川西某低品位锂辉石矿分选试验研究.pdf

4 2 有色金属 选矿部分2 0 1 7 年第5 期 d o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s l l ．1 6 7 1 _ 9 4 9 2 ．2 0 1 7 ．0 5 ．0 1 0 J I I 西某低品位锂辉石矿分选试验研究 程仁举1 ，一，李成秀1 ，一，刘星1 ”，王昌良1 ⋯，徐莺1 ，2 1 ．中国地质科学院矿产综合利用研究所，成都6 1 0 0 4 l ； 2 ．中国地质调查局金属矿产资源综合利用技术研究中心，成都6 1 0 0 4 1 摘要川西某低品位锂矿为伟晶岩型矿石，其有用矿物主要为锂辉石，L i 2 0 品位为1 ．2 0 ％，在目前的技术和经济条件 下，该矿的开发利用具有显著的经济效益和社会效益。在磨矿细度为一7 4 m 含量7 8 ．3 ％的情况下，采用一次粗选、两次扫 选、三次精选、中矿顺序返回的浮选闭路流程，可获得L i 2 0 品位5 ．6 9 ％，回收率为8 3 ．0 6 ％的锂精矿。 关键词锂辉石；低品位；浮选；捕收剂 中图分类号T D 9 5 5 ；7 r D 9 1 3文献标志码A文章编号1 6 7 1 _ 9 4 9 2 2 0 1 7 0 5 删2 J 0 4 E x p e r i m e n t a lR e s e a r c ho nB e n e 6 c i a t i o nf o raL o w - g r a d eS p o d 啪e n eo r ei nW e s t e mS i c h u a n C 胍’Ⅳ6 ＆咖誓，U 现e 蟛i M l ”，ⅡU 施增7 ”，删．J 7 、恰现。愕抛略2 ”，x UK 昭1 2 J ．‰疵配抛矿胁比咖M 甲∞e 耽i Z 施砌n 矿胞n e m Z 胍o M 瑚，现e n 鲥配卯D 舛J ，铂i n o ； 2 ．胍e 口r c 矗C e 凡把rQ 厂且死Z ￡咖M 甲∞e 沈i Z 沅￡幻n 旷讹￡o Z 施珊m ZR 部o M r c ∞矿醌诜o ＆o Z o g i c o ZI s M n 形，醌e 愕也6 J D 舛J ，吼i 凇 A b s t r a c t T h el o w 一皋阳d el i t h i u mi nw e s t e mS i c h u a ni sak i n do fp e g m a t i t e ，i nw h i c ht } l ev a l u a b l em i n e r a li s m a i n l ys p o d u m e n e ，a n dt h eg r a d eo fL i 2O i so n l y1 ．2 0 ％．G i V e nt h ec u n I e n tt e c h n i c a la n de c o n o m i es i t u a t i o n ，t h e e x p l o i t a t i o na I l du t i l i z a t i o no fl i t h i u mh a sr e m a r k a b l ee c o n o m i ea n ds o c i a l b e n e f i t s ．U n d e rt h ec o n d i t i o no fg d n d i n g f i n e n e s s 一7 4 斗m7 8 ．3 ％，t h el i t h i u mc o n c e n t r a t eo f5 ．6 9 ％L i 2 0i so b t a i n e dw i t ht h er e c o V e r yo f8 3 ．0 6 ％t h r o u g h t h ec l o s e dc i r c u i to fo n e m u g h i n g ，t w o - s c a V e n g i n g ，t h r e e c l e a n i n ga n dm i d d l i n g sr e t u m e di no r d e r ． 1 h yw o r d s s p o d u m e n e ；l o w g m d e ；n o t a t i o n ；c o l l e c t o r 锂是一种稀缺元素，享有“工业味精”的美誉，目 前其产品广泛用于锂电池、航天、医疗、陶瓷等诸多 领域引。