锂黏土矿的选矿方法与流程

1.本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种锂黏土矿的选矿方法。

背景技术：

2.锂作为一种应用广泛的能源金属，相关的锂产品应用领域涉及冶炼、制冷、原子能、航天、陶瓷、玻璃、橡胶、焊接、医药、电池等。随着国内对环境保护程度的加大，清洁能源的发展趋势迅猛，尤其是新能源电动汽车领域的不断拓展，市场对锂及其衍生产品需求激增，因此通过含锂盐湖或锂矿石提取高品质的锂产品的工艺方法成为了各高校及研究机构的主要课题之一。

3.目前国内外矿石提锂工业化应用涉及的原料主要为锂辉石、锂云母等矿石性质较好的锂矿资源，随着新兴能源产业的蓬勃发展，相关各大公司都加紧了对锂矿资源的战略储备，基于长远发展战略考虑，探索从较低品质的锂黏土矿物中获取锂产品的方法，成为了矿石提锂的新课题、新挑战。

4.目前国内外的大多数低品位金属矿山破磨工艺采用的是一段破碎和两段磨矿(一段自磨或半自磨，一段球磨)，破碎与磨矿作为选矿中一个重要的组成部分，可以使有用矿物达到较好的解离，同时破磨工段也是投资及能耗最高的部分，破磨设备投资占全厂总金额的65％-70％，电耗约占55％-65％，其他辅助钢耗高达50％左右，其中破碎作业的能耗仅占破磨工序的8％-12％，磨矿作业的能耗占比较高，探寻合适的破磨工艺，通过多破少磨，在满足工艺要求的前提下，达到大幅降低能耗的作用。

5.贵州某地低品位沉积型锂矿组成以粘土矿物为主，锂元素主要赋存于锂绿泥石中，该锂矿中锂含量低，li2o含量为0.30％左右，且含有微细的石英脉，目的矿物与各脉石矿物嵌布形式复杂，因此目的矿物单体解离度高，嵌布粒度极细，在解离度20微米以下时才基本达到单体解离，仅采用传统单一浮选工艺选别存在泥化现象严重，分选性较差，药剂消耗量大等问题。

6.现有对于锂黏土矿物提锂研究主要采用湿法或火法-湿法相结合工艺，但锂黏土矿物中li元素含量极低，碳酸盐类脉石矿物含量较高，直接采用冶炼方法进行提锂，处理量大、能耗高、浸渣的堆存及处理难度都较高。因此探索一个适用于锂黏土矿物选矿的新工艺流程，预先对含锂矿物进行富集，为下游浸出工段提供合适的原料，减少处理量及能耗量，节约生产成本，降低浸渣大量堆存对环境的影响显得尤为重要。

技术实现要素：

7.本发明旨在至少解决上述现有技术中存在的技术问题之一。为此，本发明针对低品位沉积型锂黏土矿，提出一种锂黏土矿多破少磨-擦洗富集-中矿再处理的选矿新方法，通过多破少磨工艺，降低破磨工段的能耗，进而降低整个选矿方面的生产成本，通过擦洗工艺，实现含锂矿物的富集及碳酸盐类脉石矿物的有效抛除，通过对擦洗中矿单独处理(磨矿+浮选)，进一步提高li元素的回收率，实现效益最大化。

8.根据本发明的一个方面，提出了一种锂黏土矿的选矿方法，包括以下步骤：

9.s1：采用第一颚式破碎机对锂黏土矿进行第一段粗碎，所得一次粗碎料进行第一次干筛，得到第一筛下物，采用第二颚式破碎机对所述第一筛下物进行第二段粗碎，所得二次粗碎料进行第二次干筛，得到第二筛下物，采用锤式破碎机对所述第二筛下物进行第三段中碎，所得三次中碎料进行第三次干筛，得到第三筛下物，采用圆锥破碎机对所述第三筛下物进行第四段细碎，所得四次细碎料进行湿筛，得到第四筛下物，所述第四筛下物经调浆后给入两产品旋流器进行预先分级，得到第一细粒级物料和第一粗粒级物料；

