CN117443591B - 高矿化速度、低泡沫粘度的锂矿复合捕收剂和浮选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了高矿化速度、低泡沫粘度的锂矿复合捕收剂和浮选方法，该复合捕获剂包括工业油酸、环烷酸钠、三乙醇胺和直链十二烷基苯磺酸钠，其浮选过程中先加入水溶性钙盐活化后，再加入复合捕收剂进行浮选，最终获得锂精矿。本发明浮选方法在碱性体系中采用添加低泡沫粘度、高矿化速度、捕收能力强的复合捕收剂产生的效果最佳，此分选技术成为该类型锂矿拟建厂投产的依据，实现了Li2O回收率大于90％的极高指标，能显著降低生产成本，提高经济效益保证该类型复合型锂矿资源得到综合利用开发。
Description
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，具体地说，涉及一种高矿化速度、低泡沫粘度的锂矿复合捕收剂和浮选方法。
背景技术
锂金属及锂化合物具有优异的物理、化学性质，在高能电池、航空航天、陶瓷工业、食物存储、医药和农业等领域应用广泛，随着国内外高新技术的快速发展以及新能源行业对于锂的需求高涨，锂矿资源的高效开发利用也迫在眉睫。
世界上矿石锂资源主要分布于玻利维亚、阿根廷、智利、美国、中国以及其他国家，且我国的锂资源储量相对较少，经过长时间的开发，我国目前的锂资源呈现出品位较低、矿物组成复杂、选冶成本高昂等特点，导致目前我国关于锂矿捕收剂的开发主要侧重与高选择性和捕收能力等特点。然而，随着新能源产业的迅速兴起，世界各国相继开展了新一轮的锂矿探矿工作，目前新开发或拟开发的锂矿项目Li2O品位普遍在1.00％以上。且在锂矿的工业浮选实践中，捕收剂的矿化速度和泡沫粘度能够大幅影响锂精矿的品位和回收率，在浮选实践中，矿化速度快的捕收剂能够大幅减少浮选时间，降低企业的生产升本；过高的泡沫粘度，则会降低捕收剂的选择性，增加夹带，特别是在锂矿生产实践中，捕收剂用量较大，泡沫粘度大，夹带严重，精矿脱水成本高，是一种普遍现象。因此，开发出矿化速度快、泡沫粘度低的新型复合捕收剂和锂矿浮选方法成为亟待解决的问题。
根据上述问题，研发出矿化速度高、泡沫粘度低的复合捕收剂以及新分选技术成为目前锂矿回收利用的关键。常规锂辉石矿石工艺流程先经过碱性物质搅拌，再添加氯化钙/氯化镁/硫酸铜活化，最后加入油酸钠、氧化石蜡皂、和环烷酸皂进行浮选回收的技术，一方面由于一般需要较大的捕收剂和活化剂用量，泡沫粘度大，导致精矿中夹带严重，恶化生产指标，且大幅提高了精矿脱水的成本。另一方面，传统捕收剂矿化速度慢，需要较长的药剂反应时间，提高了选矿厂的运营成本，无法实现锂矿的高效浮选回收。
有鉴于此特提出本发明。
发明内容
针对现有捕收剂泡沫粘度大和矿化速度慢导致浮选指标不理想的问题，提供一种高矿化速度、低泡沫粘度的锂矿复合捕收剂和浮选方法，为解决上述技术问题，本发明采用技术方案的基本构思是：
在传统锂矿浮选体系中，捕收剂用量和活化剂用量较大，一方面浮选过程中矿化速度慢、药剂反应时间长、泡沫粘度大，因此，锂精矿脱水和选矿厂运营成本都较高。另一方面，大量的捕收剂导致矿浆流变性质和药剂选择性变差，当原矿中锂含量较高时，在保证锂精矿品位的前提下，无法获得极高的回收率(大于90％)。针对现有锂矿浮选方法矿化速度慢和泡沫粘度大的问题，本发明提供了以下技术方案：
本发明的第一目的在于提供一种锂矿复合捕收剂，旨在提供一种在锂矿浮选过程中具有高矿化速度和低泡沫浓度的具有优异捕收能力的复合捕收剂。
一种锂矿复合捕收剂，包括皂化的工业油酸、环烷酸钠、三乙醇胺和直链十二烷基苯磺酸钠。
