权利要求
S1、对原矿进行破碎，然后通过筛分分级得到大于6mm、0.5mm-6mm和小于0.5mm三个粒级;
S2、将粒级为大于6mm的矿石返回步骤S1继续进行破碎筛分;将粒级为0.5mm-6mm的矿石送入重介质旋流器中，得到锂精矿1、重介质中矿和重介质尾矿;将粒级为小于0.5mm粒级的矿石进行重选获得锡精矿1和重选尾矿1;
S3、步骤S2所得的重介质中矿与重选尾矿1进入磨矿分级系统，在磨机中磨矿后进入水力旋流器中进行分级，分级沉砂返回磨矿分级系统中继续进行磨矿分级;
S4、对步骤S3所得的分级溢流进行浮选获得锂精矿2和浮选尾矿;
S5、将步骤S2所得的锂精矿1与步骤S4所得的锂精矿2送入冶炼系统获得锂产品及冶炼渣，冶炼渣经过重选获得锡精矿2和重选尾矿2。
2.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤S2中，所述重介质旋流器的给矿压力为0.15MPa，倾角为15°;重介质材料为硅铁粉，其密度为6.7-7.1g/cm3，其粒度为-0.045mm占85-90%。
3.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤S2中，对粒级为0.5mm-6mm的矿石进行两段重介质旋流器的处理;第一段重介质旋流器的处理中获得锂精矿1及第一段尾矿，第一段尾矿进入第二段重介质旋流器的处理，获得重介质中矿及重介质尾矿。
4.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤S2中，粒级为小于0.5mm的矿石进入矿砂摇床中进行重选作业。
5.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤S3中，按每吨原矿干重计，磨机中添加有碳酸钠700g/t;分级溢流的细度为-0.075mm占65%。
6.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤S4中，所述浮选的流程具体为：
S4.1、调节矿浆质量浓度至30%后进行粗选作业;按照进入浮选的矿量干重计，先向矿浆添加氢氧化钠150g/t，搅拌15分钟后加入氯化镁150g/t，搅拌5分钟后加入捕收剂1500g/t，搅拌3分钟后充气刮泡，获得粗选精矿及粗选尾矿;粗选精矿进入步骤S4.4，粗选尾矿进入步骤S4.2;
S4.2、扫选一作业：按照进入浮选的矿量干重计，向粗选尾矿中加入氯化镁70g/t，搅拌5分钟后加入捕收剂300g/t，搅拌3分钟后充气刮泡，获得的扫选一精矿返回粗选作业，获得的扫选一尾矿进入扫选二作业;
S4.3、扫选二作业：按照进入浮选的矿量干重计，向扫选一尾矿先加入氯化镁35g/t并搅拌5分钟，然后加入捕收剂150g/t并搅拌3分钟，充气刮泡后，获得的扫选二精矿返回扫选一作业，获得的扫选二尾矿加入尾矿库中;
S4.4、精选一作业：按照进入浮选的矿量干重计，向粗选精矿中加入碳酸钠400g/t并搅拌5分钟后充气刮泡，获得的精选一精矿进入精选二作业，获得的精选一尾矿返回粗选作业;
S4.5、精选二作业：按照进入浮选的矿量干重计，向精选一精矿加入碳酸钠200g/t并搅拌5分钟后充气刮泡，获得的精选二精矿进入精选三作业，获得的精选二尾矿返回精选一作业;
S4.6、精选三作业：按照进入浮选的矿量干重计，向精选二精矿加入碳酸钠100g/t并搅拌5分钟后充气刮泡，获得锂精矿2，获得的精选三尾矿返回精选二作业。
7.根据权利要求6所述的工艺，其特征在于，步骤S4.1、步骤S4.2和步骤S4.3中采用的捕收剂均为脂肪氧肟酸。
8.根据权利要求1所述的工艺，其特征在于，步骤S5中，锂精矿1和锂精矿2在冶炼系统中，经转型焙烧和硫酸化焙烧后，得到的焙砂进行水浸提锂，水浸结束后，通过液固分离获得含锡的冶炼渣以及含锂浸出液，对含锂浸出液进行回收锂，获得锂产品。