10.s2：将所述第一粗粒级物料进行擦洗，擦洗后的矿浆经调浆后送至两段三产品旋流器进行分级，得到第二粗粒级物料、第二细粒级物料和中粒级物料，所述第二粗粒级物料抛尾；

11.s3：所述中粒级物料进行磨矿和调浆后，所得矿浆先进行反浮选除杂，再进行正浮选富集锂，得到浮选锂精矿；

12.所述第一细粒级物料、第二细粒级物料和浮选锂精矿作为锂精矿产品。

13.上述干筛是指不额外补加水，以原矿直接进行筛分；湿筛是指需要额外补加水，作为反冲水，使小颗粒物料尽量多的进入筛下，减少含锂矿物的损失。

14.在本发明的一些实施方式中，步骤s1中，所述锂黏土矿中li2o含量为0.25wt％-0.35wt％。

15.在本发明的一些实施方式中，步骤s1中，所述第一次干筛的过筛孔径为175mm；所述第二次干筛的过筛孔径为100mm；所述第三次干筛的过筛孔径为50mm；所述湿筛的过筛孔径为20mm。

16.在本发明的一些实施方式中，步骤s1中，所述第一细粒级物料的粒度≤0.038mm。

17.在本发明的一些实施方式中，步骤s1中，经所述第一次干筛后得到的筛上物返回第一颚式破碎机中；经所述第二次干筛后得到的筛上物返回第二颚式破碎机中；经所述第三次干筛后得到的筛上物返回第三段中碎的锤式破碎机中；经所述湿筛后得到的筛上物返回第四段细碎的圆锥破碎机中。

18.在本发明的一些实施方式中，步骤s1中，所述第一粗粒级物料的粒度为0.038-20mm。

19.在本发明的一些实施方式中，步骤s2中，所述擦洗的强度为800r/min-1400r/min。上述擦洗强度下，可以使得锂黏土矿物中的锂绿泥石较好地和碳酸盐类杂质脉石分离，且使硬度较大的石英、方解石等其他矿物保持较大的粒径。

20.在本发明的一些实施方式中，步骤s2中，所述第二粗粒级物料的粒度≥0.83mm，所述第二细粒级物料的粒度≤0.038mm，所述中粒级物料的粒度为0.038mm-0.83mm。

21.在本发明的一些实施方式中，步骤s3中，经所述磨矿后粒度≤0.074mm的物料占比75％以上。

22.在本发明的一些实施方式中，步骤s3中，所述反浮选除杂包括以下过程：所述矿浆加入起泡剂和第一捕收剂，进行第一次反浮选脱硫，脱硫尾矿加入第一ph调整剂、第一抑制剂和第二捕收剂，进行第二次反浮选脱钙。

23.在本发明的一些实施方式中，步骤s3中，所述起泡剂为松醇油，所述第一捕收剂为戊基黄药。

24.在本发明的一些实施方式中，步骤s3中，所述第二捕收剂为阴离子捕收剂。进一步地，所述第二捕收剂为脂肪酸钠。

25.在本发明的一些实施方式中，步骤s3中，所述正浮选富集锂包括以下过程：将所述反浮选除杂后的尾矿加入第二ph调整剂、第二抑制剂和第三捕收剂，进行正浮选，所得浮选泡沫为所述浮选锂精矿。

26.在本发明的一些实施方式中，步骤s3中，所述第三捕收剂为醚胺类阳离子捕收剂。进一步地，所述第三捕收剂为醚多胺。

27.在本发明的一些实施方式中，步骤s3中，所述第一ph调整剂和/或第二ph调整剂为碳酸钠。

28.在本发明的一些实施方式中，步骤s3中，所述第一抑制剂和/或第二抑制剂为水玻璃。

29.根据本发明的一种优选的实施方式，至少具有以下有益效果：

30.1、本发明通过“两段粗碎+一段中碎+一段细碎”的多段破碎将原矿粉碎至擦洗所需的合格粒级，达到以破代磨的作用，极大地降低了破磨工序的总能耗，降低生产成本，采用多段破碎工艺能耗较传统的破碎+磨矿工艺可降低35％；

