CN117718135A - 一种低品位热液蚀变型锂矿高效提锂和高纯石英的方法 - Google Patents
一种低品位热液蚀变型锂矿高效提锂和高纯石英的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN117718135A CN117718135A CN202311736140.0A CN202311736140A CN117718135A CN 117718135 A CN117718135 A CN 117718135A CN 202311736140 A CN202311736140 A CN 202311736140A CN 117718135 A CN117718135 A CN 117718135A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- lithium
- ore
- acid
- low
- leaching
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Pending
Links
- WHXSMMKQMYFTQS-UHFFFAOYSA-N Lithium Chemical compound [Li] WHXSMMKQMYFTQS-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 199
- 229910052744 lithium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 199
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 71
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 62
- 239000010453 quartz Substances 0.000 title claims abstract description 51
- 230000004075 alteration Effects 0.000 title claims abstract description 37
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 135
- 238000000605 extraction Methods 0.000 claims abstract description 64
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims abstract description 62
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims abstract description 51
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 39
- 239000010433 feldspar Substances 0.000 claims abstract description 36
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N sulfuric acid Substances OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 33
- 239000010445 mica Substances 0.000 claims abstract description 32
- 229910052618 mica group Inorganic materials 0.000 claims abstract description 32
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims abstract description 31
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract description 27
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims abstract description 22
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 claims abstract description 19
- 238000012216 screening Methods 0.000 claims abstract description 18
- 238000005201 scrubbing Methods 0.000 claims abstract description 18
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 15
- 238000001514 detection method Methods 0.000 claims abstract description 11
- 238000007731 hot pressing Methods 0.000 claims abstract description 11
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 11
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 11
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 9
- 238000007654 immersion Methods 0.000 claims abstract description 6
- 239000006004 Quartz sand Substances 0.000 claims abstract description 5
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims description 40
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 37
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 21
- 239000004576 sand Substances 0.000 claims description 15
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- MUBZPKHOEPUJKR-UHFFFAOYSA-N Oxalic acid Chemical compound OC(=O)C(O)=O MUBZPKHOEPUJKR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- 238000002354 inductively-coupled plasma atomic emission spectroscopy Methods 0.000 claims description 12
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 claims description 11
- 238000004321 preservation Methods 0.000 claims description 11
- 239000000126 substance Substances 0.000 claims description 10
- 238000001035 drying Methods 0.000 claims description 9
- KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N Fluorane Chemical compound F KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 claims description 8
- 239000004088 foaming agent Substances 0.000 claims description 7
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 7
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 claims description 7
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 7
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 7
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N Nitric acid Chemical compound O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 229910017604 nitric acid Inorganic materials 0.000 claims description 6
- -1 compound amine Chemical class 0.000 claims description 5
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims description 5
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 claims description 5
