CN117443563A - 从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供了一种从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法。该方法包括将尾矿库中的干矿样配置成矿浆，通过磨矿进行擦洗脱药，得到磨矿产品；将磨矿产品调节至预定的质量浓度，再进行脱硫浮选，得到硫化物精矿和脱硫尾矿；将脱硫尾矿充分搅拌后进行沉降脱泥，得到脱泥精矿和脱泥尾矿；向脱泥尾矿中加入预定的药剂进行锂云母正浮选，通过粗选、精选、扫选，得到锂云母精矿和尾矿。通过上述方式，本发明利用擦洗脱药‑活化脱硫‑沉降脱泥‑浮选工艺有效降低了硫化矿物以及矿泥的不利影响，提高了脱泥效率，从而以简单高效的方式实现了从尾矿库中回收低品位锂云母，在浮选过程中配合使用高效调整剂和捕收剂还能够进一步强化捕收作用，提高回收率。
Description
技术领域
本发明涉及锂矿选矿技术领域，尤其涉及一种从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法。
背景技术
伴随着新能源电动汽车行业的快速发展，锂资源的消费量逐年增长。锂云母矿(Li2O)经富集、冶炼提取的碳酸锂是新能源电池产业的重要生产原料，在我国资源较为丰富，主要分布在四川、江西、湖南、新疆等省份，区域内赋存锂、钽、铌、铷、铯等多种稀有金属和铜、锌、铅等有色多金属以及长石、石英等多种非金属。然而，鉴于早期选矿水平的限制，此类矿山的尾矿库中仍贮存着富含锂云母的尾矿，且平均Li2O品位在0.2％～1.0％，具备良好的开发利用价值。但值得注意的是，此类矿属于浮选流程尾矿，锂云母矿物往往表现出粒度微细、嵌布关系复杂，脉石泥化程度高、选矿药剂残留浓度高等问题，且可能包含并入尾矿的毒砂、硫铁、反浮选细泥和碳质物等。因此，如何合理且安全高效的开发尾矿锂资源将会是后续锂矿选矿的一大难点和重点。
现有技术中，公开号为CN115155796A的专利提供了一种从尾泥中回收微细粒级锂云母的浮磁联合选矿方法，该方法通过采用直接配浆-强搅拌调浆-浮选柱粗选-浮选柱精选-高梯度磁选扫选的流程分选，虽然能够实现对尾泥中微细粒级锂云母资源进行回收，但其选矿过程复杂，且回收率较低。此外，传统的锂云母浮选工艺通常是用强酸调浆，对设备腐蚀较大，且药剂运输贮存成本较高。
有鉴于此，有必要设计一种改进的从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，以解决上述问题。
发明内容
针对上述现有技术的缺陷，本发明的目的在于提供一种从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法。本发明通过采用擦洗脱药-活化脱硫-沉降脱泥-浮选工艺，并在浮选过程中配合使用高效调整剂及捕收剂，能够有效实现对尾矿库中低品位细粒锂云母的高效浮选回收。
为实现上述目的，本发明提供了一种从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，包括如下步骤：
S1、将尾矿库中的干矿样配置成矿浆，通过磨矿进行擦洗脱药，得到磨矿产品；
S2、将所述磨矿产品调节至预定的质量浓度，再进行脱硫浮选，得到硫化物精矿和脱硫尾矿；
S3、将所述脱硫尾矿充分搅拌后进行沉降脱泥，得到脱泥精矿和脱泥尾矿；
S4、向所述脱泥尾矿中加入预定的药剂进行锂云母正浮选粗选，得到锂云母粗选泡沫和锂云母粗选底流；
S5、对所述锂云母粗选泡沫进行精选，得到锂云母精矿；对所述锂云母粗选底流进行扫选，得到尾矿。
作为本发明的进一步改进，在步骤S4中，所述预定的药剂包括2500～4000g/t的碳酸钠、400～600g/t的水玻璃、80～150g/t的调整剂和500～750g/t的捕收剂。
作为本发明的进一步改进，按照质量百分数计，所述调整剂包含如下组分：
