CN216459396U

CN216459396U - 锂渣综合回收锂、钽铌、硅铝微粉、铁精矿和石膏的系统

Info

Publication number: CN216459396U
Application number: CN202122996766.8U
Authority: CN
Inventors: 周复; 邓星星; 殷志刚; 徐川; 高宜宝
Original assignee: Tianqichuang Lithium Technology Shenzhen Co ltd
Current assignee: Tianqichuang Lithium Technology Shenzhen Co ltd
Priority date: 2021-12-01
Filing date: 2021-12-01
Publication date: 2022-05-10
Anticipated expiration: 2031-12-01

Abstract

本发明涉及一种锂渣综合回收锂、钽铌、硅铝微粉、铁精矿和石膏的系统，属于锂渣处理技术领域。本实用新型的锂渣综合回收锂、钽铌、硅铝微粉、铁精矿和石膏的系统包括：重选单元一、浮选单元、粉碎单元、磁选单元一、磁选单元二，重选单元二；所述重选单元一的尾矿出料口与浮选单元的进料口相连接；重选单元一的精矿出料口与磁选单元一的进料口相连接；所述浮选单元的尾矿出料口与粉碎单元的进料口相连接；粉碎单元的出料口与磁选单元二的进料口相连接；磁选单元二的精矿出料口与重选单元二的进料口相连接。本实用新型彻底实现了锂渣深度加工产品多元化和高值化利用的目的，解决了困扰锂盐行业的渣难处理的重大难题。

Description

锂渣综合回收锂、钽铌、硅铝微粉、铁精矿和石膏的系统

技术领域

本发明涉及一种锂渣综合回收锂、钽铌、硅铝微粉、铁精矿和石膏的系统，属于锂渣处理技术领域。

背景技术

固体废弃物二次资源的综合回收利用是当今世界环保的一大主题，固体废弃物综合回收利用有利于缓解国家资源短缺，走向可持续发展道路，创造节约型社会的必由之路。近年来，伴随政策对二次资源综合回收利用的扶持，固体废弃物的综合回收取得了显著成效。伴随经济社会的发展，人们对环境生态保护要求的提高及资源的短缺导致经济发展滞后的问题凸显，固废资源化利用将有巨大的发展前景。

目前，由于锂电行业的快速发展，导致对锂资源需求增长。锂盐的提取主要依赖于矿石和盐湖，其中盐湖提锂由于成本高、杂质含量偏高等导致其难以与矿石提锂媲美。矿石提锂主要采用锂辉石，锂辉石匮乏，且很多锂辉石资源由于种种原因导致无法大规模的投产。采用锂辉石提锂盐，每生产1吨锂盐会产出7-8吨渣，以现有的锂盐产量计算，一年产生超过 200万吨锂渣。目前，锂辉石提锂渣主要作为水泥、混凝土等低附加值领域的配料，导致锂辉石提锂渣无法被快速消纳。锂辉石提锂渣的堆存无疑会带来环境污染、土地占用等问题，对锂辉石提锂渣进行综合利用的需求将伴随锂电行业的快速发展变得更加紧迫。

专利CN1297860A与专利CN1090597C公开了用酸性锂渣制造的陶瓷釉面砖及其制造方法，其采用酸性锂渣为主要原料，配以硅灰石、叶蜡石和高岭土作辅料，经粉磨、制浆、压滤、泥饼、干燥、粉碎、压坯、干燥、素烧、釉烧等步骤，最终开发除一种酸性锂渣取代一部分传统的优质矿物原料来制造陶瓷釉面砖的技术。这两篇专利由于只使用了少量的锂渣，对快速消纳大量锂渣没有技术优势。专利CN103601230公开了一种锂渣综合利用生产化工原料的方法，该专利通过多个步骤最终获得了氯化钙、氟化铵、白炭黑、铝盐和硫酸铵，该专利无法避免使用大量的酸溶液，导致排放气体中酸度较高，生产作业难度大。

专利CN108273826A公布了一种锂渣的全相高值化回收利用方法，其主要采用碱转化-磁选的方式获得玻纤用叶蜡石原料，副产品为石膏、磁选尾渣，该专利采用碱转化工艺，存在成本高的缺点，无法产业化。专利CN108147658A和专利WO2019/141098A1主要阐述采用浮选-磁选的工艺获得锂质叶蜡石、石膏、磁选尾渣，这两篇专利虽然将锂渣进行了高值化制备叶蜡石，但仅仅是尚未将其中的硫酸钙、钽铌、锂等资源高值化。专利CN214488258U公开了一种锂渣的综合回收利用系统，主要采用前置磨矿和水循环分级粗略技术代替造浆作业、以及采用浮选和碱转固液两相脱硫技术、弱-强磁选除铁技术和环水分段循环计算，对锂矿石硫酸法工艺提锂后产生的废渣进行综合利用。该专利只是提供了一个系统，存在以下缺点：其中磨矿前置会导致锂渣与石膏分离难度加大，最终的结果是浮选作业硅铝微粉产率偏低；另外，碱转化存在成本高、效率低等特点，生产上难以规模化；其次，该系统没有回收锂渣中得铁和锂，无疑造成资源浪费，没有实现综合回收利用。

