CN118237170A - 一种锂辉石矿物的浮选方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及矿物分选加工技术领域，具体涉及一种锂辉石矿物的浮选方法，包括：将待分选锂辉石矿石进行破碎处理得到碎矿物料；向碎矿物料中加水并进行磨矿处理以使矿物间解离，同时在磨矿处理中加入磨矿调整剂，得到磨矿矿浆；对磨矿矿浆进行调浆处理，然后依次加入高活性OH‑调整剂进行碱溶蚀处理、加入金属离子活化剂进行离子活化处理，最后加入锂辉石矿物捕收剂进行矿化处理、浮选分离获得锂辉石精矿和浮选尾矿；所述磨矿调整剂包括溶液缓冲组合剂和难免金属离子调整剂。本发明从OH‑缓冲逻辑角度改进“三碱”体系，基于缓冲体系强大的补充或催化反应优势，实现“三碱”对矿物表面的高效改性调控，提高整个浮选分离体体系的药剂作用性能。

Description

一种锂辉石矿物的浮选方法
技术领域
本发明涉及矿物分选加工技术领域，具体涉及一种锂辉石矿物的浮选方法。
背景技术
锂辉石是一种单斜辉石，由锂铝硅酸盐组成单链结构，通常以硬岩复合硅铝酸盐(伟晶岩)矿床的形式产出。伟晶岩是侵入型火成岩，主要由石英、长石、锂辉石、云母的连锁矿物颗粒组成。在富含锂的伟晶岩矿物中，锂辉石是锂金属加工的重要原料之一，具有重要的经济价值。目前锂辉石矿物分选加工包括手选法、重选法、浮选法、重介质分选或其联合工艺等方法，但仍以浮选法为主导，尤其是对微细粒锂辉石矿物的富集回收。以锂辉石矿的矿石性质为基础，已开发了多类浮选技术应用于众多锂辉石矿富集回收过程中，如全泥浮选、脱泥浮选、重介质分选-浮选、浮选-磁选等工艺，这些工艺方法的基础均是利用锂辉石矿物与脉石矿物表面的物化性质差异实现的。然而，目的矿物与脉石矿物自身可浮性相近、难免金属离子杂质不当吸附、矿物表面性质调控困难、定向吸附捕集趋势不突出等多种因素，常常使得锂辉石矿物与脉石矿物在矿物分离体系中表达出相似的浮游性，进而造成锂辉石矿物与脉石矿物的浮选分离选择性及其效率不高。
目前，许多锂辉石矿的浮游分选试验及工业应用实践表明，以“三碱”(纯碱-氢氧化物-金属离子)的表面调控技术具有一定的相对优势，也是目前采用最多的方法。其由下述三步法组成：第一步，在磨矿过程中加入碳酸盐以作用于介质溶液和新生矿物表面上从而有效提高后续矿物的分离分选效果，其碳酸根(CO3 2-)的有效作用包括：a)规避或沉降分选水溶液中难免金属离子(Mg2+/Ca2+/Al3+/Fe3+等)，防止难免金属离子无选择地吸附使得矿物表面性质趋同；b)改性调整不同矿物表面性质差异，增强脉石矿物与锂辉石矿物表面性质差异；c)分散或减低细粒矿物的负影响等，这一个过程中CO3 2-沉淀/改性溶液中难免金属离子，进而规避难免金属离子吸附影响，同时由于锂矿物解离面上裸露Al3+/Li+，也可在锂矿物表面阳离子位点吸附CO3 2-；第二步，加入氢氧化钠(OH-)进行长时间强搅拌调浆，这一过程的作用在于利用OH-溶蚀或擦洗锂辉石矿物表面Si位点，同时与第一步中锂矿物表面Al3+/Li+原吸附的CO3 2-竞争，使得锂辉石矿物表面形成更多的多个OH-活性区域，重塑锂辉石矿物表面；第三步，加入金属阳离子(Ca2+/Mg2+等离子)活化，其作用在于利用金属阳离子向“第二步”调整出的特定空间位置/区域的OH-上吸附，实现选择性活化目的矿物的目的。这些步骤/过程中，由于脉石矿物(长石、石英、云母等)在表面裸露的活性组分或空间结构与锂辉石矿物不同，使得脉石矿物表面基本很难发生上述的CO3 2-改性-OH-活性-Ca2+/Mg2+离子活化顺次反应过程，因而，经过改性调整后，锂辉石与脉石矿物对阴离子/阳离子型捕收剂表现出可浮性差异。