硫酸铝：30％～40％；硫酸铜：5％～10％；乙二胺磷酸盐：30％～40％；磺化聚丙烯酰胺：10％～20％。
所述捕收剂包含如下组分：
椰油胺：10％～20％；十四烷基三甲基溴化铵：20％～30％；十二烷基苯磺酸钠：20％～30％；氧化石蜡皂：30％～40％。
作为本发明的进一步改进，在步骤S2中，所述脱硫浮选包括一次脱硫粗选、一次脱硫精选和一次脱硫扫选；所述脱硫精选和所述脱硫扫选得到的中矿返回所述脱硫粗选作业。
作为本发明的进一步改进，所述脱硫粗选的药剂包括400～600g/t的柠檬酸、40～60g/t的硫酸铜、80～120g/t的丁基黄药和12～16g/t的2#油；所述脱硫扫选的药剂包括40～60g/t的丁基黄药和12～16g/t的2#油。
作为本发明的进一步改进，在步骤S3中，所述搅拌的转速为400～600r/min；所述沉降脱泥的沉降时间为4～6min，脱泥产率为8％～13％，所述沉降脱泥后Li2O的损失率为10％～15％。
作为本发明的进一步改进，在步骤S5中，所述精选的次数为三次，第一次精选的药剂为300～500g/t的水玻璃，第二次精选的药剂为150～250g/t的水玻璃，第三次精选的药剂为80～120g/t的水玻璃；所述第一次精选得到的中矿返回步骤S3中的所述沉降脱泥作业，所述第二次精选得到的中矿返回所述第一次精选作业，所述第三次精选得到的中矿返回所述第二次精选作业。
作为本发明的进一步改进，在步骤S5中，所述扫选的次数为两次，第一次扫选的药剂为150～250g/t的所述捕收剂，第二次扫选的药剂为80～120g/t的所述捕收剂；所述第一次扫选得到的中矿返回步骤S3中的所述沉降脱泥作业，所述第二次扫选得到的中矿返回所述第一次扫选。
作为本发明的进一步改进，在步骤S1中，所述矿浆中矿样的质量浓度为60％～65％；所述磨矿产品中粒度小于0.074mm的矿石的质量百分比为51％～53％。
作为本发明的进一步改进，在步骤S2中，所述预定的质量浓度为30％～35％。
本发明的有益效果是：
本发明提供的从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，通过采用擦洗脱药-活化脱硫-沉降脱泥-浮选工艺，既能够保证矿样中的硫化矿物尽可能脱出，也避免了矿样在湿磨过程中进一步泥化，极大地降低了矿泥的不利影响。同时，由于尾矿库矿样中微细粒级矿物含量较高，本发明中采用沉降脱泥的方式，相对于传统的浮选脱泥方式，不仅工艺更加简单、对设备要求更低、占用场地更少，还能够达到更高的脱泥效率。在此基础上，本发明还在锂云母浮选过程中采用了无酸工艺，不使用强酸调浆，同时配合高效调整剂和捕收剂，从而强化对细粒锂云母矿的捕收作用，进一步提高了Li2O的回收率。
附图说明
图1为本发明提供的从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法的选矿流程示意图。
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。
本发明提供了一种从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，其选矿流程示意图如图1所示，包括如下步骤：
S1、将尾矿库中的干矿样配置成矿浆，通过磨矿进行擦洗脱药，得到磨矿产品；
S2、将所述磨矿产品调节至预定的质量浓度，再进行脱硫浮选，得到硫化物精矿和脱硫尾矿；
S3、将所述脱硫尾矿充分搅拌后进行沉降脱泥，得到脱泥精矿和脱泥尾矿；
S4、向所述脱泥尾矿中加入预定的药剂进行锂云母正浮选粗选，得到锂云母粗选泡沫和锂云母粗选底流；
S5、对所述锂云母粗选泡沫进行精选，得到锂云母精矿；对所述锂云母粗选底流进行扫选，得到尾矿。
具体地，在步骤S1中，通过向矿样中加水的方式配置矿浆，并优选矿浆中矿样的质量浓度为60％～65％；通过磨矿进行擦洗脱药时，优选磨矿产品中粒度小于0.074mm的矿石的质量百分比为51％～53％。