- 239000011573 trace mineral Substances 0.000 claims description 5
- 235000013619 trace mineral Nutrition 0.000 claims description 5
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 4
- 238000001095 inductively coupled plasma mass spectrometry Methods 0.000 claims description 4
- 235000006408 oxalic acid Nutrition 0.000 claims description 4
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 239000004215 Carbon black (E152) Substances 0.000 claims description 3
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 235000014113 dietary fatty acids Nutrition 0.000 claims description 3
- 239000000194 fatty acid Substances 0.000 claims description 3
- 229930195729 fatty acid Natural products 0.000 claims description 3
- 150000004665 fatty acids Chemical class 0.000 claims description 3
- 229930195733 hydrocarbon Natural products 0.000 claims description 3
- 150000002430 hydrocarbons Chemical class 0.000 claims description 3
- 239000003112 inhibitor Substances 0.000 claims description 3
- 239000003921 oil Substances 0.000 claims description 3
- 239000010665 pine oil Substances 0.000 claims description 3
- 238000007781 pre-processing Methods 0.000 claims 1
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims 1
- 239000011499 joint compound Substances 0.000 abstract description 27
- 239000002994 raw material Substances 0.000 abstract description 5
- 239000012752 auxiliary agent Substances 0.000 abstract description 4
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 abstract description 4
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 abstract description 3
- 238000002791 soaking Methods 0.000 abstract description 3
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 abstract description 2
- 238000004134 energy conservation Methods 0.000 abstract description 2
- 238000012545 processing Methods 0.000 abstract description 2
- 238000005260 corrosion Methods 0.000 abstract 1
- 230000007797 corrosion Effects 0.000 abstract 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 30
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 30
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 30
- 239000000047 product Substances 0.000 description 30
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 26
- 239000011435 rock Substances 0.000 description 16
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 14
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 12
- 229910052629 lepidolite Inorganic materials 0.000 description 10
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 10
- 239000000523 sample Substances 0.000 description 9
- 229910001760 lithium mineral Inorganic materials 0.000 description 8
- 238000005303 weighing Methods 0.000 description 8
- HBBGRARXTFLTSG-UHFFFAOYSA-N Lithium ion Chemical group [Li+] HBBGRARXTFLTSG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- CNLWCVNCHLKFHK-UHFFFAOYSA-N aluminum;lithium;dioxido(oxo)silane Chemical compound [Li+].[Al+3].[O-][Si]([O-])=O.[O-][Si]([O-])=O CNLWCVNCHLKFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 239000012267 brine Substances 0.000 description 7
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 7
- HPALAKNZSZLMCH-UHFFFAOYSA-M sodium;chloride;hydrate Chemical compound O.[Na+].[Cl-] HPALAKNZSZLMCH-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 7
- 229910052642 spodumene Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000004927 clay Substances 0.000 description 6
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 6
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 6
- 239000011449 brick Substances 0.000 description 5
- 229910001919 chlorite Inorganic materials 0.000 description 5
- 229910052619 chlorite group Inorganic materials 0.000 description 5
- QBWCMBCROVPCKQ-UHFFFAOYSA-N chlorous acid Chemical compound OCl=O QBWCMBCROVPCKQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 239000010438 granite Substances 0.000 description 5
- NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-N Phosphoric acid Chemical compound OP(O)(O)=O NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000003814 drug Substances 0.000 description 4
- 238000007873 sieving Methods 0.000 description 4
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 3
- 239000004566 building material Substances 0.000 description 3
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 3
