提高锂云母精矿品位及回收率的浮选工艺研究

秦伍 李同其 王念峰 黄珍媛 张翼

摘 要：针对江西某锂云母细原矿、粗原矿进行选矿工艺实验研究，选用十二胺作为捕收剂，硫酸作为pH调整剂，在保证锂品位的情况下，尽量提高回收率。在粗粒级矿石与细粒级矿石的比例为4：1左右的情况下，原矿品位稳定在0.6 ～ 0.8%，再磨矿细度-200目的含量为50 ～ 55%，脱泥在3 ～ 5%的情况下，经过两次粗选一次扫选，三次精选，中矿逐级返回上一级最终与原矿合并返回磨机，获得锂云母精矿矿产率13 ～ 17%，锂云母精矿的品位3.77%左右，精矿理论回收率76 ～ 86%左右。

关健词：锂云母；浮选；氧化锂品位；回收率

1 前言

锂云母属于典型的层状硅酸盐矿物，基本结构是由呈八面体配位的阳离子夹在两个[（Si，Al）O4]四面体网层之间组成的。其中一些Al3+类质同象替换氧四面体中的Si4+，因此夹心面带一个受单位层间阳离子补偿的电荷。层间依靠十二配位的碱金属离子互相联系，键能较弱且离子具有活性。因此矿物解离后，在水溶液中表面带有不依赖于pH值的较高的负电荷，使其在低pH值时也可使阳离子捕收剂覆盖在负电荷区而使矿物疏水[1，2]。

外力作用下主要沿层面断裂，解离面上暴露出K+和硅氧四面体阴离子。锂云母解离面与端面的面积比很大，致使表面多价阳离子对阴离子的相对密度较低，另外暴露在表面的K+极易溶解，与水溶液中的H+交换，矿物表面具有较强的键合羟基的能力，因此锂云母表面带有较为恒定的负电荷（零电点低），在阴离子油酸钠浮选体系的整体pH值范围内几乎不浮，在阳离子十二胺浮选体系较宽的pH值范围内（pH=2 ～ 11）均具有较好的可浮性[3-5]。

目前，锂云母浮选得到的精矿品位和回收率普遍不理想。锂云母精矿品位和回收率指标偏低主要有两方面的原因，一方面是由于原矿中Li2O的品位降低，可有效回收的锂品位偏低；另一方面是由于磨矿和浮选工艺流程无法兼顾锂品位和回收率两个指标。宜春钽铌矿的锂云母选矿采用的是以椰油胺为捕收剂以及一粗一扫的简单工艺流程，所得锂云母精矿品位为3.5%左右，回收率为40%左右，浮选指标不理想[6，7]。另外，使用油酸及其皂类盐等常用氧化捕收剂不能使纯净的锂云母上浮[2]，必须先使用HF或盐类等活化剂活化矿物表面。研究表明，单一使用胺类捕收剂浮选锂云母选择性太差，导致锂云母精矿品位太低，产品难达标[8，9]。某锂云母矿石在酸性条件下（硫酸调浆pH<3），采用十二胺浮选，锂云母粗精矿品位低、回收率高，对矿泥比较敏感，后期精选精矿品位难以提高，且酸性较强，腐蚀设备严重；碱性条件下，采用十二胺浮选，泡沫上浮量大，锂云母精矿Li2O品位不到2%，回收率仅60%左右，分选指标较差[10]。

岳紫龙等通过加入絮凝剂，只是经过一次粗选，精矿品位为2.26%，回收率为69.62%，指标不理想[7]。李利娟等针对某钽铌重选尾矿，利用简单且常见的阴阳离子混合药剂（731与十二胺）混合，经过“一粗二精二扫”的闭路试验流程，得到Li2O品位为4.4%，回收率为64.17%的锂云母精矿[11]。然而，在浮选锂云母的过程中添加了大量的pH值调整剂和抑制剂，增加了浮选操作难度，同时也增加了选矿成本。

何桂春等研究出一种组合捕收剂LZ-00，通过将其于椰油胺组合使用，在组合比为2：1，经过“一粗一精一扫”的试验流程，在不添加别的抑制剂与调整剂的条件下，就能得到Li2O品位为4.12%，回收率为70.37%的锂云母精矿[9]。

