权利要求
1.一种用于叠片状铁
锂云母
浮选的
捕收剂，其特征在于，以质量分数计，由以下活性组分及溶剂复配而成：主捕收剂40%~52%，协同捕收剂10%~18%，阴离子增效剂20%~28%，渗透润湿剂3%~8%，吸附稳定剂0.5%~3.0%，余量为溶剂;所述的主捕收剂为混合烷基伯胺，协同捕收剂为碳原子数为8~20的直链烷基伯胺，阴离子增效剂为碳原子数为10~22的烷基磺酸盐，渗透润湿剂为碳原子数为8~18的脂肪醇聚氧乙烯醚，吸附稳定剂为聚乙烯醇。
2.根据权利要求1所述的用于叠片状铁锂云母浮选的捕收剂，其特征在于，所述的主捕收剂为以十二烷基伯胺和十四烷基伯胺为主要成分的混合烷基伯胺，所述的十二烷基伯胺与十四烷基伯胺的质量比为1:1~3:1，且两者质量分数之和占主捕收剂质量的90%以上。
3.根据权利要求1或2所述的用于叠片状铁锂云母浮选的捕收剂，其特征在于，所述的协同捕收剂选自辛胺、癸胺、十二胺、十六胺和十八胺中的至少一种。
4.根据权利要求1或2所述的用于叠片状铁锂云母浮选的捕收剂，其特征在于，所述的阴离子增效剂选自十二烷基磺酸钠、十四烷基磺酸钠和石油磺酸钠中的至少一种。
5.根据权利要求1或2所述的用于叠片状铁锂云母浮选的捕收剂，其特征在于，所述的聚乙烯醇的聚合度为500~2500，醇解度为75%~99%。
6.根据权利要求1或2所述的用于叠片状铁锂云母浮选的捕收剂，其特征在于，所述的溶剂选自乙二醇、丙二醇、丙三醇、异丙醇和水中的一种或多种。
7.根据权利要求1或2所述的用于叠片状铁锂云母浮选的捕收剂，其特征在于，以质量分数计，由以下活性组分及溶剂复配而成：主捕收剂46%~50%，协同捕收剂14%~15%，阴离子增效剂23%~25%，渗透润湿剂5%~7%，吸附稳定剂1%~2%，余量为溶剂。
8.权利要求1或2所述的用于叠片状铁锂云母浮选的捕收剂在
锂矿石的选矿工艺中的应用。
9.一种锂矿石的选矿工艺，其特征在于，包括如下步骤：
S1、破碎与高压辊磨：将铁锂云母原矿粗碎至-30 mm后，送入高压辊磨机进行超细碎作业，使排料产品粒度达到-4 mm占95%以上;
S2、高梯度磁选预富集：将步骤S1得到的产品调浆至浓度20%~35%，泵入高梯度磁选机进行预选;
S3、磨矿与分级：将高梯度磁选精矿送入球磨机进行再磨，控制磨矿细度，使产品中-0.074 mm粒级的颗粒含量控制在48%~62%范围内;
S4、旋流器脱泥：将磨矿后的矿浆用旋流器组进行处理，脱除粒径小于10 μm的细泥，沉砂作为浮选给矿;
S5、浮选分离：
S51、矿浆预处理：将步骤S4中得到的沉砂调浆至浓度28%~35%，泵入
浮选机进行浮选作业;
S52、捕收剂添加：采用权利要求1或2所述的用于叠片状铁锂云母浮选的捕收剂，捕收剂总用量为400~1200 g/t，采用分段添加方式，在步骤S53的粗选搅拌槽中先加入总量的60%~70%，剩余部分在步骤S53的扫选作业前补加;
S53、浮选流程：进行“一粗二精二扫”的闭路浮选流程，搅拌调浆2~5分钟后充气，刮泡4~6分钟，获得粗选精矿和粗选
尾矿，对粗选尾矿进行两次扫选，每次扫选前补加剩余捕收剂的一半，扫选时间各2~4分钟。
10.根据权利要求9所述的选矿工艺，其特征在于，步骤S53中，对粗选精矿进行两次精选，在精选段添加50~200 g/t的六偏磷酸钠作为脉石抑制剂，精选时间各2~4分钟。
说明书
技术领域
[0001]本发明涉及矿物浮选技术领域，尤其涉及一种用于叠片状铁锂云母浮选的捕收剂及其在锂矿石的选矿工艺中的应用。
背景技术
[0002]随着
