阅读说明：本技术 一种锂辉石分粒级双重介-浮选选矿方法 (Spodumene grading-grade dual medium-flotation beneficiation method ) 是由 李涤非 刘全军 于 2019-09-23 设计创作，主要内容包括：本发明公开一种锂辉石分粒级双重介-浮选选矿方法,属于矿物加工技术领域。本发明采用两段破碎流程,经筛分(或分级)处理,通过高密度重介选、低密度重介选,分别得到粗粒级锂辉石精矿产品和细粒级锂辉石精矿产品；旋流器溢流产品浓缩后磨矿,并经旋流器脱泥,沉砂进入浮选作业,得到微细粒级锂辉石精矿产品。本发明具有适应性强、生产成本低、可获得不同粒度下精矿产品、降低破碎磨矿能耗及药剂用量的优点。(The invention discloses a spodumene particle fraction dual medium-flotation beneficiation method, and belongs to the technical field of mineral processing. The invention adopts two-section crushing flow, and the rough-fraction spodumene concentrate product and the fine-fraction spodumene concentrate product are respectively obtained through screening (or grading) treatment and high-density heavy-medium separation and low-density heavy-medium separation; concentrating the overflow product of the cyclone, grinding, desliming by the cyclone, and performing floatation operation on settled sand to obtain a fine-particle-grade spodumene concentrate product. The invention has the advantages of strong adaptability, low production cost, capability of obtaining concentrate products under different granularities, and reduction of energy consumption for crushing and grinding ores and medicament dosage.)

一种锂辉石分粒级双重介-浮选选矿方法

技术领域

本发明涉及一种锂辉石分粒级双重介-浮选选矿方法，属于矿物加工技术领域。

背景技术

我国锂辉石矿产资源丰富，但其利用率却很低。锂辉石矿石结构和组成复杂，矿物嵌布粒度不均，脉石矿物种类繁多，泥化严重。原矿中常含有较多易选粗粒级，但经磨矿后受矿泥干扰，使得矿浆组成复杂，药剂选择性降低，导致锂辉石浮选回收极为困难，难以获得较高品位和回收率的精矿产品。

工业中常用的锂辉石选矿方法有浮选法和重介质选矿法，并配合其他选矿手段，分离矿石中其他有价组分。浮选法是锂辉石最重要的选别方法，特别是对以细粒浸染状存在的锂辉石，但锂辉石矿石性质复杂，浮选法易受矿石性质、磨矿细度、搅拌作业、调整剂配比及水质软硬等因素的影响，此外，由试验发现，锂辉石嵌布粒度一般不均匀，部分矿石在破碎后经手选即可得到合格的粗粒锂辉石精矿，但一般单一浮选却未及时将此部分易选部分及时选出，不仅增加了破碎、磨矿给矿量，而且此部分易选矿石经磨细后，受矿浆中可溶性盐及矿泥的影响，难以高效富集。重介质选别锂辉石是近几年备受关注的一种选矿方法，其具有投资少、成本低、所得精矿品位高、易于后续锂盐的提取和加工等特点，然而，单一重介质选矿只适合品位较高、矿石组成简单的锂辉石矿，对细粒嵌布的矿石，其回收率难以得到保证。

CN102909136A公开了一种锂辉石矿的选矿方法，采用矿泥浮选、锂辉石快粗选、锂辉石快精选、锂辉石慢粗选、锂辉石慢精选等步骤组成，获得了较好的精矿指标。但此方法采用反浮选（矿泥粗选）预先选出矿泥，而反浮选一般用于精矿产品的精选阶段，由于原矿量较大，此处采用反浮选难以实施，药剂消耗及选矿成本非常高，且此方法对慢粗选精矿进行再磨处理，进一步增加了选矿成本及磨矿能耗。

CN103977905A公开了一种锂辉石矿的选矿方法，该方法由磨矿、两次粗选、一次扫选和两次精选等步骤组成，具有工艺流程简单、药剂选择性好、捕收能力强、药剂用量低等特点，可获得精矿品位6%以上、回收率85%以上的锂精矿。此方法采用易浮矿物优先浮选，然后再进行常规选别，但原矿中部分易浮矿物并未得到及时选别，而是经磨矿后预先浮选，此时易浮矿物被磨细，易受矿浆中可溶性盐及矿泥的影响，未突破单一浮选的瓶颈。

CN101147888公开了一种锂辉石矿重介质-强磁选矿工艺方法，采用原矿破碎后洗矿，洗去-0.5mm部分矿泥，然后对洗矿后锂辉石进行重介质选矿，轻矿物经脱介筛脱介后成为尾矿，重产物成为锂辉石精矿产品。此工艺方法具有简单合理、成本低等优点，然而此方法中强磁选只为分离其他弱磁性矿物，对锂辉石无任何作用，且其难以回收细粒嵌布的锂辉石矿物，因此该方法只对品位较高、嵌布特征简单、较易选的锂辉石有一定效果，适用性不强。