31.2、第四段细碎后物料先进行旋流器预先分级，将可直接作为产品的细粒级物料提前分离出来，降低进入擦洗工序的矿量，提高擦洗效率，防止“过擦洗”现象；

32.3、本发明利用物料的目的矿物和脉石矿物在不同粒级的赋存差异进行富集，通过擦洗富集含锂矿物，擦洗具有一定的磨矿能力，可以保证含锂黏土矿物单体解离的同时使钙质脉石矿物富集于较粗的粒级，通过较粗粒级抛尾达到富集含锂矿物的效果；

33.4、根据钙质脉石矿物和含锂矿物的粒度分布情况，经过擦洗后利用两段三产品旋流器进行有效分级，达到抛除钙质脉石矿物，富集含锂矿物的目的，并且为单独处理中间粒级物料提供条件；

34.5、擦洗分级后的中粒级物料单独进行中矿再磨再选，可以有效提高锂精矿的综合回收率；

35.6、对擦洗中矿进行先反浮选除杂再正浮选富集含锂矿物，可以进一步提高锂产品质量；

36.7、擦洗抛粗尾矿不含任何有害化学物质，可直接进行无害化回填，极大的降低了尾矿堆存量，节省土地资源和经济成本；

37.8、通过含锂矿物的富集及钙质脉石矿物的有效抛除，为下游工段提供更为优质的原料，减少能耗，节约生产成本，极大地降低了浸渣量。

附图说明

38.下面结合附图和实施例对本发明做进一步的说明，其中：

39.图1为本发明实施例1的工艺流程图。

具体实施方式

40.以下将结合实施例对本发明的构思及产生的技术效果进行清楚、完整地描述，以充分地理解本发明的目的、特征和效果。显然，所描述的实施例只是本发明的一部分实施

例，而不是全部实施例，基于本发明的实施例，本领域的技术人员在不付出创造性劳动的前提下所获得的其他实施例，均属于本发明保护的范围。

41.实施例1

42.一种锂黏土矿多破少磨-擦洗富集-中矿再处理的选矿新方法，参照图1，具体过程为：

43.(1)井采出的锂黏土原矿，首先进入第一段粗碎，第一段粗碎采用第一颚式破碎机，第一颚式破碎机排矿口间隙为175mm，一次破碎产品进入干式振动棒条筛(175mm)筛分，筛上物料闭路返回至第一颚式破碎机内，筛下物料进入第二段粗碎；

44.(2)第二段粗碎采用第二颚式破碎机，第二颚式破碎机排矿口间隙为100mm，二次破碎产品进行干式振动棒条筛(100mm)筛分，筛上物料闭路返回至第二颚式破碎机内，筛下物料进入第三段中碎；

45.(3)第三段中碎采用锤式破碎机，锤式破碎机排料口尺寸为50mm，三次破碎产品进入干式直线振动筛(50mm)筛分，筛上物料闭路返回至第三段锤式破碎机内，筛下物料进入第四段细碎；

46.(4)第四段细碎采用圆锥破碎机，圆锥破碎机排料口尺寸为20mm，四次破碎产品进入湿式直线振动筛(20mm)筛分，筛上物料闭路返回至第四段圆锥破碎机内，筛下物料进行调浆，给入两产品旋流器进行预先分级，粒度不大于0.038mm的第一细粒级物料可以直接作为最终产品，0.038mm-20mm的第一粗粒级物料进入下一段擦洗工序；

47.(5)0.038mm-20mm的第一粗粒级物料进入擦洗机，擦洗时间为10min，矿浆浓度为65％，擦洗强度1300r/min；

48.(6)擦洗后矿浆给入两段三产品旋流器进行分级，0.83mm-20mm的第二粗粒级物料进行抛尾，0.038mm-0.83mm的中粒级物料作为中矿进入下一段中矿再选工序，粒度不大于0.038mm的第二细粒级物料为擦洗精矿，可以直接作为最终产品；

