CN116251665A - 一种低品位锂辉石矿重-浮联合分选工艺 - Google Patents

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王海亮
张凛
徐健
杨含蓄
侯更合
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    • Y02W30/52—Mechanical processing of waste for the recovery of materials, e.g. crushing, shredding, separation or disassembly

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Abstract

本发明公开了一种低品位锂辉石矿重‑浮联合分选工艺，原矿给入到破碎‑筛分作业，所得到的筛下产物给入高频振动筛进行湿式筛分，筛下产品为细泥，筛上产品给入三产品重介质旋流器中进行分选，分别获得重选锂辉石精矿、重选尾矿和重选中矿；细泥与重选中矿合并，给入磨矿‑分级作业，分级溢流作为浮选给矿，进行浮选回收锂辉石，锂辉石浮选作业采用一粗二精一扫、中矿顺序返回的工艺流程，最终获得Li20品位≥5.5％的浮选锂辉石精矿和Li20品位≤0.4％的浮选锂辉石尾矿。本发明具有选矿工艺流程简单、运行成本低、对环境污染较小，稳定可靠适用性强等优点，对于Li20品位≤1.6％的低品位锂辉石选矿尤为适用。

Description

一种低品位锂辉石矿重-浮联合分选工艺
技术领域
本发明属于锂辉石选矿技术领域，具体涉及一种低品位锂辉石矿重-浮联合分选工艺，对于Li2O品位≤1.6％的低品位锂辉石选矿尤为适用。
背景技术
锂已广泛应用于冶金、电池、航空、航天等多个领域，尤其是锂电池和可控热核聚变反应堆。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”和“推动世界前进的金属”。锂电池是IT行业发展的支柱，目前全球各行业对锂的需求十分迫切。
我国锂辉石资源丰富，主要分布在新疆、四川、江西和湖南等地。具有分布高度集中，单一矿床少、共伴生矿床多，品位低、储量大的特点。近年来随着锂辉石资源的大量开采，单一富矿石资源不断减少，复杂难选低品位锂辉石矿石资源所占比例逐渐增加，导致锂辉石整体利用水平不高。
目前，锂辉石选矿应用最广泛的方法是浮选法，一般药剂制度为“三碱两皂一油”(三碱：碳酸钠、氢氧化钠、硫化钠；两皂：氧化石蜡皂、环烷酸皂；一油：柴油)。锂辉石浮选法具有分选精度高、适用性强等优点，但浮选法存在选矿成本相对较高、浮选药剂污染环境等不足。
为了克服锂辉石浮选法存在的成本高等问题，中国专利申请202110905937.3公开了一种锂辉石选矿工艺，包括以下步骤：抛废预富集、粉矿、云母预浮选和精矿回收，通过将破碎作业合格的矿料经过光电选抛废作业，可以去除原矿中存在的部分角闪石和黑云母等杂质，为后续的云母预浮选作业和锂辉石浮选作业提供方便，降低生产成本，有利于提高精矿回收作业所得的锂精矿的精度。但该方法选矿工艺流程长，且光电选的适用环境苛刻，不适合南方多雨、潮湿以及含泥量多、含水率高的情况下使用。
发明内容
本发明的目的就是针对现有锂辉石选矿存在的能耗高、浮选药剂用量大、选矿成本高、效益差以及选矿环境要求苛刻等问题，而提供一种低品位锂辉石矿重-浮联合分选工艺，该工艺可实现磨前得精、磨前抛尾，大大降低入磨矿量，从而降低磨矿能耗。
为实现本发明的上述目的，本发明一种低品位锂辉石矿重-浮联合分选工艺采用以下工艺、步骤实施：
(1)破碎-筛分作业