中国专利CN108191226A公开了一种用锂辉石矿渣作助熔澄清剂生产玻璃纤维的方法，其原料配比为：高岭土100-120质量份、叶蜡石150-410质量份、生石灰150-200质量份、白云石50-70质量份、硬硼钙石50-70质量份、白泡石130-310质量份、萤石20-30质量份、锂辉石矿渣10-30质量份。中国专利CN1114232223A公开了一种由锂辉石矿渣代替高岭土制备陶瓷的方法，陶瓷胚料的各种原料占比为：锂辉石矿渣50-75％、石英砂10-20％、钾长石1- 10％、钠长石1-10％；陶瓷釉料的各种原料占比为：锂辉石矿渣40-60％、石英砂15-40％、长石15-20％、瓷石1-10％。中国专利CN113480182A公开了一种以工业废料为主原料的玻璃纤维及其制备方法，玻璃纤维原料组分为：锂工业尾矿0-200质量份、煤矸石70-200质量份、高硅铝伴生矿400-650质量份，该发明提出了以工业废渣为主原料的玻璃纤维及其制备方案，通过合理使用工业废弃物，替代当前玻璃纤维生产主要使用的叶蜡石、高岭土和石英等原料，降低玻璃纤维生产原料的工业风险。CN1090597C公布了利用酸性锂渣制造陶瓷釉面砖的方法，这种技术

专利CN1112335C提供了一种利用锂辉石酸法提锂废渣制备石膏增强剂的技术，CN106082739A提供了一种锂辉石酸法提锂废渣混合进行烘干所得的产物作为水泥掺合料的技术，这些专利技术还停留在低值化阶段，没有更好得实现锂辉石提锂渣高值化利用。

综上所述，如果能够开发一种锂渣资源化综合回收利用得技术，将锂渣中的石膏、钽铌、铁、硅铝微粉及锂全部资源化，从而能够承接锂产业发展，顺利消纳锂渣，将会极大得促进锂工业及锂渣处理行业的健康快速发展。锂渣中的各有价组分均得到有效利用且无固废产生，将一举解决锂工业发展得后顾之忧。

实用新型内容

本实用新型要解决的技术问题是提供一种锂渣综合回收锂、钽铌、硅铝微粉、铁精矿和石膏的系统。

为解决上述技术问题，本实用新型的锂渣综合回收锂、钽铌、硅铝微粉、铁精矿和石膏的系统包括：

重选单元一、浮选单元、粉碎单元、磁选单元一、磁选单元二，重选单元二；

所述重选单元一的尾矿出料口与浮选单元的进料口相连接；重选单元一的精矿出料口与磁选单元一的进料口相连接；所述浮选单元的尾矿出料口与粉碎单元的进料口相连接；粉碎单元的出料口与磁选单元二的进料口相连接；磁选单元二的精矿出料口与重选单元二的进料口相连接；

所述重选单元一包括摇床重选、螺旋重选、离心重选、水力旋流器重选、跳汰机重选、风力重选、重介质重选设备中的至少一种。

重选单元可以为摇床、螺旋溜槽、离心机、水力旋流器等。

在一种具体实施方式中，所述磁选单元一为磁场强度100～2000高斯的磁选矿机，所述磁选单元二包括弱磁选单元二和强磁选单元，所述弱磁选单元二的尾矿出料口与强磁选单元的进料口相连接，所述强磁选单元的精矿出料口与重选单元二的进料口相连接；所述粉碎单元的出料口与弱磁选单元二的进料口相连接；弱磁选单元二为磁场强度100～2000高斯的磁选矿机，强磁选单元为磁场强度10000～20000高斯的磁选矿机。

在一种具体实施方式中，所述粉碎单元包括分级单元和研磨单元，所述浮选单元的尾矿出料口、研磨单元的出料口均与分级单元的进料口相连接，分级单元的粗料出料口与研磨单元的进料口相连接，分级单元的细料出料口与磁选单元二的进料口相连接。

在一种具体实施方式中，所述分级单元为325目筛。

在一种具体实施方式中，所述系统还包括：富锂渣回收锂系统，所述富锂渣回收锂系统包括焙烧单元、浸出单元、固液分离单元、净化单元，所述重选单元二的出料口与焙烧单元的进料口相连接，所述焙烧单元的出料口与浸出单元的进料口相连接，所述浸出单元的出料口与固液分离单元的进料口相连接，所述固液分离单元的液体出料口与净化单元的进料口相连接。

焙烧单元可采用回转窑或隧道窑。

在一种具体实施方式中，所述重选单元二与焙烧单元之间还设置有富锂渣干燥单元，所述重选单元二的出料口与干燥单元的进料口相连接，所述干燥单元的出料口与焙烧单元的进料口相连接。

在一种具体实施方式中，所述重选单元二与干燥单元之间还设有浓缩单元，过滤单元，所述重选单元二的出料口与浓缩单元的进料口相连接，所述浓缩单元的出料口与过滤单元进料口相连接，所述过滤单元的出料口与干燥单元的进料口相连接。

干燥单元可包括闪蒸干燥机、回转窑干燥机、隧道窑干燥机或流化床干燥机中的一种。

在一种具体实施方式中，所述净化单元包括氧化单元，pH调节单元，净化固液分离单元，所述固液分离单元的液体出料口与氧化单元的进料口相连接，所述氧化单元的出料口与pH调节单元的进料口相连接，所述pH调节单元的出料口与净化固液分离单元的进料口相连接。