- 239000004568 cement Substances 0.000 description 3
- 239000007795 chemical reaction product Substances 0.000 description 3
- 239000002734 clay mineral Substances 0.000 description 3
- 230000001186 cumulative effect Effects 0.000 description 3
- 239000006260 foam Substances 0.000 description 3
- KWLMIXQRALPRBC-UHFFFAOYSA-L hectorite Chemical compound [Li+].[OH-].[OH-].[Na+].[Mg+2].O1[Si]2([O-])O[Si]1([O-])O[Si]([O-])(O1)O[Si]1([O-])O2 KWLMIXQRALPRBC-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 229910000271 hectorite Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000004615 ingredient Substances 0.000 description 3
- KAGBQTDQNWOCND-UHFFFAOYSA-M lithium;chlorite Chemical compound [Li+].[O-]Cl=O KAGBQTDQNWOCND-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- 238000003760 magnetic stirring Methods 0.000 description 3
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 3
- 238000010791 quenching Methods 0.000 description 3
- 230000000171 quenching effect Effects 0.000 description 3
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 2
- 229910000147 aluminium phosphate Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052612 amphibole Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 2
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000011362 coarse particle Substances 0.000 description 2
- 238000000151 deposition Methods 0.000 description 2
- 238000011161 development Methods 0.000 description 2
- 230000018109 developmental process Effects 0.000 description 2
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 2
- 238000011010 flushing procedure Methods 0.000 description 2
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 2
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 2
- 229910001416 lithium ion Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910003002 lithium salt Inorganic materials 0.000 description 2
- 159000000002 lithium salts Chemical class 0.000 description 2
- 239000006148 magnetic separator Substances 0.000 description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 2
- 229910021645 metal ion Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000012106 screening analysis Methods 0.000 description 2
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 2
- 229910021642 ultra pure water Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000012498 ultrapure water Substances 0.000 description 2
- 229910000616 Ferromanganese Inorganic materials 0.000 description 1
- 102100035115 Testin Human genes 0.000 description 1
- 101710070533 Testin Proteins 0.000 description 1
- 238000002441 X-ray diffraction Methods 0.000 description 1
- 238000010306 acid treatment Methods 0.000 description 1
- 150000007513 acids Chemical class 0.000 description 1
- 230000006978 adaptation Effects 0.000 description 1
- 229910052656 albite Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052784 alkaline earth metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000008052 alkyl sulfonates Chemical class 0.000 description 1
- HEHRHMRHPUNLIR-UHFFFAOYSA-N aluminum;hydroxy-[hydroxy(oxo)silyl]oxy-oxosilane;lithium Chemical compound [Li].[Al].O[Si](=O)O[Si](O)=O.O[Si](=O)O[Si](O)=O HEHRHMRHPUNLIR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 1
- 229910052790 beryllium Inorganic materials 0.000 description 1
- ATBAMAFKBVZNFJ-UHFFFAOYSA-N beryllium atom Chemical compound [Be] ATBAMAFKBVZNFJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000033558 biomineral tissue development Effects 0.000 description 1
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000005341 cation exchange Methods 0.000 description 1
- 238000009388 chemical precipitation Methods 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 238000004737 colorimetric analysis Methods 0.000 description 1
- 238000010276 construction Methods 0.000 description 1
- 238000007796 conventional method Methods 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 description 1
- 230000007547 defect Effects 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 239000003085 diluting agent Substances 0.000 description 1
- YGANSGVIUGARFR-UHFFFAOYSA-N dipotassium dioxosilane oxo(oxoalumanyloxy)alumane oxygen(2-) Chemical compound [O--].[K+].[K+].O=[Si]=O.O=[Al]O[Al]=O YGANSGVIUGARFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 1