新能源汽车、
储能电池等产业的快速发展，锂作为关键
战略金属的需求持续激增。铁锂云母(含Li2O约2.0%-4.5%)作为一种重要的锂赋存矿物，其高效分离与富集已成为锂资源开发的重要方向。铁锂云母通常呈叠片状结构存在于伟晶岩型锂矿中，与石英、长石、白云母等脉石矿物伴生。
[0003]铁锂云母作为云母组矿物的一种，是典型的层状硅酸盐矿物，浮选是实现铁锂云母的分离与富集的主要手段，该方法的有效性高度依赖于捕收剂在目标矿物表面的选择性吸附能力。目前，常用的铁锂云母捕收剂主要依靠带正电的官能团与云母带负电的{001}基础解理面发生静电吸附，从而实现捕收。对于单体解离良好、解离面完整、粒度适中的普通片状云母，在优化工艺的工艺条件下，该类捕收剂通常能够获得较好的分选效果。
[0004]上述常规药剂的吸附效能高度依赖于矿物表面的暴露面积、电荷密度及物理形态。然而，叠片状铁锂云母微观的片层结构并非平铺展开，而是以致密的叠片状集合体形式存在，这一特殊结构导致可供药剂接触的新鲜{001}解理面暴露率极低，大部分外漏表面为叠层间的侧面或包裹面，化学活性差，导致捕收剂分子无法充分接触并作用于目标位点。即使少数捕收剂分子吸附于有限的解理面边缘，也主要依赖单一的、较弱的物理静电作用，这种吸附键合力弱、覆盖密度低，难以形成牢固、稳定的疏水吸附层。在浮选过程的机械搅拌和气泡冲刷等强流体动力学环境中，本就脆弱的吸附层极易被破坏，导致已附着的叠片状铁锂云母从气泡上脱落，从而无法有效上浮。
[0005]综上所述，现有云母捕收剂面对叠片状铁锂云母时，其技术缺陷集中表现为“接触难、吸附弱、脱落易”。这直接导致了捕收剂的选择性虽得以保留，但捕收力严重不足，最终表现为精矿回收率低下，大量有价值的粗粒铁锂云母流失于尾矿中。这已成为现有
浮选药剂体系中一个明确存在却长期未获解决的技术瓶颈。
[0006]因此，开发一种能够主动适应叠片状铁锂云母结构特性、增加有效吸附位点接触、强化吸附键合并提升附着稳定性的新型专用捕收剂，对于突破该类难处理云母资源浮选效率、释放其工业价值具有迫切且重要的现实意义。
发明内容
[0007]本发明解决了现有技术存在的问题，提供一种用于叠片状铁锂云母浮选的捕收剂及其在锂矿石的选矿工艺中的应用，本发明通过针对性的分子设计与复配，解决常规云母捕收剂在处理叠片状铁锂云母时存在的 “接触难、吸附弱、脱落易”连锁性技术难题，从而显著提升叠片状铁锂云母的分选效率与浮选回收率。
[0008]本发明的目的是提供一种用于叠片状铁锂云母浮选的捕收剂，以质量分数计，由以下活性组分及溶剂复配而成：主捕收剂42%~52%，协同捕收剂10%~18%，阴离子增效剂20%~28%，渗透润湿剂3%~8%，吸附稳定剂0.5%~3.0%，余量为溶剂;所述的主捕收剂为混合烷基伯胺，协同捕收剂为碳原子数为8~20的直链烷基伯胺，阴离子增效剂为碳原子数为10~22的烷基磺酸盐，渗透润湿剂为碳原子数为8~18的脂肪醇聚氧乙烯醚，吸附稳定剂为聚乙烯醇。
[0009]本发明提出的捕收剂，其能够有效增加与叠片状铁锂云母有限新鲜解理面的接触概率和作用强度。强化该捕收剂在云母表面的吸附键合力与覆盖密度，形成牢固且稳定的疏水吸附层。提升吸附层在浮选流体动力学环境中的稳定性，防止粗粒矿物脱落，实现高效捕收。
[0010]所述的捕收剂由如下步骤制备得到：
[0011](1)将主捕收剂与协同捕收剂搅拌混合均匀，得到混合物A;
[0012](2)向混合物A中加入阴离子增效剂，在55℃~65℃下加热搅拌25~35 min，得到混合物B;