49.(7)0.038mm-0.83mm的中粒级物料给入至球磨机内，磨矿时间为3min，磨矿产品为粒度不大于0.074mm占比80％；

50.(8)磨矿后的产品给入浮选搅拌槽内进行调浆，矿浆浓度为30％，再给入浮选机内进行选别，依次加入第一捕收剂戊基黄药200g/t、起泡剂松醇油100g/t，进行反浮选脱硫，浮选泡沫为含fe杂质；

51.(9)脱硫尾矿进入浮选脱钙阶段，依次加入第一ph调整剂碳酸钠2000g/t、第一抑制剂水玻璃2000g/t、第二捕收剂脂肪酸钠800g/t，进行反浮选脱方解石，浮选泡沫为含钙杂质；

52.(10)脱钙尾矿进入正浮选富集提锂阶段，依次加入第二ph调整剂碳酸钠1000g/t、第二抑制剂水玻璃1000g/t、第三捕收剂醚多胺500g/t，浮选泡沫为浮选锂精矿，浮选尾矿经浓缩脱水后排至尾矿库。

53.步骤(4)中预先分级的第一细粒级物料、步骤(6)中擦洗分级的第二细粒级物料、步骤(10)中正浮选的浮选锂精矿合并作为最终的锂精矿产品；步骤(6)作为擦洗抛粗尾矿的第二粗粒级物料可直接用于无害化回填；浮选尾矿经过脱水后进行干式堆存。

54.经过以上工艺处理，贵州某锂黏土矿原矿中li2o含量为0.30％，ca含量为12.36％，可获得综合锂精矿产品中li2o含量为0.86％，li2o的回收率为90.89％，ca含量为

4.72％。浮选尾矿中li2o含量为0.04％，回收率的计算公式如下：

[0055][0056]

其中，e：精矿回收率；a：原矿含量；b：精矿含量；c：尾矿含量。

[0057]

实施例2

[0058]

一种锂黏土矿多破少磨-擦洗富集-中矿再处理的选矿新方法，具体过程为：

[0059]

(1)井采出的锂黏土原矿，首先进入第一段粗碎，第一段粗碎采用第一颚式破碎机，第一颚式破碎机排矿口间隙为175mm，一次破碎产品进入干式振动棒条筛(175mm)筛分，筛上物料闭路返回至第一颚式破碎机内，筛下物料进入第二段粗碎；

[0060]

(2)第二段粗碎采用第二颚式破碎机，第二颚式破碎机排矿口间隙为100mm，二次破碎产品进行干式振动棒条筛(100mm)筛分，筛上物料闭路返回至第二颚式破碎机内，筛下物料进入第三段中碎；

[0061]

(3)第三段中碎采用锤式破碎机，锤式破碎机排料口尺寸为50mm，三次破碎产品进入干式直线振动筛(50mm)筛分，筛上物料闭路返回至第三段锤式破碎机内，筛下物料进入第四段细碎；

[0062]

(4)第四段细碎采用圆锥破碎机，圆锥破碎机排料口尺寸为20mm，四次破碎产品进入湿式直线振动筛(20mm)筛分，筛上物料闭路返回至第四段圆锥破碎机内，筛下物料进行调浆，给入两产品旋流器进行预先分级，粒度不大于0.038mm的第一细粒级物料可以直接作为最终产品，0.038mm-20mm的第一粗粒级物料进入下一段擦洗工序；

[0063]

(5)0.038mm-20mm的第一粗粒级物料进入擦洗机，擦洗时间为10min，矿浆浓度为65％，擦洗强度1100r/min；

[0064]

(6)擦洗后矿浆给入两段三产品旋流器进行分级，0.83mm-20mm的第二粗粒级物料进行抛尾，0.038mm-0.83mm的中粒级物料作为中矿进入下一段中矿再选工序，粒度不大于0.038mm的第二细粒级物料为擦洗精矿，可以直接作为最终产品；

[0065]

(7)0.038mm-0.83mm的中粒级物料给入至球磨机内，磨矿时间为3min，磨矿产品为粒度不大于0.074mm占比80％；

[0066]

