:25%:15% | 4.58 | 61.73 |
对比例4 | 25%:35%:40%:0 | 4.52 | 61.85 |
对比例5 | 10%:50%:15%:25% | 4.87 | 64.15 |
由表1可知,随着复合抑制剂中各物质含量的变化,所得锂精矿的锂含量和回收率有所变化,但整体的回收率较高。
但是,当复合抑制剂中缺少任一成分时或者复合抑制剂中各物质的比例不合适时,所得锂精矿的锂含量和回收率均有明显的下降。由此说明,只有将单宁酸、羟基柠檬酸、乳酸和木质素磺酸钠四种物质按合适的比例复配后,才能起到很好的抑制作用。
实施例5-6及对比例6-10
一种低品位锂辉石的选矿方法,与实施例1相比,不同之处在于,步骤S3中,复合捕收剂中各物质的比例不同,其他与实施例1大致相同,在此不再赘述。
表2实施例5-6及对比例6-10所得锂精矿的锂含量及回收率
实施例 | 复合捕收剂中各物质的比例 | <![CDATA[Li<sub>2</sub>O(%)]]> | 回收率(%) |
实施例1 | 25%:15%:30%:30% | 4.68 | 66.49 |
实施例5 | 20%:10%:30%:40% | 4.72 | 66.47 |
实施例6 | 30%:10%:30%:30% | 4.63 | 66.58 |
对比例6 | 25%:15%:60%:0 | 4.52 | 61.74 |
对比例7 | 25%:15%:0:60% | 4.58 | 61.39 |
对比例8 | 45%:0:30%:30% | 4.48 | 61.84 |
对比例9 | 0:45%:30%:30% | 4.46 | 61.93 |
对比例10 | 15%:8%:25%:52% | 4.61 | 61.97 |
由表2可知,随着复合不收剂中各物质含量的变化,所得锂精矿的锂含量和回收率有所变化,但整体的回收率依然较高。
但是当复合捕收剂中缺少任一成分或者复合捕收剂中各物质的比例不合适时,所得锂精矿的锂含量和回收率均有明显的下降。由此说明,只有将油酸、塔尔油、环烷酸和白油四种物质按合适的比例复配后,才能起到很好的捕收作用。
实施例7
一种低品位锂辉石的选矿方法,与实施例1相比,不同之处在于,步骤S31中,碳酸钠的添加量为3000g/t,其他与实施例1大致相同,在此不再赘述。实施例7所得锂精矿含Li2O为4.83%,回收率为66.08%。
实施例8
一种低品位锂辉石的选矿方法,与实施例1相比,不同之处在于,步骤S31中,复合抑制剂的添加量为1500g/t,其他与实施例1大致相同,在此不再赘述。实施例8所得锂精矿含Li2O为4.98%,回收率为65.72%。由此可知,随着复合抑制剂添加量的增加,锂精矿中Li2O含量增加。
实施例9
一种低品位锂辉石的选矿方法,与实施例1相比,不同之处在于,步骤S31中,复合捕收剂的添加量为800g/t,其他与实施例1大致相同,在此不再赘述。实施例9所得锂精矿含Li2O为4.31%,回收率为67.42%。
对比例11
一种低品位锂辉石的选矿方法,与实施例1相比,不同之处在于,捕收剂采用传统捕收剂氧化石蜡皂+环烷酸皂,具体来讲,步骤S31中,氧化石蜡皂+环烷酸皂用量为300+300g/t;步骤S32中,氧化石蜡皂+环烷酸皂用量为15+15g/t;步骤S33中,氧化石蜡皂+环烷酸皂用量为7.5+7.5g/t,;步骤S35中,氧化石蜡皂+环烷酸皂用量为150+150g/t;步骤S36中,氧化石蜡皂+环烷酸皂用量为75+75g/t;其他与实施例1大致相同,在此不再赘述。对比例11所得锂精矿含Li2O为4.27%,回收率为61.61%。由此可知,当未采用本发明的复合捕收剂时,锂精矿的锂含量和回收率均低于实施例1,进一步说明本发明复合捕收剂的高效捕收效果;同时说明本发明的复合捕收剂和复合抑制剂之间的相互配合作用。
对比例12
一种低品位锂辉石的选矿方法,与实施例1相比,不同之处在于,步骤S3中,抑制剂采用传统抑制剂氟化钠,其他与实施例1大致相同,在此不再赘述。对比例12所得锂精矿含Li2O为4.16%,回收率为61.42%。由此进一步说明了本发明的复合捕收剂和复合抑制剂之间的相互配合作用。
对比例13
一种低品位锂辉石的选矿方法,与实施例1相比,不同之处在于,不经过步骤S2的反浮选脱泥步骤,直接进行锂辉石浮选,其他与实施例1大致相同,在此不再赘述。对比例13所得锂精矿含Li2O为4.13%,回收率为61.85%,由此可见,不经过预先脱泥,脉石矿物会严重影响锂精矿的浮选。
对比例14