9.根据权利要求1或8所述的工艺，其特征在于，步骤S5中，冶炼渣进入到摇床中进行重选作业，所述摇床为矿泥摇床。
说明书
技术领域
[0001]本发明涉及选矿技术领域，具体涉及一种含锡锂辉石矿的重—浮协同回收阶段选别工艺。
背景技术
[0002]锂是自然界质量最轻、能量密度最大的金属，在锂电、核能、玻璃等领域有重要应用。清洁能源需求高涨，锂已成为战略资源。锂资源主要为含锂盐湖和含锂矿石，其中锂辉石储量大、分布广，是开采最为广泛的矿种。浮选是锂辉石分离富集的主要工艺，除浮选工艺外，锂辉石的分选方法还包括重介质法，重介质法可节约选矿成本和提高资源综合利率。同时锂辉石矿中大多含伴生金属锡，也是需要综合回收的重要元素。
[0003]中国专利申请CN118403729A公开了一种锂矿石重介质提精抛废工艺，该工艺充分利用能抛早抛和少磨的原则，但忽视了细粒级尾矿中有价元素的综合回收利用。国际专利申请WO2024212608A1公开了一种全粒级重介质选矿系统及选矿方法，该方法实现了锂辉石粗、细粒级重介质选，细粒级浮选，但该工艺仅考虑的锂辉石的回收，碎磨过程中伴生金属的过粉碎可能导致后端富集效果差。而中国专利申请CN117443555A、CN117583118A所公开的锂辉石选矿工艺，都使锂辉石通过重选、浮选回收，可以降低工艺成本，但忽视了其-0.5mm中存在有价金属已经单体解离，该部分可预先进行回收。中国专利申请CN117065916A公开了一种锂渣综合回收利用方法，在分级处理下浮选回收了锂精粉和磁选钽铌，实现了锂渣高效综合回收利用，但该工艺忽视了冶炼渣中锡石的重选回收。中国专利申请CN116532235A公开了一种锂辉石冶炼渣资源化综合利用方法，该工艺能将锂渣中锂、钽、铌进行回收利用，但同样忽视了冶炼渣中锡石的分离回收。
发明内容
[0004]针对现有技术的不足，本发明旨在提供一种含锡锂辉石矿的重—浮协同回收阶段选别工艺，充分利用锂辉石、锡石及脉石矿物间比重和界面性质的差异性，通过重选-浮选协同回收锂辉石矿及其冶炼渣中的锂、锡，实现资源的绿色、最大化回收利用。
[0005]为了实现上述目的，本发明采用如下技术方案：
[0006]一种含锡锂辉石矿的重—浮协同回收阶段选别工艺，包括如下步骤：
[0007]S1、对原矿进行破碎，然后通过筛分分级得到大于6mm、0.5mm-6mm和小于0.5mm三个粒级;
[0008]S2、将粒级为大于6mm的矿石返回步骤S1继续进行破碎筛分;将粒级为0.5mm-6mm的矿石送入重介质旋流器中，得到锂精矿1、重介质中矿和重介质尾矿;将粒级为小于0.5mm粒级的矿石进行重选获得锡精矿1和重选尾矿1;
[0009]S3、步骤S2所得的重介质中矿与重选尾矿1进入磨矿分级系统，在磨机中磨矿后进入水力旋流器中进行分级，分级沉砂返回磨矿分级系统中继续进行磨矿分级;
[0010]S4、对步骤S3所得的分级溢流进行浮选获得锂精矿2和浮选尾矿;
[0011]S5、将步骤S2所得的锂精矿1与步骤S4所得的锂精矿2送入冶炼系统获得锂产品及冶炼渣，冶炼渣经过重选获得锡精矿2和重选尾矿2。
[0012]进一步地，步骤S2中，所述重介质旋流器的给矿压力为0.15MPa，倾角为15°;重介质材料为硅铁粉，其密度为6.7-7.1g/cm3，其粒度为-0.045mm占85-90%。
[0013]进一步地，步骤S2中，对粒级为0.5mm-6mm的矿石进行两段重介质旋流器的处理;第一段重介质旋流器的处理中获得锂精矿1及第一段尾矿，第一段尾矿进入第二段重介质旋流器的处理，获得重介质中矿及重介质尾矿。
[0014]进一步地，步骤S2中，粒级为小于0.5mm的矿石进入矿砂摇床中进行重选作业。
[0015]进一步地，步骤S3中，按每吨原矿干重计，磨机中添加有碳酸钠700g/t;分级溢流的细度为-0.075mm占65%。