本发明研究发现，所述组合的成分能够实现协同，能够有效降低精矿泡沫粘度，提高矿化速度，改善锂矿的浮选性能，特别是对于含锂矿物以锂辉石为主的锂矿，表现出优异的浮选选择性，有效改善锂辉石的浮选回收效果。
本发明中，所述的皂化的工业油酸、环烷酸钠、三乙醇胺和直链十二烷基苯磺酸钠的联合协同作用是改善浮选泡沫粘度和矿化速度的关键。
优选地，工业油酸为皂化的工业油酸，其特征在于包含60～80重量份的油酸、10～30重量份的亚油酸和5～15重量份的亚麻油酸，皂化时所用的碱性成分为氢氧化钠。
优选地，工业油酸和碱性成分的重量比为48～68:1。
优选地，所述的环烷酸钠为为市售的环烷酸钠，纯度要求大于98.00％。
优选地，环烷酸钠的纯度大于99.00％。
优选地，所述三乙醇胺为市售的三乙醇胺，纯度要求大于98.00％。
优选地，三乙醇胺的纯度大于99.00％。
优选地，所述直链十二烷基苯磺酸钠为市售的直链十二烷基苯磺酸钠，纯度要求大于98.00％。
优选地，直链十二烷基苯磺酸钠的纯度大于99.00％。
作为优选，皂化的工业油酸、环烷酸钠、三乙醇胺和直链十二烷基苯磺酸钠的重量比为40～75：10～15：5～8:5～10。
本发明中，所述的复合捕收剂的制备方法例如：按照质量比，将碱性物质完全溶解在水溶液中，控制温度在50～60℃，然后加入工业油酸和环烷酸钠在超声波振荡器中匀速搅拌10～20min，溶液形成透明状态以后，三乙醇胺和直链十二烷基苯磺酸钠，继续在超声波振荡器中匀速搅拌10～20min，最后将混合溶液加入反应釜中，在60～70℃下充分搅拌30～60min后取出冷却，得到复合捕收剂溶液。
本发明提供了一种所述的锂矿复合捕收剂的应用，将其用于锂矿的浮选；
优选地，将其用于较高品位的锂矿的浮选；
优选地，将其用于Li2O品位大于或等于1.00％，优选大于或等于1.50％的锂矿的浮选；
优选地，将其用于含锂矿物以锂辉石为主的锂矿。
本发明还提供了一种锂矿的浮选方法，将锂矿采用包含本发明所述的复合捕收剂的浮选药剂进行浮选，包含所述的锂矿复合捕收剂和水溶性钙盐活化剂。
本发明研究发现，采用所述的浮选捕收剂和水溶性钙盐联合，能够实现协同，能够意外地显著改善多物相的锂矿的有效浮选分选。
本发明中，所述的水溶性钙盐为氯化钙、氯酸钙、硝酸钙中的至少一种；
优选地，还包含pH调整剂；
优选地，所述的pH调整剂为碳酸钠、氢氧化钠、盐酸、硫酸中的至少一种。
优选地，所述的浮选药剂中，还可根据浮选需要、添加理论上允许添加的成分。
优选地，所述的锂矿复合浮选药剂中，各成分在使用前相互独立存在、或者部分或全部成分以混合物形式存在；
优选地，所述的锂矿复合浮选药剂中，锂矿复合捕收剂的重量份为1400～2000g/t，优选为1800g/t。
所述的水溶性钙盐的重量份为100～300g/t，优选为250g/t。
pH调整剂的重量份为1000～1600g/t，优选为1300g/t。
优选地，将锂矿采用包含本发明所述的复合捕收剂进行浮选。
本发明中，所述的锂矿为Li2O品位大于或等于1％，优选大于或等于1.50％的锂矿；
优选地，所述的锂矿中主要含锂矿物为锂辉石。
本发明中，浮选步骤为：将锂矿和碱性物质进行联合磨矿，获得矿浆；
调控矿浆的pH，并加入水溶性钙盐、所述的复合捕收剂，进行浮选，获得锂精矿。
浮选阶段矿浆的pH为8～10；
复合捕收剂的用量为1400～2000g/t，优选为1800g/t。
水溶性钙盐的用量为100～300g/t，优选为250g/t。