在一种具体实施方式中，所述粉碎单元为非铁介质磨机。

在一种具体实施方式中，所述重选单元一包括粗选单元一和精选单元一，所述粗选单元一的精矿出料口与精选单元一进料口相连接，所述粗选单元一的中矿出料口与粗选单元一的进料口相连接；

所述重选单元二包括粗选单元二和精选单元二；所述粗选单元二的精矿出料口与精选单元二进料口相连接，所述粗选单元二的中矿出料口与粗选单元二的进料口相连接。

在一种具体实施方式中，所述浮选单元包括浮选粗选单元、浮选精选单元、浮选扫选单元，所述浮选粗选单元的精矿出料口与浮选精选单元的进料口相连接，所述浮选精选单元的中矿出料口与浮选粗选单元的进料口相连，浮选粗选单元的尾矿出料口与浮选扫选单元的进料口相连接，所述浮选扫选单元的中矿出料口与浮选粗选单元的进料口相连接；

所述重选单元一的尾矿出料口与浮选粗选单元的进料口相连接，浮选精选单元的精矿出料口与粉碎单元的进料口相连接。

有益效果：

1.本实用新型彻底实现了锂渣深度加工产品多元化和高值化利用的目的，解决了困扰锂盐行业的渣难处理的重大难题；

2.本实用新型可以获得高硅高铝低铁低硫的硅铝微粉，该硅铝微粉能够用于玻纤、陶瓷、造纸等行业，用于替代叶蜡石、高岭土、滑石等原料，极大的降低了玻纤、陶瓷和造纸行业的生产成本；

3.本实用新型通过浮选获得了高品质的石膏精矿，石膏既能够当腻子粉使用，又能够用来开发晶须石膏材料、涂料、模具用料等，提高了石膏的价值；

4.本实用新型充分利用资源特性，通过弱磁分离获得了铁精矿，进一步提高了锂渣综合利用的价值；

5.本实用新型获得了钽铌精矿，以钽铌氧化物含量150ppm计算，锂渣年产量300万吨，则钽铌氧化物总量接近450吨，市场价值4.5亿人民币左右。

6.本实用新型获得了富锂渣，富锂渣中氧化锂(Li₂O)含量1.0～1.5％，富锂渣产率在5-10％左右，以7％产率计算，则一年产生富锂渣21万吨，约2000-3000吨锂金属，潜在市场价值约20-30亿人民币，富锂渣可作为锂矿进一步回收碳酸锂。

附图说明

图1为本实用新型的锂渣综合回收锂、钽铌、硅铝微粉、铁精矿和石膏的系统。

图2为本实用新型的一种具体的锂渣综合回收锂、钽铌、硅铝微粉、铁精矿和石膏的系统。

图3为本实用新型的一种具体的重选单元一、浮选单元连接结构图。

图4为本实用新型的一种具体的重选单元二连接结构图。

图5为一种具体实施方式的工艺流程图。

图6为一种高铁富锂料回收提锂的工艺流程图。

图7为一种高铁富锂料酸法焙烧综合回收工艺图。

附图标记：1-重选单元一；11-粗选单元一；12-精选单元一；2-浮选单元；21-浮选粗选单元；22-浮选精选单元；23-浮选扫选单元；3-粉碎单元；31-分级单元；32-研磨单元；4-磁选单元一；5-磁选单元二；51-弱磁选单元二；52-强磁选单元；6-重选单元二；7-富锂渣回收锂系统；71-焙烧单元；72-浸出单元；73-固液分离单元；74-净化单元；741-氧化单元；742-pH调节单元；743-净化固液分离单元；8-干燥单元；9-浓缩单元；10-过滤单元。

具体实施方式

重选单元一1、浮选单元2、粉碎单元3、磁选单元一4、磁选单元二5，重选单元二6；

所述重选单元一1的尾矿出料口与浮选单元2的进料口相连接；重选单元一1的精矿出料口与磁选单元一4的进料口相连接；所述浮选单元2的尾矿出料口与粉碎单元3的进料口相连接；粉碎单元3的出料口与磁选单元二5的进料口相连接；磁选单元二5的精矿出料口与重选单元二6的进料口相连接；

所述重选单元一1包括摇床重选、螺旋重选、离心重选、水力旋流器重选、跳汰机重选、风力重选、重介质重选设备中的至少一种。

如图1所示，在重选单元一1中将锂渣重选得到精矿1和尾矿1，所述精矿1进入磁选单元一4的进料口进行磁选分离得到粗粒钽铌富料和粗粒铁精矿；

将所述尾矿1通过浮选单元2进行浮选，获得石膏和尾矿2；

将所述尾矿2在粉碎单元3粉碎；

将粉碎后的尾矿2进入磁选单元二5进行弱磁分离，得到细粒铁精矿和尾矿3；弱磁分离的磁场强度可设置为100～2000高斯，优选300～1000高斯；

尾矿3在磁选单元二5中强磁分离得到精矿2和尾矿4，尾矿4即硅铝微粉矿浆，可干燥进行利用；强磁分离的磁场强度可设置为10000～20000高斯，优选12000～17000高斯；

