提高鋰云母精礦品位及回收率的浮選工藝研究

秦伍 李同其 王念峰 黃珍媛 張翼

摘 要：針對江西某鋰云母細原礦、粗原礦進行選礦工藝實驗研究，選用十二胺作為捕收劑，硫酸作為pH調整劑，在保證鋰品位的情況下，盡量提高回收率。在粗粒級礦石與細粒級礦石的比例為4：1左右的情況下，原礦品位穩定在0.6 ～ 0.8%，再磨礦細度-200目的含量為50 ～ 55%，脫泥在3 ～ 5%的情況下，經過兩次粗選一次掃選，三次精選，中礦逐級返回上一級最終與原礦合并返回磨機，獲得鋰云母精礦礦產率13 ～ 17%，鋰云母精礦的品位3.77%左右，精礦理論回收率76 ～ 86%左右。

關健詞：鋰云母；浮選；氧化鋰品位；回收率

1 前言

鋰云母屬于典型的層狀硅酸鹽礦物，基本結構是由呈八面體配位的陽離子夾在兩個[（Si，Al）O4]四面體網層之間組成的。其中一些Al3+類質同象替換氧四面體中的Si4+，因此夾心面帶一個受單位層間陽離子補償的電荷。層間依靠十二配位的堿金屬離子互相聯系，鍵能較弱且離子具有活性。因此礦物解離后，在水溶液中表面帶有不依賴于pH值的較高的負電荷，使其在低pH值時也可使陽離子捕收劑覆蓋在負電荷區而使礦物疏水[1，2]。

外力作用下主要沿層面斷裂，解離面上暴露出K+和硅氧四面體陰離子。鋰云母解離面與端面的面積比很大，致使表面多價陽離子對陰離子的相對密度較低，另外暴露在表面的K+極易溶解，與水溶液中的H+交換，礦物表面具有較強的鍵合羥基的能力，因此鋰云母表面帶有較為恒定的負電荷（零電點低），在陰離子油酸鈉浮選體系的整體pH值范圍內幾乎不浮，在陽離子十二胺浮選體系較寬的pH值范圍內（pH=2 ～ 11）均具有較好的可浮性[3-5]。

目前，鋰云母浮選得到的精礦品位和回收率普遍不理想。鋰云母精礦品位和回收率指標偏低主要有兩方面的原因，一方面是由于原礦中Li2O的品位降低，可有效回收的鋰品位偏低；另一方面是由于磨礦和浮選工藝流程無法兼顧鋰品位和回收率兩個指標。宜春鉭鈮礦的鋰云母選礦采用的是以椰油胺為捕收劑以及一粗一掃的簡單工藝流程，所得鋰云母精礦品位為3.5%左右，回收率為40%左右，浮選指標不理想[6，7]。另外，使用油酸及其皂類鹽等常用氧化捕收劑不能使純凈的鋰云母上浮[2]，必須先使用HF或鹽類等活化劑活化礦物表面。研究表明，單一使用胺類捕收劑浮選鋰云母選擇性太差，導致鋰云母精礦品位太低，產品難達標[8，9]。某鋰云母礦石在酸性條件下（硫酸調漿pH<3），采用十二胺浮選，鋰云母粗精礦品位低、回收率高，對礦泥比較敏感，后期精選精礦品位難以提高，且酸性較強，腐蝕設備嚴重；堿性條件下，采用十二胺浮選，泡沫上浮量大，鋰云母精礦Li2O品位不到2%，回收率僅60%左右，分選指標較差[10]。

岳紫龍等通過加入絮凝劑，只是經過一次粗選，精礦品位為2.26%，回收率為69.62%，指標不理想[7]。李利娟等針對某鉭鈮重選尾礦，利用簡單且常見的陰陽離子混合藥劑（731與十二胺）混合，經過“一粗二精二掃”的閉路試驗流程，得到Li2O品位為4.4%，回收率為64.17%的鋰云母精礦[11]。然而，在浮選鋰云母的過程中添加了大量的pH值調整劑和抑制劑，增加了浮選操作難度，同時也增加了選礦成本。

何桂春等研究出一種組合捕收劑LZ-00，通過將其于椰油胺組合使用，在組合比為2：1，經過“一粗一精一掃”的試驗流程，在不添加別的抑制劑與調整劑的條件下，就能得到Li2O品位為4.12%，回收率為70.37%的鋰云母精礦[9]。