[0013](3)向混合物B中加入渗透润湿剂和吸附稳定剂，在80℃~90℃下加热搅拌25~35min，形成均匀稳定的淡黄色液体，得到铁锂云母浮选捕收剂。
[0014]优选地，所述的主捕收剂为以十二烷基伯胺和十四烷基伯胺为主要成分的混合烷基伯胺，所述的十二烷基伯胺与十四烷基伯胺的质量比为1:1~3:1，且两者质量分数之和占主捕收剂质量的90%以上。优选地，所述的协同捕收剂选自辛胺、癸胺、十二胺、十六胺和十八胺中的至少一种。协同捕收剂与主捕收剂协同作用，拓宽对不同粒度云母的捕收范围。
[0015]进一步优选，所述的主捕收剂为十二烷基伯胺和十四烷基伯胺，所述的十二烷基伯胺与十四烷基伯胺的质量比为2:1。
[0016]优选地，所述的阴离子增效剂选自十二烷基磺酸钠、十四烷基磺酸钠和石油磺酸钠中的至少一种。阴离子增效剂通过离子对缔合与主捕收剂协同，增强吸附密度与疏水性。
[0017]渗透润湿剂为碳原子数为8~18的脂肪醇聚氧乙烯醚(如AEO系列)，其环氧乙烷加成数为3~9;用于降低药剂表面张力，促进其渗入叠片状铁锂云母的层间间隙。
[0018]优选地，所述的聚乙烯醇的聚合度为500~2500，醇解度为75%~99%。聚乙烯醇用于在矿物表面形成空间稳定网络，增强吸附层的抗剪切脱落能力。优选地，所述的溶剂选自乙二醇、丙二醇、丙三醇、异丙醇和水中的一种或多种。溶剂用于溶解和分散上述活性组分，形成均一稳定的液相体系。
[0019]进一步优选，所述的聚乙烯醇的聚合度为1500，醇解度为85%。
[0020]优选地，所述的捕收剂，以质量分数计，由以下活性组分及溶剂复配而成：主捕收剂46%~50%，协同捕收剂14%~15%，阴离子增效剂23%~25%，渗透润湿剂5%~7%，吸附稳定剂1%~2%，余量为溶剂。
[0021]本发明还保护所述的用于叠片状铁锂云母浮选的捕收剂在锂矿石的选矿工艺中的应用。将捕收剂添加到含有叠片状铁锂云母的矿浆中并进行浮选分离的步骤。
[0022]本发明还保护一种锂矿石的选矿工艺，包括如下步骤：
[0023]S1、破碎与高压辊磨：将铁锂云母原矿粗碎至-30 mm后，送入高压辊磨机进行超细碎作业，使排料产品粒度达到-4 mm占95%以上;
[0024]S2、高梯度磁选预富集：将步骤S1得到的产品调浆至浓度20%~35%，泵入高梯度磁选机进行预选;
[0025]S3、磨矿与分级：将高梯度磁选精矿送入球磨机进行再磨，控制磨矿细度，使产品中-0.074 mm粒级的颗粒含量控制在48%~62%范围内;
[0026]S4、旋流器脱泥：将磨矿后的矿浆用旋流器组进行处理，脱除粒径小于10 μm的细泥，沉砂作为浮选给矿;
[0027]S5、浮选分离：
[0028]S51、矿浆预处理：将步骤S4中得到的沉砂调浆至浓度28%~35%，泵入浮选机进行浮选作业;
[0029]S52、捕收剂添加：采用所述的用于叠片状铁锂云母浮选的捕收剂，捕收剂总用量为400~1200 g/t，采用分段添加方式，在步骤S53的粗选搅拌槽中先加入总量的60%~70%，剩余部分在步骤S53的扫选作业前补加;
[0030]S53、浮选流程：进行“一粗二精二扫”的闭路浮选流程，搅拌调浆2~5分钟后充气，刮泡4~6分钟，获得粗选精矿和粗选尾矿，对粗选尾矿进行两次扫选，每次扫选前补加剩余捕收剂的一半，扫选时间各2~4分钟。
[0031]步骤S1具体步骤为：将粒度为0~60 mm的铁锂云母原矿，经颚式
破碎机粗碎至-30mm后，送入高压辊磨机进行超细碎作业。控制辊压机操作参数，使排料产品粒度达到-4 mm占95%以上。高压辊磨不仅实现了高效破碎，更能在很大程度上使叠片状铁锂云母沿层间产生微裂纹，有利于后续的单体解离和药剂作用。
