一种锂云母矿石的选矿方法 |
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| 申请号 | CN202310842595.4 | 申请日 | 2023-07-11 | 公开(公告)号 | CN116832957A | 公开(公告)日 | 2023-10-03 |
| 申请人 | 长沙有色冶金设计研究院有限公司; | 发明人 | 胡晖; 张政军; 欧阳霞嫦; 周灵芝; | ||||
| 摘要 | 本 发明 涉及一种锂 云 母 矿石 的选矿方法，包括以下步骤：步骤S1、将矿石 破碎 ，得到入磨物料；步骤S2、将入磨物料进行磨矿分级作业；步骤S3、将步骤S2所得 筛下物 进行 磁选 作业，得到 铁 精矿和磁选 尾矿 ；步骤S4、将磁选尾矿进行布溜和摇床重选作业，得到钽铌 锡 精矿和重选尾矿、摇床中矿；步骤S5、将重选尾矿进行脱泥旋流器作业后，得到超细 长石 和旋流器沉砂；步骤S6、将旋流器沉砂给入浮选作业，得到锂云母精矿和浮选尾矿；步骤S7、将浮选尾矿进行高梯度磁选作业，得到长石和高梯度磁选精矿；步骤S8、将高梯度磁选精矿与摇床中矿混合，返回步骤S2。本发明锂云母精矿的回收率和品位可达到73％、2.6％以上，无尾矿产生，综合 回收利用 价值高。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种锂云母矿石的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种锂云母矿石的选矿方法技术领域[0001] 本发明涉及一种锂云母矿石的选矿方法，属于矿产综合利用技术领域。 背景技术[0002] 随着电池产业、新能源汽车、电子通讯产业的飞速发展，“锂”由于其具有的优异性能使其成为最热门金属。盐湖提锂和矿石提锂技术是获取锂金属的两种常用方法。国内具有开采价值的含锂矿物主要是锂辉石(LiAl[Si2O6]，Li2O含量为8.04％)和锂云母(KLi1.5Al1.5(AlSi3O10)，Li2O含量为1.23％～5.90％)，其中锂云母矿石集中分布在江西宜春。锂云母矿石中除了氧化锂外，还通常伴生有多种有价金属元素，如钽、铌、锡、铁。同时，锂云母矿石中往往存在大量脉石矿物，如长石、石英。综合回收上述有价元素和脉石矿物，实现选厂无尾矿化生产，可以为企业创造更多的经济价值，同时还有利于生态环境保护。 [0003] 中国专利申请CN115999780A公开了一种铁锂云母矿石磁浮和提锂的选矿方法，采用“高梯度强磁选预富集‑浮选回收‑浮选尾矿返回磁选作业”的工艺流程进行铁锂云母的分选回收，磁选作业采用高梯度磁选机经一段或多段强磁选回收铁锂云母并将其与白云母及其他脉石初步分离；将磁选作业获得的磁性产品合并进行浮选，配合高效铁锂云母浮选捕收剂LYP，获得高品质铁锂云母精矿；浮选尾矿返回至高梯度磁选作业，最终实现铁锂云母的高效分选。但是，该方法所示流程只是为了富集铁锂云母，没有考虑其他有用组分的回收；此外，铁锂云母矿具有磁性，才能够用强磁选机富集。中国专利申请CN115739380A公开了一种锂矿石选矿方法，包括以下步骤:1)破碎；2)分级将步骤1)中得到的矿石加入筛网进行分级，得到粗粒矿和细粒矿；3)去钽铌；4)球磨将步骤3)中得到的轻物加入球磨机，进行湿式球磨；5)除铁；6)脱泥；7)预浮选；8)精选锂云母；9)粗扫选锂辉石；10)精选锂辉石。