劉書杰等針對陽離子捕收劑在配制過程中加入大量的酸，導致工業生產中設備腐蝕嚴重，操作環境惡化等問題，探討在中性條件浮選鋰云母，經過“一粗一精一掃”的簡單工藝流程，得到回收率接近70%，Li2O品位為4.01%的鋰云母精礦[12]。

陳小愛[8]與黃萬撫[13]等針對宜春鉭鈮礦鋰云母精礦品位偏低的問題，運用新型捕收劑HT作為鋰云母的捕收劑，將其和椰油胺組成組合藥劑，都得到了含Li2O為4.5%以上的鋰云母精礦，但回收率有所不同，前者的回收率為53.23%，后者實驗室中達到65.25%，工業試驗也達到了60%以上。

艾光華等人[14，15]采用新型捕收劑HZ-00與十二胺組合藥劑浮選某鉭鈮尾礦中的鋰云母，采用“一粗兩精一掃”浮選流程，得到鋰云母精礦Li2O品位4.21%，回收率63.6%的實驗室指標，但該工藝需添加大量水玻璃，使后續產品的過濾作業難以順利進行。

廣州有色金屬研究院針對某礦鋰云母浮選過程酸性腐蝕強、工作環境差的問題，在堿性介質中采用銨類捕收劑浮選該礦鋰云母，采用“一粗二精二掃”的浮選流程，獲得的鋰云母精礦品位Li2O為3.1%，回收率為89.51%[16]。

本文介紹了一種全新的鋰云母浮選試驗工藝流程，采用硫酸作為pH值調整劑，采用十二胺作為單一捕收劑，對江西某鋰云母原礦進行浮選，在保證鋰品位的前提下，盡可能提高回收率。

2 實驗部分

2.1 實驗裝置、儀器與試劑

實驗裝置與儀器：單槽浮選機（XFDⅣ 3.0 L，吉林省探礦機械廠）、單槽浮選機（XFDⅣ 1.5 L，吉林省探礦機廠）、DHG系列電熱鼓風干燥箱（DHG-9073BS，上海新苗醫療器械制造有限公司）、快速研磨機（YJKS，佛山市業津機電設備有限公司）、5110型ICP-OES（Agilent Technologies Inc.，美國）、水循環真空泵（SHB-DⅢ，鞏義市予華儀器有限責任公司）、電子天平（ME204，Mettler Toledo，瑞士）。

試劑：濃硫酸（98%，分析純，西隴科學股份有限公司）、鋰云母原礦（宜春鉭鈮礦）、十二烷基伯胺（XGPA-L，無棣欣廣化學有限公司）

2.2 礦石性質

如圖1和2所示，實驗的樣品有兩種，一種是粗粒級樣品，粒度分布：粗粒級40目以上的含量為1.2%，40 ～ 100目的含量為56.90%，100 ～ 200目的含量為32.15%，200目以下的含量為9.75%。細粒級：大于350目的含量為8%，200 ～ 350目的含量為39%，150 ～ 200目的含量為22%，100 ～ 150目的含量為13%，40 ～ 100目的含量為18%。粗粒級樣品品位0.6 ～ 0.8%之間，細粒級樣品的品位在0.7 ～ 0.9%之間。用于浮選的原礦成分與堆積密度如表1和表2所示。

細粒級樣品通過磨礦后大于200目的比例為50 ～ 55%，選礦后鋰的品位比較好控制。因為細粒級樣品在整個礦山中所占的比例較小，約20%左右，所以按粗粒級礦石：細粒級礦石=4：1的比例進入磨機。

3 結果與討論

此開路流程主要是為了驗證中礦再磨對Li2O回收率的影響。由圖3、表3的試驗結果可知，Li2O的精礦產率為15.3%，Li2O的精礦品位含量為3.77%，Li2O的精礦回收率為80%。通過中礦再磨后進行兩精選證明了精礦的回收率可以控制在比較高的水平。

此開路流程主要是為了驗證Li2O的尾礦品位的可控性。由圖4、表4開路試驗結果可知，Li2O的精礦產率為24.6%，Li2O的精礦品位含量為2.828%，Li2O的精礦回收率為91%，Li2O的尾礦品位含量為0.09%。通過三次粗選證明了尾礦的品位可以控制在較低水平。

