锂辉石矿浮选方法 |
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| 申请号 | CN202011478392.4 | 申请日 | 2020-12-15 | 公开(公告)号 | CN112742604A | 公开(公告)日 | 2021-05-04 |
| 申请人 | 中南大学; | 发明人 | 王毓华; 卢东方; 郑霞裕; 褚浩然; 孙宁; 冯海强; | ||||
| 摘要 | 本 发明 涉及矿物浮选技术，公开了一种锂辉石矿浮选方法。本发明提供的浮选方法包括以下步骤：(1)将矿料与 水 混合后 研磨 得到矿浆I；(2)将所述矿浆I与捕收组合物混合进行搅拌调浆I得到矿浆II；(3)在pH为7‑9的条件下，对所述矿浆II进行浮选得到锂辉石精矿和 尾矿 产物；其中，所述捕收组合物含有捕收剂，所述捕收剂含有油酸和十二烷基胺。本发明的浮选方法不仅能够获得与常规浮选工艺相近的浮选指标，还能够降低浮选药剂成本，大幅度降低锂辉石浮选精矿和尾矿浆的pH，显著提高浮选尾矿浆和精矿产品的脱水性能，有利于实现锂辉石矿选矿 废水 的处置和 回收利用 。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种锂辉石矿浮选方法，其特征在于，包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 锂辉石矿浮选方法技术领域[0001] 本发明涉及矿物浮选技术，具体涉及一种锂辉石矿浮选方法。 背景技术[0002] 我国锂辉石矿物资源具有锂金属含量低、嵌布粒度细、矿物组成复杂等特点，目前，伟晶岩型锂辉石矿石资源是我国主要的提锂来源。锂辉石矿中的有用矿物为锂辉石，其与锂辉石矿中的主要脉石矿物长石、云母和石英等均为硅酸盐类矿物，这类矿物的固‑液界面残余价键特性相似，致使这类矿物表面的物理化学性质极为相似，从而难以实现高效的浮选分离。 [0003] 为了提高锂辉石矿浮选的分离效率，传统的锂辉石矿浮选工艺中，需要添加碳酸钠、氢氧化钠和氯化钙做调整剂，在矿浆pH为11‑12的范围内进行调浆，然后采用脂肪酸类捕收剂浮选锂辉石，该过程导致浮选的锂辉石精矿和尾矿的矿浆pH值偏高，沉降脱水性能降低，进而导致锂辉石矿浮选废水难以处置和回用，对锂辉石矿资源开发的可持续性产生了严重的影响。 [0004] 为此，有必要研究开发锂辉石无碱浮选工艺，以能够实现锂辉石浮选废水的回用，解决废水排放引起的环境污染问题，保证锂辉石矿资源开发的可持续性。 发明内容[0005] 本发明的目的是为了克服现有技术存在的浮选精矿和尾矿浆的沉降脱水性能差、废水处理和回收利用困难的问题，提供一种锂辉石矿浮选方法，该方法能够降低浮选药剂的成本，提高锂辉石浮选尾矿和精矿产品的脱水性能，实现锂辉石矿选矿废水的回收利用。 [0006] 为了实现上述目的，本发明提供一种锂辉石矿浮选方法，包括以下步骤： [0008] (2)将所述矿浆I与捕收组合物混合进行搅拌调浆I得到矿浆II； [0009] (3)在pH为7‑9的条件下，对所述矿浆II进行浮选得到锂辉石精矿和尾矿产物； [0010] 其中，所述捕收组合物含有捕收剂，所述捕收剂含有油酸和十二烷基胺。 [0011] 优选地，步骤(1)中所述矿料的制备过程包括：将锂辉石原矿进行破碎后，筛选出粒径小于或等于3mm的矿粒。 [0012] 优选地，步骤(1)中所述矿浆I中矿料的质量分数为20‑30％，所述研磨的过程包括将所述矿料研磨至细度‑0.074mm占70‑80wt％。 [0013] 优选地，该方法还包括在所述矿浆I与所述捕收组合物混合前，将所述矿浆I进行沉降、脱泥；所述沉降、脱泥的过程包括：将所述矿浆I沉降1‑3min，脱除上层悬浮液后，再与水混合得到浆料，所述浆料中所述矿料的质量分数为20‑30％。 [0015] 优选地，步骤(2)中所述捕收组合物还含有调整剂，所述调整剂含有木质素磺酸盐； [0016] 优选地，相对于每吨所述矿料，所述调整剂的用量为300‑650g。 [0017] 优选地，所述木质素磺酸盐选自木质素磺酸钙、木质素磺酸钠和木质素磺酸钾中的至少一种。 [0018] 优选地，步骤(2)中所述搅拌调浆I的过程包括：将所述矿浆I与所述调整剂混合进行搅拌调浆II得到浆液，将所述浆液与所述捕收剂混合进行搅拌调浆III； [0019] 优选地，所述搅拌调浆II至少满足以下条件：搅拌时间为5‑10min、搅拌叶轮线速为5.5‑7.5m/s； [0020] 所述搅拌调浆III至少满足以下条件：搅拌时间为20‑40min、搅拌叶轮线速为5.5‑7.5m/s。 [0022] 优选地，相对于每吨所述矿料，所述捕收剂的用量为600‑1100g。 [0023] 优选地，步骤(3)中所述浮选为充气浮选，所述浮选的时间为3‑8min。 [0024] 通过上述技术方案，本发明的有益效果为： [0025] 本发明所提供的锂辉石矿浮选方法中所采用的捕收组合物能够选择性地在锂辉石表面吸附，增加锂辉石与脉石矿物表面疏水性和可浮性差异，实现伟晶岩锂辉石矿无碱浮选分离，提高该方法的浮选指标，能够获得品位较高的锂辉石粗精矿，从而能够在不添加碳酸钠、氢氧化钠和氯化钙的情况下，实现锂辉石矿的有效浮选分离；该方法不仅能够获得与常规锂辉石浮选工艺(加碱和活化剂)相近的浮选指标，还能够降低浮选药剂成本，大幅度降低锂辉石浮选精矿和尾矿浆的pH，减少微细颗粒的表面负电荷数，降低颗粒间的表面斥力，加速颗粒沉降，进而显著提高浮选尾矿浆和精矿产品的脱水性能，有利于实现锂辉石矿选矿废水的处置和回收利用。 具体实施方式[0026] 在本文中所披露的范围的端点和任何值都不限于该精确的范围或值，这些范围或值应当理解为包含接近这些范围或值的值。对于数值范围来说，各个范围的端点值之间、各个范围的端点值和单独的点值之间，以及单独的点值之间可以彼此组合而得到一个或多个新的数值范围，这些数值范围应被视为在本文中具体公开。 [0027] 本发明提供了一种锂辉石矿浮选方法，包括以下步骤： [0028] (1)将矿料与水混合后研磨得到矿浆I； [0029] (2)将所述矿浆I与捕收组合物混合进行搅拌调浆I得到矿浆II； [0030] (3)在pH为7‑9的条件下，对所述矿浆II进行浮选得到锂辉石精矿和尾矿产物； [0031] 其中，所述捕收组合物含有捕收剂，所述捕收剂含有油酸和十二烷基胺。 [0032] 发明人在研究中发现，锂辉石矿的浮选方法在不加碳酸钠、氢氧化钠和氯化钙作为调整剂时，浮选过程存在选择性差和浮选效率低的问题，而在使用碳酸钠、氢氧化钠和氯化钙作为调整剂时，存在浮选的锂辉石精矿和尾矿浆pH值偏高，沉降脱水性能降低，废水难以处置和回用的问题。