本发明中，浮选的过程和操作和采用现有的手段，例如，可采用“一次锂粗选、两次锂扫选、三次锂精选，中矿顺序返回”的浮选闭路工艺流程，获得锂精矿和尾矿。
本发明第二目的在于证明该捕收剂的普适性，提供所述的复合捕收剂在锂矿浮选技术实践特别是在世界各地不同锂矿中的浮选应用。
一种优选的锂矿的浮选方法，步骤包括：
1、对-2mm粒级锂矿进行磨矿，并添加碳酸钠400～600g/t，添加清水控制磨矿时的矿浆浓度，磨矿细度为-0.074mm含量占65％～68％，得到锂矿矿浆；
2、将所述锂矿浮选矿浆加入到可调温浮选机中，控制温度在15～30℃，添加碳酸钠300～500g/t，调节矿浆pH为8～10，搅拌2min，不添加抑制剂，然后向矿浆中加入氯化钙100～200g/t，搅拌2min，再添加所述复合型锂矿复合捕收剂1000～1500g/t，搅拌2min，进行锂粗选，刮泡2.5min，获得锂粗精矿和锂粗尾矿；
3、对所述锂粗精矿进行三次精选第一次精选补加碳酸钠300～500g/t和复合捕收剂30～50g/t，后续精选不再加药，第一次锂精选中矿、第二次锂精矿中矿和第三次锂精矿中矿按顺序返回上一浮选工艺，第三次精选刮的泡沫为最终锂精矿；所述步骤3的每次的第一道精选补加碳酸钠300～500g/t和复合捕收剂30～50g/t，，一方面是调节矿浆pH，增加锂矿与脉石矿物之间的可浮性差异，另一方面是分散矿浆，促使在锂精矿中夹带的脉石矿物脱落。
4、对所述锂粗尾矿进行两次扫选，第一道扫选氯化钙40～60g/t，搅拌2min，再添加所述复合型锂矿复合捕收剂200～400g/t，搅拌2min，进行锂第一道扫选，刮泡2min，锂扫选精矿按顺序返回锂粗选，尾矿补加50～150g/t复合捕收剂，搅拌2min后，刮泡2min，进行锂第二道扫选，第二道扫选的精矿按顺序返回锂第一道扫选，锂扫选的剩余槽内矿浆为最终锂尾矿。
5、锂精矿、锂尾矿进行絮凝、过滤、烘干后各自称重、制样，然后将每个样品放入三头玛瑙研磨机里研磨5～15min至-0.038mm后，再取出进行化学分析Li2O品位并计算回收率。
采用上述技术方案后，本发明与现有技术相比具有以下有益效果。
1、本发明提供了一种皂化的工业油酸、环烷酸钠、三乙醇胺和直链十二烷基苯磺酸钠组合协同作用的复合捕收剂，其得益于所述组分的联合协同，能够有效改善锂矿的浮选性能，特别是能够有效降低精矿泡沫粘度，提高矿化速度。本发明所述的捕收剂实现了多个锂矿区锂辉石的高效浮选回收，此外，本发明药剂成分来源广泛，价格适中，无毒无害，普适性强，耐低温性能良好，在实际生产中具有应用价值。
2、本发明创新地将所述的浮选捕收剂和水溶性钙盐联合，能够实现进一步协同，有助于进一步改善多物相锂矿的浮选选择性。
3、本发明中，在所述的浮选捕收剂、水溶性钙盐以及pH等参数的联合，能够进一步提高矿化速度，降低泡沫粘度，改善多锂矿物相的联合浮选性能。
4、本发明工艺，能实现不同地区锂矿的有效回收，当原矿中Li2O品位较高(大于1.00％)时，使其能够获得较高品位下，还能获得回收率高于90％的极高指标，大大提高了矿山的经济效益。
下面结合附图对本发明的具体实施方式作进一步详细的描述。
附图说明
附图作为本申请的一部分，用来提供对本发明的进一步的理解，本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明，但不构成对本发明的不当限定。显然，下面描述中的附图仅仅是一些实施例，对于本领域普通技术人员来说，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他附图。在附图中：
