磁选、浮选尾泥中回收铁锂云母的磁分离方法

申请号 CN202211094438.1 申请日 2022-09-08 公开(公告)号 CN117696234A 公开(公告)日 2024-03-15
申请人 江苏旌凯中科超导高技术有限公司; 发明人 徐风雨; 马仲英; 袁君辉; 孙益;
摘要 本 发明 公开了一种从 铁 锂 云 母 磁选 、浮选尾泥中回收铁锂云母的磁分离方法,方法一,包括如下步骤:(1):磁选、浮选尾泥经化浆、脱药和分散处理后进入一道磁选, 磁场 强度为2.7~3.3Tesla,分别得到铁锂云母精矿和一道磁选 尾矿 ;(2):一道磁选尾矿进入二道磁选,磁场强度为5~7Tesla,分别得到尾矿和二道磁选精矿;(3):二道磁选精矿经细磨磨矿处理达到90%以上粒径在45μm以下;(4):细磨的二道磁选精矿经弱磁除铁后进入一道磁选。本发明通过突破性的使用超导磁选工艺,实现了铁锂云母尾泥中 氧 化锂的高效回收,并且指标稳定,而且正因为 磁性 物质回收得干净,使得最终的尾泥还可以作为生产陶瓷的高品质原料进行回收,彻底变废为宝。
权利要求

1.从磁选、浮选尾泥中回收铁锂云母的磁分离方法,其特征在于,以其中化锂Li2O的含量≥0.3wt%的铁锂云母磁选、浮选尾泥为原料,使用超导磁选机通过方法一或方法二进行分离,具体地:方法一,包括如下步骤:
(1):磁选、浮选尾泥经化浆、脱药和分散,处理后进入一道磁选,其特征是磁场强度为
2.7~3.3Tesla,分别得到品位高于2.0%的铁锂云母精矿和一道磁选尾矿
(2):一道磁选尾矿进入二道磁选,其特征是磁场强度为5~7Tesla,分别得到品位低于
0.1%的尾矿和二道磁选精矿;
(3):二道磁选精矿经细磨磨矿处理达到90%以上粒径在45μm以下;
(4):细磨的二道磁选精矿经弱磁除铁后与磁选、浮选尾泥配矿后或不配矿直接进入一道磁选;
方法二,包括如下步骤:
(1):磁选、浮选尾泥经干燥粉尘化后筛分,粗粒与细粒的矿粒分开,粒径大于45μm的为粗粒,粒径小于等于45μm的为细粒;
(2):筛分后的矿物经化浆、脱药和分散处理,细粒部分进入磁选I粗粒部分进入磁选II,其中磁选I的特征是磁场强度2.7~3.3Tesla,磁选II的特征是磁场强度5~7Tesla;由磁选I得到品位高于2.0%的铁锂云母精矿和尾矿;由磁选II得到磁选II精矿和尾矿;
(3):磁选II精矿经细磨磨矿处理达到90%以上粒径在45μm以下;
(4):细磨的磁选II精矿经弱磁除铁后与筛分后磁选、浮选尾泥的细粒部分配矿或不配矿,然后进入磁选I,得到品位高于2.0%的铁锂云母精矿和尾矿。
2.根据权利要求1所述的从铁锂云母磁选、浮选尾泥中回收铁锂云母的磁分离方法,其特征在于,所述方法一和方法二中,均使用一套超导磁选机,通过升降磁使其分别工作在一道磁选或磁选I和二道磁选或磁选II的磁场强度。
3.根据权利要求1所述的从铁锂云母磁选、浮选尾泥中回收铁锂云母的磁分离方法,其特征在于,所述方法一和方法二中,所述超导磁选机均选用网网片作为超导磁选机的分选腔内的高梯度分选介质。
4.根据权利要求3所述的从铁锂云母磁选、浮选尾泥中回收铁锂云母的磁分离方法,其特征在于,所述钢网网片为菱形钢网网片,网片上网孔为菱形,网丝截面为菱形,且锐朝向网孔所在平面。