将精矿2在重选单元二6中重选得到细粒钽铌精矿和高铁富锂料；

其中，所述锂渣为辉锂石提锂渣。

重选单元可以为摇床、螺旋溜槽、离心机、水力旋流器等。

如图5所示，锂渣在重选单元一1中重选前，可根据选择的重选方法直接重选或加水制备成矿浆进行重选。浮选单元2浮选得到的石膏、磁选单元二5得到的硅铝微粉可以按照常规的方法进行浓缩过滤干燥。重选单元二6重选出的细粒钽铌精粉、磁选单元一4磁选得到的粗粒级钽铌精粉、铁精粉也可按常规方法过滤干燥。

在一种具体实施方式中，所述磁选单元一4为磁场强度100～2000高斯的磁选矿机，所述磁选单元二5包括弱磁选单元二51和强磁选单元52，所述弱磁选单元二51的尾矿出料口与强磁选单元52的进料口相连接，所述强磁选单元52的精矿出料口与重选单元二6的进料口相连接；所述粉碎单元3的出料口与弱磁选单元二51的进料口相连接；弱磁选单元二51 为磁场强度100～2000高斯的磁选矿机，强磁选单元52为磁场强度10000～20000高斯的磁选矿机。

为了连续高效的生产，各磁选设备不用共享，磁选单元一4可将磁选矿机设置成磁场强度100～2000高斯的弱磁选单元一，磁选单元二5设置成弱磁选单元二51和强磁选单元52 串联，所述精矿1进入磁选单元一4的进料口进行磁选分离得到粗粒钽铌富料和粗粒铁精矿；粉碎后的尾矿2进入弱磁选单元二51进行弱磁分离，得到细粒铁精矿和尾矿3；尾矿3进入强磁选单元52中强磁分离得到精矿2和尾矿4。磁选单元一4、弱磁选单元二51的磁场强度均设置为上述的100～2000高斯，优选300～1000高斯；强磁选单元52设置为10000～20000 高斯，优选12000～17000高斯。

如图2所示，在一种具体实施方式中，所述粉碎单元3包括分级单元31和研磨单元32，所述浮选单元2的尾矿出料口、研磨单元32的出料口均与分级单元31的进料口相连接，分级单元31的粗料出料口与研磨单元32的进料口相连接，分级单元31的细料出料口与磁选单元二5的进料口相连接。

尾矿2先经分级单元31分级后将粗颗粒在研磨单元32中研磨，研磨后再返回分级单元 31单元，分级单元31单元分出的细颗粒进入磁选单元二5进行磁选。这样不用将尾矿2全部进行粉碎，能节约粉碎的能量，并且粉碎效率高。

在一种具体实施方式中，所述分级单元31为325目筛。

采用325目的分级单元31，最终进入磁选单元二5的目数都是325目以上的小颗粒，经过实验发现325目以上的小颗粒更有利于后续回收工艺。

如图2所示，在一种具体实施方式中，所述系统还包括：富锂渣回收锂系统7，所述富锂渣回收锂系统7包括焙烧单元71、浸出单元72、固液分离单元73、净化单元74，所述重选单元二6的出料口与焙烧单元71的进料口相连接，所述焙烧单元71的出料口与浸出单元72的进料口相连接，所述浸出单元72的出料口与固液分离单元73的进料口相连接，所述固液分离单元73的液体出料口与净化单元74的进料口相连接。

焙烧单元71可采用回转窑或隧道窑。

得到的富锂渣可以进一步通过富锂渣回收锂系统7回收得到锂，富锂渣在焙烧单元71中进行碱法或酸法焙烧，再在浸出单元72中加水浸出，浸出后在固液分离单元73中进行固液分离，将固液分离后的滤液在净化单元74中净化回收锂产品。固液分离单元73中分离得到的固体为硅铝微粉。

如图2所示，在一种具体实施方式中，所述重选单元二6与焙烧单元71之间还设置有富锂渣干燥单元8，所述重选单元二6的出料口与干燥单元8的进料口相连接，所述干燥单元8 的出料口与焙烧单元71的进料口相连接。

重选单元二6中的富锂渣在矿浆中，可先在富锂渣干燥单元8进行干燥得到干燥的富锂渣后再进入焙烧单元71中进行碱法或酸法焙烧。

如图2所示，在一种具体实施方式中，所述重选单元二6与干燥单元8之间还设有浓缩单元9，过滤单元10，所述重选单元二6的出料口与浓缩单元9的进料口相连接，所述浓缩单元9的出料口与过滤单元10进料口相连接，所述过滤单元10的出料口与干燥单元8的进料口相连接。

为了节约干燥富锂渣的能源，可以详见富锂渣矿浆在浓缩单元9中浓缩蒸发一部分水分，再在过滤单元10中过滤掉一部分水分，最后再干燥单元8中除去剩余的水分。

干燥单元8可包括闪蒸干燥机、回转窑干燥机、隧道窑干燥机或流化床干燥机中的一种。

如图2及图7所示，在一种具体实施方式中，所述净化单元74包括氧化单元741，pH调节单元742，净化固液分离单元743，所述固液分离单元73的液体出料口与氧化单元741的进料口相连接，所述氧化单元741的出料口与pH调节单元742的进料口相连接，所述pH调节单元742的出料口与净化固液分离单元743的进料口相连接。

富锂渣浸液中含有大量的杂质，包括丰富的铁，在氧化单元741中将亚铁离子氧化成三价的铁，再在pH调节单元742中加碱调整pH为1以上，在净化固液分离单元743中进行固液分离得到净化后的滤液；优选所述pH为1～5，更优选为1～4.7。