[0032]步骤S2具体步骤为：将高压辊磨产品调浆至浓度20%~35%，泵入高梯度磁选机进行预选。在高强度磁场(背景磁场强度1.0~2.0 T)作用下，具有弱磁性的铁锂云母被捕获作为磁选精矿，而石英、长石等主要脉石矿物作为非磁性尾矿排出。此步骤可预先抛除60%~75%的非磁性脉石，显著提高入选品位，并减少后续磨矿和浮选的处理量。
[0033]步骤S3具体步骤为：将高梯度磁选精矿送入球磨机进行再磨。控制磨矿细度，使产品中-0.074 mm粒级的颗粒含量控制在48%~62%范围内。过粗则叠片状铁锂云母解离不充分;过细则易产生过多次生矿泥，恶化浮选环境。进一步优选，使产品中-0.074 mm粒级的颗粒含量控制在50%~60%。
[0034]步骤S4具体步骤为：将磨矿后的矿浆用旋流器组进行处理，有效脱除粒径小于10微米的细泥。旋流器溢流(细泥)单独处理或丢弃，沉砂作为浮选给矿。此步骤可移除易吸附药剂、干扰浮选过程的极细颗粒，显著改善浮选矿浆环境，提高后续浮选的选择性。
[0035]步骤S51具体步骤为：将旋流器沉砂调浆至浓度28%~35%，泵入浮选机进行浮选作业。向矿浆中添加六偏磷酸钠作为分散剂与矿浆pH调节辅助剂，其添加量为50~200 g/t(相对于浮选给矿)。六偏磷酸钠可有效分散矿浆中的微细颗粒，防止其罩盖于目的矿物表面，同时，使矿浆体系稳定在中性至弱碱性(pH 7.0~8.0)，有利于暴露叠片状铁锂云母的表面电性，并抑制碳酸盐等易浮脉石。
[0036]步骤S53具体步骤为：进行“一粗二精二扫”的闭路浮选流程，搅拌调浆2~5分钟后充气，刮泡4~6分钟，获得粗选精矿和粗选尾矿。对粗选尾矿进行两次扫选，每次扫选前补加剩余捕收剂，扫选时间各2~4分钟，旨在最大限度地回收粗粒叠片状铁锂云母，降低尾矿品位。浮选机的搅拌转速为1992~2604 r/min。
[0037]优选地，步骤S53中，对粗选精矿进行两次精选，在精选段添加50~200 g/t的六偏磷酸钠作为脉石抑制剂，精选时间各2~4分钟。脉石抑制剂的作用是进一步提纯精矿得到铁锂云母精矿。
[0038]本发明与现有技术相比，具有如下优点：本发明通过独特的组分设计与协同作用机制，带来了以下突出且相互关联的有益效果：
[0039]1、从根本上解决了“接触难”的问题，提高了药剂作用效率。传统胺类捕收剂因分子结构和作用模式单一，难以有效浸润和接触叠片状铁锂云母内部有限的活性解理面。本发明引入的协同增强剂(如非离子表面活性剂)具有优异的渗透、润湿和铺展性能，能够降低药剂的表面张力，使其更易渗入叠片结构的微观间隙，大幅增加了捕收剂分子与目标矿物新鲜{001}解理面的实际接触面积和接触概率。这使得有限的活性位点得以被更充分地利用，从源头上解决了因接触面积不足导致的捕收失败。
[0040]2、显著强化了吸附作用力，构建了牢固的疏水吸附层，解决了“吸附弱”的问题。本发明并非依赖单一的静电吸附。其技术方案中，主捕收剂(胺类)提供基础的静电引力定向吸附;协同增强剂通过其长链烷基或芳香结构与主捕收剂产生疏水缔合，增强了在矿物表面的“锚固”效应;而吸附稳定剂(如水溶性高分子)则可通过氢键、范德华力或轻度螯合作用，进一步“焊接”和巩固吸附层。这种多机制协同吸附模式，取代了传统药剂的单一物理吸附，形成了键合力更强、覆盖更致密、结构更稳固的复合疏水膜，有效克服了因吸附力弱导致的吸附层疏松问题。