原矿给入到破碎-筛分作业，得到符合粒度要求的筛下产物，筛上部分返回到破碎作业中。
所述的破碎-筛分作业中采用的筛分设备为振动筛，筛孔尺寸为4～6mm。
(2)湿式筛分作业
将步骤(1)所得到的筛下产物给入高频振动筛进行湿式筛分，分别获得筛上产品、筛下产品，筛下产品为细泥。
采用的高频振动筛的筛孔尺寸为0.4～0.6mm为宜。
(3)三产品重介质旋流器分选一脱介、脱水作业
将步骤(2)获得筛上产品给入无压给料三产品重介质旋流器中进行分选，在重介质旋流器的离心力以及重介质悬浮液作用下，分别获得高密度产品、中密度产品和低密度产品。
采用脱介筛分别对高密度产品、低密度产品和中密度产品进行脱介、脱水，分别得到Li2O品位≥5.0％的重选锂辉石精矿、Li2O品位≤0.4％的重选尾矿和重选中矿，采用磁选机回收重介质悬浮液中的加重质，后续进行循环利用；采用的脱介筛以弧形筛较好，筛孔尺寸为0.2～0.4mm。
重介质旋流器中使用的重介质悬浮液由加重质硅铁粉与水按照比例配制而成，重介质悬浮液的密度控制为2.2～2.5g/cm3；所述加重质硅铁粉密度为6.0～7.0g/cm3，硅铁粉粒度小于0.045mm的质量分数为70～90％。
(4)磨矿-分级作业
将步骤(2)中细泥与步骤(3)中的重选中矿合并，给入磨矿-分级作业，控制分级溢流产品细度为-0.076mm占70％～80％，-0.076mm占70％～75％为优；
(6)浮选作业
步骤(4)排出的分级溢流作为浮选给矿，进行浮选回收锂辉石，锂辉石浮选作业采用一粗二精一扫、中矿顺序返回的工艺流程，最终获得Li2O品位≥5.5％的浮选锂辉石精矿和Li2O品位≤0.4％的浮选锂辉石尾矿；按锂辉石浮选作业给矿计算的各作业药剂用量为：
浮选粗选：分散剂碳酸钠用量1200～1400g/t、PH调整剂氢氧化钠用量800～1200g/t、活化剂氯化钙用量130～170g/t、捕收剂MT用量800～1200g/t；浮选扫选：PH调整剂氢氧化钠用量300～500g/t、捕收剂MT用量300～500g/t；浮选精选I和浮选精选II不加药；所述的捕收剂MT为油酸、环烷酸、柴油三者的复配。
进一步地，所述的三产品重介质旋流器由两个不同规格的两产品重介质旋流器串联而成，一段旋流器为圆筒形，二段旋流器为圆锥形。
进一步地，所述的一段旋流器的圆筒直径为125～175mm，所述的二段旋流器圆锥直径为80～120mm，且二者的直径差在40～60mm之间。
作为本发明的优选方案，所述一段旋流器给介压力为0.015MPa～0.025MPa；一段旋流器给矿口直径为30mm、溢流口直径28mm、底流口尺寸为40×10mm；二段旋流器给料口与一段旋流器底流口相连，二段旋流器溢流口直径30mm、底流口直径15mm。
作为本发明更优选方案，所述的一段旋流器的圆筒直径为150mm，所述的二段旋流器圆锥直径为100mm；捕收剂MT中油酸、环烷酸、柴油质量配比为7∶2∶1。
与现有技术相比，本发明一种低品位锂辉石矿重-浮联合分选工艺具有如下优点：
(1)现阶段锂辉石选矿一般采用原矿磨矿-浮选原则工艺，本发明通过采用三产品水力旋流器预先分选，提前获得重选精矿，提前抛出重选尾矿，大大降低了后续入磨矿量及入浮矿量，磨矿能耗显著降低，使得选矿成本明显降低。
(2)本发明通过提前得精、提前抛尾，不仅大大减少了入浮矿量，而且显著降低了浮选药剂用量以及所带来的环境污染，实现了锂辉石选矿的绿色环保提取。
(3)本发明捕收剂MT采用油酸、环烷酸、柴油的复配，三者之间协同作用，捕收性能好、选择性高，特别适合对低品位锂辉石矿(Li2O品位≤1.6％)的高效回收，经济效益显著。