净化固液分离单元743中进行固液分离得到的固体可以回收用作水泥缓凝剂。

如图6所示高铁富锂料可以采用现有锂辉石提锂相似的提锂工艺，高铁富锂料与锂辉石不同的是不用进行转型焙烧，直接进行碱法或酸法焙烧。碱法或酸法焙烧工艺，酸法焙烧采用的酸为浓硫酸，原则上选择80％以上的浓硫酸，优选98％的浓硫酸。如图7所示固液分离后的固体即为硅铝微粉，可以回收利用。

碱可以是碱式碳酸盐/碳酸盐、氢氧化物、石灰、氨水等，涉及碳酸钠、碳酸钾、碳酸氢钠、碳酸氢钾、碳酸钙、氢氧化钙、氢氧化钠、氢氧化钾、石灰、氨水等。

在一种具体实施方式中，所述氧化剂为双氧水、次氯酸盐(例如钠盐、钙盐)、氯酸盐 (例如钠盐、钾盐)、高氯酸盐(例如钠盐、钾盐)、过硫酸盐(例如钠盐、钾盐、铵盐)、氧气、臭氧等，优选为双氧水、次氯酸盐(例如钠盐、钙盐)、氯酸盐(例如钠盐、钾盐)、高氯酸盐(例如钠盐、钾盐)、过硫酸盐(例如钠盐、钾盐、铵盐)；更优选为双氧水、次氯酸钙、氯酸钠；氧化的时间0.5～24h，优选为0.5～10h，更优选为1～5h。

在一种具体实施方式中，所述粉碎单元3为非铁介质磨机。

经过实验发现粉碎单元3采用非铁介质磨机进行粉碎，产品的回收率更高。

如图3所示，在一种具体实施方式中，所述重选单元一1包括粗选单元一11和精选单元一12，所述粗选单元一11的精矿出料口与精选单元一12进料口相连接，所述粗选单元一11 的中矿出料口与粗选单元一11的进料口相连接；

如图4所示，所述重选单元二6包括粗选单元二61和精选单元二62；所述粗选单元二 61的精矿出料口与精选单元二62进料口相连接，所述粗选单元二61的中矿出料口与粗选单元二61的进料口相连接。

粗选单元一11重选后的精矿直接在精选单元一12进行精选，粗选单元一11第一次重选中矿返回粗选单元一11重选，粗选单元一11第一次重选尾矿直接作为尾矿；精选单元一12 第一次重选的精矿可返回进行第二次精选，第二次精选的精矿为最终精矿1，第二次精选的中矿和尾矿直接返回第一次精选。重选后分别得到精矿1和尾矿1；

粗选单元二61重选后的精矿直接在精选单元二62进行精选，粗选单元二61第一次重选中矿返回粗选单元二61重选，粗选单元二61第一次重选尾矿直接作为尾矿；精选单元二62 第一次重选精矿进行第二次精选，第二次重选精矿为最终细粒钽铌精矿，第二次重选中矿和尾矿直接返回第一次精选。重选后分别得到细粒钽铌精矿和富锂料。

为了提高产品的品位和回收率，所述重选可进行多次粗选、精选，优选粗选1～3次，精选1～3次。

如图3所示，在一种具体实施方式中，所述浮选单元2包括浮选粗选单元21、浮选精选单元22、浮选扫选单元23，所述浮选粗选单元21的精矿出料口与浮选精选单元22的进料口相连接，所述浮选精选单元22的中矿出料口与浮选粗选单元21的进料口相连，浮选粗选单元21的尾矿出料口与浮选扫选单元23的进料口相连接，所述浮选扫选单元23的中矿出料口与浮选粗选单元21的进料口相连接；

所述重选单元一1的尾矿出料口与浮选粗选单元21的进料口相连接，浮选精选单元22 的精矿出料口与粉碎单元3的进料口相连接。

浮选粗选单元21的粗选精矿在浮选精选单元22精选一次，浮选精选单元22精选的中矿返回浮选粗选单元21第一次粗选；浮选粗选单元21粗选尾矿进入浮选扫选单元23进行三次扫选作业，扫选中矿返回浮选粗选单元21第一次粗选作业，最终形成闭路循化，得到脱硫石膏精矿和脱硫尾矿，石膏精矿中CaSO₄.2H₂0纯度大于95％。

为了提高产品的品位和回收率，浮选也可进行多次粗选、精选、扫选，优选所述粗选1～ 3次，扫选1～4次。

优选的，浮选可采用的捕收剂按重量计包括：

C8-20的脂肪酸及其盐中的至少一种50～100份；航空煤油1～30份；十二烷基的磺酸或硫酸及其盐中的至少一种1～30份；聚醚或聚醇中的至少一种1～30份；环氧丙烷嵌段共聚物1～10份；山梨醇单油酸酯1～10份；单甘油脂肪酸酯1～10份；季铵盐1～30份；十六烷基卤化吡啶1～10份；碱5～50份；硅溶胶10～50份；水10～100份；