5.根据权利要求3所述的从铁锂云母磁选、浮选尾泥中回收铁锂云母的磁分离方法,其特征在于,所述方法一和方法二中,均采用如下参数:所述超导磁选机的分选腔高梯度分选介质可用的钢网网片的规格包括2cm×4cm,3cm×6cm,4cm×8cm,5cm×10cm和7cm×12cm;
钢网网片间距为1~5mm。
6.根据权利要求5所述的从铁锂云母磁选、浮选尾泥中回收铁锂云母的磁分离方法,其特征在于,所述超导磁选机的分选腔高梯度分选介质为4cm×8cm钢网网片。
7.根据权利要求1所述的从铁锂云母磁选、浮选尾泥中回收铁锂云母的磁分离方法,其特征在于,所述方法一和方法二中,均采用如下参数:所述超导磁选机的分选腔过滤深度为
400~800mm;所述化浆处理后的矿浆浓度为18%~25%重量百分比;所述超导磁选机的进浆流速为3~6cm/s。
8.根据权利要求7所述的从铁锂云母磁选、浮选尾泥中回收铁锂云母的磁分离方法,其特征在于,所述超导磁选机的分选腔过滤深度为100cm,所述化浆处理后的矿浆浓度为
20%—22%重量百分比,所述超导磁选机的进浆流速为3—5cm/s,所述超导磁选机的口径为600cm。
9.根据权利要求1所述的从铁锂云母磁选、浮选尾泥中回收铁锂云母的磁分离方法,其特征在于,所述铁锂云母磁选、浮选尾泥的粒径为200‑500目。

说明书全文

磁选、浮选尾泥中回收铁锂云母的磁分离方法

技术领域

[0001] 本发明属于矿物分选技术领域,尤其涉及一种从铁锂云母磁选、浮选尾泥中回收铁锂云母的磁分离方法。

背景技术

[0002] 铁锂云母是一种重要的提取锂的矿物原料,我国铁锂云母矿的选别是以磁选及浮选为主,其磁选或者浮选过后产生的尾泥中的剩余铁锂云母的提取是常规磁选无法实现的(因为其磁性很弱),造成大量的锂资源流失,形成极大的经济损失和资源浪费,降低了锂资源的利用率,因此,加强对铁锂云母磁选、浮选尾泥中的铁锂云母的回收利用已成为势在必行的趋势。磁选尾泥是指磁选后的浆料经压滤后产生的尾泥,浮选尾泥为经磁选过后的浆料再经浮选后经压滤后产生的尾泥。所谓浮选是指通过改变密度的方式,让磁性物质浮起。
[0003] 到目前为止,针对铁锂云母尾泥的选别,现今仍未开发出有效的提取尾泥中铁锂云母的工艺,以解决铁锂云母尾泥中铁锂云母的回收利用。希望增加效益的同时又能保护环境。需加以突破和开发,以提升锂资源的高效利用。
[0004] 例如,近十年来,使用浮选工艺作为主流锂云母分离工艺在我国以江西宜春为代表的锂云母优势矿产资源地区累积了数千万吨的轻细尾泥,且持续以每年数十万吨的数量增加(具体可见于2014一种钽铌矿废石中锂云母的精制工艺方法_毛若明的文献中)。尾泥中含有0.5wt%左右的Li2O,仍属于矿产资源。对Li2O的回收直接影响尾泥的综合利用以及当地的自然生态和环境保护,需求十分迫切。
[0005] 磁选、浮选尾泥中的Li2O主要赋存于铁锂云母中,其化学式为K(Li,Al,Fe)3(Al,Si)4O10(F,OH)2。尾泥粒径通常在74μm以下,其中45μm以下占比超过70%,是铁锂云母的主要粒径分布范围。尾泥粒径为200‑500目,更粗的低于200目的磁性颗粒可以被弱磁提取走,所以不会作为尾泥扔掉,而更细的高于500目的磁性颗粒因为太细,已经不能筛选出了。