然而，在上述浮选调整剂体系中，先以碳酸根作为浮游体系难免离子及其脉石矿物表面的沉淀或微细粒分散调整剂，再添加苛性碱以高OH-活度物种溶蚀清洗锂辉石表面而被选择性活化，通常使得整个溶液体系的碱度相对较高(pH为9.5-11)，相对偏离了许多锂辉石优势的捕收剂高活性的pH范围(pH为8.0-9.0)，也可以说，现有的高碱调整剂体系与锂辉石捕收剂离析活性之间存在一定的矛盾，如易出现强压强拉而使整体药剂消耗大，分选选择性欠缺等不足。尽管已报道了很多锂辉石矿的浮游分离技术，但现有技术常受限于目的矿物与脉石矿物表面相近的理化性质基础、分选溶液介质离子状态复杂、分选溶液碱度过高、调整剂与捕收剂间相互协同作用效率不高等原因，致使锂矿物浮选分离效率低。
发明内容
因此，本发明要解决的技术问题在于克服现有锂辉石矿物的分选效率低的缺陷，从而提供解决上述问题的一种锂辉石矿物的浮选方法。
为达到上述目的，本发明提供如下技术方案：
一种锂辉石矿物的浮选方法，包括：
将待分选锂辉石矿石进行破碎处理得到碎矿物料；
向碎矿物料中加水并进行磨矿处理以使矿物间解离，同时在磨矿处理中加入磨矿调整剂，得到磨矿矿浆；
对磨矿矿浆进行调浆处理，然后依次加入高活性OH-调整剂进行碱溶蚀处理、加入金属离子活化剂进行离子活化处理，最后加入锂辉石矿物捕收剂进行矿化处理、浮选分离获得锂辉石精矿和浮选尾矿；
所述磨矿调整剂包括溶液缓冲组合剂和难免金属离子调整剂；
所述溶液缓冲组合剂为能将矿浆pH调整至7.5-9.0范围内的调整剂。
优选地，所述碎矿物料的最大粒径为1-12mm；
和/或，所述磨矿处理至矿物细度为-0.074mm(最大粒径为0.074mm)的含量占50％-95％。
优选地，所述难免金属离子调整剂为碳酸盐或/和碳酸氢盐，优选为碳酸钠、碳酸氢钠、碳酸钾、碳酸氢钾中的至少一种；
和/或，所述溶液缓冲组合剂和难免金属离子调整剂的质量比为(1-100)：1，其中，以待分选锂辉石矿石干矿的重量为1t计，所述溶液缓冲组合剂的用量为100-80000g/t，所述难免金属离子调整剂的用量为100-4000g/t；
和/或，所述磨矿矿浆的质量浓度为50-85％。
优选地，所述溶液缓冲组合剂为硼酸盐+盐酸组合、过硼酸+盐酸+氢氧化钠组合、磷酸二氢钾+磷酸氢二钠组合、磷酸二氢钾+氢氧化钠组合、三羟甲基氨基甲烷+盐酸组合、氯化铵+氨水组合中的至少一种。上述溶液缓冲组合剂既具有溶液介质离子、矿物表面定向调控功能，又具有缓冲缓释功能的溶液介质、矿物表面控制等效能作用。
优选地，所述硼酸盐+盐酸组合中，硼酸盐与盐酸的摩尔比为1：(0.8-3)，硼酸盐在磨矿矿浆中的浓度为0.03-0.1mol/L；
和/或，所述过硼酸+盐酸+氢氧化钠组合中，过硼酸、盐酸与氢氧化钠的摩尔比为1：1：(0.2-1)，过硼酸在磨矿矿浆中的浓度为0.05-0.1mol/L；
和/或，所述磷酸二氢钾+磷酸氢二钠组合中，磷酸二氢钾与磷酸氢二钠的摩尔比为1：(3-5)，磷酸二氢钾在磨矿矿浆中的浓度为0.01-0.05mol/L；
和/或，所述磷酸二氢钾+氢氧化钠组合中，磷酸二氢钾与氢氧化钠的摩尔比为1：(0.6-1.2)，磷酸二氢钾在磨矿矿浆中的浓度为0.05-0.10mol/L；
和/或，所述三羟甲基氨基甲烷+盐酸组合中，三羟甲基氨基甲烷与盐酸的摩尔比为1：(1-10)，三羟甲基氨基甲烷在磨矿矿浆中的浓度为0.08-0.1mol/L；
和/或，所述氯化铵+氨水组合中，氯化铵与氨水的摩尔比为1：(0.4-1)，氯化铵在磨矿矿浆中的浓度为0.4-1.0mol/L。
优选地，所述调浆处理后矿浆的质量浓度为25％-50％；
和/或，所述高活性OH-调整剂为氢氧化钠、氢氧化钾、氨水中的至少一种；
和/或，以待分选锂辉石矿石干矿的重量为1t计，所述高活性OH-调整剂的用量为100-2000g/t；
和/或，所述碱溶蚀处理的时长为10-30min；
和/或，所述碱溶蚀处理后还加入相对于磨矿处理中溶液缓冲组合剂用量的0.18-0.5倍的溶液缓冲组合剂。可加可不加，在磨矿处理中溶液缓冲组合剂足量的情况下，碱溶蚀处理后可选择性不加溶液缓冲组合剂。