所述聚醚或聚醇为聚乙烯醚、聚氧丙烯醚、聚乙烯醇、聚氧乙烯醚中的至少一种，优选为聚乙烯醚1～10份、聚氧丙烯醚1～10份、聚乙烯醇1～10份；

所述环氧丙烷嵌段共聚物为PE6100、PE6200、PE6400、PE8100中的至少一种；

所述十二烷基的磺酸或硫酸包括十二烷基苯磺酸、十二烷基磺酸、十二烷基硫酸；优选包括十二烷基苯磺酸及其盐；更优选所述十二烷基苯磺酸及其盐1～10份；

所述硅溶胶质量浓度优选为5～40％；

所述浮选的矿浆浓度优选为20～60％。

捕收剂的各组分配比在相应的范围内按照任意比例配比，按照相应配比就能够实现锂渣高效浮选脱硫的目的，保证石膏含量大于95％，石膏中杂质SiO₂含量＜1％、Al₂O₃含量＜1％，为后续制备晶须石膏提供高品质原料。

需要指出的是，上述脱硫捕收剂的配置，通过有效调配各组分的含量，能够实现锂渣中硫快速、高效脱出，能够轻松获得高品质石膏。

值得一提的是，浮选获得的石膏经过过滤后，可以直接作为生产石膏晶须的原料、石膏腻子粉或填料。浮选产生的过滤水，通过收集后继续返回浮选作业，不产生废水排放；鉴于产品中石膏要带走部分水，进行连续生产，最终生产工艺需要补充新水，以保证生产正常进行。如果浮选的矿浆水份少，可从浮选单元2的进料口补充水份。

在一种具体实施方式中，所述锂渣中钽的品位以Ta₂O₅计、铌的品位以Nb₂O5计低于100ppm，优选50～100ppm。

锂渣中钽铌的氧化物品位低于100ppm还能回收，其回收率能够保证大于45％；而现有的方法，由于品位太低，导致钽铌回收率低，或放弃回收；钽铌品位高于100ppm本实验新型的系统结合上述捕收剂当然也能很好的回收，且回收率更高。

在一种具体实施方式中，所述浮选还添加了调整剂，所述调整剂为：

铝溶胶、焦磷酸钠、聚环氧琥珀酸或其盐、聚天冬氨酸或其盐、羧酸-磺酸盐共聚物TH- 2000、羧酸-磺酸-非离子三元共聚物TH-3100、膦酰基羧酸共聚物POCA、聚丙烯酸或其盐、马来酸-丙烯酸共聚物钠盐、丹宁、壳聚糖、羧甲基纤维素钠中的至少一种，优选铝溶胶、焦磷酸钠、聚丙烯酸或其盐、羧酸-磺酸盐共聚物TH-2000、丹宁，所述调整剂的用量优选为0～ 6000g/t锂渣，更优选为500～3000g/t锂渣。

在一种具体实施方式中，b步骤所述捕收剂的用量为50～3000g/t，优选为100～1000g/t 锂渣。

下面结合实施例对本实用新型的具体实施方式做进一步的描述，并不因此将本实用新型限制在所述的实施例范围之中。

实施例1

如图5所示采用四川某公司锂辉石提锂渣，主要矿物石英、方解石、石膏、三水铝石、红柱石、刚玉、玻璃相、α锂辉石、β锂辉石、沸石、正长石，钽铁矿(微量)、铌铁矿(微量)。原料Ta₂O₅品位为90ppm，Nb₂O₅品位50ppm，SO₃品位为6.2％。

(一)重选-弱磁分离

重选单元一1为粗选单元一11-螺旋溜槽和精选单元一12-摇床的组合，原料直接采用螺旋溜槽进行重选，螺旋溜槽重选精矿进入摇床精选，摇床精矿直接在磁选单元一4中进行弱磁分离，磁场强度为1000高斯，磁选尾矿为粗粒钽铌精矿，Ta₂O₅品位18.56％、Nb₂O₅品位 9.56％，钽铌回收率分别为46.12％和32.68％；磁选精矿为铁精矿1，TFe为52.13％，回收率为 12.89％。

(二)浮选脱硫

制备捕收剂：首先，将20份氢氧化钠和50份质量分数为40％的硅溶胶混合，加热到80℃搅拌5h，得到膏状物A；

其次，将C_8-20的脂肪酸/脂肪酸盐100份(本实施例的C_8-20的脂肪酸/脂肪酸盐是辛酸和月桂酸按照1：1混合)、航空煤油宽馏分型1份、航空煤油中馏分型1份、航空煤油重馏分型1份、十二烷基苯磺酸钠1份、十二烷基硫酸钠1份、聚乙烯醚1份、聚氧丙烯醚1份、聚乙烯醇1份、环氧乙烷－环氧丙烷嵌段共聚物EO-PO-EO(本次实验采用的是PE6100)1份、山梨醇单油酸酯1份、单甘油油酸酯(本次实验的单甘油油酸酯是甘油油酸酯、甘油硬脂酸酯、甘油月桂酸酯、甘油棕榈酸酯，各组分按照1：1混合)1份、十二烷基氯化铵1份、十六烷基三甲基氯化铵1份、十六烷基氯化吡啶1份、水50份完全混合均匀，加热到80℃并搅拌2h，得到膏状物B。