图1是本发明浮选流程图；
图2是本发明对比例和实际矿山浮选流程示意图。
需要说明的是，这些附图和文字描述并不旨在以任何方式限制本发明的构思范围，而是通过参考特定实施例为本领域技术人员说明本发明的概念。
具体实施方式
为使本发明实施例的目的、技术方案和优点更加清楚，下面将结合本发明实施例中的附图，对实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，以下实施例用于说明本发明，但不用来限制本发明的范围。
以津巴布韦哈拉雷某地区的某锂矿(含锂矿物以锂辉石为主)为例说明本发明的效果，以下案例，除特别声明外，所采用的所采用的原矿Li2O物相分析结果如表1所示，原矿中主要有价元素为锂，Li2O含量1.92％，锂主要赋存于锂辉石中，分布率为25.31％，其次，主要分布于锂绿泥石、羟磷锂铝石和磷锰锂矿中，分布率分别为0.111％、0.003％和0.003％，但含量极低，因此，本矿石的主要有用矿物为锂辉石。
注：工业油酸、环烷酸钠和三乙醇胺可采用行业内市售的产品，例如，以下案例中，所述的工业油酸包含80重量份的油酸、10重量份的亚油酸和10重量份的亚麻油酸；所述的环烷酸钠纯度为99.00％；所述的三乙醇胺为的纯度为99.00％；所述的直链十二烷基苯磺酸钠的纯度为99.00％。
表1原矿物相分析结果
实施例1
本实施例中分选复合型锂矿的工艺流程和药剂制度如图1所示，分别以复合捕收剂中工业油酸的不同皂化率40％、60％、80％、100％对表1中的复合型锂矿进行浮选，各组案例浮选过程参数相同，区别仅在于工业油酸的皂化率不同，从而探究本案例复合捕收剂的选择能力及浮选效果。
本实施例中的复合捕收剂按照质量占比计，由皂化的工业油酸73份、环烷酸钠15份、三乙醇胺5份和直链十二烷基苯磺酸钠7份组成，经充分反应后，配置成5.0％浓度的溶液备用。
操作流程为(与图2相同的流程)：
1、对-2mm粒级锂矿进行磨矿，并添加碳酸钠500g/t，添加清水控制磨矿时的矿浆浓度，磨矿细度为-0.074mm含量占67％，得到锂矿矿浆；
2、将所述锂矿浮选矿浆加入到可调温浮选机中，控制温度在20℃，添加碳酸钠400g/t，调节矿浆pH为9.5，搅拌2min，不添加抑制剂，然后向矿浆中加入氯化钙200g/t，搅拌2min，再添加所述复合型锂矿复合捕收剂1300g/t，搅拌2min，进行锂粗选，刮泡2.5min，获得锂粗精矿和锂粗尾矿；
3、对所述锂粗精矿进行三次精选第一次精选补加碳酸钠400g/t和复合捕收剂50g/t，后续精选不再加药，第一次锂精选中矿、第二次锂精矿中矿和第三次锂精矿中矿混合作为中矿产品，第三次精选刮的泡沫为最终锂精矿。
4、对所述锂粗尾矿进行两次扫选，第一道扫选氯化钙50g/t，搅拌2min，再添加所述复合型锂矿复合捕收剂300g/t，搅拌2min，进行锂第一道扫选，刮泡2min，尾矿补加150g/t复合捕收剂，搅拌2min后，刮泡2min，进行锂第二道扫选，所有的扫选精矿同样作为中矿产品，锂扫选的剩余槽内矿浆为最终锂尾矿。
5、锂精矿、锂尾矿进行絮凝、过滤、烘干后各自称重、制样，然后将每个样品放入三头玛瑙研磨机里研磨5～15min至-0.038mm后，再取出进行化学分析Li2O品位并计算回收率。
表2锂矿在工业油酸的不同皂化率下的浮选效果