优选地，所述金属离子活化剂为氯化钙、氯化镁、氯化铁、硫酸镁、硫酸锰、硝酸钠、硝酸钾中的至少一种；
和/或，以待分选锂辉石矿石干矿的重量为1t计，所述金属离子活化剂的用量为50-1000g；
和/或，所述离子活化处理的时长为10-30min。
优选地，所述锂辉石矿物捕收剂为氧化石蜡皂、环烷酸皂、油酸钠、油酸、十二胺、十四胺、苯甲羟肟酸、水杨羟肟酸、烷基氨基酸类、烷基酰胺类中的至少一种；
和/或，以待分选锂辉石矿石干矿的重量为1t计，所述锂辉石矿物捕收剂的用量为100-4000g/t。
优选地，所述矿化处理中还加入起泡剂；锂辉石矿物捕收浮选时，因捕收剂一般具有气泡功能，常常不额外再专门添加起泡剂，因此，起泡剂可加可不加；
和/或，所述矿化处理的时长为2-10min。
优选地，所述起泡剂为2#油、MIBC、杂醇中的至少一种；
和/或，所述起泡剂与锂辉石矿物捕收剂的质量比为1：(20-200)。
优选地，所述浮选分离采用粗选-精选-扫选组合的矿物浮选工艺；
和/或，所述浮选分离后还进行浓缩压缩处理。
优选地，所述粗选每段分选时间为3-6min；
和/或，所述精选每段分选时间为2-4min；
和/或，所述扫选每段分选时间为3-6min。
本发明技术方案，具有如下优点：
一种锂辉石矿物的浮选方法，包括：将待分选锂辉石矿石进行破碎处理得到碎矿物料；向碎矿物料中加水并进行磨矿处理以使矿物间解离，同时在磨矿处理中加入磨矿调整剂，得到磨矿矿浆；对磨矿矿浆进行调浆处理，然后依次加入高活性OH-调整剂进行碱溶蚀处理、加入金属离子活化剂进行离子活化处理，最后加入锂辉石矿物捕收剂进行矿化处理、浮选分离获得锂辉石精矿和浮选尾矿；所述磨矿调整剂包括溶液缓冲组合剂和难免金属离子调整剂。目前现有技术多通过采用低碱度物质(例如，木质素磺酸钠)替换“三碱”体系中浮选剂降低碱度进行浮选，亦或是通过调控捕收时矿浆pH以达到提高捕收剂活性的目的。而本发明从OH-缓冲逻辑角度改进“三碱”体系，基于缓冲体系强大的补充或催化反应优势，实现“三碱”对矿物表面的高效改性调控，优化“三碱”对不同矿物表面的改性趋势及其效率，从而显著提高整个浮选分离体系的药剂作用效能，减低药剂消耗，而并非简单的矿浆pH调整可实现的。
具体的，本发明在磨矿过程中加入溶液缓冲组合剂的主要作用有：1)通过强化磨矿过程中矿浆CO3 2-和pH(自由OH-)各自的作用效能，从而有效提高磨矿矿浆中难免Ca2+/Mg2 +/Fe3+中的沉淀与改性效能；即，充分地利用不同金属离子与碳酸盐/氢氧化物的溶度积差异并基于沉淀/溶解平衡原理，借助缓冲药剂的作用效能使得Ca2+/Mg2+/Fe3+难免离子被定向沉淀改性的趋势增强，从而大大降低难免金属离子的负影响(如Mg(OH)2溶度积远小于MgCO3，故借助具缓冲效应的浮选剂补充足够的OH-而非加入过量的CO3 2-来调整Mg2+改性效果更好更具选择性)；同时，缓冲浮选剂的使用还能在磨矿解离过程中有效地平衡CO3 2-、OH-对不同矿物的作用效果，从而有利于规避磨矿解离过程中添加过量阴离子抑制目的矿物的负影响；2)利用具OH-缓冲的改性调整系统，可迅速补充矿物表面吸附OH-或溶蚀Si而消耗的游离OH-，并有助于在低碱度条件下实现OH-快速溶蚀Si或擦洗矿物表面的目的，进而提高OH-改性锂辉石矿物表面的过程效率；3)基于具缓冲OH-作用的分离体系，能有效地改善活化金属离子Mg2+/Ca2+等的活化吸附作用效果，稳定的OH-环境可使金属离子更具选择地定向吸附至锂辉石矿物表面活性位点，重塑出更稳定更致密的金属离子活化层，更利于其被矿化捕收；经上述几个过程的耦合效应，有效地提高矿物表面改性效率及其选择性，而大大提高锂辉石矿物与脉石矿物的浮选分离效能。除上述提高矿物表面改性效率以及选择性的作用外，本发明溶液缓冲组合剂还具有以下作用：优化稳定矿化矿浆的溶液状态，促成捕收剂处于高离析高活性区间，从而有效提高捕收剂的捕集矿物活性并减低捕收剂的药剂消耗；稳定强化调整剂选择性改性细粒级矿物(细泥)的表面性质，从而改善细泥分散及其团聚吸附状态，减低细泥对矿物浮选分离的影响，提高分选效率；形成水质相对稳定的选矿回水，降低回水中杂质噪声，增强回水循环使用的适用性，提高回水的利用效率。