[0041]3、极大提升了吸附层的动力学稳定性，攻克了“脱落易”的技术瓶颈。传统药剂形成的脆弱吸附层在浮选搅拌的强剪切力下极易破坏。本发明提出的吸附稳定剂(特别是水溶性高分子聚合物)在矿物表面吸附后，能形成具有空间网络结构的“水化保护层”或物理屏障。该结构能有效缓冲和分散流体剪切应力，像“防脱落网”一样，将已吸附的捕收剂分子和疏水化矿物颗粒牢牢锁定，显著增强了整个疏水团聚体抵抗机械剥离的能力。这使得即使是粗粒、厚重的叠片状铁锂云母颗粒，其表面的疏水状态也能在浮选过程中保持稳定，从而成功附着于气泡并上浮，大幅降低了粗粒级在尾矿中的损失。
[0042]4、实现了选择性捕收力与捕收强度的协同提升，综合技术指标优越。本发明并非以牺牲选择性为代价来增强捕收力。通过各组分的精确配比和功能协同，在强效捕收叠片状铁锂云母的同时，对脉石矿物(如石英、长石)的捕收并未同步过度增强。实施例数据表明，在精矿品位保持稳定甚至略有提高的前提下，叠片状铁锂云母的浮选回收率得到了革命性的提升(例如，较传统方法提高15%以上)。这尤其体现在尾矿中粗粒级(如+0.074 mm)目的矿物含量显著降低，证明了本发明对“难回收”粗颗粒的特效性。
[0043]5、药剂适应性强，应用方法简便，易于工业化推广。本发明提出的捕收剂为水基或低碳醇基配方，环保性好，制备工艺简单，储存稳定。其应用方法无需对现有浮选工艺流程进行复杂改造，只需在常规胺类捕收剂添加环节进行替换，并可采用类似的添加方式和参数控制(如分段添加)，工业转化门槛低，易于在大规模选矿生产中实施和推广，具备显著的经济效益和社会效益。
[0044]综上所述，本发明通过创新的复配体系和作用机理，系统性地攻克了叠片状铁锂云母浮选中“接触难、吸附弱、脱落易”的三大核心障碍，最终实现了对该类特色资源高效、稳定、高回收率的浮选分离，技术优势明显，创造性突出。
附图说明
[0045]图1为本发明锂矿石的选矿工艺的流程图。
[0046]图2为下述应用例的浮选工艺流程图。
具体实施方式
[0047]以下实施例是对本发明的进一步说明，而不是对本发明的限制。
[0048]除非另有定义，下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的，并不是旨在限制本发明的保护范围。除特别说明，本文中的实验材料和试剂均为本技术领域常规市购产品。
[0049]实施例1
[0050]一种用于叠片状铁锂云母浮选的捕收剂，以质量分数计，由以下活性组分及溶剂复配而成：主捕收剂46%，协同捕收剂14%，阴离子增效剂23%，渗透润湿剂5%，吸附稳定剂1%，余量为溶剂;主捕收剂由十二烷基伯胺和十四烷基伯胺组成，十二烷基伯胺与十四烷基伯胺的质量比为2:1，协同捕收剂为癸胺，阴离子增效剂为十二烷基磺酸钠，渗透润湿剂为AEO7，吸附稳定剂是聚合度为1500，醇解度为85%的聚乙烯醇，溶剂为乙二醇。
[0051]该捕收剂由如下步骤制备得到：
[0052](1)将主捕收剂与协同捕收剂搅拌混合均匀，得到混合物A;
[0053](2)向混合物A中加入阴离子增效剂组分在60℃下加热搅拌30 min，得到混合物B;
[0054](3)向混合物B中加入渗透润湿剂和吸附稳定剂，在85℃下加热搅拌30 min，形成均匀稳定的淡黄色液体，得到铁锂云母浮选捕收剂。
[0055]实施例2
[0056]一种用于叠片状铁锂云母浮选的捕收剂，以质量分数计，由以下活性组分及溶剂复配而成：主捕收剂50%，协同捕收剂15%，阴离子增效剂25%，渗透润湿剂7%，吸附稳定剂2%，余量为溶剂;主捕收剂由十二烷基伯胺和十四烷基伯胺组成，十二烷基伯胺与十四烷基伯胺的质量比为2:1，协同捕收剂为癸胺，阴离子增效剂为十二烷基磺酸钠，渗透润湿剂为AEO7，吸附稳定剂是聚合度为1500，醇解度为85%的聚乙烯醇，溶剂为乙二醇。