发明内容

本发明的目的在于针对现有的锂辉石选矿中精矿品位低、选别成本高、粗粒级矿物得不到预先分选、单一选矿适应性差等问题，提供一种锂辉石分粒级双重介-浮选选矿方法，该方法采用原矿破碎后分粒级双重介质，进行粗粒和细粒锂辉石的预先分选，分别得到粗粒和微细粒锂辉石精矿产品；重介质选矿轻质尾矿经磨矿后脱泥，沉砂进行微细粒锂辉石的浮选，得到微细粒锂辉石精矿产品。

本发明所述锂辉石分粒级双重介-浮选选矿方法，具体包括以下步骤：

（1）将原矿进行粗碎至15mm，并通过筛分脱去其中-6mm或-8mm粒级。

（2）洗矿后的锂辉石矿石进入高密度重介质旋流器进行选别，得到粗粒级轻质产品和重产品，重产品经脱介筛脱介后得到粗粒级锂辉石精矿Ⅰ。

（3）将步骤（2）中轻质产品经脱介筛脱介后自然干燥，并与步骤（1）筛下产品合并进行细碎至4mm，经旋流器分级后脱去-1mm粒级。

（4）步骤（3）中旋流器沉砂进入低密度重介质旋流器进行选别，得到细粒级轻质产品和重产品，经脱介筛脱介后得到细粒级锂辉石精矿Ⅱ。

（5）将步骤（3）中旋流器溢流产品浓缩，并与步骤（4）中细粒级轻质产品合并，进行磨矿至-0.074mm占70%~85%。

（6）采用水力旋流器对步骤（5）中磨矿产品进行脱泥，脱掉其中-0.019mm或-0.01mm极细粒级。

（7）步骤（6）中旋流器沉砂进行微细粒级锂辉石浮选，依次加入调整剂、活化剂、捕收剂，经多次精选和扫选后得到微细粒级锂辉石精矿Ⅲ。

优选的，本发明步骤（2）中高密度重介质为硅铁，所用重介质密度为3.0~3.1kg/L。

优选的，本发明步骤（4）中低密度重介质为硅铁，所用重介质密度为2.8~2.9kg/L。

优选的，本发明步骤（7）中调整剂为碳酸钠、氢氧化钠，用量分别为500~1500g/t和400~1000g/t。

优选的，本发明步骤（7）中活化剂为氯化钙，用量为50~300g/t。

优选的，本发明步骤（7）中捕收剂为油酸、油酸钠、氧化石皂蜡（731）中的一种或两种组合，用量为50~200g/t。

本发明的有益效果为：

（1）采用分粒级双重介对原矿粗碎及细碎后锂辉石选别，可将其中嵌布粒度粗的产品预先富集，并经脱介筛得到粗粒级锂辉石精矿Ⅰ和细粒级锂辉石精矿Ⅱ，使锂辉石在不同粒度下的得以富集，并获得较好的选别指标。

（2）采用粗碎后预先筛分及细碎后分级，有效解决了细粒级矿物在不同密度重介质中难以分选的难题，并降低了细粒级矿物在重介质悬浮液中难以脱除的弊端，避免了细粒级矿物对重介质悬浮液介质密度的影响。

（3）粗碎和细碎后分别将粗粒级矿物进行重介选，减少了破碎及后续磨矿的给矿量，大大降低了碎、磨能耗，且轻质矿物较性脆易破碎，进而降低了破碎机衬板等部件的磨损。

（4）采用分粒级双段重介选处理锂辉石，可使嵌布粒度粗的矿物得以尽快选别，进而避免了此部分矿物在磨细后受可溶性盐及矿泥的影响，而难以得到有效分选。

（5）预先选出粗粒级锂辉石精矿Ⅰ和细粒级锂辉石精矿Ⅱ，避免了使用化学试剂分选所带来的污染，为后续锂盐的提取和加工创造了较好的条件。

（6）在保证回收率的情况下，对磨矿后产品预先脱泥，因重介选后原矿品位降低，此时脱泥对有价元素的损失较小，却可脱除大量极细粒级脉石矿物，继进而避免了此部分矿物对后续浮选的影响。

（7）对磨矿后产品进行常规浮选，以保证原矿中极细粒级锂辉石的回收，对微细粒锂辉石也有较强的适应性。

附图说明

图1为本发明的工艺流程示意图。

具体实施方式

下面结合具体实施方式对本发明做进一步详细说明，但本发明的保护范围并不限于所述内容。

实施例1

本实施例以四川某锂辉石矿为研究对象，具体试验包括以下步骤：

（1）将原矿进行粗碎至15mm，并通过筛分脱去其中-8mm粒级。

（2）洗矿后的锂辉石矿石进入密度为3.0kg/L的高密度重介质（硅铁）旋流器进行选别，得到粗粒级轻质产品和重产品，重产品经脱介筛脱介后得到粗粒级锂辉石精矿Ⅰ。

（3）将步骤（2）中轻质产品经脱介筛脱介后自然干燥，并与步骤（1）筛下产品合并进行细碎至4mm，经旋流器分级后脱去-1mm粒级。

（4）步骤（3）中旋流器沉砂进入密度为2.8kg/L的低密度重介质（硅铁）旋流器进行选别，得到细粒级轻质产品和重产品，重产品经脱介筛脱介后得到细粒级锂辉石精矿Ⅱ。