[0006] Li2O比磁化率极小,铁锂云母因含有Fe2O3成分而具有弱磁性,可以通过磁分离的方法间接地富集Li2O。普通电磁选矿实验表明,受磁场强度限制(≤1.2特斯拉),单一强磁选Li2O品位和回收率都不高,分选效果不理想(具体如2012提高铁锂云母精矿产品质量的试验研究_吕子虎中可见)。而继续提高磁场,常导激磁线圈的耗电功率与磁场强度成平方关系增加,分离工艺的经济性迅速变差。反之,由于耗能少、场强高、分选空间大,超导磁选成为分离铁锂云母的一种理想选择。
[0007] “2020一种基于超导磁选的锂云母精矿除杂提纯方法_黄万抚”采用高梯度超导磁选机对浮选出的锂云母精矿进行除杂提纯,通过在磁场中捕获磁性矿粒去除磁性物质。“2020一种用于锂云母选矿的过滤装置_南进喜”,所述过滤装置包含超导磁选机,亦是专针对锂云母的除杂提纯。但是,这些方法中需要处理的量太大,单利用超导进行处理来不及,处理量非常有限,实际意义很小,而且在超导过程中颗粒比重重容易沉积,影响分选的效果。

发明内容

[0008] 本发明的目的是提供一种从铁锂云母磁选、浮选尾泥中回收铁锂云母的磁分离方法。
[0009] 经过大量的磁分离选矿实验我们发现锂云母磁选、浮选尾泥无铁磁性,且矿粒磁性与粒径具有相关性,矿粒磁性分布与铁矿、铁矿是完全相反的,即粒径小的磁性矿粒反而更容易被聚磁高梯度分选介质捕获。进一步的矿物工艺学研究发现,较细粒径的磁性矿粒解离度好,铁锂云母含量高、长石含量极少,所以当磁场强度增加至3Tesla附近,绝大部分都能被聚磁高梯度分选介质吸附;而较粗粒径的磁性矿粒解离度较差,表现为铁锂云母与长石的连生体,降低了矿粒的磁性,所以只有当磁场强度大于5Tesla时才能够被聚磁高梯度分选介质吸附。
[0010] 基于上述研究结果,本发明针对锂云母磁选、浮选尾矿提出两种磁分离方法回收铁锂云母,分别称之为方法一和方法二。
[0011] 本发明是通过以下技术方案来实现的:
[0012] 从铁锂云母磁选、浮选尾泥中回收铁锂云母的磁分离方法,以其中化锂Li2O的含量≥0.3wt%的铁锂云母磁选、浮选尾泥为原料,即可单独使用磁选尾泥或单独使用浮选尾泥或两者的混合物作为原料,使用超导磁选机通过方法一或方法二进行分离,具体地:
[0013] 方法一,包括如下步骤:
[0014] (1):磁选、浮选尾泥经化浆、脱药和分散处理后进入一道磁选,其特征是磁场强度为2.7~3.3Tesla,分别得到品位高于2.0%的铁锂云母精矿和一道磁选尾矿;
[0015] (2):一道磁选尾矿进入二道磁选,其特征是磁场强度为5~7Tesla,分别得到品位低于0.1%的尾矿和二道磁选精矿;
[0016] (3):二道磁选精矿经细磨磨矿处理达到90%以上粒径在45μm以下;
[0017] (4):细磨的二道磁选精矿经弱磁除铁后与磁选、浮选尾泥配矿后或不配矿直接进入一道磁选;
[0018] 方法二,包括如下步骤:
[0019] (1):磁选、浮选尾泥经干燥粉尘化后筛分,粗粒与细粒的矿粒分开,粒径大于45μm的为粗粒,粒径小于等于45μm的为细粒;
[0020] (2):筛分后的矿物经化浆、脱药和分散处理,细粒部分进入磁选I粗粒部分进入磁选II,其中磁选I的特征是磁场强度2.7~3.3Tesla,磁选II的特征是磁场强度5~7Tesla;由磁选I得到品位高于2.0%的铁锂云母精矿和尾矿;由磁选II得到磁选II精矿和尾矿;