(4)试验结果表明，在原矿中Li2O品位1.51％的情况下，本发明通过重-浮联合分选工艺，可提前获得Li2O品位5.27％、Li2O回收率35.70％的重选锂辉石精矿，并提前抛出产率20.71％、Li2O品位0.36％的粗粒尾矿；重选中矿及泥合并后经磨矿浮选，可获得Li2O品位5.76％、Li2O回收率47.01％的浮选锂辉石精矿；综合精矿Li2O品位5.54％、Li2O回收率82.71％。
附图说明
图1为本发明一种低品位锂辉石矿重-浮联合分选工艺之重选部分原则工艺流程图；
图2为本发明一种低品位锂辉石矿重-浮联合分选工艺之浮选部分原则流程图。
具体实施方式
为描述本发明，下面结合附图和实施例对本发明一种低品位锂辉石矿重-浮联合分选工艺做进一步详细说明。
该锂辉石样品取自西北地区某矿业公司，原矿中Li2O品位1.51％，属于低品位锂辉石矿石。
(1)原矿经过破碎后给入到筛分设备中进行筛分，在合格粒度范围内的矿石进入下一步作业，大于该粒度范围的矿石返回细碎直至达到粒度要求。
所述的筛分设备为振动筛，筛孔尺寸为6mm。
(2)将步骤(1)所得到合格粒度范围内的矿石给入筛孔尺寸为0.5mm的高频振动筛进行湿式筛分，筛下产品为细泥，筛上产品进入下一步作业。
(3)将步骤(2)中筛上产品给入无压给料三产品重介质旋流器进行分选，在重介质旋流器的离心力以及重介质悬浮液作用下，获得高密度产品、中密度产品和低密度产品三个产品。
无压给料三产品重介质旋流器由两个不同规格的两产品重介质旋流器串联而成；一段旋流器和二段旋流器分别为圆筒形和圆锥形，其筒体直径分别为150mm和100mm；一段旋流器给介压力为0.020MPa，一段旋流器给矿口直径为30mm、溢流口直径28mm、底流口尺寸为40×10mm；二段旋流器给料口与一段旋流器底流口相连，二段旋流器溢流口直径30mm、底流口直径15mm；重介质悬浮液由加重质与水按照比例配制而成，重介质悬浮液的密度控制为2.5g/cm3；加重质硅铁粉密度为7.0g/cm3，硅铁粉粒度小于0.045mm的质量分数为80％。
(4)采用筛孔尺寸为0.3mm的弧形脱介筛分别对步骤(3)中高密度产品、低密度产品和中密度产品进行脱介、脱水工作，分别得到Li2O品位5.27％的重选锂辉石精矿、Li2O品位0.36％的重选尾矿和重选中矿，采用磁选机回收重介质悬浮液的硅铁粉加重质，后续进行循环利用。
(5)将步骤(1)中细泥与步骤(4)中重选中矿合并，给入磨矿分级作业，分级溢流产品细度为-0.076mm占72％。
(6)以步骤(5)所得分级溢流产品作为浮选给矿，进行浮选回收锂辉石。锂辉石浮选作业采用一粗二精一扫、中矿顺序返回的工艺流程，获得Li2O品位5.76％浮选锂辉石精矿和Li2O品位0.33％的浮选锂辉石尾矿；
按锂辉石浮选作业给矿计算的各作业药剂用量为：
浮选粗选：分散剂碳酸钠用量1300g/t、PH调整剂氢氧化钠用量1000g/t、活化剂氯化钙用量150g/t、捕收剂MT用量1000g/t；
浮选扫选：PH调整剂氢氧化钠用量400g/t、捕收剂MT用量400g/t；
浮选精选I和浮选精选II不加药。
通过以上重-浮联合分选工艺，可提前获得Li2O品位5.27％、Li2O回收率35.70％的重选锂辉石精矿，并提前抛出产率20.71％、Li2O品位0.36％的粗粒尾矿；重选中矿及泥合并后经磨矿浮选，可获得Li2O品位5.76％、Li2O回收率47.01％的浮选锂辉石精矿；综合精矿Li2O品位5.54％、Li2O回收率82.71％。
本发明具有选矿工艺流程简单、运行成本低、对环境污染较小，稳定可靠适用性强等优点，克服了现有锂辉石全部磨矿浮选造成的成本高及对环境污染大的缺点，可在类似矿山推广应用。