（5）将步骤（3）中旋流器溢流产品浓缩，并与步骤（4）中细粒级轻质产品合并，进行磨矿至-0.074mm占85%。

（6）采用水力旋流器对步骤（5）中磨矿产品进行脱泥，脱掉其中-0.019mm极细粒级。

（7）步骤（6）中旋流器沉砂进行微细粒级锂辉石浮选，依次加入调整剂碳酸钠1500g/t、氢氧化钠800g/t，活化剂氯化钙150g/t，捕收剂油酸100g/t、731 50g/t，经一粗两精两扫后得到微细粒级锂辉石精矿Ⅲ。

最终获得Li₂O品位5.80%、回收率为32.77%的粗粒级锂辉石精矿Ⅰ，Li₂O品位6.46%、回收率为30.84%的细粒级锂辉石精矿Ⅱ和品位为5.62%、回收率为23.31%的微细粒级锂辉石精矿Ⅲ，精矿产品总回收率达到86.92%。

实施例2

本实施例所用矿石和实施例1相同，具体试验包括以下步骤：

（1）将原矿进行粗碎至15mm，并通过筛分脱去其中-6mm粒级。

（2）洗矿后的锂辉石矿石进入密度为3.1kg/L的高密度重介质（硅铁）旋流器进行选别，得到粗粒级轻质产品和重产品，重产品经脱介筛脱介后得到粗粒级锂辉石精矿Ⅰ。

（3）将步骤（2）中轻质产品经脱介筛脱介后自然干燥，并与步骤（1）筛下产品合并进行细碎至4mm，经旋流器分级后脱去-1mm粒级。

（4）步骤（3）中旋流器沉砂进入密度为2.9kg/L的低密度重介质（硅铁）旋流器进行选别，得到细粒级轻质产品和重产品，重产品经脱介筛脱介后得到细粒级锂辉石精矿Ⅱ。

（5）将步骤（3）中旋流器溢流产品浓缩，并与步骤（4）中细粒级轻质产品合并，进行磨矿至-0.074mm占81%。

（6）采用水力旋流器对步骤（5）中磨矿产品进行脱泥，脱掉其中-0.019mm极细粒级。

（7）步骤（6）中旋流器沉砂进行微细粒级锂辉石浮选，依次加入调整剂碳酸钠1000g/t、氢氧化钠400g/t，活化剂氯化钙300g/t，捕收剂油酸钠200g/t，经一粗两精两扫后得到微细粒级锂辉石精矿Ⅲ。

最终获得Li₂O品位5.27%、回收率为38.92%的粗粒级锂辉石精矿Ⅰ，Li₂O品位6.79%、回收率为22.84%的细粒级锂辉石精矿Ⅱ和品位为5.40%、回收率为25.83%的微细粒级锂辉石精矿Ⅲ，精矿产品总回收率达到87.59%。

实施例3

本实施例以江西某锂辉石为研究对象，具体试验包括以下步骤：

（1）将原矿进行粗碎至15mm，并通过筛分脱去其中-8 mm粒级。

（2）洗矿后的锂辉石矿石进入密度为3.1kg/L的高密度重介质（硅铁）旋流器进行选别，得到粗粒级轻质产品和重产品，重产品经脱介筛脱介后得到粗粒级锂辉石精矿Ⅰ。

（3）将步骤（2）中轻质产品经脱介筛脱介后自然干燥，并与步骤1）筛下产品合并进行细碎至4mm，经旋流器分级后脱去-1mm粒级。

（4）步骤（3）中旋流器沉砂进入密度为2.9kg/L的低密度重介质（硅铁）旋流器进行选别，得到细粒级轻质产品和重产品，重产品经脱介筛脱介后得到细粒级锂辉石精矿Ⅱ。

（5）将步骤（3）中旋流器溢流产品浓缩，并与步骤4）中细粒级轻质产品合并，进行磨矿至-0.074mm占75%。

（6）采用水力旋流器对步骤（5）中磨矿产品进行脱泥，脱掉其中-0.01mm极细粒级。

（7）步骤（6）中旋流器沉砂进行微细粒级锂辉石浮选，依次加入调整剂碳酸钠500g/t、氢氧化钠1000g/t，活化剂氯化钙50g/t，捕收剂油酸100g/t、731 100g/t，经一粗两精三扫后得到微细粒级锂辉石精矿Ⅲ。

最终获得Li₂O品位6.04%、回收率为28.25%的粗粒级锂辉石精矿Ⅰ，Li₂O品位5.79%、回收率为32.40%的细粒级锂辉石精矿Ⅱ和品位为5.89%、回收率为26.00%的微细粒级锂辉石精矿Ⅲ，精矿产品总回收率达到86.65%。

最终获得回收率LI2O品位回收率均较高的产品，采用惠水率

采用水力旋流器沉砂就行微细粒锂辉石，以此加入调整剂调整及调整剂调整剂碳酸钠氢氧化钠活化剂氯化钙捕收剂油酸钠731，经粗两精三扫后得到微细粒级锂辉石精矿III。