(8)磨矿后的产品给入浮选搅拌槽内进行调浆，矿浆浓度为30％，再给入浮选机内进行选别，依次加入第一捕收剂戊基黄药200g/t、起泡剂松醇油100g/t，进行反浮选脱硫，浮选泡沫为含fe杂质；

[0067]

(9)脱硫尾矿进入浮选脱钙阶段，依次加入第一ph调整剂碳酸钠2000g/t、第一抑制剂水玻璃2000g/t、第二捕收剂脂肪酸钠800g/t，进行反浮选脱方解石，浮选泡沫为含钙杂质；

[0068]

(10)脱钙尾矿进入正浮选富集提锂阶段，依次加入第二ph调整剂碳酸钠1000g/t、第二抑制剂水玻璃1000g/t、第三捕收剂醚多胺500g/t，浮选泡沫为浮选锂精矿，浮选尾矿经浓缩脱水后排至尾矿库。

[0069]

步骤(4)中预先分级的第一细粒级物料、步骤(6)中擦洗分级的第二细粒级物料、步骤(10)中正浮选的浮选锂精矿合并作为最终的锂精矿产品；步骤(6)作为擦洗抛粗尾矿的第二粗粒级物料可直接用于无害化回填；浮选尾矿经过脱水后进行干式堆存。

[0070]

经过以上工艺处理，贵州某锂黏土矿原矿中li2o含量为0.25％，ca含量为

12.83％，可获得综合锂精矿产品中li2o含量为0.75％，li2o回收率为88.73％，ca含量为5.39％。浮选尾矿中li2o含量为0.04％。

[0071]

实施例3

[0072]

一种锂黏土矿多破少磨-擦洗富集-中矿再处理的选矿新方法，具体过程为：

[0073]

(1)井采出的锂黏土原矿，首先进入第一段粗碎，第一段粗碎采用第一颚式破碎机，第一颚式破碎机排矿口间隙为175mm，一次破碎产品进入干式振动棒条筛(175mm)筛分，筛上物料闭路返回至第一颚式破碎机内，筛下物料进入第二段粗碎；

[0074]

(2)第二段粗碎采用第二颚式破碎机，第二颚式破碎机排矿口间隙为100mm，二次破碎产品进行干式振动棒条筛(100mm)筛分，筛上物料闭路返回至第二颚式破碎机内，筛下物料进入第三段中碎；

[0075]

(3)第三段中碎采用锤式破碎机，锤式破碎机排料口尺寸为50mm，三次破碎产品进入干式直线振动筛(50mm)筛分，筛上物料闭路返回至第三段锤式破碎机内，筛下物料进入第四段细碎；

[0076]

(4)第四段细碎采用圆锥破碎机，圆锥破碎机排料口尺寸为20mm，四次破碎产品进入湿式直线振动筛(20mm)筛分，筛上物料闭路返回至第四段圆锥破碎机内，筛下物料进行调浆，给入两产品旋流器进行预先分级，粒度不大于0.038mm的第一细粒级物料可以直接作为最终产品，0.038mm-20mm的第一粗粒级物料进入下一段擦洗工序；

[0077]

(5)0.038mm-20mm的第一粗粒级物料进入擦洗机，擦洗时间为10min，矿浆浓度为65％，擦洗强度1200r/min；

[0078]

(6)擦洗后矿浆给入两段三产品旋流器进行分级，0.83mm-20mm的粗粒级物料进行抛尾，0.038mm-0.83mm的中粒级物料作为中矿进入下一段中矿再选工序，粒度不大于0.038mm的细粒级物料为擦洗精矿，可以直接作为最终产品；

[0079]

(7)0.038mm-0.83mm的中矿给入至球磨机内，磨矿时间为3min，磨矿产品为粒度不大于0.074mm占比80％；

[0080]

(8)磨矿后的产品给入浮选搅拌槽内进行调浆，矿浆浓度为30％，再给入浮选机内进行选别，依次加入第一捕收剂戊基黄药200g/t、起泡剂松醇油100g/t，进行反浮选脱硫，浮选泡沫为含fe杂质；