此開路流程主要為了驗證精礦品位的可控性。由圖5、表5小型開路試驗三結果可知，Li2O的精礦產率為10.64%，Li2O的精礦品位含量為4.89%，Li2O的回收率為66%。通過三次粗選后的粗精礦再進行兩次精選調低精礦產率的方法，可以顯著提高精礦的品位，本流程的精礦品位接近5%。

此閉路流程主要是為了驗證Li2O的各項精礦指標的穩定性和可控性。由圖6、表6小型閉路試驗結果可知，Li2O的精礦產率為18.5%，Li2O的精礦品位含量為3.57%，Li2O的精礦回收率為86%。三次粗選有利于降低尾礦的品位，中礦再磨有利于提高精礦的回收率，三次精選有利于提高精礦的品位。三者結合有利于保證精礦各項指標的穩定性和可控性。

通過對上述小型開路流程及小型閉路流程試驗數據的整理及綜合分析得出：采用圖7所示經過兩次粗選一次掃選，三次精選，中礦并入原礦返回磨機的優化浮選工藝流程，可保證鋰云母精礦的各項指標的穩定性和可控性，通過此工藝流程，Li2O的精礦品位含量為3.5 ～ 3.8%，Li2O的產率為13 ～ 17%，Li2O的回收率為76 ～ 86%。

4 結論

在粗粒級礦石與細粒級礦石的比例為4：1左右的情況下，原礦品位穩定在0.6 ～ 0.8%，再磨礦細度大于200目的含量為50 ～ 53%，脫泥在3 ～ 5%的情況下，經過兩次粗選一次掃選，三次精選，中礦逐級返回上一級最終與原礦合并返回磨機，獲得鋰云母精礦礦產率13 ～ 17%，鋰云母精礦的品位3.77%左右，精礦理論回收率76 ～ 86%左右。

參考文獻

[1] 武漢地質學院礦物教研室. 結晶學及礦物學[M]. 北京：地質出版社，1979.

[2] 孫傳堯，印萬忠. 硅酸鹽礦物浮選原理[M]. 北京：科學出版社，2001.

[3] 孫傳堯，印萬忠. 關于硅酸鹽礦物的可浮性與其晶體結構及表面性質關系的研究[J]. 礦冶，1998，7（3）：22-28， 37.

[4] 賈木欣，孫傳堯. 幾種硅鹽礦物零電點、可浮性及鍵價分析[J]. 有色金屬（選礦部分）， 2001（6）： 1-9.

[5] 呂子虎，趙登魁，沙惠雨等. 陰陽離子組合捕收劑浮選鋰云母的試驗研究[J]. 礦產保護與利用，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] 岳紫龍，李宏建，周亞飛. 江西某鉭鈮礦浮選藥劑調整研究[J]. 中國礦山工程， 2006， 36（5）： 7-9.

[8] 陳小愛. 提高鋰云母精礦品位及回收率的試驗探討[J]. 江西有色金屬，2007，21（1）： 18-19.

[9] 何桂春，馮金妮，毛美心等. 組合捕收劑在鋰云母浮選中的應用研究[J]. 非金屬礦，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，張凡. 某鉭鈮重選尾礦中的鋰云母浮選試驗研究[J]. 礦業研究與開發， 2013， 33（2）： 57-59， 109.

[12] 劉書杰，王中明，陳定洲，等. 某鉭鈮尾礦鋰云母、長石分離試驗研究[J]. 有色金屬（選礦部分）， 2013（S1）： 177-179.

[13] 黃萬撫，肖芫華，李新冬，等. HT選鋰劑提高鋰云母精礦品位及回收率研究[J]. 有色金屬（選礦部分），2012（4）： 76-78.

[14] 艾光華，嚴華山，吳藝鵬，等. 綜合回收某含鉭鈮鋰云母礦的選礦試驗研究[J]. 非金屬礦， 2014， 37（4）： 4-6.

[15] 蘇建芳，王中明，劉書杰，等. BK414在宜春鉭鈮礦浮選鋰云母的工業試驗[J]. 中國礦業，2016，25（7）： 114-117.

[16] 廣州有色金屬研究院. 江西省宜豐縣獅子嶺礦區含鋰長石礦高效綜合利用項目選礦試驗報告[R]. 2013.