劉书杰等针对阳离子捕收剂在配制过程中加入大量的酸，导致工业生产中设备腐蚀严重，操作环境恶化等问题，探讨在中性条件浮选锂云母，经过“一粗一精一扫”的简单工艺流程，得到回收率接近70%，Li2O品位为4.01%的锂云母精矿[12]。

陈小爱[8]与黄万抚[13]等针对宜春钽铌矿锂云母精矿品位偏低的问题，运用新型捕收剂HT作为锂云母的捕收剂，将其和椰油胺组成组合药剂，都得到了含Li2O为4.5%以上的锂云母精矿，但回收率有所不同，前者的回收率为53.23%，后者实验室中达到65.25%，工业试验也达到了60%以上。

艾光华等人[14，15]采用新型捕收剂HZ-00与十二胺组合药剂浮选某钽铌尾矿中的锂云母，采用“一粗两精一扫”浮选流程，得到锂云母精矿Li2O品位4.21%，回收率63.6%的实验室指标，但该工艺需添加大量水玻璃，使后续产品的过滤作业难以顺利进行。

广州有色金属研究院针对某矿锂云母浮选过程酸性腐蚀强、工作环境差的问题，在碱性介质中采用铵类捕收剂浮选该矿锂云母，采用“一粗二精二扫”的浮选流程，获得的锂云母精矿品位Li2O为3.1%，回收率为89.51%[16]。

本文介绍了一种全新的锂云母浮选试验工艺流程，采用硫酸作为pH值调整剂，采用十二胺作为单一捕收剂，对江西某锂云母原矿进行浮选，在保证锂品位的前提下，尽可能提高回收率。

2 实验部分

2.1 实验装置、仪器与试剂

实验装置与仪器：单槽浮选机（XFDⅣ 3.0 L，吉林省探矿机械厂）、单槽浮选机（XFDⅣ 1.5 L，吉林省探矿机厂）、DHG系列电热鼓风干燥箱（DHG-9073BS，上海新苗医疗器械制造有限公司）、快速研磨机（YJKS，佛山市业津机电设备有限公司）、5110型ICP-OES（Agilent Technologies Inc.，美国）、水循环真空泵（SHB-DⅢ，巩义市予华仪器有限责任公司）、电子天平（ME204，Mettler Toledo，瑞士）。

试剂：浓硫酸（98%，分析纯，西陇科学股份有限公司）、锂云母原矿（宜春钽铌矿）、十二烷基伯胺（XGPA-L，无棣欣广化学有限公司）

2.2 矿石性质

如图1和2所示，实验的样品有两种，一种是粗粒级样品，粒度分布：粗粒级40目以上的含量为1.2%，40 ～ 100目的含量为56.90%，100 ～ 200目的含量为32.15%，200目以下的含量为9.75%。细粒级：大于350目的含量为8%，200 ～ 350目的含量为39%，150 ～ 200目的含量为22%，100 ～ 150目的含量为13%，40 ～ 100目的含量为18%。粗粒级样品品位0.6 ～ 0.8%之间，细粒级样品的品位在0.7 ～ 0.9%之间。用于浮选的原矿成分与堆积密度如表1和表2所示。

细粒级样品通过磨矿后大于200目的比例为50 ～ 55%，选矿后锂的品位比较好控制。因为细粒级样品在整个矿山中所占的比例较小，约20%左右，所以按粗粒级矿石：细粒级矿石=4：1的比例进入磨机。

3 结果与讨论

此开路流程主要是为了验证中矿再磨对Li2O回收率的影响。由图3、表3的试验结果可知，Li2O的精矿产率为15.3%，Li2O的精矿品位含量为3.77%，Li2O的精矿回收率为80%。通过中矿再磨后进行两精选证明了精矿的回收率可以控制在比较高的水平。

此开路流程主要是为了验证Li2O的尾矿品位的可控性。由图4、表4开路试验结果可知，Li2O的精矿产率为24.6%，Li2O的精矿品位含量为2.828%，Li2O的精矿回收率为91%，Li2O的尾矿品位含量为0.09%。通过三次粗选证明了尾矿的品位可以控制在较低水平。

此开路流程主要为了验证精矿品位的可控性。由图5、表5小型开路试验三结果可知，Li2O的精矿产率为10.64%，Li2O的精矿品位含量为4.89%，Li2O的回收率为66%。通过三次粗选后的粗精矿再进行两次精选调低精矿产率的方法，可以显著提高精矿的品位，本流程的精矿品位接近5%。