[0081]

(9)脱硫尾矿进入浮选脱钙阶段，依次加入第一ph调整剂碳酸钠2000g/t、第一抑制剂水玻璃2000g/t、第二捕收剂脂肪酸钠800g/t，进行反浮选脱方解石，浮选泡沫为含钙杂质；

[0082]

(10)脱钙尾矿进入正浮选富集提锂阶段，依次加入第二ph调整剂碳酸钠1000g/t、第二抑制剂水玻璃1000g/t、第三捕收剂醚多胺500g/t，浮选泡沫为浮选锂精矿，浮选尾矿经浓缩脱水后排至尾矿库。

[0083]

步骤(4)中预先分级的第一细粒级物料、步骤(6)中擦洗分级的第二细粒级物料、步骤(10)中正浮选的浮选锂精矿合并作为最终的锂精矿产品；步骤(6)作为擦洗抛粗尾矿的第二粗粒级物料可直接用于无害化回填；浮选尾矿经过脱水后进行干式堆存。

[0084]

经过以上工艺处理，贵州某锂黏土矿原矿中li2o含量为0.35％，ca含量为12.01％，可获得综合锂精矿产品中li2o含量为1.03％，li2o回收率为90.09％，ca含量为4.25％。浮选尾矿中li2o含量为0.05％。

[0085]

对比例

[0086]

一种富集锂的方法，具体过程为：

[0087]

(1)开采出的锂黏土矿经过颚式破碎机破碎为粒径不大于2mm的物料，送入湿式球磨机内，磨矿5min，磨矿产品粒度为不大于0.074mm占比86％；

[0088]

(2)磨矿产品首先进入浮选搅拌桶调浆，调浆后的矿浆浓度为30％，进入浮选机，依次加入捕收剂戊基黄药200g/t、松醇油100g/t，进行反浮选脱硫，浮选泡沫为含fe杂质；

[0089]

(3)脱硫尾矿进入浮选脱钙阶段，依次加入ph调整剂碳酸钠2000g/t、抑制剂水玻璃2000g/t、捕收剂脂肪酸钠800g/t，进行反浮选脱方解石，浮选泡沫为含钙杂质；

[0090]

(4)脱钙尾矿进入正浮选富集提锂粗选阶段，依次加入ph调整剂碳酸钠1000g/t、抑制剂水玻璃1000g/t、捕收剂醚多胺500g/t，浮选泡沫为锂粗精矿，浮选尾矿经浓缩脱水后排至尾矿库。

[0091]

(5)锂粗精矿产品送入浮选机进行精选阶段，依次加入ph调整剂碳酸钠500g/t、抑制剂水玻璃500g/t、捕收剂醚多胺150g/t，精选尾矿作为中矿返回至正浮选富集提锂粗选，浮选泡沫为精选锂精矿产品。

[0092]

通过icp元素测试，富集锂前的锂黏土矿原矿中li2o含量为0.30％，ca含量为12.36％；富集锂后可获得浮选精矿中li2o含量为0.44％，li2o回收率为64.53％，ca含量为7.53％，浮选尾矿中li2o含量为0.19％。本对比例为常规全流程浮选处理黏土型锂矿的方法，其中不包括本技术中的擦洗抛尾和中矿再磨再选步骤，单一浮选工艺条件下选别时存在黏土型锂矿泥化现象严重，分选性较差，因此精选锂精矿产品的品位和回收率均低于实施例。此外，本对比例步骤(1)采用破碎+磨矿工艺，其总能耗会大大高于实施例的多段破碎工艺，这是由于磨矿本身能耗高，直接对原料进行磨矿，处理量会很大，使得能耗也很大，本发明经过四段粉碎后，除去了细粒级物料和粗粒级物料，只有中粒级物料进入磨矿，磨矿处理量大大降低，所以总能耗也降低。

[0093]