在步骤S2中，通过向磨矿产品中加水稀释的方式调节至预定的质量浓度，并优选预定的质量浓度为30％～35％。
在此基础上，进行的脱硫浮选包括一次脱硫粗选、一次脱硫精选和一次脱硫扫选。
其中，脱硫粗选的药剂包括400～600g/t的柠檬酸、40～60g/t的硫酸铜、80～120g/t的丁基黄药和12～16g/t的2#油，脱硫粗选后得到脱硫粗选精矿和脱硫粗选底流；对脱硫粗选精矿进行脱硫精选时，不添加药剂，得到硫化物精矿和脱硫精选中矿，该脱硫精选中矿返回脱硫粗选作业；对脱硫粗选底流进行脱硫扫选时，添加的药剂包括40～60g/t的丁基黄药和12～16g/t的2#油，脱硫扫选后得到脱硫尾矿和脱硫扫选中矿，脱硫扫选中矿返回脱硫粗选作业。
通过采用上述擦洗脱药及活化脱硫工艺，既能保证矿样中的硫化矿物尽可能脱出，也避免了矿样在湿磨过程中进一步泥化，极大降低了矿泥的不利影响。在此基础上，由于尾矿库矿样中微细粒级矿物含量较高，本发明采用沉降脱泥的方式，相对于传统的浮选脱泥方式，不仅工艺更加简单、对设备要求更低、占用场地更少，还能够达到更高的脱泥效率。
具体地，在步骤S3中，对脱硫尾矿进行搅拌时，优选搅拌的转速为400～600r/min；停止搅拌后静置4～6min，进行沉降脱泥。在沉降过程中，矿物颗粒在重力、曳力、浮力的共同作用下进行自由沉降，矿物颗粒按粒度、密度的不同形成分层，使得沉降后的矿浆料层从上到下粒度、密度逐渐增大，通过虹吸排浆的方式将上层部分的细粒矿物排出，得到脱泥精矿和脱泥尾矿。在上述条件下进行的沉降脱泥，脱泥产率为8％～13％，沉降脱泥后Li2O的损失率能够被控制在10％～15％。
在步骤S4中，所述预定的药剂包括2500～4000g/t的碳酸钠、400～600g/t的水玻璃、80～150g/t的调整剂和500～750g/t的捕收剂。在该步骤的浮选过程中，调整剂加入后的搅拌时间为2～3min，捕收剂加入后的搅拌时间为2～3min。
按照质量百分数计，所述调整剂包含如下组分：
硫酸铝：30％～40％；硫酸铜：5％～10％；乙二胺磷酸盐：30％～40％；磺化聚丙烯酰胺：10％～20％。
在锂云母浮选过程中使用该调整剂，能够利用呈弱酸性的硫酸铝有效清洗被细泥罩盖的锂云母矿物表面，在此基础上使硫酸铜对矿物中少量硫化矿物进行活化，同时提升整体浮选上浮速率；并利用乙二胺磷酸盐与磺化聚丙烯稀酰胺，在一定程度上消除矿泥对锂云母浮选的影响，帮助活化锂云母，稳定浮选泡沫，降低捕收剂的消耗量，并对细粒石英等硅酸盐类矿物产生选择性絮凝，降低泥质脉石对浮选的干扰。
按照质量百分数计，所述捕收剂包含如下组分：
椰油胺：10％～20％；十四烷基三甲基溴化铵：20％～30％；十二烷基苯磺酸钠：20％～30％；氧化石蜡皂：30％～40％。
在锂云母浮选过程中使用该捕收剂，捕收剂组分中的椰油胺、氧化石蜡皂能通过阴阳离子捕收剂间的协同作用强化对锂云母矿物的捕收能力，并兼具一定的选择性，十四烷基三甲基溴化铵、十二烷基苯磺酸钠作为辅助捕收剂，能增强对细粒锂云母的捕收能力和选择性，并具有一定的起泡性，起到稳定泡沫层、防止细粒锂云母掉矿的作用。
在步骤S5中，所述精选的次数为三次，第一次精选的药剂为300～500g/t的水玻璃，第一次精选后得到精矿I和精选中矿I，精矿I进入第二次精选作业，精选中矿I返回步骤S3中的沉降脱泥作业。如此操作，能够避免精选中矿I返回粗选所导致的循环负荷增大的问题，以免影响锂精矿品位；且返回沉降脱泥作业后能够排除中矿中的细泥，消除干扰，减少给入量，并保证锂的回收率尽量不损失。
第二次精选的药剂为150～250g/t的水玻璃，第二次精选后得到精矿II和精选中矿II，精选中矿II返回第一次精选作业，精矿II则进入第三次精选作业。第三次精选的药剂为80～120g/t的水玻璃，第三次精选后得到锂云母精矿和精选中矿III，精选中矿III返回第二次精选作业。