[0016]进一步地，步骤S4中，所述浮选的流程具体为：
[0017]S4.1、调节矿浆质量浓度至30%后进行粗选作业;按照进入浮选的矿量干重计，先向矿浆添加氢氧化钠150g/t，搅拌15分钟后加入氯化镁150g/t，搅拌5分钟后加入捕收剂1500g/t，搅拌3分钟后充气刮泡，获得粗选精矿及粗选尾矿;粗选精矿进入步骤S4.4，粗选尾矿进入步骤S4.2;
[0018]S4.2、扫选一作业：按照进入浮选的矿量干重计，向粗选尾矿中加入氯化镁70g/t，搅拌5分钟后加入捕收剂300g/t，搅拌3分钟后充气刮泡，获得的扫选一精矿返回粗选作业，获得的扫选一尾矿进入扫选二作业;
[0019]S4.3、扫选二作业：按照进入浮选的矿量干重计，向扫选一尾矿先加入氯化镁35g/t并搅拌5分钟，然后加入捕收剂150g/t并搅拌3分钟，充气刮泡后，获得的扫选二精矿返回扫选一作业，获得的扫选二尾矿加入尾矿库中;
[0020]S4.4、精选一作业：按照进入浮选的矿量干重计，向粗选精矿中加入碳酸钠400g/t并搅拌5分钟后充气刮泡，获得的精选一精矿进入精选二作业，获得的精选一尾矿返回粗选作业;
[0021]S4.5、精选二作业：按照进入浮选的矿量干重计，向精选一精矿加入碳酸钠200g/t并搅拌5分钟后充气刮泡，获得的精选二精矿进入精选三作业，获得的精选二尾矿返回精选一作业;
[0022]S4.6、精选三作业：按照进入浮选的矿量干重计，向精选二精矿加入碳酸钠100g/t并搅拌5分钟后充气刮泡，获得锂精矿2，获得的精选三尾矿返回精选二作业。
[0023]进一步地，步骤S4.1、步骤S4.2和步骤S4.3中采用的捕收剂均为脂肪氧肟酸。
[0024]进一步地，步骤S5中，锂精矿1和锂精矿2在冶炼系统中，经转型焙烧和硫酸化焙烧后，得到的焙砂进行水浸提锂，水浸结束后，通过液固分离获得含锡的冶炼渣以及含锂浸出液，对含锂浸出液进行回收锂，获得锂产品。
[0025]更进一步地，步骤S5中，冶炼渣进入到摇床中进行重选作业，所述摇床为矿泥摇床。
[0026]本发明的有益效果在于：
[0027](1)本发明针对含锡锂辉石矿，采用重选-浮选协同的选矿方法实现阶段分选，高效、绿色，充分利用含锡锂辉石矿比重、粒度、嵌布关系等矿石性质，避免了过磨造成锂、锡的金属损失，同时重介质选矿、重选、浮选工艺实现粗、细粒级锂辉石与伴生锡石的回收，使不同粒级矿物在最优的设备环境及工艺参数下得到阶梯回收，最大程度回收了锡、锂有价金属资源。
[0028](2)针对主要成分为锂辉石的锂精矿，锂辉石在焙烧、浸出冶炼过程发生矿物相重构，大部分金属阳离子被浸出，而锡石由于熔、沸点高，且不溶于水、稀酸溶液，物理化学性质相对稳定，冶炼过程基本不发生矿物相重构，导致两者比重差异进一步增大。传统工艺将锂精矿冶炼渣直接进入尾矿库，使得伴生金属锡未得到回收，造成资源浪费，本发明创造性地提出冶炼渣重选回收锡，可以真正实现资源的充分回收利用。
[0029](3)本发明提供了一种高效、绿色、资源利用率高的锂辉石矿综合回收锡、锂的阶段分选工艺，可为该类型锂辉石矿矿资源的回收提供借鉴。
附图说明
[0030]图1为本发明实施例1的方法流程图。
具体实施方式
[0031]以下将结合附图对本发明作进一步的描述，需要说明的是，本实施例以本技术方案为前提，给出了详细的实施方式和具体的操作过程，但本发明的保护范围并不限于本实施例。
[0032]实施例1
[0033]本实施例选别的矿石为非洲某锂辉石矿，原矿含Li2O 1.46%，含Sn 0.06%，矿石中主要有用矿物为锂辉石、锡石，脉石矿物为石英、长石等。
[0034]本实施例提供一种含锡锂辉石矿的重—浮协同回收阶段选别工艺处理上述矿石，如图1所示，包括如下步骤：
[0035]S1、对原矿利用高压辊磨机破碎，然后通过筛分分级得到大于6mm(+6mm)、0.5mm-6mm(-6mm+0.5mm)和小于0.5mm(-0.5mm)三个粒级;