由表2可以看出，在工业油酸不同的造化率下，由表2可以看出，在工业油酸的不同皂化率下，本发明复合捕收剂在开路试验中对锂矿物的浮选效果都较好；当工业油酸的皂化率等于80％时，可获得的锂精矿中Li2O品位为6.12％，Li2O回收率达65.00％；当工业油酸的皂化率大于80％时，锂精矿中Li2O的品位和回收率仅略微减少。说明本案例1所述的复合捕收剂在较宽的皂化率范围(40～100％之间)内都能高效分选锂矿，工业油酸的皂化率对其捕收能力影响较小，稳定性较好。综合考虑本发明复合捕收剂中工业油酸的皂化率为80％被选为优选，用于后续实验和测试。
实施例2：
本实施例主要考察复合捕收剂中各成分对表1中的复合型锂矿浮选效果的影响，采用图2所示工艺流程，各组案例浮选过程参数相同，区别仅在于采用的复合捕收剂成分不同：
MZY-1复合捕收剂由35重量份的环烷酸钠、30重量份三乙醇胺和35重量份的直链十二烷基苯磺酸钠组成；
MZY-2复合捕收剂由75重量份的皂化率为80％的工业油酸、15重量份的三乙醇胺和10重量份的直链十二烷基苯磺酸钠组成；
MZY-3复合捕收剂由75重量份的皂化率为80％的工业油酸、15重量份的环烷酸钠和10重量份的直链十二烷基苯磺酸钠组成；
MZY-4复合捕收剂由75重量份的皂化率为80％的工业油酸、15重量份的环烷酸钠和10重量份的三乙醇胺组成；所有的捕收剂由均配置成浓度为5％的溶液待用。
1、对-2mm粒级锂矿进行磨矿，并添加碳酸钠500g/t，添加清水控制磨矿时的矿浆浓度，磨矿细度为-0.074mm含量占67％，得到锂矿矿浆；
2、将所述锂矿浮选矿浆加入到可调温浮选机中，控制温度在20℃，添加碳酸钠400g/t，调节矿浆pH为9.5，搅拌2min，不添加抑制剂，然后向矿浆中加入氯化钙200g/t，搅拌2min，再添加所述复合型锂矿复合捕收剂1300g/t，搅拌2min，进行锂粗选，刮泡2.5min，获得锂粗精矿和锂粗尾矿；
3、对所述锂粗精矿进行三次精选第一次精选补加碳酸钠400g/t和复合捕收剂50g/t，后续精选不再加药，第一次锂精选中矿、第二次锂精矿中矿和第三次锂精矿中矿混合作为中矿产品，第三次精选刮的泡沫为最终锂精矿。
4、对所述锂粗尾矿进行两次扫选，第一道扫选氯化钙50g/t，搅拌2min，再添加所述复合型锂矿复合捕收剂300g/t，搅拌2min，进行锂第一道扫选，刮泡2min，，尾矿补加150g/t复合捕收剂，搅拌2min后，刮泡2min，进行锂第二道扫选，所有的扫选精矿同样作为中矿产品，锂扫选的剩余槽内矿浆为最终锂尾矿。
5、锂精矿、锂尾矿进行絮凝、过滤、烘干后各自称重、制样，然后将每个样品放入三头玛瑙研磨机里研磨5～15min至-0.038mm后，再取出进行化学分析Li2O品位并计算回收率。
表3锂矿在不同复合捕收剂作用下的浮选效果
由表二的结果可知，本发明所述的复合捕收剂与其他复合捕收剂相比，在品位接近的下，具有最高的回收率，为65.00％。本发明所述的复合捕收剂中的皂化工业油酸、环烷酸钠、三乙醇胺和直链十二烷基苯磺酸钠能够发挥正向协同作用，优化锂矿的浮选效果，提高其回收率。
实施例3：
采用本发明所述的复合捕收剂，按照图2所示的流程图，操作流程为：
1、对-2mm粒级锂矿在球磨机中进行磨矿，每小时原矿处理量为80t，并添加碳酸钠500g/t，采用浓度自动控制系统控制磨矿浓度为67.32％，磨矿产品经过水力旋流器分级后，得到磨矿细度为-0.074mm含量占67％的锂矿矿浆；
2、锂矿矿浆经过搅拌桶依次加入：碳酸钠400g/t、氯化钙200g/t、所述复合型锂矿复合捕收剂1800g/t，经过浮选药剂矿化的锂矿矿浆自流进入工业粗选浮选机中，精矿经过粗选泡沫槽进入第一次精选作业的浮选机，粗选泡沫槽中添加碳酸钠400g/t；尾矿经过粗选尾矿箱进入第一次扫选作业的浮选机，在粗选尾矿箱中依次加入氯化钙50g/t和所述复合型锂矿复合捕收剂300g/t。