所述扫选的次数为两次，第一次扫选的药剂为150～250g/t的所述捕收剂，第一次扫选后得到尾矿I和扫选中矿I，扫选中矿I同样返回步骤S3中的沉降脱泥作业，尾矿I则进入第二次扫选作业。第二次扫选的药剂为80～120g/t的所述捕收剂，第二次扫选后得到尾矿和扫选中矿II，扫选中矿II返回第一次扫选作业，尾矿则与步骤S3得到的脱泥精矿合并后成为最终尾矿。
基于上述选矿方法，能够有效实现对尾矿库中低品位细粒锂云母的高效浮选回收，且最终得到的锂云母精矿中Li2O的含量高于1.5％，回收率高于52％，达到了较高的品位和回收率。
下面结合具体的实施例和对比例对本发明提供的从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法进行具体说明。
实施例1
本实施例中使用的矿样来源于国内某尾矿库，矿石中粒度小于0.074mm的颗粒占比为47％～49％，粒度小于0.023mm的颗粒占比为23％～25％，该矿样中锂的存在形式为铁锂云母，矿样中Li2O的含量为0.34％，毒砂含量为9.08％，黄铁矿及磁黄铁矿含量为5.79％，长石含量为10.36％，绿泥石含量为2.85％，石英含量为32.05％。
基于上述矿样，本实施例提供了一种从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，具体包括如下步骤：
S1、将上述矿样加水配置成质量浓度为65％的矿浆，使用磨机进行擦洗脱药，得到的磨矿产品中粒度小于0.074mm的矿石的质量百分比约为52％。
S2、向所述磨矿产品中加水，将其浓度调节至35％，再进行脱硫浮选。
其中，脱硫浮选的过程包括：
先加入500g/t的柠檬酸、50g/t的硫酸铜、100g/t的丁基黄药和14g/t的2#油，进行脱硫粗选，得到脱硫粗选精矿和脱硫粗选底流。
对脱硫粗选精矿进行一次脱硫精选，精选时不添加药剂，得到硫化物精矿和脱硫精选中矿，该脱硫精选中矿返回脱硫粗选作业。
对脱硫粗选底流进行一次脱硫扫选，添加的药剂为50g/t的丁基黄药和14g/t的2#油，脱硫扫选后得到脱硫尾矿和脱硫扫选中矿，脱硫扫选中矿返回脱硫粗选作业。
S3、将脱硫尾矿倒入脱泥设备中，以500r/min的搅拌转速充分搅拌后，静置5min进行沉降脱泥，静置后的矿浆料层从上到下粒度、密度逐渐增大，通过虹吸排浆的方式将上层部分的细粒矿物排出，排出部分为脱泥精矿，剩余部分为脱泥尾矿。本实施例中，该沉降脱泥过程的脱泥产率约为10％，Li2O的损失率约为12％。
S4、将硫酸铝、硫酸铜、乙二胺磷酸盐、磺化聚丙烯酰胺按质量百分比40％:5％:40％:15％混合后配置成调整剂，将椰油胺、十四烷基三甲基溴化铵、十二烷基苯磺酸钠、氧化石蜡皂按质量百分比15％:25％:25％:35％混合后配置成捕收剂。向所述脱泥尾矿中依次加入2500g/t的碳酸钠、500g/t的水玻璃、80g/t的上述调整剂以及500g/t的上述捕收剂，在加入调整剂和捕收剂后分别搅拌2min，进行锂云母正浮选粗选，得到锂云母粗选泡沫和锂云母粗选底流。
S5、对所述锂云母粗选泡沫进行三次精选：第一次精选的药剂为400g/t的水玻璃，第一次精选后得到精矿I和精选中矿I，精选中矿I返回步骤S3中的沉降脱泥作业，精矿I则进入第二次精选作业；第二次精选的药剂为200g/t的水玻璃，第二次精选后得到精矿II和精选中矿II，精选中矿II返回第一次精选作业，精矿II则进入第三次精选作业；第三次精选的药剂为100g/t的水玻璃，第三次精选后得到锂云母精矿和精选中矿III，精选中矿III返回第二次精选作业。
对所述锂云母粗选底流进行两次扫选：第一次扫选的药剂为200g/t的上述捕收剂，第一次扫选后得到尾矿I和扫选中矿I，扫选中矿I返回步骤S3中的沉降脱泥作业，尾矿I则进入第二次扫选作业；第二次扫选的药剂为100g/t的所述捕收剂，第二次扫选后得到尾矿和扫选中矿II，扫选中矿II返回第一次扫选作业，尾矿则与步骤S3得到的脱泥精矿合并后成为最终尾矿。
通过上述方式，本实施例获得锂云母精矿含Li2O1.58％，回收率为54.15％。
实施例2