上面结合附图对本发明实施例作了详细说明，但是本发明不限于上述实施例，在所属技术领域普通技术人员所具备的知识范围内，还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种变化。此外，在不冲突的情况下，本发明的实施例及实施例中的特征可以相互组合。技术特征：

1.一种锂黏土矿的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：s1：采用第一颚式破碎机对锂黏土矿进行第一段粗碎，所得一次粗碎料进行第一次干筛，得到第一筛下物，采用第二颚式破碎机对所述第一筛下物进行第二段粗碎，所得二次粗碎料进行第二次干筛，得到第二筛下物，采用锤式破碎机对所述第二筛下物进行第三段中碎，所得三次中碎料进行第三次干筛，得到第三筛下物，采用圆锥破碎机对所述第三筛下物进行第四段细碎，所得四次细碎料进行湿筛，得到第四筛下物，所述第四筛下物经调浆后给入两产品旋流器进行预先分级，得到第一细粒级物料和第一粗粒级物料；s2：将所述第一粗粒级物料进行擦洗，擦洗后的矿浆经调浆后送至两段三产品旋流器进行分级，得到第二粗粒级物料、第二细粒级物料和中粒级物料，所述第二粗粒级物料抛尾；s3：所述中粒级物料进行磨矿和调浆后，所得矿浆先进行反浮选除杂，再进行正浮选富集锂，得到浮选锂精矿；所述第一细粒级物料、第二细粒级物料和浮选锂精矿作为锂精矿产品。2.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，步骤s1中，所述锂黏土矿中li2o含量为0.25wt％-0.35wt％。3.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，步骤s1中，所述第一次干筛的过筛孔径为175mm；所述第二次干筛的过筛孔径为100mm；所述第三次干筛的过筛孔径为50mm；所述湿筛的过筛孔径为20mm。4.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，步骤s1中，所述第一细粒级物料的粒度≤0.038mm。5.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，步骤s2中，所述擦洗的强度为800r/min-1400r/min。6.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，步骤s2中，所述第二粗粒级物料的粒度≥0.83mm，所述第二细粒级物料的粒度≤0.038mm，所述中粒级物料的粒度为0.038mm-0.83mm。7.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，步骤s3中，经所述磨矿后粒度≤0.074mm的物料占比75％以上。8.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，步骤s3中，所述反浮选除杂包括以下过程：所述矿浆加入起泡剂和第一捕收剂，进行第一次反浮选脱硫，脱硫尾矿加入第一ph调整剂、第一抑制剂和第二捕收剂，进行第二次反浮选脱钙。9.根据权利要求8所述的选矿方法，其特征在于，步骤s3中，所述起泡剂为松醇油，所述第一捕收剂为戊基黄药。10.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，步骤s3中，所述正浮选富集锂包括以下过程：将所述反浮选除杂后的尾矿加入第二ph调整剂、第二抑制剂和第三捕收剂，进行正浮选，所得浮选泡沫为所述浮选锂精矿。

技术总结

本发明公开了一种锂黏土矿的选矿方法，采用颚式破碎机对锂黏土矿进行两段粗碎，再采用锤式破碎机中碎，采用圆锥破碎机细碎，湿筛后筛下物给入旋流器进行预先分级，得到第一细粒级物料和第一粗粒级物料，将第一粗粒级物料进行擦洗，送至两段三产品旋流器分级，得到第二粗粒级物料、第二细粒级物料和中粒级物料，中粒级物料磨矿和调浆后，所得矿浆先进行反浮选除杂，再进行正浮选富集锂，得到浮选锂精矿，第一细粒级物料、第二细粒级物料和浮选锂精矿作为锂精矿产品。本发明通过多破少磨工艺，降低破磨工段的能耗，通过擦洗工艺，实现含锂矿物的富集及碳酸盐类脉石矿物的有效抛除，通过对擦洗中矿单独处理，提高Li元素的回收率。提高Li元素的回收率。提高Li元素的回收率。

技术研发人员：郭萧轲 唐时健 阮丁山 李长东 孟志远

受保护的技术使用者：湖南邦普循环科技有限公司

技术研发日：2023.01.19

技术公布日：2023/4/25