[0021] (3):磁选II精矿经细磨磨矿处理达到90%以上粒径在45μm以下;
[0022] (4):细磨的磁选II精矿经弱磁除铁后与筛分后磁选、浮选尾泥的细粒部分配矿或不配矿,然后进入磁选I,得到品位高于2.0%的铁锂云母精矿和尾矿。
[0023] 作为优选,所述方法一中:
[0024] A、配矿的原则是降低浆液矿物含量的波动,以保证一道磁选的分离效果。两道磁选可以分别使用两套超导磁选机。
[0025] B、为了降低设备投入成本,可选地,也可以使用一套超导磁选机,通过升降磁使其分别工作在一道磁选和二道磁选的磁场强度。
[0026] C、对于步骤(4),即使不配矿也可能达到相近的磁分离效果,即不断累积细磨后的二道磁选精矿,达到足够数量后再进入磁场强度为2.7~3.3Tesla的超导磁选机,优选为一道磁选的超导磁选机。当进料为磁选、浮选尾泥时一道磁选保持一套运行参数,当进料为细磨后的二道磁选精矿时一道磁选保持另一套运行参数,这样做的好处是,当磁选、浮选尾泥矿物含量稳定时容易获得稳定的磁分离效果。
[0027] D、弱磁除铁是指在0.5~0.8T磁场下去除磨矿过程产生的机械铁,消除这部分铁对铁锂云母精矿品位的影响。
[0028] 针对方法一的配矿原则也适用于方法二。如果为了节约设备成本而仅使用一台超导磁选机,则优选如下方法:
[0029] 不断累积细磨后的磁选II精矿,达到足够数量后再进入磁场强度为2.7~3.3Tesla的超导磁选机,优选为磁选I的超导磁选机。当进料为磁选、浮选尾泥细粒部分时磁选I保持一套运行参数,当进料为细磨后的磁选II精矿时磁选I保持另一套运行参数,这样做带来的额外好处是,当磁选、浮选尾泥矿物含量稳定时容易获得稳定的磁分离效果。
[0030] 上述的方法一和方法二均能做到高效分离铁锂云母,使得铁锂云母精矿和长石尾矿均具有资源利用价值,进而提高铁锂云母磁选、浮选尾泥的综合利用效率。方法一额外的有益效果是,降低了干燥粉尘化矿物的量,无需使用筛分设备,更加节能,选矿流程更短,建设成本和维护成本更低。两种方法相比,优选方法一。
[0031] 作为优选,所述超导磁选机为卧式超导磁选机,其分选腔中的高梯度分选介质为网。一般来讲,卧式进料的超导磁选机中的高梯度分选介质为钢毛,因为钢毛丝径细,容易捕获磁性颗粒,而不能用钢网做高梯度分选介质,因为钢网的丝径大,不易捕获磁性颗粒,易丢失磁性颗粒,使得分离效果差;而钢网通常用于立式超导中,一般用于粒径小于250目的粗颗粒的分选。
[0032] 但是,发明人发现,在大多数情况下铁锂云母尾泥颗粒比高岭土颗粒粗,介于250‑325目之间,且其比重比高岭土重,当用钢毛作为高梯度分选介质时,会因沉降作用引起钢毛堵塞;同时在铁锂云母尾泥中,因为尾泥中较细粒径的磁性矿粒解离度好,铁锂云母含量高、长石含量极少,所以当磁场强度增加至3Tesla附近,绝大部分都能被聚磁高梯度分选介质吸附;而尾泥中较粗粒径的磁性矿粒解离度较差,表现为铁锂云母与长石的连生体,这种结构反而降低了矿粒的磁性,所以只有当磁场强度大于5Tesla时才能够被聚磁高梯度分选介质吸附。故发明人发现,对于铁锂云母含量较少的尾矿,正因为其中磁性物质含量,采用钢网作为高梯度分选介质,不但刚好可以很好地吸附这些磁性物质,而且因为网片的丝径和网孔尺寸较大不容易引起堵塞,分离效果非常好,而正因为分离效果非常好,使得最终分选后的尾泥中磁性杂质含量极低,使得其可以作为生产陶瓷的高品质原料进行再次回收,即使得以前被抛弃的尾泥全部得以重新利用,彻底变废为宝,经济效益巨大。故发明人优选钢网作为超导磁选机的高梯度分选介质。