Claims (10)

1.一种低品位锂辉石矿重-浮联合分选工艺，其特征在于采用以下步骤：
(1)破碎-筛分作业
原矿给入到破碎-筛分作业，得到符合粒度要求的筛下产物，筛上部分返回到破碎作业中；
(2)湿式筛分作业
将步骤(1)所得到的筛下产物给入高频振动筛进行湿式筛分，分别获得筛上产品、筛下产品，筛下产品为细泥；
(3)三产品重介质旋流器分选-脱介、脱水作业
将步骤(2)获得筛上产品给入无压给料三产品重介质旋流器中进行分选，在重介质旋流器的离心力以及重介质悬浮液作用下，分别获得高密度产品、中密度产品和低密度产品；
采用脱介筛分别对高密度产品、低密度产品和中密度产品进行脱介、脱水，分别得到Li2O品位≥5.0％的重选锂辉石精矿、Li2O品位≤0.4％的重选尾矿和重选中矿，采用磁选机回收重介质悬浮液中的加重质，后续进行循环利用；
(4)磨矿一分级作业
将步骤(2)中细泥与步骤(3)中的重选中矿合并，给入磨矿一分级作业，控制分级溢流产品细度为-0.076mm占70％～80％；
(5)浮选作业
步骤(4)排出的分级溢流作为浮选给矿，进行浮选回收锂辉石，锂辉石浮选作业采用一粗二精一扫、中矿顺序返回的工艺流程，最终获得Li2O品位≥5.5％的浮选锂辉石精矿和Li2O品位≤0.4％的浮选锂辉石尾矿；按锂辉石浮选作业给矿计算的各作业药剂用量为：
浮选粗选：分散剂碳酸钠用量1200～1400g/t、PH调整剂氢氧化钠用量800～1200g/t、活化剂氯化钙用量130～170g/t、捕收剂MT用量800～1200g/t；浮选扫选：PH调整剂氢氧化钠用量300～500g/t、捕收剂MT用量300～500g/t；浮选精选I和浮选精选II不加药；所述的捕收剂MT为油酸、环烷酸、柴油三者的复配。
2.如权利要求1所述的一种低品位锂辉石矿重-浮联合分选工艺，其特征在：步骤(1)所述的破碎-筛分作业中采用的筛分设备为振动筛，筛孔尺寸为4～6mm。
3.如权利要求2所述的一种低品位锂辉石矿重-浮联合分选工艺，其特征在：步骤(2)采用的高频振动筛的筛孔尺寸为0.4～0.6mm。
4.如权利要求1、2或3所述的一种低品位锂辉石矿重-浮联合分选工艺，其特征在：所述的三产品重介质旋流器由两个不同规格的两产品重介质旋流器串联而成，一段旋流器为圆筒形，二段旋流器为圆锥形。
5.如权利要求4所述的一种低品位锂辉石矿重-浮联合分选工艺，其特征在：所述的一段旋流器的圆筒直径为125～175mm，所述的二段旋流器圆锥直径为80～120mm，且二者的直径差在40～60mm之间。
6.如权利要求5所述的一种低品位锂辉石矿重-浮联合分选工艺，其特征在：步骤(3)中采用的脱介筛为弧形筛，筛孔尺寸为0.2～0.4mm。
7.如权利要求6所述的一种低品位锂辉石矿重-浮联合分选工艺，其特征在：重介质旋流器中使用的重介质悬浮液由加重质硅铁粉与水按照比例配制而成，重介质悬浮液的密度控制为2.2～2.5g/cm3。
8.如权利要求7所述的一种低品位锂辉石矿重-浮联合分选工艺，其特征在：所述加重质硅铁粉密度为6.0～7.0g/cm3，硅铁粉粒度小于0.045mm的质量分数为70～90％。
9.如权利要求8所述的一种低品位锂辉石矿重-浮联合分选工艺，其特征在：所述一段旋流器给介压力为0.015MPa～0.025MPa；一段旋流器给矿口直径为30mm、溢流口直径28mm、底流口尺寸为40×10mm；二段旋流器给料口与一段旋流器底流口相连，二段旋流器溢流口直径30mm、底流口直径15mm。
10.如权利要求9所述的-种低品位锂辉石矿重-浮联合分选工艺，其特征在于：所述的一段旋流器的圆筒直径为150mm，所述的二段旋流器圆锥直径为100mm；捕收剂MT中油酸、环烷酸、柴油质量配比为7∶2∶1。
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