本实施例提供了一种从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，使用的矿样来源与实施例1一致，与实施例1相比，区别仅在于将步骤S4中碳酸钠的加入量改为4000g/t，其余步骤及参数与实施例1一致，在此不再赘述。
本实施例获得锂云母精矿含Li2O1.52％，回收率为55.13％。
实施例3
本实施例提供了一种从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，使用的矿样来源与实施例1一致，与实施例1相比，区别仅在于将步骤S4中调整剂的加入量改为150g/t，其余步骤及参数与实施例1一致，在此不再赘述。
本实施例获得锂云母精矿含Li2O1.60％，回收率为52.78％。
实施例4
本实施例提供了一种从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，使用的矿样来源与实施例1一致，与实施例1相比，区别仅在于将步骤S4中捕收剂的加入量改为750g/t，其余步骤及参数与实施例1一致，在此不再赘述。
本实施例获得锂云母精矿含Li2O1.51％，回收率为55.64％。
对比例1
本对比例提供了一种从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，使用的矿样来源与实施例1一致，与实施例1相比，区别仅在于未进行步骤S3的沉降脱泥，而是直接对脱硫尾矿进行锂云母正浮选，浮选过程的中矿顺序返回，具体的浮选步骤及参数均与实施例1一致，在此不再赘述。
本对比例获得锂云母精矿含Li2O1.57％，回收率为47.75％，与实施例1相比回收率明显降低，表明本发明通过对脱硫尾矿进行脱泥处理，能够有效提高Li2O的回收率。
对比例2
本对比例提供了一种从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，使用的矿样来源与实施例1一致，与实施例1相比，区别仅在于将步骤S3的沉降脱泥改变为浮选脱泥，浮选脱泥时使用的药剂为30g/t的油酸和15g/t的2#油，其余步骤及参数均与实施例1一致，在此不再赘述。
本对比例获得锂云母精矿含Li2O1.45％，回收率为49.58％，与实施例1相比可以看出，本发明中采用的沉降脱泥的方式相比于传统的浮选脱泥，能够提高Li2O的品位和回收率。
对比例3
本对比例提供了一种从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，使用的矿样来源与实施例1一致，与实施例1相比，区别仅在于将步骤S4中未添加调整剂，其余步骤及参数均与实施例1一致，在此不再赘述。
本对比例获得锂云母精矿含Li2O1.42％，回收率为45.94％，与实施例1相比可以看出，本发明通过在锂云母浮选过程中添加特定组成的调整剂，能够有效提高Li2O的品位和回收率。
对比例4
本对比例提供了一种从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，使用的矿样来源与实施例1一致，与实施例1相比，区别仅在于将步骤S4中的捕收剂替换为十二胺和氧化石蜡皂731，该捕收剂中十二胺和氧化石蜡皂731的质量百分比分别为20％和80％，其余步骤及参数均与实施例1一致，在此不再赘述。
本对比例获得锂云母精矿含Li2O1.62％，回收率为51.28％，与实施例1相比可以看出，本发明中使用的捕收剂相比于传统的捕收剂能够提高Li2O的回收率。
对比例5
本对比例提供了一种从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，使用的矿样来源与实施例1一致，与实施例1相比，区别仅在于在步骤S4中锂云母正浮选粗选过程中，按照传统锂云母选矿工艺，添加硫酸调节pH至3，再将捕收剂替换为十二胺，该捕收剂的用量调整为300g/t，其余步骤及参数均与实施例1一致，在此不再赘述。