我国是锂资源大国，迄今已发现含锂矿物 1 5 0 多种，主要为盐湖卤水和含锂矿石。卤水资源主 要分布于青海和西藏，锂矿石资源主要分布于新疆、 四川、江西、湖南等地H 引。由于受到自然地理条件 和卤水提锂技术的制约，盐湖卤水提锂尚未实现大 规模工业化，目前，锂辉石矿石为开发利用的主要锂 资源‘6 引。 锂辉石的分选主要以浮选法为主，以其操作简 单，分选指标优异而被广泛应用于各大选矿厂。锂 表1 T a b l e1 辉石的浮选常需进行预先擦洗、脱泥，然后再进行分 选‘乳加1 。本研究采用高碱不脱泥法‘1 1 ’1 3 1 ，使用自主 开发的新型高效锂矿捕收剂E M P N 5 ，成功的实现了 川西某低品位锂辉石矿的分选。 1 试验原料与方法 1 ．1 试验样品 试验用矿石取自川西某锂矿矿区，经破碎、筛分 等制样工作，将矿石制成一3m m 粒级的试验样备 用。矿样多元素分析结果见表1 。 矿样多元素分析结果 M u l t i - e l e m e n t sa n a l y s i sr e s u l t so ft h eo r es a m p l e ／％ 基金项目中国地质调查局“川西稀有金属矿集区综合地质调查” D D 2 0 1 6 0 0 7 4 收稿日期2 0 1 7 0 3 - 2 4修回日期2 0 1 7 J D 7 _ 2 8 作者简介程仁举 1 9 8 6 ，男，安徽宿州人，硕士，工程师，主要从事复杂难选矿产的综合利用研究工作。 万方数据 2 0 1 7 年第5 期程仁举等川西某低品位锂辉石矿分选试验研究 4 3 由表1 结果可知，该矿为低贫锂多金属矿，其中 “O 品位仅为1 ．2 0 ％，含量较低。伴生有价元素主 要是铌、钽和铷，含量较低，可考虑综合回收。而 S n O 品位为0 ．0 2 5 4 ％，B e 0 品位为0 ．0 3 2 7 ％，c s ，O 品位为O ．0 1 8 ％，均未达到综合回收利用标准u 引。 有害杂质T F e 、P O ，含量低，不需要单独处理。 该矿石以伟晶岩型矿石为主，混有少量的细粒 花岗岩矿石和细粒暗色矿石，主要回收目的矿物为 锂辉石，脉石矿物主要为长石、石英、云母等。矿石 的结构有伟晶结构、花岗结构、自形结构、半自形结 构、它形粒状结构、网脉状结构、交代融蚀结构、包含 结构、碎裂结构等。矿石的构造有块状构造和斑杂 状构造。矿样的粒度筛析结果见表2 。 表2矿样粒度组成 T a b l e2T h eg r a i ns i z eo f t h eo r es a m p l e／％ 由矿样粒度筛析及分布结果可知，L i 0 品位在 各个粒级没有明显的富集。但在 2 5 0 斗m 粒级中， K 2 0 产率为7 2 ．8 7 ％，“2 0 分布率占到了7 8 ．2 9 ％； 一7 4 “m 粒级产率为1 1 ．4 2 ％，“0 分布率仅为 8 ．5 8 ％。说明矿石中L i O 在粗粒级分布率相对较 高，细粒级分布率相对较低。 1 ．2 试验药剂与设备 试验所用的N a 0 H 、N a C 0 ，、C a C l 均为分析纯， 产自成都市科龙化工试剂厂。捕收剂E M ．P N 5 为成 都综合所自主开发的新型高效锂矿捕收剂。试验用 浮选机为吉林省探矿机械厂x F D 型单槽式浮选机， 规格为3L 。磨机为武汉探矿机械厂x M Q 一观4 0 9 0 锥形球磨机。 2 试验结果与分析 2 ．1 磨矿细度试验 合理的磨矿细度是矿物实现有效分选的关键。 该矿由于铌钽含量很低，且在浮选过程中随锂辉石 一起进入粗精矿，而该矿又以回收锂辉石为主，铌钽 矿物仅作为伴生元素考虑其综合利用即可。因此磨 矿细度的选择应该以锂回收为主，在确保锂回收的 前提下，适当地选择粗的磨矿细度，降低铌钽的过 磨。 磨矿细度试验流程及条件如图1 所示，试验结 果见图2 。 g ，t ； 间单位m i n ；下同 粗精矿 尾矿 图1 磨矿细度试验流程 F i g ．1 F l o w s h e e to fg r i n d i n g 矗n e n e s st e s t 堡 d 略 图2 磨矿细度试验结果 F i g ．