[0036]S2、将大于6mm的粗粒级矿石返回高压辊磨机中继续进行破碎和筛分分级;将粒级为0.5mm-6mm的矿石送入重介质旋流器中，所述重介质旋流器的给矿压力为0.15MPa，倾角为15°，重介质材料为硅铁粉，其密度为6.7g/cm3，其粒度为-0.045mm占85%。第一段重介质旋流器的处理中获得锂精矿1及第一段尾矿，第一段尾矿进入第二段重介质旋流器的处理，获得重介质中矿及重介质尾矿。将粒级为小于0.5mm的矿石进入矿砂摇床中进行重选作业，经重选作业获得锡精矿1和重选尾矿1。
[0037]S3、步骤S2所得的重介质中矿与重选尾矿1送入磨矿分级系统，首先在球磨机中进行磨矿，并且按每吨原矿干重计，磨机中添加有碳酸钠700g/t;在球磨机中磨矿后进入水力旋流器中进行分级，分级沉砂返回磨矿分级系统中进行磨矿分级，分级溢流进入搅拌桶中。分级溢流的细度为-0.075mm占65%。
[0038]S4、对步骤S3所得的分级溢流进行浮选获得锂精矿2和浮选尾矿：
[0039]S4.1、粗选作业：调节矿浆质量浓度至30%后进行粗选作业，粗选作业中，按照进入浮选的矿量干重计，先向矿浆添加氢氧化钠150g/t，搅拌15分钟后加入氯化镁150g/t，搅拌5分钟后加入捕收剂脂肪氧肟酸1500g/t，搅拌3分钟后充气刮泡，获得粗选精矿及粗选尾矿;粗选精矿进入步骤S4.4，粗选尾矿进入步骤S4.2;
[0040]S4.2、扫选一作业：按照进入浮选的矿量干重计，向粗选尾矿中加入氯化镁70g/t，搅拌5分钟后加入捕收剂脂肪氧肟酸300g/t，搅拌3分钟后充气刮泡，获得的扫选一精矿返回粗选作业，获得的扫选一尾矿进入扫选二作业;
[0041]S4.3、扫选二作业：按照进入浮选的矿量干重计，向扫选一尾矿先加入氯化镁35g/t并搅拌5分钟，然后加入捕收剂脂肪氧肟酸150g/t搅拌3分钟，充气刮泡后，获得的扫选二精矿返回扫选一作业，获得的扫选二尾矿加入尾矿库中;
[0042]S4.4、精选一作业：按照进入浮选的矿量干重计，向粗选精矿中加入碳酸钠300g/t并搅拌5分钟后充气刮泡，获得的精选一精矿进入精选二作业，获得的精选一尾矿返回粗选作业;
[0043]S4.5、精选二作业：按照进入浮选的矿量干重计，向精选一精矿加入碳酸钠150g/t并搅拌5分钟后充气刮泡，获得的精选二精矿进入精选三作业，获得的精选二尾矿返回精选一作业;
[0044]S4.6、精选三作业：向精选二精矿加入碳酸钠50g/t并搅拌5分钟后充气刮泡，获得锂精矿2，获得的精选三尾矿返回精选二作业。
[0045]S5、将步骤S2所得的锂精矿1与步骤S4所得的锂精矿2送入冶炼系统，经转型焙烧和硫酸化焙烧后，得到的焙砂进行水浸提锂，水浸结束后，通过液固分离获得含锡的冶炼渣(产率95%)以及含锂浸出液。对含锂浸出液进行回收锂，得到锂产品，冶炼渣进入到矿泥摇床中进行重选获得锡精矿2和重选尾矿2。
[0046]需要说明的是，所述捕收剂脂肪氧肟酸采用的是中国专利申请CN119114293A中所公开的脂肪氧肟酸。
[0047]对比例1
[0048]本对比例所处理的矿石和实施例1、2相同，处理流程包括如下步骤：
[0049]S1、对原矿利用高压辊磨机破碎，然后通过筛分分级得到大于6mm、0.5mm-6mm和小于0.5mm三个粒级。
[0050]S2、将大于6mm的粗粒级矿石返回至高压辊磨机继续进行破碎;将0.5mm-6mm粒级的矿石送入重介质旋流器中;所述重介质旋流器的给矿压力为0.15MPa，倾角为15°，重介质材料为硅铁粉，密度为6.7g/cm3，粒度为-0.045mm占85%。第一段重介质旋流器的处理中获得锂精矿1及第一段尾矿，第一段尾矿进入第二段重介质旋流器的处理，获得重介质中矿及重介质尾矿。