本对比例获得锂云母精矿含Li2O1.49％，回收率为46.27％，与实施例1相比可以看出，与传统的锂云母选矿工艺相比，本发明提供的方法不仅不需要使用强酸调浆，避免了对设备的腐蚀，降低了药剂的运输贮存成本，还能够有效提高Li2O的品位和回收率。
实施例5及对比例6
实施例5及对比例6分别提供了一种从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，使用的矿样来源均与实施例1一致，与实施例1相比，区别在于改变了调整剂的组成，其余步骤及参数均与实施例1一致，在此不再赘述。实施例5及对比例6提供的调整剂中各组分的质量百分数如表1所示。
表1实施例5及对比例6中调整剂中各组分的质量百分比
实施例5及对比例6提供的选矿方法的选矿结果如表2所示。
表2实施例5及对比例6的选矿结果
由表2可以看出，对比例6的锂云母精矿中Li2O品位及回收率均出现降低，是由于调整剂组成中硫酸铜比例高达25％，将目的矿物和较多脉石矿物一同活化，且铜离子具有压缩双电层的作用，导致泡沫薄脆，金属掉矿，同时硫酸铝又同步降低，对细泥罩盖的锂云母表面清洗作用减弱，进一步降低上浮金属总量，影响浮选指标。可见，对比例6中调整剂各组分比例不合理，本发明通过优化调整剂中各组分的比例，能够有效提高锂云母精矿中Li2O含量以及Li2O回收率。
实施例6～7及对比例7
实施例6～7及对比例7分别提供了一种从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，使用的矿样来源均与实施例1一致，与实施例1相比，区别在于改变了捕收剂的组成，其余步骤及参数均与实施例1一致，在此不再赘述。
实施例6～7及对比例7提供的调整剂中各组分的质量百分数如表3所示。
表3实施例6～7及对比例7中调整剂中各组分的质量百分比
实施例6～7及对比例7提供的选矿方法的选矿结果如表4所示。
表4实施例6～7及对比例7的选矿结果
| 实施例/对比例 | 锂云母精矿中Li2O含量(％) | Li2O回收率(％) |
| 实施例6 | 1.60 | 53.98 |
| 实施例7 | 1.55 | 54.41 |
| 对比例7 | 1.45 | 53.56 |
由表4可以看出，在捕收剂各组分的限定范围内进行调整，锂云母精矿的Li2O回收率变化不明显，而Li2O品位会随各组分比例变化产生一定波动，当椰油胺比例增大，氧化石蜡皂比例降低，且二者均超出限定范围时，捕收剂的捕收性得到增强，选择性减弱，被椰油胺吸附的泥质脉石致使泡沫发虚带矿量减少，影响浮选指标。可见，对比例7中捕收剂各组分比例不合理，本发明通过优化调整剂中各组分的比例，能够有效提高锂云母精矿中Li2O含量以及Li2O回收率。
综上所述，本发明提供了一种从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法。该方法包括将尾矿库中的干矿样配置成矿浆，通过磨矿进行擦洗脱药，得到磨矿产品；将磨矿产品调节至预定的质量浓度，再进行脱硫浮选，得到硫化物精矿和脱硫尾矿；将脱硫尾矿充分搅拌后进行沉降脱泥，得到脱泥精矿和脱泥尾矿；向脱泥尾矿中加入预定的药剂进行锂云母正浮选，通过粗选、精选、扫选，得到锂云母精矿和尾矿。通过上述方式，本发明利用擦洗脱药-活化脱硫-沉降脱泥-浮选工艺有效降低了硫化矿物以及矿泥的不利影响，提高了脱泥效率，从而以简单高效的方式实现了从尾矿库中回收低品位锂云母，在浮选过程中配合使用高效调整剂和捕收剂还能够进一步强化捕收作用，提高回收率。
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)
1.一种从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，其特征在于，包括如下步骤：
S1、将尾矿库中的干矿样配置成矿浆，通过磨矿进行擦洗脱药，得到磨矿产品；
S2、将所述磨矿产品调节至预定的质量浓度，再进行脱硫浮选，得到硫化物精矿和脱硫尾矿；