该方法流先去脱泥、除铁后再进行浮选、分级进行浮选，可回收钼铌、锂云母成品，特别适用于富含锂萤石、锂钽铌的锂矿石选矿，但是无法完全做到无尾矿化生产。 [0004] 锂矿石选厂存在着资源浪费、经济指标不理想的现象，这通常是由于设计时工艺流程的制定和设备选择不合理所致。锂云母矿石往往嵌布特征复杂，依靠单一选别技术难以回收全部有用矿物组分，同时，锂云母与长石等硅酸盐矿物的物化性质相近，在碎磨过程中易泥化，恶化选别效果。针对这些现象，如何制定合适的选矿工艺流程，选择高效的选矿设备，以充分回收矿石中的有价组分，实现锂云母矿无尾矿化生产，是一个亟待解决的难题。 发明内容[0005] 针对现有技术的不足，本发明的目的在于提供一种锂云母矿石的选矿方法，以充分回收矿石中的有价组分，实现锂云母矿无尾矿化生产。 [0006] 为了解决上述技术问题，本发明的技术方案如下： [0007] 步骤S1、将矿石破碎，得到入磨物料； [0008] 步骤S2、将入磨物料进行磨矿分级作业； [0009] 步骤S3、将步骤S2所得筛下物进行磁选作业，得到铁精矿和磁选尾矿； [0010] 步骤S4、将磁选尾矿进行多次布溜作业和多次摇床重选作业，得到钽铌锡精矿和重选尾矿、摇床中矿； [0011] 步骤S5、将重选尾矿进行多段脱泥旋流器作业，得到超细长石和旋流器沉砂； [0012] 步骤S6、将旋流器沉砂给入浮选作业，得到锂云母精矿和浮选尾矿； [0013] 步骤S7、将浮选尾矿进行高梯度磁选作业，得到长石和高梯度磁选精矿； [0014] 步骤S8、将高梯度磁选精矿与步骤S4中所得摇床中矿混合，返回步骤S2。 [0015] 本发明采用弱磁选‑重选‑浮选‑强磁选的工艺，对锂云母矿石进行选别。在磨矿分级阶段控制分级粒度，可有效降低粒度对后续重选作业的影响；首先通过一段弱磁作业选出铁精矿，然后采用布溜作业和摇床重选作业选出高比重矿物钽铌锡；长石在锂云母矿石中易被磨细，通过旋流器分级可以实现其与片状锂云母的分离，从而得到超细粒级别的长石精矿；通过浮选可分离锂云母与长石；浮选尾矿经过再分级及重选，返回到上级流程中，实现无尾矿化及矿石的综合利用。 [0016] 进一步地，步骤S1中采用三段一闭路破碎筛分流程将矿石破碎至粒度小于12mm。将矿石粗碎、中碎，细碎筛分后，达到进入磨机的细度要求。“三段”指矿石需要进行三次破碎，“一闭路”指最后一段细碎机与筛子组成闭路作业，以控制破碎产品粒度。如此，能够提高磨矿能力，便于获得粒度符合要求的入磨物料。进一步地，步骤S2中，磨矿分级作业采用球磨、旋流器、高频细筛的双闭路流程，物料经球磨后进入旋流器，旋流器溢流给入高频细筛，筛上物和旋流器沉砂一起返回球磨。高频筛筛下产品粒度小于0.15mm占60％‑80％，高频细筛为十叠层振动筛，筛分效率可达到88％‑90％。磨矿分级作业是将矿石破碎至入磨粒度后，将其给入磨矿机进一步粉碎，磨机通常与水力旋流器组成闭路作业，即磨矿后物料进入水力旋流器进行分级，分级后的沉砂(粒度较大)返回磨机继续碎磨，溢流产品(通常测定‑0.15mm、‑0.074mm、‑0.037mm粒级含量)则进入下一步作业。水力旋流器在生产过程中容易出现“跑粗”现象，导致磨矿产品矿物单体解离度不够，影响后续选别作业，因此在旋流器后增加一段高频细筛作业与球磨机组成闭路作业，严格控制溢流产品粒度。 [0017] 进一步地，步骤S3中，磁选作业的磁场强度为0.6‑0.85T。磁选作业是基于被分离物料中不同组分的磁性差异，采用不同类型的磁选机将物料中不同磁性组分分离的作业。3+ 如此，通过一段弱磁作业选出铁精矿，实现铁精矿的高效分选。同时，能改善难免离子Fe 对锂云母浮选的影响，有利于提高锂云母精矿品质。 [0018] 进一步地，步骤S4中，采用2次布溜作业和2次摇床重选作业且均采用一段粗选、一段扫选流程。将布溜粗选尾矿给入布溜扫选作业，布溜粗选和扫选精矿混合后进入摇床作业，将摇床粗选中矿给入摇床扫选作业，摇床粗选和扫选精矿混合，即为钽铌锡精矿；布溜扫选尾矿、摇床粗选和扫选尾矿作为重选尾矿后续进行脱泥旋流器作业。如此，经过两段布溜作业和两段摇床作业，基本可回收原矿中的钽铌锡精矿。 [0019] 布溜作业是一种重选工艺，利用矿物之间的密度差异，将比重不同的矿物进行分离的技术，适用于细粒矿物的选别。将物料给入布溜设备，布溜呈阶梯布置，在分选过程中，轻颗粒被水流带走，重颗粒吸附在布溜的毛毯上，经过一段时间后使用高压水枪将毛毯清洗干净，完成一次循环作业。本发明中布溜设备全程实现自动化控制。摇床作业也是一种重选工艺，利用矿物之间的密度和粒度差异，使用摇床设备将比重不同的矿物进行分离的技术，适用于细粒矿物分选。具体为，物料经给矿槽流入摇床面上，在水流和床面振动作用下发生松散、分层。分层后，上层轻矿物沿床面的横向倾斜向下运动，成为尾矿。位于下层的重矿物受床面不对称往复运动的推动，纵向移动到传动端对面，成为精矿。矿粒群由于其密度和粒度差异在摇床面上呈扇形分带。 [0020] 进一步地，步骤S5中，进行2段脱泥旋流器作业，2段旋流器形成闭路作业，第一段旋流器溢流给入第二段旋流器，第二段旋流器溢流经斜板浓密机和压滤机两段脱水作业得到超细长石。第二段旋流器沉砂返回第一段旋流器，第一段旋流器沉砂后续进行浮选作业。通过预先分离出超细长石，不仅有效降低浮选药剂成本，而且减小浮选机和搅拌槽等设备规格，节约了水资源。 [0021] 所述超细长石是粒度为10μm或15μm或20μm的长石粉产品，主要用于生产油漆、塑料、橡胶等产品的填充剂。 [0022] 进一步地，步骤S6中，浮选作业在pH为7‑10的环境下进行，粗选矿浆质量浓度为25％‑35％，浮选药剂含有捕收剂、活化剂和分散剂，其中捕收剂、活化剂和分散剂粗选段用量分别为200‑400g/t原矿，100‑300g/t原矿，150‑300g/t原矿。进一步地，所述捕收剂含有十二胺、油酸、氧化石蜡皂、磷酸三丁酯中的至少一种。捕收剂可选择性地吸附于锂云母矿物表面，导致矿化泡沫的形成，并促使其作为泡沫产品被刮出。 [0024] 进一步地，所述分散剂为六偏磷酸钠溶液，分散剂可通过吸附在细泥矿物表面，改变矿物表面电性，抑制细泥与矿物之间的静电吸附作用，从而减少夹带上浮量。 [0025] 在一些实施例中，步骤S6中，浮选作业包括以下步骤：将粗选泡沫给入精选一作业，精选一泡沫给入精选二作业，精选二泡沫脱水后得到锂云母精矿产品，两段精选作业尾矿循序返回上级作业，将浮选尾矿给入扫选一作业，扫选一尾矿给入扫选二作业，两段扫选所得泡沫循序返回上级作业；扫选二尾矿后续进行高梯度磁选作业。如此，提高了锂云母精矿的回收效果，实现锂云母精矿的高效回收。进一步地，步骤S7中，高梯度磁选作业磁场强度为1‑2T。以便于充分回收长石产品。高梯度磁选尾矿过滤后得到陶瓷级长石产品。