因此，本申请的发明人提出一种无碱的锂辉石矿浮选方法，采用的捕收组合物含有油酸和十二烷基胺，能够在不添加碳酸钠、氢氧化钠和氯化钙的情况下，实现锂辉石矿的有效浮选分离，不仅获得与常规锂辉石浮选(加碳酸钠、氢氧化钠和氯化钙)相近的浮选指标，还可以降低浮选药剂成本，大幅度提高锂辉石浮选尾矿和精矿产品的脱水性能，实现锂辉石矿选矿废水的回收利用。 [0033] 根据本发明，对所述矿浆II进行浮选时的pH即为通过步骤(1)和步骤(2)得到的矿浆II的pH条件，其范围为7‑9。 [0034] 根据本发明，根据本发明，对矿料的粒度没有特别的限制，只要能够顺利地进行浮选即可。优选情况下，步骤(1)中所述矿料的制备过程包括：将锂辉石原矿进行破碎后，筛选出粒径小于或等于3mm的矿粒。其中，锂辉石原矿可以是任意一种开采的锂辉石矿原料，优选情况下，本发明中锂辉石原矿采用伟晶岩锂辉石。 [0035] 根据本发明，所述研磨可以采用任意一种研磨的工具进行，优选为球磨机。优选情况下，所述研磨的过程包括将所述矿料研磨至细度‑0.074mm占70‑80wt％，所述细度‑0.074mm指的是矿料中粒度小于或等于0.074mm的颗粒。 [0036] 根据本发明，所述矿浆I中矿料的质量分数是指矿浆I中矿料(干重)占整个矿浆I的总重量的百分比。优选情况下，步骤(1)中所述矿浆I中矿料的质量分数为20‑30％。发明人发现，在该优选的具体实施方式下，有利于提高浮选的效率。 [0037] 示例性地，所述研磨的具体过程可以是将所述矿料与水混合使得矿料的质量分数为20‑30％，再进行研磨至矿料细度‑0.074mm占70‑80wt％得到矿浆I；所述研磨的具体过程也可以是将所述矿料与水混合后进行研磨至矿料细度‑0.074mm占70‑80wt％，再与水混合使得所述矿料的质量分数为20‑30％得到矿浆I。 [0038] 根据本发明，所述油酸可以为任意一种含有油酸(单不饱和脂肪酸)的动物油酸或者植物油酸，优选为植物油酸，植物油酸指的是利用植物为主要原材料，经过一系列化工工艺过程制得的微黄色透明油状液体，其主要成分为单不饱和脂肪酸(油酸、芥酸)、双烯酸(亚油酸为主)和多烯酸。示例性地，所述植物油酸的碘值为120‑140，例如大豆油酸。通常，植物油酸的碘值越高，其亚油酸含量就越高。十二烷基胺指的是正十二烷基或者其同分异构体与氨分子结合形成的胺类物质，本发明中十二烷基胺优选为十二烷基伯胺和/或十二烷基叔胺，更优选地，十二烷基胺为十二烷基叔胺。发明人发现，在该优选的具体实施方式下，通过油酸根离子与锂辉石上的铝活性位点作用，从而在矿浆中有效捕收锂辉石并将其分离出来，有利于提高捕收剂与锂辉石的吸附作用，降低浮选药剂的成本。 [0039] 根据本发明，所述捕收剂中油酸与十二烷基胺的摩尔比为1.5‑3:1。发明人发现，在该优选的具体实施方式下，油酸与十二烷基胺的配比与无碱的浮选过程相配合，能够进一步提高浮选的效率。 [0040] 根据本发明，相对于每吨所述矿料，所述捕收剂的用量为600‑1100g，具体可以为600g、700g、800g、900g、1000g、1100g，以及这些点值中任意两个所构成的范围内的任意值。 [0041] 根据本发明，该浮选方法还包括在所述矿浆I与所述捕收组合物混合前，将所述矿浆I进行沉降、脱泥；所述沉降、脱泥的过程包括：将所述矿浆I沉降1‑3min，脱除上层悬浮液后，再与水混合得到浆料，所述浆料中所述矿料的质量分数为20‑30％。所述沉降可以采用静置分层的方式，根据锂辉石原矿泥质矿物的含量不同，所述上层悬浮液中脱除的矿泥占所述矿料(干重)的质量分数为10‑20％。