[0057]捕收剂的制备步骤同实施例1。
[0058]实施例3
[0059]一种用于叠片状铁锂云母浮选的捕收剂，以质量分数计，由以下活性组分及溶剂复配而成：主捕收剂42%，协同捕收剂10%，阴离子增效剂28%，渗透润湿剂8%，吸附稳定剂0.5%，余量为溶剂;主捕收剂由十二烷基伯胺和十四烷基伯胺组成，十二烷基伯胺与十四烷基伯胺的质量比为1:1，协同捕收剂为癸胺，阴离子增效剂为十二烷基磺酸钠，渗透润湿剂为AEO 7，吸附稳定剂是聚合度为500，醇解度为75%的聚乙烯醇，溶剂为乙二醇。
[0060]捕收剂的制备步骤同实施例1。
[0061]对比例1
[0062]与实施例3相同，不同之处在于：主捕收剂52%，阴离子增效剂28%，渗透润湿剂8%，吸附稳定剂0.5%，余量为溶剂。
[0063]捕收剂的制备步骤同实施例1。
[0064]对比例2
[0065]与实施例3相同，不同之处在于：协同捕收剂52%，阴离子增效剂28%，渗透润湿剂8%，吸附稳定剂0.5%，余量为溶剂。
[0066]捕收剂的制备步骤同实施例1。
[0067]对比例3
[0068]与实施例3相同，不同之处在于：不加入吸附稳定剂，渗透润湿剂8.5%。
[0069]对比例4
[0070]与实施例3相同，不同之处在于：吸附稳定剂是聚合度为3000，醇解度为99.4%的聚乙烯醇。
[0071]对比例5
[0072]与实施例3相同，不同之处在于：吸附稳定剂是聚合度为300，醇解度为65%的聚乙烯醇。
[0073]对比例6
[0074]与实施例3相同，不同之处在于：不加入渗透润湿剂，吸附稳定剂8.5%。
[0075]对比例7
[0076]与实施例3相同，不同之处在于：不加入渗透润湿剂和吸附稳定剂。
[0077]实施例4
[0078]一种用于叠片状铁锂云母浮选的捕收剂，以质量分数计，由以下活性组分及溶剂复配而成：主捕收剂52%，协同捕收剂18%，阴离子增效剂20%，渗透润湿剂3%，吸附稳定剂3%，余量为溶剂;主捕收剂由十二烷基伯胺和十四烷基伯胺组成，十二烷基伯胺与十四烷基伯胺的质量比为3:1，协同捕收剂为癸胺，阴离子增效剂为十二烷基磺酸钠，渗透润湿剂为AEO7，吸附稳定剂是聚合度为2500，醇解度为99%的聚乙烯醇，溶剂为乙二醇。
[0079]捕收剂的制备步骤同实施例1。
[0080]为对比验证本发明的复配捕收剂对叠片状铁锂云母的捕收效果，设置应用例1-6及对应的对比例1~9，对不同粒度浮选给矿条件下新型复配捕收剂与普通捕收剂的浮选行为进行对比研究。
[0081]应用例1~6
[0082]应用例1~4中所采用的捕收剂对应实施例1~4中的复配捕收剂，磁选精矿磨至-0.074 mm粒级含量为55%，应用例5~6对应实施例1中的复配捕收剂，磁选精矿分别磨至-0.074 mm粒级含量分别为50%、60%;应用对比例1~7对应对比例1~7中的复配捕收剂，磁选精矿磨至-0.074 mm粒级含量为55%，应用对比例8~9中所采用的捕收剂为对比例7中的复配捕收剂，磁选精矿分别磨至-0.074 mm粒级含量分别为50%、60%。
[0083]上述应用例和应用对比例中，矿石来源如下：采用某典型铁锂云母花岗岩，其中铁锂云母呈典型致密叠片状结构，与石英、长石、白云母紧密共生。原矿Li2O品位为0.26%。
[0084]如图1~2所示，一种锂矿石的选矿工艺，包括如下步骤：