具体实施方式
提供下述实施例是为了更好地进一步理解本发明，并不局限于所述最佳实施方式，不对本发明的内容和保护范围构成限制，任何人在本发明的启示下或是将本发明与其他现有技术的特征进行组合而得出的任何与本发明相同或相近似的产品，均落在本发明的保护范围之内。
实施例中未注明具体实验步骤或条件者，按照本领域内的文献所描述的常规实验步骤的操作或条件即可进行。所用试剂或仪器未注明生产厂商者，均为可以通过市购获得的常规试剂产品。
实施例1
江西某伟晶岩型锂辉石矿，原矿中Li2O含量为1.15％，其中，87％的含锂矿物为锂辉石，脉石矿物主要有石英、长石、云母、高岭土、绿泥石等；且矿石中锂辉石粒度粗细嵌布不均，粗粒级>1mm粒级的产品锂分布率为40％，细粒级(<0.05mm)粒级产品锂分布率占35％。
本实施例提供一种锂辉石矿物的浮选方法，浮选矿浆温度为24℃-26℃，以浮选回收上述矿石中锂辉石，具体包括以下步骤：
(1)破碎处理：将上述锂辉石矿石原料采用颚式破碎机-圆锥破碎机破碎至磨矿的给料粒度，得到最大粒径为2mm的碎矿物料；
(2)磨矿处理：向步骤(1)中的碎矿物料加入自来水以及磨矿调整剂并采用球磨机磨矿至物料细度为-0.074mm的含量占80％，得到磨矿矿浆，其中，加入自来水调节至磨矿矿浆的浓度为66.7％，按锂辉石矿石原料干矿计，磨矿调整剂的用量为6500g/t，磨矿调整剂由溶液缓冲组合剂(5000g/t硼酸钠+500g/t盐酸)和难免金属离子调整剂(1000g/t碳酸钠)组合而成，其中，硼酸钠在矿浆中的浓度为0.03mol/L，盐酸在矿浆中的浓度为0.025mol/L，以稳定-缓冲-改性浮选分离过程溶液离子状态；
(3)磨矿物料浮游调浆准备：向步骤(2)的磨矿矿浆中添加水调浆至矿浆浓度为35％，再加入按锂辉石矿石原料干矿计为400g/t的氢氧化钠，以高游离状态的OH-选择性碱溶蚀矿物表面，进行矿物表面的搅拌溶蚀活化，溶蚀搅拌反应时间为15min，反应结束后得到溶蚀矿浆；活化溶蚀反应后，添加相对于磨矿处理中溶液缓冲组合剂用量0.18倍的溶液缓冲组合剂1000g/t，搅拌反应5min，以稳定缓冲溶液状态，优化药剂的作用效能，得到调整后矿浆；然后再向稳定后矿浆中加入500g/t氯化钙为金属离子活化剂，进行矿物表面的金属离子活化处理20min，得到离子活化后的料浆；而后再加入按锂辉石矿物干矿计量的300+100+30g/t的油酸钠+苯甲羟肟酸+MIBC(此处添加起泡剂的原因是油酸钠、苯甲基羟肟酸两种捕收剂的气泡性不高)为锂辉石矿物的选择性捕收剂-起泡剂，进行锂辉石矿物的5min的搅拌矿化反应，得到矿化后的分离矿浆；
(4)锂矿物浮选分离与回收：对步骤(3)中矿化后的分离矿浆(pH＝7.6)采用1次粗选-3次精选-1次扫选组合的矿物浮游工艺进行选择性分离分选，粗选每段分选时间为4min，精选每段分选时间为3min，扫选每段分选时间为4min，得到的含锂辉石精矿产品与浮选分离尾矿进行浓缩压滤处理，得到并回收锂辉石精矿和浮选尾矿，所得到的精矿中Li2O回收率为84.5％，Li2O品位为6.04％。
实施例2
针对氧化矿物的低温分选(8℃-15℃)，本发明技术表现出明显的比较优势，低温浮选时所得的锂回收指标，回收率高且精矿品位好。
新疆某伟晶岩型锂辉石矿，原矿中Li2O含量为1.45％，其中，96％的含锂矿物为锂辉石，脉石矿物主要有石英、长石、云母等；部分锂辉石矿物的嵌布粒度较细；该矿区处于低温高寒地区，常年矿浆温度不高，现有浮选技术低温分选指标较差。
本实施例提供一种锂辉石矿物的浮选方法，以浮选回收上述矿石中锂辉石，具体包括以下步骤：