[0051]S3、磨矿分级作业：步骤S2所得的重介质中矿与步骤S1中小于0.5mm粒级的产品送入磨矿分级系统，首先在球磨机中进行磨矿，在球磨机中磨矿后进入水力旋流器中进行分级，分级沉砂返回磨矿分级系统中进行磨矿分级，分级溢流进入搅拌桶中。分级溢流的细度为-0.075mm占65%。
[0052]S4、重选作业：步骤S3所得的分级溢流产品进入重选作业，经摇床重选后得到锡精矿及重选尾矿;
[0053]S5、对步骤S4所得的重选尾矿进行浮选：
[0054]S5.1、粗选作业：调节矿浆质量浓度至30%后进行粗选作业，粗选作业中，按照进入浮选的矿量干重计，先向矿浆添加氢氧化钠150g/t，搅拌15分钟后加入氯化镁150g/t，搅拌5分钟后加入捕收剂脂肪氧肟酸1500g/t，搅拌3分钟后充气刮泡，获得粗选精矿及粗选尾矿;粗选精矿进入步骤S5.4，粗选尾矿进入步骤S5.2;
[0055]S5.2、扫选一作业：步骤S5.1获得的粗选尾矿进行扫选一作业;扫选一作业中，向粗选尾矿中加入氯化镁70g/t，搅拌5分钟后加入捕收剂脂肪氧肟酸300g/t，搅拌3分钟后充气刮泡，获得的扫选一精矿返回粗选作业，获得的扫选一尾矿进入扫选二作业;
[0056]S5.3、扫选二作业：扫选二作业中，向扫选一尾矿先加入氯化镁35g/t并搅拌5分钟，然后加入捕收剂脂肪氧肟酸150g/t搅拌3分钟，充气刮泡后，获得的扫选二精矿返回扫选一作业，获得的扫选二尾矿加入尾矿库中;
[0057]S5.4、精选一作业：步骤S4.1所得的粗选精矿进入精选一作业;精选一作业中，向粗选精矿中加入碳酸钠300g/t并搅拌5分钟后充气刮泡，获得的精选一精矿进入精选二作业，获得的精选一尾矿返回粗选作业;
[0058]S5.5、精选二作业：精选二作业中，向精选一精矿加入碳酸钠150g/t并搅拌5分钟后充气刮泡，获得的精选二精矿进入精选三作业，获得的精选二尾矿返回精选一作业;
[0059]S5.6、精选三作业：精选三作业中，向精选二精矿加入碳酸钠50g/t并搅拌5分钟后充气刮泡，获得锂精矿2，获得的精选三尾矿返回精选二作业。
[0060]S6、将步骤S2所得的锂精矿1与步骤S5所得的锂精矿2送入冶炼系统，经转型焙烧和硫酸化焙烧后，得到的焙砂进行水浸提锂，水浸结束后，通过液固分离获得含锡的冶炼渣以及含锂浸出液。对含锂浸出液进行回收锂，得到锂产品。
[0061]实施例1和对比例1的工艺指标如表1所示。
[0062]表1
[0063]
[0064]
[0065]从表1可看出，实施例1可实现锡精矿品位45.84%，锡选矿综合回收率65.38%，锂辉石精矿品位6.00%，锂选矿综合回收率86.98%。对比例1中，锡精矿品位46.96%，锡选矿综合回收率34.41%，锂辉石精矿品位6.00%，锂选矿综合回收率87.09%。
[0066]相对于对比例1，实施例1方法在锂选矿综合回收率仅损失约0.11%的情况下，锡选矿综合回收率提高约31%，且锡精矿品位达到同一品级要求，因此实施例1大幅提高了矿物的经济效益。
[0067]实施例1方法利用伟晶岩型矿物的矿石性质特征，其锂辉石一般与锡石嵌布关系较为紧密，且锂辉石嵌布粒度较粗，令0.5mm-6mm粒级的矿石进入重介质分选，获得锂精矿并使与锂辉石嵌布紧密的锡石在重介质分选作业中富集在锂精矿1中，并令小于0.5mm粒级的矿石先进入重选系统，让部分已解离的锡石先得到回收。然后重介质中矿及与重选尾矿1在进行磨矿分级后进入浮选作业，在捕收剂作用下，锂、锡富集至锂精矿2中。而对比例1方法中则令小于0.5mm粒级的矿石直接进入浮选作业，忽视了小于0.5mm粒级中锡石的解离，但是小于0.5mm粒级中-0.355+0.025mm粒级含量占比80%以上，完全具备一定的重选条件，这是导致对比例1锡选矿综合回收率较低的重要原因。
[0068]对于本领域的技术人员来说，可以根据以上的技术方案和构思，给出各种相应的改变和变形，而所有的这些改变和变形，都应该包括在本发明权利要求的保护范围之内。
说明书附图(1)