一种低品位锂辉石的选矿方法,与实施例1相比,不同之处在于,在步骤S3的正浮选过程中,不添加复合抑制剂,其他与实施例1大致相同,在此不再赘述。度比例14所得锂精矿含Li2O为4.31%,回收率为61.08%。
对比例15
一种低品位锂辉石的选矿方法,与实施例1相比,采用传统高碱工艺,即使用氢氧化钠进行强搅拌调浆,将实施例1中的复合抑制剂换成氢氧化钠搅拌30min,其他与实施例1大致相同,在此不再赘述。对比例15所得锂精矿含Li2O为4.25%,回收率为62.03%。
对比例16
一种低品位锂辉石的选矿方法,与实施例1相比,不同之处在于,步骤S2采用传统的脱泥工艺,具体为采用水力旋流器脱除-20μm粒级细泥,锂辉石浮选过程与实施例1大致相同,在此不再赘述。对比例16所得脱泥产品含Li2O为0.76%,回收率为10.24%,最终锂精矿含Li2O为4.82%,回收率为58.92%。
综上所述,本发明提供的一种低品位锂辉石的选矿方法,通过反浮选脱泥-正浮选回收锂辉石的工艺流程,从源头上将大量的云母、长石和高岭土等脉石矿物分离出来,最大程度地减小脉石矿物对选矿的影响;接着,在复合抑制剂的作用下,降低了脉石矿物对锂辉石的影响,同时复合捕收剂实现了对锂辉石的有效捕收,最终在复合抑制剂和复合捕收剂的共同作用下,实现了低品位锂辉石的有效回收,提高了资源利用率。
以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非限制,尽管参照较佳实施例对本发明进行了详细说明,本领域的普通技术人员应当理解,可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换,而不脱离本发明技术方案的精神和范围。
Claims (10)
1.一种低品位锂辉石的选矿方法,其特征在于,包括如下步骤:
S1.将待选原矿进行湿磨得到第一矿浆,接着向所述第一矿浆中加水搅拌,得到预设浓度的待选矿浆;
S2.向步骤S1的所述待选矿浆中添加第一预设药剂进行矿泥反浮选,得到矿泥和脱泥尾矿;
S3.向步骤S2的所述脱泥尾矿中添加第二预设药剂进行脱泥尾矿正浮选,得到锂精矿和尾矿;所述第二预设药剂包括调整剂、复合抑制剂和复合捕收剂;所述调整剂为碳酸钠;所述复合抑制剂由单宁酸、羟基柠檬酸、乳酸和木质素磺酸钠复配得到;所述复合捕收剂由油酸、塔尔油、环烷酸和白油复配得到。
2.根据权利要求1所述的低品位锂辉石的选矿方法,其特征在于,步骤S3中,所述复合捕收剂的油酸、塔尔油、环烷酸、白油的质量百分比为(20%-30%):(10%-20%):(30%-40%):(30%-40%)。
3.根据权利要求1所述的低品位锂辉石的选矿方法,其特征在于,步骤S3中,所述复合抑制剂的单宁酸、羟基柠檬酸、乳酸和木质素磺酸钠按的质量百分比为(20%-30%):(30%-40%):(20%-30%):(10%-20%)。
4.根据权利要求1所述的低品位锂辉石的选矿方法,其特征在于,步骤S1中,所述第一矿浆中,粒径小于0.074mm的矿粉占所述待选原矿质量的70%~75%;所述待选矿浆的质量浓度为30%~35%。
5.根据权利要求1所述的低品位锂辉石的选矿方法,其特征在于,步骤S3中,所述脱泥尾矿正浮选工艺包括一次粗选、三次精选和两次扫选,最终得到所述锂精矿和所述尾矿。
6.根据权利要求5所述的低品位锂辉石的选矿方法,其特征在于,所述第二预设药剂包括:作为粗选药剂的1000~3000g/t的调整剂、500~1500g/t的复合抑制剂和400~1000g/t的复合捕收剂;作为第一次精选药剂的100~300g/t的调整剂和10~100g/t的复合捕收剂,作为第二次精选药剂的50~150g/t的调整剂和10~50g/t的复合捕收剂;作为第一次扫选药剂的200~300g/t的复合捕收剂,作为第二次扫选药剂的100~200g/t的复合捕收剂。
7.根据权利要求1所述的低品位锂辉石的选矿方法,其特征在于,步骤S2中,所述矿泥反浮选工艺包括一次粗选。
8.根据权利要求7所述的低品位锂辉石的选矿方法,其特征在于,所述第一预设药剂为作为粗选药剂的20~40g/t的椰油胺。
9.根据权利要求6所述的低品位锂辉石的选矿方法,其特征在于,加入所述调整剂的搅拌时间为2-3min;加入所述复合抑制剂的搅拌时间为2-3min;加入所述复合捕收剂的搅拌时间为2-3min。
10.根据权利要求6所述的低品位锂辉石的选矿方法,其特征在于,步骤S3中,所得锂精矿中含Li2O高达4.68%,回收率高达66.49%。
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