此闭路流程主要是为了验证Li2O的各项精矿指标的稳定性和可控性。由图6、表6小型闭路试验结果可知，Li2O的精矿产率为18.5%，Li2O的精矿品位含量为3.57%，Li2O的精矿回收率为86%。三次粗选有利于降低尾矿的品位，中矿再磨有利于提高精矿的回收率，三次精选有利于提高精矿的品位。三者结合有利于保证精矿各项指标的稳定性和可控性。

通过对上述小型开路流程及小型闭路流程试验数据的整理及综合分析得出：采用图7所示经过两次粗选一次扫选，三次精选，中矿并入原矿返回磨机的优化浮选工艺流程，可保证锂云母精矿的各项指标的稳定性和可控性，通过此工艺流程，Li2O的精矿品位含量为3.5 ～ 3.8%，Li2O的产率为13 ～ 17%，Li2O的回收率为76 ～ 86%。

4 结论

在粗粒级矿石与细粒级矿石的比例为4：1左右的情况下，原矿品位稳定在0.6 ～ 0.8%，再磨矿细度大于200目的含量为50 ～ 53%，脱泥在3 ～ 5%的情况下，经过两次粗选一次扫选，三次精选，中矿逐级返回上一级最终与原矿合并返回磨机，获得锂云母精矿矿产率13 ～ 17%，锂云母精矿的品位3.77%左右，精矿理论回收率76 ～ 86%左右。

参考文献

[1] 武汉地质学院矿物教研室. 结晶学及矿物学[M]. 北京：地质出版社，1979.

[2] 孙传尧，印万忠. 硅酸盐矿物浮选原理[M]. 北京：科学出版社，2001.

[3] 孙传尧，印万忠. 关于硅酸盐矿物的可浮性与其晶体结构及表面性质关系的研究[J]. 矿冶，1998，7（3）：22-28， 37.

[4] 贾木欣，孙传尧. 几种硅盐矿物零电点、可浮性及键价分析[J]. 有色金属（选矿部分）， 2001（6）： 1-9.

[5] 吕子虎，赵登魁，沙惠雨等. 阴阳离子组合捕收剂浮选锂云母的试验研究[J]. 矿产保护与利用，2017（2）： 81-84.

[6] Liu Y L and Liu J. the flotation process of lepidolite in Jiangxi Province in China [J]. Advanced Materials Research， 2014（1033-1034）： 1309-1312.

[7] 岳紫龙，李宏建，周亚飞. 江西某钽铌矿浮选药剂调整研究[J]. 中国矿山工程， 2006， 36（5）： 7-9.

[8] 陈小爱. 提高锂云母精矿品位及回收率的试验探讨[J]. 江西有色金属，2007，21（1）： 18-19.

[9] 何桂春，冯金妮，毛美心等. 组合捕收剂在锂云母浮选中的应用研究[J]. 非金属矿，2013，36（4）： 29-31.

[10] Vieceli N，Durao FO， Guimaraes C， et al. Grade-recovery modelling and optimization of the froth flotation process of a lepidolite ore[J]. International Journal of Mineral Processing， 2016（157）： 184-194.

[11] 李利娟，张凡. 某钽铌重选尾矿中的锂云母浮选试验研究[J]. 矿业研究与开发， 2013， 33（2）： 57-59， 109.

[12] 刘书杰，王中明，陈定洲，等. 某钽铌尾矿锂云母、长石分离试验研究[J]. 有色金属（选矿部分）， 2013（S1）： 177-179.

[13] 黄万抚，肖芫华，李新冬，等. HT选锂剂提高锂云母精矿品位及回收率研究[J]. 有色金属（选矿部分），2012（4）： 76-78.

[14] 艾光華，严华山，吴艺鹏，等. 综合回收某含钽铌锂云母矿的选矿试验研究[J]. 非金属矿， 2014， 37（4）： 4-6.

[15] 苏建芳，王中明，刘书杰，等. BK414在宜春钽铌矿浮选锂云母的工业试验[J]. 中国矿业，2016，25（7）： 114-117.

[16] 广州有色金属研究院. 江西省宜丰县狮子岭矿区含锂长石矿高效综合利用项目选矿试验报告[R]. 2013.