最后，将膏状物A和膏状物B混合均匀，即得到锂渣脱硫捕收剂C。

重选单元一1的重选尾矿直接进入浮选单元2浮选，调整矿浆浓度为35％，按照吨给矿计，依次加入2000g调整剂、300g捕收剂在浮选粗选单元21中进行第一次粗选；第二次粗选调整剂用量为500g，捕收剂用量为100g，粗选1精矿和粗选2精矿混合得到粗选精矿，浮选粗选中调整剂为铝溶胶。粗选精矿在浮选精选单元22中精选一次，精选中矿返回浮选粗选单元21进行第一次粗选；浮选粗选单元21的粗选尾矿在浮选扫选单元23进行三次扫选作业，第一次扫选调整剂用量为500g，捕收剂用量为50g，第二次扫选调整剂用量为250g，捕收剂用量为30g，第三次扫选调整剂用量为250g，捕收剂用量为20g，扫选中矿返回浮选粗选单元21进行第一次粗选作业，最终形成闭路循化，得到脱硫石膏精矿和脱硫尾矿，石膏精矿中CaSO₄.2H₂O纯度大于95％。

(三)分级-磨矿-弱磁分离

浮选单元2的浮选尾矿在分级单元31中分级为-325目的样品和+325目的样品；其中+325 目的样品直接进入研磨单元32陶瓷磨机，磨矿至-325目占100％；将尾矿分级-325目样品与磨矿后-325目的样品混合，直接进入弱磁选单元二51弱磁分离，磁场强度为2000高斯，得到铁精矿2，TFe为42.23％，收率8.2％。

(四)强磁分离-重选

弱磁选单元二51弱磁分离后的矿浆直接进入强磁选单元52强磁选机，强磁分离粗选磁场强度为1.2T，扫选为1.7T，粗选和扫选混合，强磁选后分别得到磁选尾矿和富钽铌锂磁性产品。磁选尾矿直接进行浓缩、过滤、干燥得到硅铝微粉1，产率75％，SO₃品位0.15％，Fe₂O₃品位0.32％。富钽铌锂磁性产品直接进入重选单元二6摇床重选，第一次重选精矿直接进行精选，第一次重选中矿返回重选，第一次重选尾矿直接作为尾矿；第一次重选精矿进行第二次精选，第二次重选精矿为最终细粒钽铌精矿，第二次重选中矿和尾矿直接返回第一次重选。重选后分别得到细粒钽铌精矿和高铁富锂料，细粒钽铌精矿Ta₂O₅品位10.52％、Nb₂O₅品位 4.78％，钽铌回收率分别为14.73％和18.79％，高铁富锂料Li₂O品位1.58％，锂回收率为25％。

(五)高铁富锂料硫酸法提锂

如图6和7所示，取1000克重选单元二6后得到的高铁富锂料与50克98％的浓硫酸在富锂渣回收锂系统7的焙烧单元71马弗炉中混合焙烧，300℃条件下恒温焙烧2h；将焙烧料冷却后与水按照固液质量比为1：1在浸出单元72混合浸出，搅拌浸出2h，浸出温度为40℃；浸出后在固液分离单元73固液分离后得到滤液和硅铝微粉2，滤液在净化单元74的氧化单元741中加入5ml双氧水，氧化反应0.5h，在pH调节单元742中添加碳酸钙调节pH值到 3，在净化固液分离单元743过滤得到净化锂液和钙铁渣(水泥缓凝剂)。高铁富锂料硫酸法提锂全流程硅铝微粉产率92％，再经浓缩-脱钠，沉锂等工艺后得到碳酸锂产品，Li₂O作业回收率为82％(全流程回收率为20.5％)。

实施例2-3

其它与实施例1相似，实施例2唯一不同的是弱磁分离的磁场强度为1500高斯；实施例3唯一不同的是强磁分离的磁场强度为11000高斯；

表1实施例1-3粗粒钽铌精矿品位及收率

实施例	Ta<sub>2</sub>O<sub>5</sub>品位％	Nb<sub>2</sub>O<sub>5</sub>品位％	Ta<sub>2</sub>O<sub>5</sub>收率％	Nb<sub>2</sub>O<sub>5</sub>收率％
					1	18.56	9.56	46.12	32.68
2	19.51	9.26	45.42	31.68
					3	18.51	9.99	45.45	32.66

表2实施例1-3细粒钽铌精矿品位及收率

实施例	Ta<sub>2</sub>O<sub>5</sub>品位％	Nb<sub>2</sub>O<sub>5</sub>品位％	Ta<sub>2</sub>O<sub>5</sub>收率％	Nb<sub>2</sub>O<sub>5</sub>收率％
					1	10.52	4.78	14.73	18.79
2	9.98	4.98	14.79	18.77
					3	10.11	4.95	14.78	17.79

表3实施例1-3铁精矿品位及收率

表4实施例1-3硅铝微粉、碳酸锂品位及收率

表5实施例1-3石膏品位及收率

Claims

1.锂渣综合回收锂、钽铌、硅铝微粉、铁精矿和石膏的系统，其特征在于，所述系统包括：重选单元一(1)、浮选单元(2)、粉碎单元(3)、磁选单元一(4)、磁选单元二(5)，重选单元二(6)；

所述重选单元一(1)的尾矿出料口与浮选单元(2)的进料口相连接；重选单元一(1)的精矿出料口与磁选单元一(4)的进料口相连接；所述浮选单元(2)的尾矿出料口与粉碎单元(3)的进料口相连接；粉碎单元(3)的出料口与磁选单元二(5)的进料口相连接；磁选单元二(5)的精矿出料口与重选单元二(6)的进料口相连接；