(1)破碎处理：将上述锂辉石矿石原料采用颚式破碎机-对辊破碎方法破碎至磨矿的给料粒度，得到最大粒径为2mm的碎矿物料；
(2)磨矿处理：向步骤(1)中的碎矿物料加入自来水以及磨矿调整剂并采用球磨机磨矿至物料细度为-0.074mm的含量占70％，得到磨矿矿浆，其中，加入自来水调节至磨矿矿浆的浓度为55.5％，按锂辉石矿石原料干矿计，磨矿调整剂的用量为5600g/t，磨矿调整剂由溶液缓冲组合剂(4000g/t三羟基甲基氨基甲烷+1000g/t盐酸)和难免金属离子调整剂(600g/t氢氧化钠)组合而成，其中，三羟甲基氨基甲烷在矿浆中的浓度为0.08mol/L，盐酸在矿浆中的浓度为0.08mo/L，以稳定-缓冲-改性浮选分离过程溶液离子状态；
(3)磨矿物料浮游调浆准备：向步骤(2)的磨矿矿浆中添加水调浆至矿浆浓度为28％，再加入按锂辉石矿石原料干矿计为1000g/t的氨水，以高游离状态的OH-选择性碱溶蚀矿物表面，进行矿物表面的搅拌溶蚀活化，溶蚀搅拌反应时间为20min，反应结束后得到溶蚀矿浆；活化溶蚀反应后，添加相对于磨矿处理中溶液缓冲组合剂用量0.3倍的溶液缓冲组合剂1500g/t，搅拌反应5min，以稳定缓冲溶液状态，优化药剂的作用效能，得到调整后矿浆；然后再向稳定后矿浆中加入500g/t氯化镁为金属离子活化剂，进行矿物表面的金属离子活化处理20min，得到离子活化后的料浆；而后再加入按锂辉石矿物干矿计量的100+200+100g/t的环烷酸皂+α-氨基酸+十二烷基酰胺为锂辉石矿物的组合捕收剂，进行锂辉石矿物的5min的搅拌矿化反应，得到矿化后的分离矿浆；
(4)锂矿物浮选分离与回收：对步骤(3)中矿化后的分离矿浆(pH＝8.0)采用1次粗选-3次精选-1次扫选组合的矿物浮游工艺进行选择性分离分选，粗选每段分选时间为3min，精选每段分选时间为3min，扫选每段分选时间为3min，得到的含锂辉石精矿产品与浮选分离尾矿进行浓缩压滤处理，得到并回收锂辉石精矿和浮选尾矿，所得到的精矿中Li2O回收率为83.2％，Li2O品位为6.19％。
实施例3
本实施例与实施例2的区别在于，浮选矿浆温度为24℃-26℃，其他条件与实施例2相同。本实施例所得的精矿中Li2O回收率为85.7％，Li2O品位为5.92％。
实施例4
针对氧化矿物的低温分选(8℃-15℃)，本发明技术表现出明显的比较优势，低温浮选时所得的锂回收指标，回收率高且精矿品位好。
新疆某伟晶岩型锂辉石矿，原矿中Li2O含量为1.45％，其中，96％的含锂矿物为锂辉石，脉石矿物主要有石英、长石、云母等；部分锂辉石矿物的嵌布粒度较细；该矿区处于低温高寒地区，常年矿浆温度不高，现有浮选技术低温分选指标较差。
本实施例提供一种锂辉石矿物的浮选方法，以浮选回收上述矿石中锂辉石，具体包括以下步骤：
(1)破碎处理：将上述锂辉石矿石原料采用颚式破碎机-对辊破碎方法，破碎至磨矿的给料粒度，得到最大粒径为1mm的碎矿物料；
(2)磨矿处理：向步骤(1)中的碎矿物料加入自来水以及磨矿调整剂并采用球磨机磨矿至物料细度为-0.074mm的含量占95％，得到磨矿矿浆，其中，加入自来水调节至磨矿矿浆的浓度为55.5％，按锂辉石矿石原料干矿计，磨矿调整剂的用量为10000g/t，磨矿调整剂由溶液缓冲组合剂(4000g/t三羟甲基氨基甲烷+6000g/t盐酸)和难免金属离子调整剂(100g/t碳酸氢钠)组合而成，其中，三羟甲基氨基甲烷在矿浆中的浓度为0.08mol/L，盐酸在矿浆中的浓度为0.48mo/L，以稳定-缓冲-改性浮选分离过程溶液离子状态；