[0085]S1、破碎与高压辊磨：将粒度为0~60 mm的铁锂云母原矿，经颚式破碎机粗碎至-30mm后，送入高压辊磨机进行超细碎作业，控制辊压机操作参数，使排料产品粒度达到-4 mm占95%以上;
[0086]S2、高梯度磁选预富集：将高压辊磨产品调浆至浓度20%~35%，泵入高梯度磁选机进行预选。在高强度磁场(背景磁场强度1.5 T)作用下，具有弱磁性的铁锂云母被捕获作为磁选精矿，而石英、长石等主要脉石矿物作为非磁性尾矿排出;预先抛除约68%的非磁性脉石，磁选精矿Li2O品位提升至0.65%;
[0087]S3、磨矿与分级：将高梯度磁选精矿送入球磨机进行再磨，控制磨矿细度，使产品中-0.074 mm粒级的颗粒含量分别为50%、55%、60%;
[0088]S4、旋流器脱泥：将磨矿后的矿浆用旋流器组进行处理，有效脱除粒径小于10 μm的细泥。旋流器溢流(细泥)单独处理或丢弃，沉砂作为浮选给矿;
[0089]S5、浮选分离：
[0090]S51、矿浆预处理：将步骤S4中得到的沉砂调浆至浓度33%，泵入浮选机进行浮选作业;向矿浆中添加100 g/t六偏磷酸钠作为分散剂与脉石抑制剂，使矿浆体系稳定在中性至弱碱性(pH 7.0);
[0091]S52、捕收剂添加：采用上述用于叠片状铁锂云母浮选的捕收剂，捕收剂总用量为800 g/t，采用分段添加方式，在步骤S53的粗选搅拌槽中先加入总量的60%~70%，剩余部分在步骤S53的扫选作业前补加;
[0092]S53、浮选流程：进行“一粗二精二扫”的闭路浮选流程，浮选机搅拌转速1992r/min，搅拌调浆3分钟后充气，刮泡4分钟，获得粗选精矿和粗选尾矿，对粗选尾矿进行两次扫选，每次扫选前补加剩余捕收剂的一半，扫选时间各2分钟。对粗选精矿进行两次精选，在精选段添加80 g/t的六偏磷酸钠作为脉石抑制剂，精选时间各2分钟。
[0093]表1 应用例1~6与应用对比例1~9的浮选结果
[0094]由表1试验结果可知，在三种磨矿细度下，复配捕收剂所得精矿Li2O品位(2.35%~2.48%)均高于或等于常规捕收剂(2.19%~2.22%)，表明其在选择性捕收目标矿物方面更优，能获得更高品质的精矿产品。复配捕收剂的浮选作业回收率具有明显优势，例如，在-0.074mm占50%的相同条件下，复配捕收剂的浮选作业回收率(87.48%)比对比例8中捕收剂(71.25%)高出16.23个百分点。这一优势在不同细度下保持一致，说明其捕收能力强且稳定。本结论的关键证据体现在“尾矿中+0.074 mm粒级Li2O损失率”这一指标上。该指标直接反映了未能回收的粗粒级云母损失情况。对磨矿细度的适应性更强，具备节能降耗潜力，随着磨矿细度增加(从-0.074 mm占50%增至60%)，两种捕收剂的回收率均有所提升，粗粒损失均有所下降，这是符合浮选规律的。使用本发明复配捕收剂时，即使在较粗的磨矿细度(-0.074 mm占50%)下，已能获得71.44%的对原矿总回收率，且粗粒损失控制良好(33.33%)。相比之下，对比例9中捕收剂需磨至更细(-0.074mm占60%)才能获得63.03%的对原矿总回收率，且粗粒损失(54.05%)远远高于复配捕收剂在粗磨条件下的损失。这表明，采用本发明复配捕收剂，有可能在保证高回收率的前提下，适当放宽磨矿细度要求。磨矿是选矿厂主要的能耗和成本环节，较粗的磨矿意味着更低的能耗、球耗及过粉碎风险，具有显著的节能降本和流程优化潜力。
[0095]应用例7~9