3、第一次扫选的尾矿经过扫一尾矿箱进入第二次扫选的浮选机中，在扫一尾矿箱中加入50g/t复合捕收剂，第一次扫选的精矿经过扫一泡沫槽返回粗选浮选机中；第二次扫选的精矿经过扫二泡沫槽返回扫一浮选机中，第二次扫选的尾矿经过浓密池沉淀后作为尾矿排出。
3、第一次精选作业的精矿分别经过精一泡沫槽进入第二次精选作业的浮选机，第二次精选作业的精矿经过精二泡沫槽进入第三次精选作业的浮选机；精一尾矿、精二尾矿、精三尾矿按顺序分别返回上一作业浮选机中。
4、第三次精选的精矿经过板框试压滤机过滤水分后作为最终精矿进入精矿仓。
5、锂精矿、锂尾矿每过4h后由人工取样，进行过滤、烘干后各自称重、制样，然后将每个样品放入三头玛瑙研磨机里研磨5～15min至-0.038mm后，再取出进行化学分析Li2O品位并计算回收率，本实施例最终结果为设备连续运转7天，共计处理13440t原矿的平均指标。
表4某锂辉石选厂7天平均指标
由表4的结果可知，本发明所述的复合捕收剂，在实际选厂生产过程中，能够选择性捕收锂辉石，得到品位为5.46％，回收率高达92.00％的理想浮选指标，证明本发明所述的复合捕收剂在实际生产中依然具有实验室小型试验表现出的优异性能，且在连续生产过程中性能稳定，能够保证生产流程的连续运转。
对比例1：
采用本发明所述的复合捕收剂，与按照图1的流程图，操作流程为
1、对-2mm粒级锂矿进行磨矿，并添加碳酸钠500g/t，添加清水控制磨矿时的矿浆浓度，磨矿细度为-0.074mm含量占67％，得到锂矿矿浆；
2、将所述锂矿浮选矿浆加入到可调温浮选机中，控制温度在20℃，添加碳酸钠400g/t，调节矿浆pH为9.5，搅拌2min，不添加抑制剂，然后向矿浆中加入氯化钙200g/t，搅拌2min，再添加所述复合型锂矿复合捕收剂1800g/t，搅拌2min，进行锂粗选，刮泡2.5min，获得锂粗精矿和锂粗尾矿；
3、对所述锂粗精矿进行三次精选第一次精选补加碳酸钠400g/t和复合捕收剂50g/t，加药后搅拌2min，后续精选不再加药，第一次锂精选中矿、第二次锂精矿中矿和第三次锂精矿中矿按顺序返回上一浮选工艺，第三次精选刮的泡沫为最终锂精矿；所述步骤3的每次的第一道精选补加碳酸钠400g/t和复合捕收剂50g/t。
4、对所述锂粗尾矿进行两次扫选，第一道扫选氯化钙50g/t，搅拌2min，再添加所述复合型锂矿复合捕收剂300g/t，搅拌2min，进行锂第一道扫选，刮泡2min，锂扫选精矿按顺序返回锂粗选，尾矿补加150g/t复合捕收剂，搅拌2min后，刮泡2min，进行锂第二道扫选，第二道扫选的精矿按顺序返回锂第一道扫选，锂扫选的剩余槽内矿浆为最终锂尾矿。
5、锂精矿、锂尾矿进行絮凝、过滤、烘干后各自称重、制样，然后将每个样品放入三头玛瑙研磨机里研磨5～15min至-0.038mm后，再取出进行化学分析Li2O品位并计算回收率。
对比例2：
采用本发明所述的复合捕收剂，按照图1所示流程，将所有的药剂搅拌时间改为1min，其他操作与对比例1中的操作流程完全相同。
对比例3：
采用MZY-1复合捕收剂，按照图1所示流程，除捕收剂种类改变外，其他操作与对比例1的操作完全相同。
对比例4：
采用MZY-1复合捕收剂，按照图1所示流程，除却捕收剂种类改变外，其他操作流程与对比例2中的操作完全相同。
对比例5：
采用本发明所述的捕收剂，按照图1所示流程，将所有的药剂搅拌时间改为3min，其他操作与对比例1中的操作流程完全相同。
对比例6：
