一种锂矿石回收无尾化选矿方法与流程

1.本发明涉及矿产资源综合利用技术领域，具体涉及一种锂矿石回收无尾化选矿方法。


背景技术：

2.锂矿石是国民经济发展的重要物资，自然界锂矿石资源主要分布于花岗伟晶岩型矿床中。有开发价值主要为锂辉石、锂云母、透锂长石及锂磷铝石，其中锂辉石为目前已广泛开采的锂矿石资源。伟晶岩锂铍多金属矿中除了含有锂和铍等主要金属元素之外，通常含有少量的铷(与云母伴生)、钽、铌和锡等伴生元素，实现这些伴生元素的综合回收可以提高开发价值。同时，锂铍稀有金属矿中含有大量的云母、长石、石英等脉石矿物，实现云母、长石和石英的综合回收不仅可以提高产品价值，而且可以大幅减少尾矿排放、有利于当地环保。
3.随着我国对“推进矿业绿色发展”的进一步深化，对矿山企业的节约与综合利用水平提出了更高的要求，因此，近年来大多数锂矿石山企业均不同程度的开展了锂矿石中伴生元素的综合回收利用。但由于伴生的钽铌矿物普遍具有品位较低、嵌布粒度细、矿物组分复杂等特点，分选难度大，造成选矿工艺往往较复杂，矿石中石英和长石它们均属硅酸盐矿物，可浮性十分相近，分离难度大，导致目前大多数锂矿石选厂现有的工艺仅回收了矿石中的锂矿物，矿石中共伴生的稀有金属和非金属资源没有得到有效回收，造成了资源的极大浪费。
4.综上所述，现有的锂矿石选矿工艺技术存在伴生元素回收利用率低、尾矿排放量大等诸多问题，导致该类型资源的综合利用水平较低。针对现有工艺技术存在的缺点，一种使得锂矿石中伴生有价元素回收利用率高，减少尾矿排放量，实用性强的选矿工艺技术有待研究。