[0033] 另外,本发明公开的磁分离方法是利用超导磁选机从磁选、浮选尾泥中回收高铁锂云母,具体涉及六项磁选工艺参数,它们分别是钢网网片规格、钢网网片间距、过滤深度、磁场强度、矿浆浓度和矿浆流速。本发明优选钢网网片为菱形钢网网片,其特征为网孔为菱形,网丝截面为菱形,且锐朝向网孔所在平面。菱形钢网网片易于整体成形、结构坚固,主要利用网丝锐角吸附铁锂云母。钢网网片材质为市售430不锈钢或定制430不锈钢。矿浆流速方向和磁场方向均与钢网网片相垂直,也即与网丝锐角相垂直,矿浆不断冲刷被吸附的矿砂,形成自然的局部淘洗,有利于消除夹杂和堵塞现象。对于相同精矿品位、回收率和单位时间处理量指标,六项参数的组合并不唯一,基本规律如下:
[0034] A、钢网网片丝截面、孔截面和钢网网片间距影响一次进料铁锂云母捕获量和网孔堵塞现象;
[0035] B、所谓过滤深度即在某一矿浆流动支路上钢网网片的堆叠长度;过滤深度与磁场强度成反向变化关系,也就是说,如果磁场强度弱三项指标可以通过增加过滤深度来弥补;反之,磁场强度高则允许使用较短的过滤深度;但是过长的过滤深度会带来冲洗卸矿不干净、不彻底的问题;
[0036] C、在三项指标已经达标的情况下,保持其它参数不变,增加过滤深度可使指标中的一项或多项变好,或者保持不变;
[0037] D、在三项指标已经达标的情况下,保持其它参数不变,提高磁场强度可使指标中的一项或多项变好,或者保持不变;
[0038] E、从磁分离工艺的竞争角度总是希望尽可能提高单位时间处理量指标,因此总是尽量提高矿浆浓度和矿浆流速,所以降低矿浆浓度和矿浆流速总会使精矿品位和回收率提高,至少保持不变。
[0039] 基于上述参数与指标之间的规律,本发明优选如下参数搭配,它们均能使磁分离工艺的三项指标具有充分的市场竞争能力,这些参数搭配是:钢网网片规格按市售选型规则包括2cm×4cm,3cm×6cm,4cm×8cm,5cm×10cm和7cm×12cm;钢网网片间距1~5mm;过滤深度400~800mm;磁场强度3~7Tesla;矿浆浓度18%~25%重量百分比;所述超导磁选机的进浆流速为3~6cm/s。
[0040] 更优地,所述方法一和方法二中,所述化浆处理后的矿浆浓度为20%—22%重量百分比,所述超导磁选机的分选腔滤深为100cm,所述超导磁选机的分选腔高梯度分选介质为4cm×8cm钢网网片,所述超导磁选机的进浆流速为3—5cm/s;所述超导磁选机的口径为600cm。
[0041] 作为优选,方法一和方法而中的一道磁选和磁选I中,超导磁选机磁场强度为3T,磁场过高,吸附的有磁物质就多,反而影响氧化锂的品位,磁场过低,则吸不住低磁化率的氧化锂。
[0042] 作为优选,所述铁锂云母磁选、浮选尾泥的粒径为200‑500目。
[0043] 本发明的有益效果是:
[0044] 本发明的从铁锂云母磁选、浮选尾泥中回收铁锂云母的磁分离方法,首先对原料进行化浆、脱药和分散处理,然后使用超导磁选机对浆料进行超导磁选,得到锂云母精矿,通过突破性的使用超导磁选工艺,实现了铁锂云母尾泥中氧化锂的回收,并且指标稳定,工艺节能环保,大大的增加了效益,实现了锂资源的高效回收利用,尤其具有如下优点:
[0045] 1、通过巧妙地对不同的粒径进行区别的超导处理,对铁锂云母尾泥中的氧化锂有极佳的富集作用,富集比和回收率高;
[0046] 2、在巧妙的工艺配合下,使得对于具有弱磁性氧化锂矿也可采用超导磁选机大量有效地对铁锂云母尾泥中的氧化锂进行回收,即使使用超导磁选,也可以处理得过来,使得大量使用成为现实,实际效益高,相比以前的工艺大大提高了效益;
[0047] 3、该磁选工艺指标良好、稳定,工艺过程节能环保,并且资源回收率高,实现了对铁锂云母尾泥中氧化锂的高效回收利用,同时正因为磁性物质回收得干净,使得最终的尾泥还可以作为生产陶瓷的高品质原料进行回收而产生双重价值,不但环保,而且彻底变废为宝,经济效益巨大。附图说明
[0048] 为了易于说明,本发明由下述的具体实施例及附图作以详细描述。
[0049] 图1为本发明的磁分离方法一的选矿流程;
[0050] 图2为本发明的磁分离方法二的选矿流程。

具体实施方式

[0051] 从铁锂云母磁选、浮选尾泥中回收铁锂云母的磁分离方法,以其中氧化锂Li2O的含量≥0.3wt%的铁锂云母磁选、浮选尾泥为原料,使用超导磁选机进行分离,具体地:
[0052] 如图1所示,方法一:
[0053] (1):磁选、浮选尾泥经化浆、脱药和分散处理后进入一道磁选,其特征是磁场强度为2.7~3.3Tesla,分别得到品位高于2.0%的铁锂云母精矿和一道磁选尾矿;
[0054] (2):一道磁选尾矿进入二道磁选,其特征是磁场强度为5~7Tesla,分别得到品位低于0.1%的尾矿和二道磁选精矿;
[0055] (3):二道磁选精矿经细磨磨矿处理达到90%以上粒径在45μm以下;
[0056] (4):细磨的二道磁选精矿经弱磁除铁后与磁选、浮选尾泥配矿后或不配矿直接进入一道磁选。
[0057] 如图2所示,方法二,包括如下步骤:
[0058] (1):磁选、浮选尾泥经干燥粉尘化后筛分,粗粒与细粒的矿粒分开,粒径大于45μm的为粗粒,粒径小于等于45μm的为细粒;
[0059] (2):筛分后的矿物经化浆、脱药和分散处理,细粒部分进入磁选I粗粒部分进入磁选II,其中磁选I的特征是磁场强度2.7~3.3Tesla,磁选II的特征是磁场强度5~7Tesla;由磁选I得到品位高于2.0%的铁锂云母精矿和尾矿;由磁选II得到磁选II精矿和尾矿;
[0060] (3):磁选II精矿经细磨磨矿处理达到90%以上粒径在45μm以下;
[0061] (4):细磨的磁选II精矿经弱磁除铁后与筛分后磁选、浮选尾泥的细粒部分配矿或不配矿,然后进入磁选I,得到品位高于2.0%的铁锂云母精矿和尾矿。
[0062] 弱磁除铁是指在0.5~0.8T磁场下去除磨矿过程产生的机械铁,消除这部分铁对铁锂云母精矿品位的影响。
[0063] 所述超导磁选机为卧式超导磁选机,其分选腔中的高梯度分选介质为钢网。钢网网片为菱形钢网网片,网孔为菱形,网丝截面为菱形,且锐角朝向网孔所在平面。钢网网片材质为市售430不锈钢或定制430不锈钢。钢网网片规格按市售选型规则包括2cm×4cm,3cm×6cm,4cm×8cm,5cm×10cm和7cm×12cm;钢网网片间距1~5mm;过滤深度400~800mm;矿浆浓度18%~25%重量百分比;所述超导磁选机的进浆流速为3~6cm/s。