所述重选单元一(1)包括摇床重选、螺旋重选、离心重选、水力旋流器重选、跳汰机重选、风力重选、重介质重选设备中的至少一种。

2.根据权利要求1所述的锂渣综合回收锂、钽铌、硅铝微粉、铁精矿和石膏的系统，其特征在于，所述磁选单元一(4)为磁场强度100～2000高斯的磁选矿机，所述磁选单元二(5)包括弱磁选单元二(51)和强磁选单元(52)，所述弱磁选单元二(51)的尾矿出料口与强磁选单元(52)的进料口相连接，所述强磁选单元(52)的精矿出料口与重选单元二(6)的进料口相连接；所述粉碎单元(3)的出料口与弱磁选单元二(51)的进料口相连接；弱磁选单元二(51)为磁场强度100～2000高斯的磁选矿机，强磁选单元(52)为磁场强度10000～20000高斯的磁选矿机。

3.根据权利要求1或2所述的锂渣综合回收锂、钽铌、硅铝微粉、铁精矿和石膏的系统，其特征在于，所述粉碎单元(3)包括分级单元(31)和研磨单元(32)，所述浮选单元(2)的尾矿出料口、研磨单元(32)的出料口均与分级单元(31)的进料口相连接，分级单元(31)的粗料出料口与研磨单元(32)的进料口相连接，分级单元(31)的细料出料口与磁选单元二(5)的进料口相连接。

4.根据权利要求3所述的锂渣综合回收锂、钽铌、硅铝微粉、铁精矿和石膏的系统，其特征在于，所述分级单元(31)为325目筛。

5.根据权利要求1或2所述的锂渣综合回收锂、钽铌、硅铝微粉、铁精矿和石膏的系统，其特征在于，所述系统还包括：富锂渣回收锂系统(7)，所述富锂渣回收锂系统(7)包括焙烧单元(71)、浸出单元(72)、固液分离单元(73)、净化单元(74)，所述重选单元二(6)的出料口与焙烧单元(71)的进料口相连接，所述焙烧单元(71)的出料口与浸出单元(72)的进料口相连接，所述浸出单元(72)的出料口与固液分离单元(73)的进料口相连接，所述固液分离单元(73)的液体出料口与净化单元(74)的进料口相连接。

6.根据权利要求5所述的锂渣综合回收锂、钽铌、硅铝微粉、铁精矿和石膏的系统，其特征在于，所述重选单元二(6)与焙烧单元(71)之间还设置有富锂渣干燥单元(8)，所述重选单元二(6)的出料口与干燥单元(8)的进料口相连接，所述干燥单元(8)的出料口与焙烧单元(71)的进料口相连接。

7.根据权利要求6所述的锂渣综合回收锂、钽铌、硅铝微粉、铁精矿和石膏的系统，其特征在于，所述重选单元二(6)与干燥单元(8)之间还设有浓缩单元(9)，过滤单元(10)，所述重选单元二(6)的出料口与浓缩单元(9)的进料口相连接，所述浓缩单元(9)的出料口与过滤单元(10)进料口相连接，所述过滤单元(10)的出料口与干燥单元(8)的进料口相连接。

8.根据权利要求5所述的锂渣综合回收锂、钽铌、硅铝微粉、铁精矿和石膏的系统，其特征在于，所述净化单元(74)包括氧化单元(741)，pH调节单元(742)，净化固液分离单元(743)，所述固液分离单元(73)的液体出料口与氧化单元(741)的进料口相连接，所述氧化单元(741)的出料口与pH调节单元(742)的进料口相连接，所述pH调节单元(742)的出料口与净化固液分离单元(743)的进料口相连接。

9.根据权利要求1或2所述的锂渣综合回收锂、钽铌、硅铝微粉、铁精矿和石膏的系统，其特征在于，所述粉碎单元(3)为非铁介质磨机。

10.根据权利要求1或2所述的锂渣综合回收锂、钽铌、硅铝微粉、铁精矿和石膏的系统，其特征在于，所述重选单元一(1)包括粗选单元一(11)和精选单元一(12)，所述粗选单元一(11)的精矿出料口与精选单元一(12)进料口相连接，所述粗选单元一(11)的中矿出料口与粗选单元一(11)的进料口相连接；

所述重选单元二(6)包括粗选单元二(61)和精选单元二(62)；所述粗选单元二(61)的精矿出料口与精选单元二(62)进料口相连接，所述粗选单元二(61)的中矿出料口与粗选单元二(61)的进料口相连接。

11.根据权利要求1或2所述的锂渣综合回收锂、钽铌、硅铝微粉、铁精矿和石膏的系统，其特征在于，所述浮选单元(2)包括浮选粗选单元(21)、浮选精选单元(22)、浮选扫选单元(23)，所述浮选粗选单元(21)的精矿出料口与浮选精选单元(22)的进料口相连接，所述浮选精选单元(22)的中矿出料口与浮选粗选单元(21)的进料口相连，浮选粗选单元(21)的尾矿出料口与浮选扫选单元(23)的进料口相连接，所述浮选扫选单元(23)的中矿出料口与浮选粗选单元(21)的进料口相连接；

所述重选单元一(1)的尾矿出料口与浮选粗选单元(21)的进料口相连接，浮选精选单元(22)的精矿出料口与粉碎单元(3)的进料口相连接。