技术实现要素：

5.本发明的目的是提出一种锂矿石回收无尾化选矿方法，具有工艺流程短、环境污染小、原料便宜易得、可操作性强等优点。
6.本发明的技术目的是通过以下技术方案实现的：
7.一种锂矿石回收无尾化选矿方法，包括以下步骤：
8.(1)将锂矿石原矿依次进行破碎磨矿和调浆处理，然后采用优先浮选工艺进行锂云母预富集，得到锂云母粗精矿；
9.步骤(1)中，破碎磨矿处理后原矿粒度为-200目占60％，调浆处理后矿浆的质量分数为25～35％。粒度和矿浆的质量分数可以依据矿物实际情况在上述范围内做适应性调整。
10.步骤(1)优先浮选工艺中，浮选药剂为捕收剂和活化剂；捕收剂用量为50-100g/t
·
原矿；活化剂用量为100-200g/t
·
原矿。所述捕收剂是混合胺，活化剂是钙镁离子化合
物。
11.(2)将锂云母粗精矿进行空白精选，得到浮选精矿即为锂云母精矿，浮选尾矿为长石和石英分离给矿；
12.精选中，无需添加药剂，矿浆的质量分数为15～25％，矿浆的质量分数可以在上述范围内做适应性调整。
13.(3)将优先浮选的尾矿二段磨矿调浆后进行浮选分离，分别获得锂辉石粗精矿和长石石英分离的给矿；
14.步骤(3)中，二段磨矿处理后原矿粒度为-200目占75％，调浆处理后矿浆的质量分数为30～35％。所述粒度和矿浆的质量分数可以依据矿物实际情况在上述范围内做适应性调整。
15.步骤(3)浮选分离中，磨矿处理后物料粒度为-200目占75％，调浆处理后矿浆的质量分数为30～35％。所述粒度和矿浆的质量分数可以依据矿物实际情况在上述范围内做适应性调整。浮选药剂为捕收剂、ph调整剂、分散剂和活化剂；捕收剂用量为200～300g/t
·
给矿，ph调整剂用量为500～1000g/t
·
给矿，分散剂用量为300～500g/t
·
给矿，活化剂用量为300～500g/t
·
给矿。所述捕收剂是所述捕收剂是将油酸和氢氧化钠按质量比1:0.15～0.2在70～80℃温度条件搅拌2～3小时制得；所述油酸为植物油酸、大豆油酸或红油酸；ph调整剂是氢氧化钠，分散剂是碳酸钠，活化剂是氯化钙。
16.浮选分离工艺包括一粗一扫三精流程，浮选药剂的用量和添加种类可以依据被处理矿物的实际情况在上述范围内适应性调整。
17.(4)将锂辉石粗精矿进行弱磁选除铁后进行强磁选和螺旋溜槽重选，制得锂辉石精矿和铌钽铁矿物；
18.步骤(4)中弱磁选的磁场强度为0.6～0.8t，强磁选的磁场强度为1.4～1.8t。具体磁场参数可以依据实际情况在上述范围内适应性调整。
19.(5)将长石和石英采用浮选分离，得到长石精矿和石英精矿。
20.步骤(5)浮选分离中，浮选药剂为ph调整剂和捕收剂；捕收剂用量为100～200g/t
·
给矿，ph调整剂将矿浆ph值调整到2～3。所述捕收剂为十二胺和石油磺酸钠按质量比10～30℃在温度条件搅拌0.5小时值得；ph调整剂是硫酸和氢氟酸，先加硫酸将矿浆ph值调整到3～4，再加氢氟酸将矿浆ph值调整到2～3。
21.步骤(5)中浮选分离工艺包括一粗两扫一精流程，浮选药剂的用量和添加种类可以依据被处理矿物的实际情况在上述范围内适应性调整。
22.本发明所述的锂矿石中li2o品位1.1％～1.3％，k2o品位为0.47％，na2o品位为3.92％，sio2品位67.81％～71.91％，nb2o5品位为0.0096％，ta2o5品位为0.0039％。主要适用于川西地区境内某锂辉石矿矿石，该矿石中主要矿物为长石、石英和锂辉石，次为白云母，有少量的黑云母。含锂矿物以锂辉石为主，另有微量的铁锂云母及磷锂铝石。铌钽矿物为铌钽铁矿类。
23.本发明通过步骤(1)中优先浮选，通过优先浮选工艺得到锂云母粗精矿，具有提高锂辉石入选品位和降低锂云母对锂辉石浮选的不良影响的特征，对得到高品位锂辉石精矿提供了有利条件。步骤(3)中采用脂肪酸为捕收剂，大幅度降低药剂成本及单耗。步骤(4)中采用磁选获得铌钽精矿和锂辉石精矿，提高锂辉石精矿品质，综合回收铌钽矿物。步骤(5)
中采用硫酸和氢氟酸调节ph值，采用十二胺和石油磺酸钠混合捕收剂，高效富集长石矿物，实现矿物中非金属资源的综合利用。
24.本发明的发明机理在于：
25.本发明首先对锂云母进行优先浮选，得到富集的锂云母粗精矿，降低锂云母对锂辉石浮选作业的影响。锂云母粗精矿进行空白精选得到锂云母精矿，浮选尾矿为长石和石英浮选分离的给矿。优先浮选锂云母的尾矿经过浮选得到锂辉石粗精矿，浮选尾矿为长石和石英浮选分离的给矿。锂辉石粗精矿采用弱磁除铁，强磁和重选分离得到铌钽精矿和锂辉石精矿，通过除铁和富集铌钽精矿，进一步提高了锂辉石精矿品质。长石和石英进行浮选分离，得到长石精矿和石英精矿，综合利用了矿石中的非金属资源。
26.本发明的有益效果：
27.1、通过本发明提供的选矿工艺，以伟晶岩型锂矿石为原矿，可得到合格的锂辉石精矿，本工艺采用优先浮选锂云母，锂辉石精矿品质较现有工艺有较大程度的提高；