采用MZY-1复合捕收剂，按照图1所示流程，除却捕收剂种类改变外，其他操作与对比例5中的操作流程完全相同。
表5对比例1-6的浮选效果
由对比例1、对比例3、对比例5的试验结果可知，在使用本发明所述的复合捕收剂进行浮选时，药剂搅拌时间为2min时，本发明所述的复合捕收剂已完成锂矿物的矿化过程，锂矿物的浮选回收率和品位都已达到峰值。而MZY-1复合捕收剂，随着药剂搅拌时间的增加，锂精矿的品位和回收率有显著增长，当搅拌时间为3min时，浮选效果最佳。表明本发明所述的复合捕收剂与其他捕收剂相比，具有更快的矿化速度，能够大大减少药剂的搅拌时间，提高选别效率，降低选矿厂的的运营成本。
对比例7：
使用本发明所述的复合捕收剂，采用与对比例1完全相同的操作流程，但收集到的锂精矿不进行过滤操作，而是将锂精矿置于2000ml的量筒中，观察锂精矿泡沫完全消失的时间。
对比例8：
使用MZY-1复合捕收剂，采用与对比例2全相同的操作流程，但收集到的锂精矿不进行过滤操作，而是将锂精矿置于2000ml的量筒中，观察锂精矿泡沫完全消失的时间。
对比例7中，锂精矿在不添加任何药剂作用的情况下，经过2min后精矿泡沫完全消失；对比例8中，锂精矿在不添加任何药剂作用的情况下，经过15min后精矿泡沫完全消失。试验结果表明，本发明所述的复合捕收剂产生的精矿泡沫较脆，与其他锂矿捕收剂相比，其后续锂精矿的脱水更为简易，能够大大简化选厂的脱水工艺流程，且脆性泡沫在浮选过程中能够大大减少夹带现象，有效提高锂精矿的Li2O品位。
以上所述仅是本发明的较佳实施例而已，并非对本发明作任何形式上的限制，虽然本发明已以较佳实施例揭露如上，然而并非用以限定本发明，任何熟悉本专利的技术人员在不脱离本发明技术方案范围内，当可利用上述提示的技术内容作出些许更动或修饰为等同变化的等效实施例，但凡是未脱离本发明技术方案的内容，依据本发明的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与修饰，均仍属于本发明方案的范围内。
Claims (4)
1.一种锂矿的浮选方法，其特征在于，采用高矿化速度、低泡沫粘度的锂矿复合捕收剂进行浮选，具体浮选过程为：
将粒度小于2mm的锂矿和碱性物质进行联合磨矿，获得矿浆；调控矿浆的pH，并加入水溶性钙盐活化后，再加入复合捕收剂进行浮选，最终获得锂精矿；
其中，浮选阶段矿浆的pH为8~10；复合捕收剂的用量为1400~2000g/t；水溶性钙盐的用量为100~300g/t；
所述复合捕收剂包括皂化的工业油酸、环烷酸钠、三乙醇胺、直链十二烷基苯磺酸钠；
所述工业油酸包含60~80重量份的油酸、10~30重量份的亚油酸、5~15重量份的亚麻油酸；皂化时所用的碱性成分为氢氧化钠，工业油酸和碱性成分的重量比为48~68:1。
2.根据权利要求1所述的一种锂矿的浮选方法，其特征在于，所述环烷酸钠为市售的环烷酸钠，纯度要求大于98.00%。
3.根据权利要求1所述的一种锂矿的浮选方法，其特征在于，所述三乙醇胺为市售的三乙醇胺，纯度要求大于98.00%。
4.根据权利要求1所述的一种锂矿的浮选方法，其特征在于，所述直链十二烷基苯磺酸钠为市售的直链十二烷基苯磺酸钠，纯度要求大于98.00%。
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| 沈旭等.《浮选技术》.重庆大学出版社,2011,(第1版),第168-169页. * |
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