(3)磨矿物料浮游调浆准备：向步骤(2)的磨矿矿浆中添加水调浆至矿浆浓度为25％，再加入按锂辉石矿石原料干矿计为2000g/t的氨水，以高游离状态的OH-选择性碱溶蚀矿物表面，进行矿物表面的搅拌溶蚀活化，溶蚀搅拌反应时间为10min，反应结束后得到溶蚀矿浆；活化溶蚀反应后，添加相对于磨矿处理中溶液缓冲组合剂用量0.5倍的溶液缓冲组合剂5000g/t，搅拌反应5min，以稳定缓冲溶液状态，优化药剂的作用效能，得到调整后矿浆；然后再向稳定后矿浆中加入1000g/t的氯化铁为金属离子活化剂，进行矿物表面的金属离子活化处理10min，得到离子活化后的料浆；而后再加入按锂辉石矿物干矿计量的25+50+25g/t的环烷酸皂+α-氨基酸+十二胺为锂辉石矿物的组合捕收剂，进行锂辉石矿物的10min的搅拌矿化反应，得到矿化后的分离矿浆；
(4)锂矿物浮选分离与回收：对步骤(3)中矿化后的分离矿浆(pH＝7.8)采用1次粗选-3次精选-1次扫选组合的矿物浮游工艺进行选择性分离分选，粗选每段分选时间为6min，精选每段分选时间为2min，扫选每段分选时间为3min，得到的含锂辉石精矿产品与浮选分离尾矿进行浓缩压滤处理，得到并回收锂辉石精矿和浮选尾矿，所得到的精矿中Li2O回收率为83.2％，Li2O品位为6.19％。
实施例5
针对氧化矿物的低温分选(8℃-15℃)，本发明技术表现出明显的比较优势，低温浮选时所得的锂回收指标，回收率高且精矿品位好。
新疆某伟晶岩型锂辉石矿，原矿中Li2O含量为1.45％，其中，96％的含锂矿物为锂辉石，脉石矿物主要有石英、长石、云母等；部分锂辉石矿物的嵌布粒度较细；该矿区处于低温高寒地区，常年矿浆温度不高，现有浮选技术低温分选指标较差。
本实施例提供一种锂辉石矿物的浮选方法，以浮选回收上述矿石中锂辉石，具体包括以下步骤：
(1)破碎处理：将上述锂辉石矿石原料采用颚式破碎机-对辊破碎方法，破碎至磨矿的给料粒度，得到最大粒径为12mm的碎矿物料；
(2)磨矿处理：向步骤(1)中的碎矿物料加入自来水以及磨矿调整剂并采用球磨机磨矿至物料细度为-0.074mm的含量占50％，得到磨矿矿浆，其中，加入自来水调节至磨矿矿浆的浓度为55.5％，按锂辉石矿石原料干矿计，磨矿调整剂的用量为8000g/t，磨矿调整剂由溶液缓冲组合剂(4000g/t三羟基甲基氨基甲烷+1000g/t盐酸)和难免金属离子调整剂(碳酸钾4000g/t)组合而成，其中，三羟基甲基氨基甲烷在矿浆中的浓度为0.08mol/L，盐酸在矿浆中的浓度为0.08mo/L，以稳定-缓冲-改性浮选分离过程溶液离子状态；
(3)磨矿物料浮游调浆准备：向步骤(2)的磨矿矿浆中添加水调浆至矿浆浓度为50％，再加入按锂辉石矿石原料干矿计为100g/t的氢氧化钠，以高游离状态的OH-选择性碱溶蚀矿物表面，进行矿物表面的搅拌溶蚀活化，溶蚀搅拌反应时间为30min，反应结束后得到溶蚀矿浆；活化溶蚀反应后，添加相对于磨矿处理中溶液缓冲组合剂用量0.3倍的溶液缓冲组合剂1200g/t，搅拌反应5min，以稳定缓冲溶液状态，优化药剂的作用效能，得到调整后矿浆；然后再向稳定后矿浆中加入50g/t氯化镁为金属离子活化剂，进行矿物表面的金属离子活化处理30min，得到离子活化后的料浆；而后再加入按锂辉石矿物干矿计量的1000+2000+1000g/t的氧化石蜡皂+α-氨基酸+十二烷基酰胺为锂辉石矿物的组合捕收剂，进行锂辉石矿物的2min的搅拌矿化反应，得到矿化后的分离矿浆；
(4)锂矿物浮选分离与回收：对步骤(3)中矿化后的分离矿浆(pH＝7.8)采用1次粗选-3次精选-1次扫选组合的矿物浮游工艺进行选择性分离分选，粗选每段分选时间为3min，精选每段分选时间为4min，扫选每段分选时间为6min，得到的含锂辉石精矿产品与浮选分离尾矿进行浓缩压滤处理，得到并回收锂辉石精矿和浮选尾矿，所得到的精矿中Li2O回收率为83.2％，Li2O品位为6.19％。
实施例6
本实施例与实施例2的区别在于，将溶液缓冲组合剂(摩尔比为1：1的三羟基甲基氨基甲烷+盐酸)替换为摩尔比为1：1：0.15的过硼酸+盐酸+氢氧化钠，其中，过硼酸在磨矿矿浆中浓度为0.08mol/L，矿化后的分离矿浆pH＝7.8，其他条件与实施例2相同，本实施例所得到的精矿中Li2O回收率为83.2％，Li2O品位为6.07％。