S3、将所述脱硫尾矿充分搅拌后进行沉降脱泥，得到脱泥精矿和脱泥尾矿；
S4、向所述脱泥尾矿中加入预定的药剂进行锂云母正浮选粗选，得到锂云母粗选泡沫和锂云母粗选底流；
S5、对所述锂云母粗选泡沫进行精选，得到锂云母精矿；对所述锂云母粗选底流进行扫选，得到尾矿。
2.根据权利要求1所述的从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，其特征在于：在步骤S4中，所述预定的药剂包括2500～4000g/t的碳酸钠、400～600g/t的水玻璃、80～150g/t的调整剂和500～750g/t的捕收剂。
3.根据权利要求2所述的从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，其特征在于：按照质量百分数计，所述调整剂包含如下组分：
硫酸铝：30％～40％；硫酸铜：5％～10％；乙二胺磷酸盐：30％～40％；磺化聚丙烯酰胺：10％～20％。
所述捕收剂包含如下组分：
椰油胺：10％～20％；十四烷基三甲基溴化铵：20％～30％；十二烷基苯磺酸钠：20％～30％；氧化石蜡皂：30％～40％。
4.根据权利要求1所述的从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，其特征在于：在步骤S2中，所述脱硫浮选包括一次脱硫粗选、一次脱硫精选和一次脱硫扫选；所述脱硫精选和所述脱硫扫选得到的中矿返回所述脱硫粗选作业。
5.根据权利要求4所述的从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，其特征在于：所述脱硫粗选的药剂包括400～600g/t的柠檬酸、40～60g/t的硫酸铜、80～120g/t的丁基黄药和12～16g/t的2#油；所述脱硫扫选的药剂包括40～60g/t的丁基黄药和12～16g/t的2#油。
6.根据权利要求1所述的从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，其特征在于：在步骤S3中，所述搅拌的转速为400～600r/min；所述沉降脱泥的沉降时间为4～6min，脱泥产率为8％～13％，所述沉降脱泥后Li2O的损失率为10％～15％。
7.根据权利要求1所述的从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，其特征在于：在步骤S5中，所述精选的次数为三次，第一次精选的药剂为300～500g/t的水玻璃，第二次精选的药剂为150～250g/t的水玻璃，第三次精选的药剂为80～120g/t的水玻璃；所述第一次精选得到的中矿返回步骤S3中的所述沉降脱泥作业，所述第二次精选得到的中矿返回所述第一次精选作业，所述第三次精选得到的中矿返回所述第二次精选作业。
8.根据权利要求3所述的从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，其特征在于：在步骤S5中，所述扫选的次数为两次，第一次扫选的药剂为150～250g/t的所述捕收剂，第二次扫选的药剂为80～120g/t的所述捕收剂；所述第一次扫选得到的中矿返回步骤S3中的所述沉降脱泥作业，所述第二次扫选得到的中矿返回所述第一次扫选。
9.根据权利要求1所述的从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，其特征在于：在步骤S1中，所述矿浆中矿样的质量浓度为60％～65％；所述磨矿产品中粒度小于0.074mm的矿石的质量百分比为51％～53％。
10.根据权利要求1所述的从尾矿库中回收低品位锂云母的选矿方法，其特征在于：在步骤S2中，所述预定的质量浓度为30％～35％。
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