2 R e s u l t so f 鲥n d i n g6 n e n e s st e s t 由图2 结果可知，随着磨矿细度的增加，粗精矿 的产率和锂铌钽的回收率逐渐增加，而锂铌钽的品 位却呈递减趋势。当磨矿细度一7 4 斗m 含量为 7 8 ．3 ％时，粗精矿“0 的回收率为8 7 ．2 6 ％，继续增 加磨矿细度，粗精矿L i O 的回收率变化不大。磨矿 过细，矿浆泥化严重，将恶化浮选。因此，确定磨矿 细度一7 4 斗m 含量7 8 ．3 ％作为后续试验的磨矿细 度。 2 ．2 药剂种类及用量对浮选指标的影响试验 2 ．2 ．1N a O H 用量试验 N a O H 是锂辉石浮选常用的调整剂，除了调节矿 浆的p H 值作用外，其还可以与矿浆中的硅酸盐矿泥 生成一定量的“自生水玻璃”，这些自生水玻璃本身 万方数据 4 4 有色金属 选矿部分2 0 1 7 年第5 期 就是一种无机调整剂，可提高锂辉石的选择性u5 | 。 N a 0 H 用量试验流程见图1 ，其中磨矿细度为 一7 4 斗m 含量7 8 ．3 ％，N a 2 c 0 3 用量l0 0 0g ／t 分段 加药磨矿8 0 0g ／t 、搅拌2 0 0g ／t ，c a c l 2 用量8 0 g ／t ，捕收剂E M P N 5 用量25 0 0g ／t 。变更N a o H 用 量进行试验，试验结果见图3 。 N a 0 H 用量， g t _ 1 图3N a o H 用量试验结果 F i g ．3 R e s u l t so fN a O Hd o s a g et e s t 由图3 试验结果可知，随着N a 0 H 用量的增加， 粗精矿K O 的品位逐渐增加，L i O 回收率不断降 低。当N a O H 用量为5 0 0g ／t 时，精矿“O 品位为 4 ．3 6 ％，回收率为8 7 ．9 7 ％，指标相对较好，故选定粗 选最佳N a O H 用量为5 0 0g ／t 。 2 ．2 ．2 N a 2 C O ，用量试验 为了考察N a c O ，能否一次性加入磨机，进行了 几种不同比例的分段加药和一次性加入磨机的对比 试验。试验固定条件磨矿细度为一7 4 斗m 含量 7 8 ．3 ％，N a 0 H 用量5 0 0g ／t ，C a C l 2 用量8 0g ／t ， E M P N 5 用量25 0 0g ／t 。试验流程见图l ，试验结果 见表3 。 表3N a 2 C O ，用量试验结果 r I 铀l e3 R e s u l t s0 fN a 2 C 0 3d o s a g et e s t／％ N a 2 c 0 3 用量 产品 产室L i 2 0 u 2 0 』 g 垒整曼垡旦堕奎 通过N a c O ，分段加药试验结果对比可知，在 N a C O ，总用量不变的情况下，增加磨矿作业的 N a 2 c 0 3 用量，浮选粗精矿L i O 品位明显提高；当磨 矿作业N a c 0 3 用量比例由2 0 ％增加到8 0 ％时，粗 精矿L i 2 0 品位由3 ．8 5 ％增加到4 ．4 1 ％，回收率则略 有所降低，从9 1 ．7 l ％降至8 7 ．9 9 ％。 而采用一次性加药至磨机，可取得与加药8 0 ％ 到磨机相近的浮选指标。此时，粗精矿的“o 品位 为4 ．3 8 ％，回收率为8 7 ．3 4 ％。因此，为了缩短搅拌 时间，减少加药点，后续试验采用将N a L 2 c O ，一次性 加入到磨机进行后续实验室试验。 2 ．2 ．3 C a C l 用量试验 c a c l 是一种常用的活化剂，也常用于锂辉石矿 的浮选中。其用量试验流程见图1 ，磨矿细度一7 4 斗m 含量7 8 ．3 ％，N a 2 c 0 3 用量为l0 0 0g ／t ，N a O H 用 量5 0 0 ∥t ，E M P N 5 用量25 0 0 ∥t 。试验结果见图4 。 邃 通 略 C a C l 2 用量， g r 1 图4C a C l 用量试验结果 F i g ．4 、R e s u l t so fC a C l 2d o s a g et e s t 由图4 试验结果可知，C a C l 对铿辉石的浮选影 响比较显著，当其用量由0 增加到1 6 0 ∥t 时，粗精 矿产率由2 0 ．4 7 ％增加至3 0 ．5 2 ％，粗精矿“O 品位 由4 ．5 9 ％降至3 ．6 5 ％，“2 0 回收率由7 7 ．