实施例7
本实施例与实施例2的区别在于，将溶液缓冲组合剂(摩尔比为1：1的三羟基甲基氨基甲烷+盐酸)替换为摩尔比为1：4的磷酸二氢钾+磷酸氢二钠，其中，磷酸二氢钾在磨矿矿浆中浓度为0.03mol/L，矿化后的分离矿浆pH＝7.7，其他条件与实施例2相同，本实施例所得到的精矿中Li2O回收率为82.8％，Li2O品位为6.12％。
实施例8
本实施例与实施例2的区别在于，将溶液缓冲组合剂(摩尔比为1：1的三羟基甲基氨基甲烷+盐酸)替换为摩尔比为1：0.9的磷酸二氢钾+氢氧化钠，其中，磷酸二氢钾在磨矿矿浆中浓度为0.08mol/L，矿化后的分离矿浆pH＝7.8，其他条件与实施例2相同，本实施例所得到的精矿中Li2O回收率为83.1％，Li2O品位为6.08％。
实施例9
本实施例与实施例2的区别在于，将溶液缓冲组合剂(摩尔比为1：1的三羟基甲基氨基甲烷+盐酸)替换为摩尔比为1：0.7的氯化铵+氨水，其中，磷酸二氢钾在磨矿矿浆中浓度为0.7mol/L，矿化后的分离矿浆pH＝7.8，其他条件与实施例2相同，本实施例所得到的精矿中Li2O回收率为83.1％，Li2O品位为6.10％。
对比例1
本对比例与实施例1的区别在于，在磨矿处理中以及碱溶蚀处理后均不加入溶液缓冲组合剂，在磨矿处理中仅加入1000g/t碳酸钠，碱溶蚀处理中氢氧化钠的用量为400g/t，离子活化处理中氯化钙的用量为500g/t，随后加入油酸钠+苯甲羟肟酸+MIBC＝600+200+60g/t进行矿化处理、浮选分离(分离矿浆pH＝10.3)，其他条件与实施例1相同，所得到的精矿中Li2O回收率为76.5％，Li2O品位为5.64％。
对比例2
本对比例与实施例2的区别在于，在磨矿处理中以及碱溶蚀处理后均不加入溶液缓冲组合剂，在磨矿处理中仅加入600g/t氢氧化钠，碱溶蚀处理中氨水的用量为1000g/t，离子活化处理中氯化钙的用量为500g/t，随后加入环烷酸皂+α-氨基酸+十二烷基酰胺＝100+200+100g/t进行矿化处理、浮选分离(分离矿浆pH＝10.3)，其他条件与实施例1相同，所得到的精矿中Li2O回收率为74.7％，Li2O品位为5.72％。
对比例3
本对比例与实施例2的区别在于，在磨矿处理中以及碱溶蚀处理后均不加入溶液缓冲组合剂，在磨矿处理中仅加入相同用量的木质素磺酸钠，最终分离矿浆pH＝8.5，其他条件与实施例2相同。本对比例所得到的精矿中Li2O回收率为65.8％，Li2O品位为5.78％。
对比例4
本对比例与实施例2的区别在于，在磨矿处理中以及碱溶蚀处理后均不加入溶液缓冲组合剂，在矿化处理中再采用溶液缓冲组合剂将分选矿浆pH调整至8.0，其他条件与实施例2相同。本对比例所得到的精矿中Li2O回收率为70.3％，Li2O品位为5.61％。
对比例5
本对比例与实施例1的区别在于，在磨矿处理中以及碱溶蚀处理后均不加入溶液缓冲组合剂，在矿化处理中再采用溶液缓冲组合剂将分选矿浆pH调整至7.6，其他条件与实施例1相同，所得到的精矿中Li2O回收率为78.2％，Li2O品位为5.62％。
显然，上述实施例仅仅是为清楚地说明所作的举例，而并非对实施方式的限定。对于所属领域的普通技术人员来说，在上述说明的基础上还可以做出其它不同形式的变化或变动。这里无需也无法对所有的实施方式予以穷举。而由此所引伸出的显而易见的变化或变动仍处于本发明创造的保护范围之中。

Claims (10)

1.一种锂辉石矿物的浮选方法，其特征在于，包括：
将待分选锂辉石矿石进行破碎处理得到碎矿物料；
向碎矿物料中加水并进行磨矿处理以使矿物间解离，同时在磨矿处理中加入磨矿调整剂，得到磨矿矿浆；
对磨矿矿浆进行调浆处理，然后依次加入高活性OH-调整剂进行碱溶蚀处理、加入金属离子活化剂进行离子活化处理，最后加入锂辉石矿物捕收剂进行矿化处理、浮选分离获得锂辉石精矿和浮选尾矿；