[0096]为对比验证本发明复配捕收剂不同搅拌剪切力作用下的捕收效果，设置应用例7~9和应用对比例10~12，对不同搅拌剪切力作用下新型复配捕收剂与普通捕收剂的浮选行为进行对比研究。
[0097]应用例7~9中所采用的捕收剂为实施例1中的复配捕收剂;应用对比例10~12中所采用的捕收剂对比例7中的捕收剂。
[0098]矿石来源如下：采用湖南某铁锂云母矿，其中铁锂云母呈典型致密叠片状结构，与石英、长石、白云母紧密共生。原矿Li2O品位为0.23%。
[0099]锂矿石的选矿工艺的步骤与应用例1~6相同，不同之处在于：
[0100]S1、破碎与高压辊磨：原矿破碎至-40 mm后，经高压辊磨至-4mm占95%以上。
[0101]S2、高梯度磁选：磁场强度1.7 T，预先抛除约70%的非磁性脉石，磁选精矿Li2O品位提升至0.64%。
[0102]S3、磨矿与分级：将磁选精矿磨至-0.074mm粒级含量为55%。
[0103]S4、旋流脱泥：脱除-10μm细泥，改善浮选环境。
[0104]S5、浮选作业：矿浆浓度调至33%，pH=7.0，添加100 g/t六偏磷酸钠作为分散剂。采用“一粗、二精、二扫”闭路浮选流程，粗选3分钟，扫选各2分钟，精选各2分钟。捕收剂总用量700g/t，采用分段添加，粗选前加入总量的70%，扫选前补加30%。
[0105]浮选试验结果如表2所示：
[0106]表2 应用例7~9与应用对比例10~12的结果
[0107]注：回收率为浮选闭路实验累计值;损失率指尾矿中粗粒级(+0.074 mm)所含Li2O占原矿总Li2O的比例，直接反映对粗粒叠片状铁锂云母的捕收效果。
[0108]由表2试验结果可知，复配捕收剂对搅拌剪切力的耐受性显著优于对比例7中捕收剂，表现出优异的“抗脱落”性能。随着搅拌转速从1992 r/min大幅增加至2604 r/min，本发明复配捕收剂的浮选作业回收率从91.06%降至85.74%，降幅约为5.3个百分点，且始终保持在>85%的较高水平。反观对比例7中捕收剂，其作业回收率从83.87%急剧下降至57.46%，降幅高达26.4个百分点，在强剪切下性能严重恶化。同样地，复配捕收剂对应的尾矿+0.074mm粗粒级Li2O损失率随转速增加从24.76%平缓上升至34.89%;而对比例7中捕收剂的粗粒损失则从50.75%飙升至78.59%。这直接证明，在强机械搅拌环境下，对比例7中捕收剂形成的矿化气泡集合体极易被破坏，导致已附着的粗粒云母脱落，而本发明复配捕收剂因其配方中的吸附稳定剂等组分，显著增强了药剂膜在矿物表面的附着强度和韧性，有效抵御了剪切剥离。
[0109]这表明，本发明复配捕收剂能够在从温和到强烈的宽范围搅拌条件下稳定工作，为工业浮选机在不同工况(如不同槽体设计、不同充气需求)下的稳定运行提供了保障，降低了因操作参数波动导致指标恶化的风险。
[0110]以上实施例的说明只是用于帮助理解本发明的技术方案及其核心思想，应当指出，对于本技术领域的技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以对本发明进行若干改进和修饰，这些改进和修饰也落入本发明权利要求的保护范围内。
说明书附图(2)
声明：
“用于叠片状铁锂云母浮选的捕收剂及其在锂矿石的选矿工艺中的应用” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：北方有色网
来源：广东省科学院资源利用与稀土开发研究所
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