6 5 ％增加 到9 2 ．5 0 ％。 综合考虑粗精矿L i O 品位和回收率指标，确定 适宜的c a c l 用量为8 0g ／t ，此时，粗精矿“O 品位 为4 ．4 0 ％，回收率为8 7 ．3 l ％。 2 ．2 ．4 捕收剂E M - P N 5 用量试验 捕收剂E M - P N 5 用量试验流程见图1 ，其中磨矿 细度一7 4 斗m 含量7 8 ．3 ％，N a 2 C 0 3 用量为10 0 0 g ／t ，N a O H 用量5 0 0g ／t ，C a C l 2 用量8 0g ／t 。试验结 果见图5 。 饥凹昭“鲫叭弭砸苫如吼盯他卯挖跖H∞塔甜协鹞∞生n 乱n 龟n 禾n加∞鼹￡鲫眦鳄∞勰饥拍乃∞％拐伯 矿矿矿矿矿矿矿矿精尾精尾精尾精尾 ∞∞∞∞∞∞瑚o 2 8 5 5 8 2 “ 矿拌矿拌矿拌旷黼舸觥舸舭尉觥舸黜 万方数据 2 0 1 7 年第5 期程仁举等川西某低品位锂辉石矿分选试验研究 4 5 蔷 罐 E M P N 5 用量， k g t - 1 图5E M ．P N 5 用量试验结果 F i g ．5 R e 8 I l l t so fE M P N 5d o s a g et e s t 图5 试验结果表瞑，随着捕收剂的用量由1 ．0 k g ／t 增加到2 ．0k g ／l ，精矿Ⅱ0 品位略有降低，由 4 ．6 4 ％ 降到4 ．4 3 ％，而回收率却由7 9 ．7 0 ％增加到8 7 ．3 3 ％。 进一步增加捕收剂用量到3 ．Ok ∥t ，精矿K O 品位和 回收率均变化不大，综合考虑分选技术指标和生产成 本，确定适宜的捕收剂用量为2 。ok ∥t 。 2 ．3 精扫选条件对浮选指标的影响 精选试验结果表明，在一定范围内，增加精选 N a c O ，用量，有利于进一步擦洗锂辉石表面的杂质 污染以及抑制脉石矿物，提高精矿“O 的品位，最 终确定适宜的一段精选N a 2 C O 。用量为l0 0 0g ／t ；通 过扫选条件试验确定适宜的一段扫选条件为N a O H 用量1 0 0g ／t ，捕收剂E M P N 5 用量为l0 0 0g ／t 。 2 。4 闭路试验及指标 在系统的条件实验和开路试验基础上，进行了 实验室浮选闭路试验，闭路试验流程及条件见图6 ， 试验结果见表4 。 原矿 厘精矿 图6 闭路试验流程 F i g ．6 n o V s h e e to fc l o s e d c i r c u i tt e s t 表4闭路试验结果 T a b l e4R e s u h so fe l o s e d c i r c u i tt e s t ／％ 闭路试验结果表明对于n O 品位1 ．2 1 ％的锂 辉石原矿，在磨矿细度一7 4 斗m 占7 8 ．3 ％的条件下， 配以自主开发的高效锂辉石捕收剂E M P N 5 ，经一次 粗选、两次扫选、三次精选、中矿顺序返回的浮选闭 路流程，最终获得了L i O 品位5 ．6 9 ％，回收率为 8 3 ．0 6 ％的锂精矿。试验技术指标优异，实现了锂辉 石不脱泥的高效浮选。 下转第5 0 页 万方数据 5 0 有色金属 选矿部分2 0 1 7 年第5 期 弱磁选进行粗粒抛尾，粗粒抛尾获得的铁粗精矿再 磨至一7 4 m 占6 5 ％后进行I 段弱磁选，I 段弱磁 选获得的铁粗精矿再磨至一4 4 m 占8 0 ．4 ％进行Ⅱ 段弱磁选，Ⅱ段弱磁选获得的铁粗精矿采用四次粗 选一次精选的反浮选工艺，最终获得了T F e 品位为 6 5 ．1 3 ％，回收率为7 2 ．1 8 ％的铁精矿的较好指标。 3 本课题研发的“粗粒抛尾一阶段磨矿阶段弱 磁选一精矿反浮选”工艺流程可以为国内外类似矿 石的开发和利用提供借鉴。 参考文献 [ 1 ] 陈雯，张立刚．复杂难选铁矿石选矿技术现状及发展趋 势[ J ] ．有色金属 选矿部分 ，2 0 1 3 增刊1 1 9 _ 2 3 ． [ 2 ] 余永富，祁超英，麦笑宇，等．铁矿石选矿技术进步对铁节 能减排增效的显著影响[ J ] ．矿冶工程，2 0 1 0 4 2 7 3 2 ． [ 3 ] 郑桂兵，王立君，田神兰，等．印尼某铁矿选矿工艺研究 [ J ] ．有色金属 选矿部分 ，2 0 0 9 2 2 6 - 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