所述磨矿调整剂包括溶液缓冲组合剂和难免金属离子调整剂；
所述溶液缓冲组合剂为能将矿浆pH调整至7.5-9.0范围内的调整剂。
2.根据权利要求1所述的浮选方法，其特征在于，所述碎矿物料的最大粒径为1-12mm；
和/或，所述磨矿处理至矿物细度为-0.074mm的含量占50％-95％。
3.根据权利要求1或2所述的浮选方法，其特征在于，所述难免金属离子调整剂为碳酸盐或/和碳酸氢盐，优选为碳酸钠、碳酸氢钠、碳酸钾、碳酸氢钾中的至少一种；
和/或，所述溶液缓冲组合剂和难免金属离子调整剂的质量比为(1-100)：1，其中，以待分选锂辉石矿石干矿的重量为1t计，所述溶液缓冲组合剂的用量为100-80000g/t，所述难免金属离子调整剂的用量为100-4000g/t；
和/或，所述磨矿矿浆的质量浓度为50-85％。
4.根据权利要求1-3任一项所述的浮选方法，其特征在于，所述溶液缓冲组合剂为硼酸盐+盐酸组合、过硼酸+盐酸+氢氧化钠组合、磷酸二氢钾+磷酸氢二钠组合、磷酸二氢钾+氢氧化钠组合、三羟甲基氨基甲烷+盐酸组合、氯化铵+氨水组合中的至少一种。
5.根据权利要求4所述的浮选方法，其特征在于，所述硼酸盐+盐酸组合中，硼酸盐与盐酸的摩尔比为1：(0.8-3)，硼酸盐在磨矿矿浆中的浓度为0.03-0.1mol/L；
和/或，所述过硼酸+盐酸+氢氧化钠组合中，过硼酸、盐酸与氢氧化钠的摩尔比为1：1：(0.2-1)，过硼酸在磨矿矿浆中的浓度为0.05-0.1mol/L；
和/或，所述磷酸二氢钾+磷酸氢二钠组合中，磷酸二氢钾与磷酸氢二钠的摩尔比为1：(3-5)，磷酸二氢钾在磨矿矿浆中的浓度为0.01-0.05mol/L；
和/或，所述磷酸二氢钾+氢氧化钠组合中，磷酸二氢钾与氢氧化钠的摩尔比为1：(0.6-1.2)，磷酸二氢钾在磨矿矿浆中的浓度为0.05-0.10mol/L；
和/或，所述三羟甲基氨基甲烷+盐酸组合中，三羟甲基氨基甲烷与盐酸的摩尔比为1：(1-10)，三羟甲基氨基甲烷在磨矿矿浆中的浓度为0.08-0.1mol/L；
和/或，所述氯化铵+氨水组合中，氯化铵与氨水的摩尔比为1：(0.4-1)，氯化铵在磨矿矿浆中的浓度为0.4-1.0mol/L。
6.根据权利要求1-5任一项所述的浮选方法，其特征在于，所述调浆处理后矿浆的质量浓度为25％-50％；
和/或，所述高活性OH-调整剂为氢氧化钠、氢氧化钾、氨水中的至少一种；
和/或，以待分选锂辉石矿石干矿的重量为1t计，所述高活性OH-调整剂的用量为100-2000g/t；
和/或，所述碱溶蚀处理的时长为10-30min；
和/或，所述碱溶蚀处理后还加入相对于磨矿处理中溶液缓冲组合剂用量的0.18-0.5倍的溶液缓冲组合剂。
7.根据权利要求1-6任一项所述的浮选方法，其特征在于，所述金属离子活化剂为氯化钙、氯化镁、氯化铁、硫酸镁、硫酸锰、硝酸钠、硝酸钾中的至少一种；
和/或，以待分选锂辉石矿石干矿的重量为1t计，所述金属离子活化剂的用量为50-1000g；
和/或，所述离子活化处理的时长为10-30min。
8.根据权利要求1-7任一项所述的浮选方法，其特征在于，所述锂辉石矿物捕收剂为氧化石蜡皂、环烷酸皂、油酸钠、油酸、十二胺、十四胺、苯甲羟肟酸、水杨羟肟酸、烷基氨基酸类、烷基酰胺类中的至少一种；
和/或，以待分选锂辉石矿石干矿的重量为1t计，所述锂辉石矿物捕收剂的用量为100-4000g/t。
9.根据权利要求1-8任一项所述的浮选方法，其特征在于，所述矿化处理中还加入起泡剂；
和/或，所述矿化处理的时长为2-10min。
10.根据权利要求1-9任一项所述的浮选方法，其特征在于，所述浮选分离采用粗选-精选-扫选组合的矿物浮选工艺；
和/或，所述浮选分离后还进行浓缩压缩处理。
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