[0064] 所述铁锂云母磁选、浮选尾泥的粒径为200‑500目。
[0065] 具体地:
[0066] 实施例1
[0067] 采用上述的方法一,选择原料为江西宜春某铁锂云母浮选尾矿,采用超导磁选机对铁锂云母尾泥原料进行超导磁选,本实施例所用到的原料为全粒级(粒度范围在200目—‑500目)铁锂云母尾泥,其中矿物为长石,其中氧化锂的含量为0.4%—0.5%,三氧化二铁含量为0.4%—0.7%,氧化铷0.2%—0.3%。
[0068] 首先原料经化浆、脱药和分散处理后进入场强为3T的超导磁选机,其中流速控制在3cm/s,所述化浆处理后的矿浆浓度为20%重量百分比,获得选矿数据如下:
[0069]名称 产率% 氧化锂% 回收率%
原矿 100 0.47 100
精矿 11.86 2.19 49.55
尾矿 88.14 0.3  
[0070] 3T超导磁选后的尾矿进入场强为5T的超导磁选机,获得选矿数据如下:
[0071] 名称 产率% 氧化锂% 回收率%第一次超导磁选后的尾矿 100 0.3 100
精矿 17.48 1.59 77.11
尾矿 82.52 0.1  
[0072] 将5T超导磁选后的精矿磨至90%以上粒径在45μm以下,经弱磁除铁后再次进入3T超导磁选机,获得选矿数据如下:
[0073]
[0074]
[0075] 回收率计算公式:
[0076]
[0077] 矿浆经过超导磁选后,有磁部分为锂云母精矿,无磁部分为锂云母尾矿。由上可见,采用本实施例的技术方案回收尾泥中的氧化锂,经过三次超导磁选,精矿中Li2O含量大于2%,尾矿中Li2O含量降至0.1%,精矿和尾矿同时满足资源回收要求,即可以对尾泥中的氧化锂进行有效回收,得到合格的锂云母精矿。
[0078] 实施例2:
[0079] 采用上述的方法一,选择原料为江西宜春某铁锂云母浮选尾矿,采用超导磁选机对铁锂云母尾泥原料进行超导磁选,本实施例所用到的原料为全粒级(粒度范围在200目—‑500目)铁锂云母尾泥,其中矿物为长石,其中氧化锂的含量为0.3%—0.6%,三氧化二铁含量为0.6%—0.7%,氧化铷0.1%—0.3%,其具体过程:首先原料经化浆、脱药和分散处理后利用超导磁选机进行超导磁选,超导磁选一次,富集原料中的氧化锂。其中超导磁选机背景场强为3T,流速控制在3cm/s,所述化浆处理后的矿浆浓度为21%重量百分比,矿浆经过超导磁选后,有磁部分为锂云母精矿,无磁部分为锂云母尾矿,该精矿中氧化锂的品位为2.1%,该尾矿中氧化锂的品位在0.11%。由此可以得出,采用本实施例的技术方案回收尾泥中的氧化锂,可以对尾泥中的氧化锂进行有效回收,得到合格的锂云母精矿。
[0080] 因磁选方式原理近似,方法二的选矿实验数据可参照方法一。
[0081] 以上所述,仅为本发明的具体实施方式,但本发明的保护范围并不局限于此,任何不经过创造性劳动想到的变化或替换,都应涵盖在本发明的保护范围之内。因此,本发明的保护范围应该以权利要求书所限定的保护范围为准。
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