使用高梯度磁选机进行高梯度磁选作业，高梯度磁选机是一种用于弱磁性矿物选别的强磁选机，可以分离一般磁选机难以分选的磁性极弱的细粒物料，降低分选粒度下限。 [0026] 进一步地，步骤S4中摇床中矿与步骤S8中的高梯度磁选精矿流向一致，在一些实施例中，步骤S8中，将高梯度磁选精矿与步骤S4中所得摇床中矿混合，进行旋流器分级作业，分级沉砂给入步骤S2，分级溢流经浓缩后矿浆质量浓度为10％‑20％，分级溢流进行布溜作业，布溜精矿给入步骤S4，布溜尾矿给入步骤S5。布溜作业采用一粗一扫，布溜粗选尾矿流入布溜扫选，布溜扫选尾矿给入步骤S5的斜板浓密机，得到超细长石产品；布溜扫选精矿和布溜粗选精矿给入步骤S4摇床粗选作业。如此，不仅能够充分回收钽铌锡金属，而且实现了无尾矿化生产的目的。 [0027] 与现有技术相比，本发明的有益效果如下： [0029] (2)本发明通过旋流器和高频细筛严格控制磨矿粒度，通过分级和重选预先分离出铁精矿、钽铌锡精矿及超细长石，一方面可有效降低浮选药剂成本，减小浮选机和搅拌槽3+ 等设备规格，另一方面可改善难免离子Fe 对锂云母浮选的影响，有利于提高锂云母精矿品质。 [0030] (3)本发明采用布溜和摇床重选的方式，对细粒矿物适应性强，分离效率高。 [0031] (4)本发明对扫选尾矿进行一段高梯度磁选，进一步回收其中的弱磁性铁和钽铌，同时保证长石品质。 [0033] 图1是本发明实施例1中的工艺流程图。 具体实施方式[0034] 以下将结合实施例来详细说明本发明。需要说明的是，在不冲突的情况下，本发明中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。 [0035] 实施例1 [0036] 本实例中原矿为江西宜春地区某锂云母矿石，其中Li2O含量0.42％，其它化学成分主要包括SiO2含量68.52％、Al2O3含量18.73％、K2O含量3.83％、Na2O含量3.6％、MgO含量0.18％、Fe2O3含量0.64％。原矿中Li2O主要赋存在锂云母中，矿石中主要矿物为钾长石、纳长石、石英、云母、方解石，及少量的黄铁矿、萤石、独居石、赤铁矿、锆石、黄玉等。 [0037] 一种锂云母矿石的选矿方法，其工艺流程参见图1，具体包括以下步骤： [0038] 步骤S1、采用三段一闭路破碎筛分流程将矿石破碎，得到预定细度的入磨物料。 [0039] 步骤S2、将步骤S1得到的筛下矿石进行磨矿分级作业，磨矿细度为‑0.15mm占70％。 [0040] 步骤S3、将步骤S2所得筛下物进行弱磁选作业，磁场强度为0.8T，磁选精矿经斜板浓密机和带式过滤机两段脱水后得到铁精矿产品。 [0041] 步骤S4、将步骤S3所得弱磁尾矿先后进行2次布溜作业和2次摇床重选作业，将布溜粗选尾矿给入布溜扫选作业，布溜粗选和扫选精矿混合后进入摇床作业，将摇床粗选中矿给入摇床扫选作业，摇床粗选和扫选精矿混合，即为钽铌锡精矿。 [0042] 步骤S5、将步骤S4布溜和摇床尾矿混合，进行2段脱泥旋流器闭路作业，得到的溢流产品即为超细长石。 [0043] 步骤S6、将步骤S5所得旋流器沉砂进行浮选作业，其中粗选矿浆质量浓度为30％，矿浆pH值为8，浮选药剂为捕收剂、活化剂和分散剂，其用量分别为350g/t原矿，100g/t原矿，250g/t原矿，采用一粗二精二扫的闭路流程，将粗选泡沫给入精选一作业，精选一泡沫给入精选二作业，精选二泡沫脱水后得到锂云母精矿产品；两段精选作业尾矿循序返回上级作业，将粗选尾矿给入扫选一作业，扫选一尾矿给入扫选二作业，两段扫选所得泡沫循序返回上级作业。 [0044] 步骤S7、上述扫选尾矿再进行一段高梯度磁选作业，磁场强度为1.5T，磁选尾矿即为陶瓷级长石产品。 [0045] 步骤S8、将上述高梯度磁选精矿与步骤S4所得摇床中矿混合，进行一道旋流器分级作业，分级沉砂给入步骤S2的旋流器分级再磨作业；分级溢流质量浓度为15％，经浓缩后进入布溜重选作业；所述布溜重选采用一粗一扫，布溜尾矿经斜板浓密机和压滤机后混入超细长石产品，布溜精矿给入步骤S4的摇床粗选作业。 [0046] 其中步骤S6中，所述捕收剂含有十二胺、油酸、氧化石蜡皂，其中十二胺的质量与油酸和氧化石蜡皂的总质量之比为1:4，捕收剂的配置过程为先将十二胺溶于磷酸三丁酯，加入油酸与氧化石蜡皂，然后加入氢氧化钠溶液与醇溶液进行加温搅拌。 [0047] 步骤S6中，活化剂为氯化铝溶液，分散剂为六偏磷酸钠溶液。 [0048] 该矿石在上述工艺流程分选下，最终可得到含Li2O 2.6％，回收率73％的锂云母精矿，以及质量合格的铁精矿(TFe＝55％)、钽铌锡精矿(Ta2O5回收率34.2％,Nb2O5回收率22.5％，锡回收率33.8％)、超细长石(产率18％)、陶瓷级长石产品(产率69％),充分回收了原矿的价值矿物组分，达到了选矿厂无尾矿化生产的目的。 [0049] 实施例2 [0050] 本实施例与实施例1的不同之处在于，在步骤S4中，通过在布溜扫选后增加一组旋流器和高频细筛分级作业，进一步回收筛上物中的钽铌矿物，钽铌回收率提升，而且可增加长石的白度，使其作为高白度长石产品进行出售。 [0051] 实施例3 [0052] 本实施例与实施例1的不同之处在于，步骤S6中，粗选矿浆质量浓度为35％，矿浆pH值为10，捕收剂、活化剂和分散剂粗选段用量分别为250g/t原矿，200g/t原矿，200g/t原矿，可得到含Li2O2.3％，回收率75％的锂云母精矿，陶瓷级长石产率则略有降低。 [0053] 实施例4 [0054] 本实施例与实施例1的不同之处在于，步骤S6中，粗选矿浆质量浓度为25％，矿浆pH值为7，捕收剂、活化剂和分散剂粗选段用量分别为300g/t原矿，100g/t原矿，300g/t原矿，可得到含Li2O2.7％，回收率70％的锂云母精矿，陶瓷级长石产率则略有增大。 [0055] 实施例5 [0056] 本实施例与实施例1的不同之处在于，取消步骤S8中的分级再重选作业，将高梯度磁选尾矿与步骤S4所得摇床中矿直接给入步骤S2旋流器分级再磨作业，钽铌锡的回收率略有降低，超细长石产率增大，锂云母精矿Li2O回收率下降2％。 [0057] 对比例1 [0058] 与实施例1的不同之处在于，删除步骤S2中高频细筛作业，会出现跑粗现象，锂云母等矿物未能充分单体解离，浮选锂云母精矿品位和回收率均出现下降，分别为2.1％，65％，而铁精矿品位下降，长石精矿产率则略有增大。 [0059] 对比例2 [0060] 与实施例1的不同之处在于，步骤S6中，不添加活化剂，锂云母精矿品位(2.6％)基本不变，而回收率出现明显下降，为64％，长石中SiO2含量增多，品质下降。 |
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