一种锂矿石回收无尾化选矿方法技术

本发明专利技术提供一种锂矿石回收无尾化选矿方法；包括以下步骤：将锂矿石原矿依次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，得到锂云母粗精矿；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；将优先浮选的尾矿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；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；将长石和石英采用浮选分离，得到长石精矿和石英精矿。本发明专利技术通过优先浮选锂云母，锂辉石粗精矿除铁并选别富集铌钽矿物，石英长石分离，大幅度提高锂矿石的综合利用率。的综合利用率。的综合利用率。

【技术实现步骤摘要】
一种锂矿石回收无尾化选矿方法


[0001]本专利技术涉及矿产资源综合利用
，具体涉及一种锂矿石回收无尾化选矿方法。

技术介绍

[0002]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。
[0003]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。
[0004]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。

技术实现思路

[0005]本专利技术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。
[0006]本专利技术的技术目的是通过以下技术方案实现的：
[0007]一种锂矿石回收无尾化选矿方法，包括以下步骤：
[0008](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；
[0009]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。
[0010]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。
[0011](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；
[0012]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。
[0013](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；
[0014]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。
[0015]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。
[0016]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。
[0017](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；
[0018]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。
[0019](5)将长石和石英采用浮选分离，得到长石精矿和石英精矿。
[0020]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。
[0021]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。
[0022]本专利技术所述的锂矿石中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。
[0023]本专利技术通过步骤(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。
[0024]本专利技术的专利技术机理在于：
[0025]本专利技术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。
[0026]本专利技术的有益效果：
[0027]1、通过本专利技术本文档来自技高网...

【技术保护点】

【技术特征摘要】
1.一种锂矿石回收无尾化选矿方法，其特征在于：包括以下步骤：(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；(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；(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；(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；(5)将长石和石英采用浮选分离，得到长石精矿和石英精矿。2.根据权利要求1所述的一种锂矿石回收无尾化选矿方法，其特征在于，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％。3.根据权利要求1所述的一种锂矿石回收无尾化选矿方法，其特征在于，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
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原矿；活化剂用量为100
‑
200g/t
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原矿。4.根据权利要求3所述的一种锂矿石回收无尾化选矿方法，其特征在于，所述捕收剂是混合胺，活化剂是钙镁离子化合物。5.根据权利要求1所述的一种锂矿石回收无尾化选矿方法，其特征在于，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％。6.根据...

【专利技术属性】
技术研发人员：郑硌，蒋建文，马志平，张裕书，张贵，赵庆红，赵礼俊，熊文良，周政，蒋鹏，
申请(专利权)人：四川德鑫矿业资源有限公司中国地质科学院矿产综合利用研究所，
类型：发明
国别省市：