发明人发现，在该优选的具体实施方式下，有利于优化捕收组合物对锂辉石的吸附作用，提高浮选的效率。 [0042] 根据本发明一种优选的实施方式，步骤(2)中所述捕收组合物还含有调整剂，所述调整剂含有木质素磺酸盐。优选情况下，相对于每吨所述矿料，所述调整剂的用量为300‑650g，具体可以为300g、400g、500g、600g、650g，以及这些点值中任意两个所构成的范围内的任意值；所述捕收剂的用量为600‑1100g，具体可以为600g、700g、800g、900g、1000g、 1100g，以及这些点值中任意两个所构成的范围内的任意值。发明人发现，在该优选的具体实施方式下，有利于提高浮选的速率。 [0043] 根据本发明，所述木质素磺酸盐选自木质素磺酸钙、木质素磺酸钠和木质素磺酸钾中至少一种。 [0044] 根据本发明，在所述捕收组合物含有调整剂和捕收剂的情况下，步骤(2)中所述搅拌调浆I的过程包括：将所述矿浆I与所述调整剂混合进行搅拌调浆II得到浆液，将所述浆液与所述捕收剂混合进行搅拌调浆III。发明人发现，在该优选的具体实施方式下，有利于提高锂辉石粗精矿的回收率和Li2O品位。 [0045] 本发明中所涉及的搅拌调浆过程需要对相应的浆料进行搅拌，本领域的技术人员可以根据实际操作的情况选择合适的搅拌叶轮线速和搅拌时间。优选情况下，所述搅拌调浆I至少满足以下条件：搅拌时间为20‑40min、搅拌叶轮线速为5.5‑7.5m/s；所述搅拌调浆II至少满足以下条件：搅拌时间为5‑10min、搅拌叶轮线速为5.5‑7.5m/s；所述搅拌调浆III至少满足以下条件：搅拌时间为20‑40min、搅拌叶轮线速为5.5‑7.5m/s。 [0046] 根据本发明，步骤(3)中所述浮选可以采用本领域常用的浮选方法，优选为充气浮选，所述浮选的时间为3‑8min。 [0047] 根据本发明一种优选的具体实施方式，锂辉石矿浮选方法包括以下步骤： [0048] (1)将锂辉石原矿进行破碎后，筛选出粒径小于或等于3mm的矿粒作为矿料； [0049] (2)将所述矿料与水混合后研磨将所述矿料研磨至细度‑0.074mm占70‑80wt％，再与水混合使得所述矿料的质量分数为20‑30％得到矿浆I； [0050] (3)将所述矿浆I沉降1‑3min后，脱除上层悬浮液后，再与水混合使得浆料中所述矿料的质量分数为20‑30％后，与调整剂混合进行搅拌调浆II得到浆液，将所述浆液与捕收剂混合进行搅拌调浆III得到矿浆II，所述调整剂含有木质素磺酸盐，所述捕收剂含有油酸和十二烷基胺，相对于每吨所述矿料，所述调整剂的用量为300‑650g，所述捕收剂的用量为600‑1100g； [0051] (4)在pH为7‑9的条件下，对所述矿浆II进行充气浮选3‑8min，得到锂辉石精矿和尾矿产物。 [0052] 以下将通过实施例对本发明进行详细描述。 [0053] 以下实施例中，锂辉石原矿取自四川甘孜甲基卡锂辉石矿区，是一种含泥质锂辉石矿；油酸(碘值为120‑140)购于天门市诚鑫化工有限公司，产品编号为CX101、CX103；十二烷基伯胺和十二烷基叔胺购于阿拉丁化学试剂公司，产品编号分别为D113938和N159397；木质素磺酸钙和木质素磺酸钠购于阿拉丁化学试剂公司，产品编号分别为C106637和S140863。 [0054] 实施例1‑实施例6中，所选用的锂辉石原矿中的矿物组成如表1所示，锂辉石原矿中的化学成分组成如表2所示。 [0055] 表1四川甲基卡锂辉石原矿中的矿物组成 [0056] 成分 锂辉石 石英 白云母 黑云母含量(％) 17.15 24.54 14.05 9.17 成分 绿泥石 钠长石 钾长石 其他 含量(％) 1.71 28.23 1.65 3.5 [0057] 表2四川甲基卡锂辉石原矿中的化学成分分析 [0058]成分 Al2O3 SiO2 Fe2O3 FeO CaO 含量(％) 14.43 73.29 2.01 1.37 0.21 成分 MgO K2O Na2O S C 含量(％) 0.13 2.32 3.81 0.096 0.35 成分 BeO Li2O Nb2O5 Ta2O5 灼减 含量(％) 0.01 1.47 0.011 0.009 0.43 [0059] 实施例1 [0060] (1)将锂辉石原矿放入破碎机中破碎，筛选粒径小于或等于3mm的矿粒作为矿料； [0061] (2)取350g步骤(1)得到的矿料放入球磨机中，加入350mL水，通过球磨机研磨至矿料细度‑0.074mm占75wt％，再与水混合使得所述矿料的质量分数为25％，得到矿浆I； [0062] (3)将步骤(2)得到的矿浆I在浮选槽中搅拌2min，然后停止搅拌，沉降2min后经抽取脱除上层悬浮液，脱除的矿泥约占矿料的15wt％，再与水混合得到矿料的质量分数为25％的浆料，加入0.22g木质素磺酸钠，将浮选机的搅拌叶轮线速调至6.5m/s，搅拌8min得到浆液，再向浆液中加入0.3g捕收剂(油酸与十二烷基伯胺的摩尔比为2:1)，在搅拌叶轮线速为6.5m/s的条件下搅拌30mim，得到pH为8的矿浆II； [0063] (4)对步骤(3)得到的矿浆II进行充气浮选5min得到锂辉石粗精矿和尾矿。 [0064] 实施例2 [0065] (1)将锂辉石原矿放入破碎机中破碎，筛选粒径小于或等于3mm的矿粒作为矿料； [0066] (2)取350g步骤(1)得到的矿料放入球磨机中，加入350mL水，通过球磨机研磨至矿料细度‑0.074mm占75wt％，再与水混合使得所述矿料的质量分数为25％，得到矿浆I； [0067] (3)将步骤(2)得到的矿浆I在浮选槽中搅拌2min，然后停止搅拌，沉降2min后经抽取脱除上层悬浮液，脱除的矿泥约占矿料的15wt％，再与水混合得到矿料的质量分数为25％的浆料，加入0.22g木质素磺酸钠，将浮选机的搅拌叶轮线速调至6.5m/s，搅拌8min得到浆液，再向浆液中加入0.3g捕收剂(油酸与十二烷基叔胺的摩尔比为2:1)，在搅拌叶轮线速为6.5m/s的条件下搅拌30mim，得到pH为8的矿浆II； [0068] (4)对步骤(3)得到的矿浆II进行充气浮选5min得到锂辉石粗精矿和尾矿。 [0069] 实施例3 [0070] (1)将锂辉石原矿放入破碎机中破碎，筛选粒径小于或等于3mm的矿粒作为矿料； [0071] (2)取350g步骤(1)得到的矿料放入球磨机中，加入350mL水，通过球磨机研磨至矿料细度‑0.074mm占70wt％，再与水混合使得所述矿料的质量分数为20％，得到矿浆I； [0072] (3)将步骤(2)得到的矿浆I在浮选槽中搅拌2min，然后停止搅拌，沉降1.5min后经抽取脱除上层悬浮液，脱除的矿泥约占矿料的15wt％，再与水混合得到矿料的质量分数为20％的浆料，加入0.25g捕收组合物(油酸与十二烷基伯胺的摩尔比为2:1)，将浮选机的搅拌叶轮线速调至7.5m/s，搅拌30mim得到pH为7.5的矿浆II； [0073] (4)对步骤(3)得到的矿浆II进行充气浮选5min得到锂辉石粗精矿和尾矿。 [0074] 实施例4 [0075] (1)将锂辉石原矿放入破碎机中破碎，筛选粒径小于或等于3mm的矿粒作为矿料； [0076] (2)取350g步骤(1)得到的矿料放入球磨机中，加入350mL水，通过球磨机研磨至矿料细度‑0.074mm占70wt％，再与水混合使得所述矿料的质量分数为20％，得到矿浆I； [0077] (3)将步骤(2)得到的矿浆I在浮选槽中搅拌2min，然后停止搅拌，沉降3min后经抽取脱除上层悬浮液，脱除的矿泥约占矿料的15wt％，再与水混合得到矿料的质量分数为20％的浆料，加入0.25g捕收组合物(油酸与十二烷基叔胺的摩尔比为2:1)，将浮选机的搅拌叶轮线速调至7.5m/s，搅拌30mim得到pH为7.5的矿浆II； [0078] (4)对步骤(3)得到的矿浆II进行充气浮选5min得到锂辉石粗精矿和尾矿。 [0079] 实施例5 [0080] (1)将锂辉石原矿放入破碎机中破碎，筛选粒径小于或等于3mm的矿粒作为矿料； [0081] (2)取350g步骤(1)得到的矿料放入球磨机中，加入350mL水，通过球磨机研磨至矿料细度‑0.074mm占80wt％，再与水混合使得所述矿料的质量分数为30％，得到矿浆I； [0082] (3)在步骤(2)得到的矿浆I中加入0.12g木质素磺酸钠，将浮选机的搅拌叶轮线速调至5.5m/s，搅拌10min得到浆液，再向浆液中加入0.38g捕收剂(油酸与十二烷基伯胺的摩尔比为2.5:1)，在搅拌叶轮线速为5.5m/s的条件下搅拌40mim，得到pH为8.5的矿浆II； [0083] (4)对步骤(3)得到的矿浆进行充气浮选5min得到锂辉石粗精矿和尾矿。 [0084] 实施例6 [0085] (1)将锂辉石原矿放入破碎机中破碎，筛选粒径小于或等于3mm的矿粒作为矿料； [0086] (2)取350g步骤(1)得到的矿料放入球磨机中，加入350mL水，通过球磨机研磨至矿料细度‑0.074mm占80wt％，再与水混合使得所述矿料的质量分数为30％，得到矿浆I； [0087] (3)在步骤(2)得到的矿浆I中加入0.12g木质素磺酸钠，将浮选机的搅拌叶轮线速调至5.5m/s，搅拌10min得到浆液，再向浆液中加入0.38g捕收剂(油酸与十二烷基叔胺的摩尔比为2.5:1)，在搅拌叶轮线速为5.5m/s的条件下搅拌40mim，得到pH为8.5的矿浆II； [0088] (4)对步骤(3)得到的矿浆进行充气浮选5min得到锂辉石粗精矿和尾矿。 [0089] 对比例1 [0090] (1)将锂辉石原矿放入破碎机中破碎，筛选粒径小于或等于3mm的矿粒作为矿料； [0091] (2)取350g步骤(1)得到的矿料放入球磨机中，加入350mL水和0.35g无水碳酸钠，通过球磨机研磨至矿料细度‑0.074mm占75wt％，再与水混合使得所述矿料的质量分数为25％，得到矿浆I； [0092] (3)将步骤(2)得到的矿浆I移至浮选槽，加入0.38g氢氧化钠搅拌20min，搅拌转速为5.5m/s；然后在浆液中加入0.014g氯化钙，搅拌5min；最后加入0.38g捕收剂(油酸与十二烷基伯胺的摩尔比为10:1)，在转速为5.5m/s的条件下搅拌5mim，得到矿浆II； [0093] (4)对步骤(3)得到的矿浆进行充气浮选5min得到锂辉石粗精矿和尾矿。 [0094] 测试例1 [0095] 将实施例1、实施例2和对比例1得到的锂辉石粗精矿和尾矿经过滤、脱水后进行化验分析得到浮选指标，具体试验的结果如表3所示。本发明所采用的浮选方法在不添加碳酸钠、氢氧化钠和氯化钙的条件下，将脱泥、搅拌调浆处理与调整剂、捕收剂相配合，使得捕收剂能选择性地在锂辉石表面吸附，增加锂辉石与脉石矿物表面疏水性和可浮性差异，实现伟晶岩锂辉石矿无碱浮选分离。实施例1和实施例2采用本发明所提供的浮选方法，得到的锂辉石粗精矿含Li2O可达4.85％‑4.95％、回收率为79.54％‑81.23％、尾矿的矿浆pH仅为8，不仅获得与对比例1(常规锂辉石浮选工艺)相近的浮选指标，还可以大幅度降低尾矿的pH，提高锂辉石浮选尾矿和精矿产品的脱水性能，实现锂辉石矿选矿废水的回收利用。其中，经实施例1与实施例2对比可知，油酸与十二烷基伯胺及十二烷基叔胺组合，具有相似的捕收性能，但油酸与十二烷基叔胺组合形成的捕收剂对锂辉石的选择性更强。 [0096] 表3 [0097] [0098] 测试例2 [0099] 将实施例3、实施例4和对比例1得到的锂辉石粗精矿和尾矿经过滤、脱水后进行化验分析得到浮选指标，具体试验的结果如表4所示。本发明所采用的浮选方法在不添加碳酸钠、氢氧化钠和氯化钙的条件下，将脱泥、搅拌调浆处理与捕收剂相配合，使得捕收剂能选择性地在锂辉石表面吸附，增加锂辉石与脉石矿物表面疏水性和可浮性差异，实现伟晶岩锂辉石矿无碱浮选分离。实施例3和实施例4采用本发明所提供的浮选方法，得到的锂辉石粗精矿含Li2O可达3.90％‑4.16％、回收率为80.99％‑82.88％、尾矿的矿浆pH仅为7.5，不仅获得与对比例1(常规锂辉石浮选工艺)相近的浮选指标，还可以大幅度提高锂辉石浮选尾矿和精矿产品的脱水性能，实现锂辉石矿选矿废水的回收利用。同样地，经实施例3与实施例4对比可知，油酸与十二烷基伯胺或者十二烷基叔胺组合，具有相似的捕收性能，但与十二烷基叔胺的组合对锂辉石的选择性更强。 [0100] 表4 [0101] [0102] 测试例3 [0103] 将实施例5、实施例6和对比例1得到的锂辉石粗精矿和尾矿经过滤、脱水后进行化验分析得到浮选指标，具体试验的结果如表5所示。本发明所采用的浮选方法通过两个阶段(加入调整剂后、加入捕收剂后)的搅拌调浆，在不脱泥的条件下，能够改善矿浆的环境，同时增加了锂辉石与脉石矿物的可浮性差异。实施例5和实施例6采用本发明所提供的浮选方法，得到的锂辉石粗精矿Li2O品位可达3.92％‑4.05％、回收率为84.58％‑85.29％，尾矿的矿浆pH仅为8.5。与对比例1相比，本发明所提供的无碱浮选方法大大降低了尾矿的pH值，大幅度提高锂辉石浮选尾矿和精矿产品的脱水性能，同时明显提高了锂辉石浮选指标。同样地，经实施例5与实施例6对比可知，油酸与十二烷基伯胺或者十二烷基叔胺组合，具有相似的捕收性能，但与十二烷基叔胺的组合对锂辉石的选择性更强。 [0104] 表5 [0105] [0106] 以上详细描述了本发明的优选实施方式，但是，本发明并不限于此。在本发明的技术构思范围内，可以对本发明的技术方案进行多种简单变型，包括各个技术特征以任何其它的合适方式进行组合，这些简单变型和组合同样应当视为本发明所公开的内容，均属于本发明的保护范围。 |
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