28.2、本发明以优先浮选锂云母尾矿为锂辉石浮选原料，采用脂肪酸皂为捕收剂，药剂单耗低、药剂成本低，同时对锂辉石粗精矿采用弱磁除铁和强磁-重选富集铌钽精矿工艺，锂辉石精矿中含铁矿物大幅度降低，伴生的铌钽资源得到回收利用；
29.3、本发明采用浮选对长石、石英进行分离，有效的回收利用了矿石中的非金属资源，提高了对伟晶岩型锂矿石的综合利用水平，具有较好的社会效益、经济效益。
附图说明
30.图1为本发明工艺流程图；
31.图2为常规工艺流程图。
具体实施方式
32.下面通过实施例对本发明的技术效果进行具体描述。有必要在此指出的是以下实施例只是用于对本发明进行进一步的说明，不能理解为对本发明保护范围的限制，该领域的技术熟练人员根据上述发明内容所做出的一些非本质的改进和调整，仍属于本发明的保护范围。下述实施例中所用的试剂等，如无特殊说明，均可从商业途径得到。
33.实施例
34.本实施例选用四川金川某伟晶岩型锂矿石为原料，其中li2o品位1.25％，k2o品位为0.47％，na2o品位为3.92％，sio2品位67.81％～71.91％，nb2o5品位为0.0096％，ta2o5品位为0.0039％。一段磨矿细度为-0.074mm含量60％，浮选浓度30％。二段磨矿细度为-0.074mm含量75％，浮选浓度30％。
35.采用本发明的方法，如图1：将锂矿石原矿进行碎磨和调浆处理，然后采用优先浮选工艺进行锂云母预富集，得到的锂云母粗精矿经过空白精选得到锂云母精矿，尾矿为长石和石英分离给矿；锂云母浮选尾矿进行锂辉石浮选；锂辉石粗精矿经弱磁除铁后，采用强磁和重选得到铌钽精矿和锂辉石精矿；长石和萤石采用浮选分离，得到长石精矿和石英精矿。
36.原料经碎磨和调浆处理后，采用实验室xfd型小型浮选机，在常温条件下进行锂云母优先浮选试验，其药剂制度为：碳酸钠1500g/t，十二胺340g/t，活化剂氯化钙150g/t，捕
收剂十二胺用量400g/t；精一空白；精一尾矿为长石和石英分离给矿。
37.锂云母浮选尾矿进行锂辉石浮选试验，用实验室xfd型小型浮选机经一粗一扫二精流程，其药剂制度为：碳酸钠150g/t，氢氧化钠用量500g/t，氯化钙20g/t，捕收剂1500g/t；扫选氢氧化钠用量150g/t，氯化钙50g/t，捕收剂500g/t；精一碳酸钠650g/t；精二碳酸钠500g/t。
38.锂辉石粗精矿采用弱磁除铁，磁场强度为0.8t,采用强磁-重选选别铌钽精矿，强磁选磁场场强1.6t，获得重选精矿即为铌钽精矿，强磁和重选选尾矿即为锂辉石精矿。
39.长石和石英在常温条件下进行浮选分离，经一粗二扫一精流程，其药剂制度为：硫酸1400g/t，氢氟酸1400g/t，捕收剂150g/t；扫一氢氟酸500g/t，捕收剂100g/t；扫二捕收剂50g/t；精一硫酸1000g/t。
40.常规工艺仅获得锂辉石精矿，锂辉石精矿li2o品位5.34％，li2o回收率83.65％。
41.本发明技术可获得锂云母精矿，锂辉石精矿、铌钽精矿、长石精矿和石英精矿。其中锂辉石精矿li2o品位6.23％，li2o回收率80.71％，锂云母精矿li2o品位0.85％，li2o回收率4.57％，铌钽精矿nb2o5品位16％、ta2o5品位7.15％，长石精矿中k2o na2o含量达到11.42％，石英精矿中sio2品位98.54％。
42.对比例
43.采用常规工艺，如图2：对于锂矿石原矿，采用浮选工艺分离锂辉石和其他矿物，经过一粗一扫三精流程，得到合格锂辉石精矿。
44.原料经碎磨后，用实验室xfd型小型浮选机经一粗一扫三精流程，在常温条件下进行锂辉石浮选试验，其药剂制度为：碳酸钠1500g/t，氢氧化钠用量500g/t，氯化钙400g/t，捕收剂1500g/t；扫选氢氧化钠用量150g/t，氯化钙50g/t，捕收剂500g/t；精一碳酸钠650g/t；精二碳酸钠650g/t；精三碳酸钠100g/t。
45.通过上述试验数据可看出，通过本发明提供的选矿工艺技术，以四川金川某伟晶岩型锂矿石为原矿，可得到合格的锂辉石精矿。本工艺采用优先浮选锂云母，锂辉石精矿品质较现有工艺有较大程度的提高；以优先浮选锂云母尾矿为锂辉石浮选原料，采用脂肪酸皂为捕收剂，药剂单耗低、药剂成本低，同时对锂辉石粗精矿采用弱磁除铁和强磁-重选富集铌钽精矿工艺，锂辉石精矿中含铁矿物大幅度降低，伴生的铌钽资源得到回收利用；采用浮选选对长石、石英进行分离，有效的回收利用了矿石中的非金属资源，提高了对伟晶岩型锂矿石的综合利用水平，具有较好的社会效益、经济效益。
46.以上实施例仅为本发明的优选实施例而已，仅用于说明本发明的技术方案而非限制，本领域技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明的宗旨和范围，其均应涵盖在本发明的保护范围当中。