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 1
- 238000007667 floating Methods 0.000 description 1
- 239000008396 flotation agent Substances 0.000 description 1
- 230000004927 fusion Effects 0.000 description 1
- 239000002241 glass-ceramic Substances 0.000 description 1
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 1
- 239000004519 grease Substances 0.000 description 1
- 238000003837 high-temperature calcination Methods 0.000 description 1
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 1
- 238000009776 industrial production Methods 0.000 description 1
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 1
- 238000005342 ion exchange Methods 0.000 description 1
- DALUDRGQOYMVLD-UHFFFAOYSA-N iron manganese Chemical compound [Mn].[Fe] DALUDRGQOYMVLD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- INHCSSUBVCNVSK-UHFFFAOYSA-L lithium sulfate Inorganic materials [Li+].[Li+].[O-]S([O-])(=O)=O INHCSSUBVCNVSK-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 230000001050 lubricating effect Effects 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- LPUQAYUQRXPFSQ-DFWYDOINSA-M monosodium L-glutamate Chemical compound [Na+].[O-]C(=O)[C@@H](N)CCC(O)=O LPUQAYUQRXPFSQ-DFWYDOINSA-M 0.000 description 1
- 239000004223 monosodium glutamate Substances 0.000 description 1
- 235000013923 monosodium glutamate Nutrition 0.000 description 1
- 230000000877 morphologic effect Effects 0.000 description 1
- 229910052627 muscovite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 229910052755 nonmetal Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 229910052670 petalite Inorganic materials 0.000 description 1
- 229920000642 polymer Polymers 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 229910052761 rare earth metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000002910 rare earth metals Chemical class 0.000 description 1
- 238000005185 salting out Methods 0.000 description 1
- 238000012284 sample analysis method Methods 0.000 description 1
- 239000012488 sample solution Substances 0.000 description 1
- 238000007790 scraping Methods 0.000 description 1
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 1
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 description 1
- RBTVSNLYYIMMKS-UHFFFAOYSA-N tert-butyl 3-aminoazetidine-1-carboxylate;hydrochloride Chemical compound Cl.CC(C)(C)OC(=O)N1CC(N)C1 RBTVSNLYYIMMKS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明公开了一种低品位热液蚀变型锂矿高效提锂和高纯石英的方法，属于锂矿选冶加工和综合利用技术领域，该方法包括：S1、矿石破碎；S2、预处理料筛分；S3、筛上产品磨矿；S4、搅拌擦洗‑沉降脱泥；S5、弱磁选；S6、强磁选；S7、反浮选分离；S8、热压酸浸；S9、合并泥；S10、低温提锂；S11、浸渣检测；S12、高纯石英砂检测。原矿预先筛分粗粒级+40目进入磨矿，降低磨矿成本，将分选出的总泥、云母、长石分别添加提锂试剂，无须高温焙烧、添加盐类焙烧助剂等前置处理，也无需浓硫酸，采用低温低压、低浓度酸、常温水浸搅拌即可直接高效提取锂，对设备的腐蚀性小节能环保、对原料的适应性强、绿色清洁、锂浸出率高达90％，显著提高锂矿的综合利用水平。
Description
技术领域
本发明属于锂矿选冶加工和综合利用领域，具体地说，涉及一种低品位热液蚀变型锂矿高效提锂和高纯石英的方法。
背景技术
锂是目前世界上已知原子半径最小、质量最轻与电离电势最大的亲石稀有碱土金属元素，锂被美国、日本、澳大利亚等国列为关键金属，广泛应用于玻璃陶瓷、润滑脂、有色冶金、临床医药、空气处理、高能电池、原子能热核聚变及航空航天等领域，享有“工业味精”与“21世纪最有应用潜力的金属”等美誉。
自然界中的锂常以固体矿物资源和液体矿床资源两种形式产出，固体矿石锂资源主要有锂辉石、锂云母、透锂长石等，硬岩型固体矿石约占29％，沉积型锂矿床约占7％，液体卤水型约占64％。我国锂资源对外依存度超过80％。按照目前世界锂矿资源主流的分类，锂矿床主要划分为硬岩型、盐湖卤水型和沉积型三大类，其中硬岩型锂矿主要划分为伟晶岩型与花岗岩型，沉积型锂矿主要为火山岩沉积型和碳酸盐岩风化～沉积型，盐湖卤水型主要产于盐湖，此处不做讨论，以下按照矿床类型分别讨论各类锂矿的基本特征：
(1)伟晶岩型锂矿床特征：成矿母岩为伟晶岩，锂元素赋存矿物为锂辉石，矿床成因主要为岩浆分异演化作用，高分异伟晶岩富集锂、铍等不相容元素，从而成矿，母岩的分异演化程度都很高。(2)花岗岩型锂矿床特征：成矿母岩为花岗岩类岩石，锂元素赋存矿物主要为锂云母，矿床成因主要为岩浆分异演化作用，高分异伟晶岩富集锂，从而成矿，母岩的分异演化程度都很高。(3)火山岩沉积型锂矿特征：成矿母岩主要为凝灰岩等火山碎屑岩，锂元素的赋存矿物主要为锂蒙脱石、锂皂石等黏土矿物，矿床成因主要为火山物质与热水溶液或蒸发卤水之间相互作用可以形成非常规的含锂矿物，从而形成锂矿。(4)碳酸盐岩类风化～沉积型锂矿特征：成矿母岩主要为灰岩等碳酸盐岩，锂元素的赋存矿物主要为锂蒙脱石等黏土矿物，矿床成因为含锂矿物通过风化沉积作用次生富集，形成锂矿。
最近我国发现的低品位热液蚀变型锂矿与上述世界已经报道的锂矿资源均有明显区别：首先安徽旌德地区成矿母岩为旌德岩体花岗闪长岩，锂元素赋存矿物主要为锂绿泥石等热液蚀变矿物，矿床成因主要为深部富锂热液沿断裂构造通道上涌，对围岩内长石等矿物进行矿化蚀变作用，产生锂绿泥石等富锂矿物，从而形成相应锂矿资源，旌德岩体母岩的演化程度并不高，属于低演化花岗闪长岩。
目前提锂原料主要有两种，一种是从矿石锂辉石和锂云母中提锂，另一种是从液体资源如盐湖卤水以及井卤中提锂。锂辉石提锂工艺主要包括硫酸法、碱法、硫酸盐焙烧法和氯化焙烧法；锂云母提取锂方法主要有硫酸法、石灰石烧结法、硫酸盐焙烧法、压煮法和氯化焙烧法。两者主要工艺均是先在800～1200℃的高温下对矿物进行焙烧活化转型，再采用硫酸浸出锂生成锂盐。盐湖卤水提锂方法主要有蒸发结晶法、沉淀法、溶剂萃取法、离子交换吸附法、煅烧浸取法、盐析法、“许氏”法等。
专利CN 115161496 A公开了一种《从锂黏土中提取锂的方法》，将锂黏土粉末在500～800℃下焙烧1～5小时，焙烧熟料经研磨后与浸出剂和水混合，在150～300℃的温度和1.4～2.5MPa的压力下进行浸出。该方法将黏土锂全部磨成粉末进行高温焙烧，煅烧结块需要研磨后再与浸出剂反应，具有磨矿高、能耗高的短板。
专利CN 109022722A公开了《一种硫酸熟化浸出锂云母矿的方法》，用90～98％的浓硫酸拌入磨细的锂云母精矿中，在温度100-250℃条件下熟化2～20h，专利需要使用90～98％的浓硫酸在大于100℃条件下熟化，浓硫酸加热会产生酸气腐蚀设备，后续消耗大量的碱，多余的硫酸经碱处理后转变为硫酸盐，提锂成本高。
专利CN 115198109 A公开了《一种通过混合酸从含锂粘土中提锂的方法》，将含锂粘土矿粉与浓硫酸和浓磷酸的混酸按1:3～1:8的固液比进行充分混合，在50～150℃条件下浸出2～6h，锂的浸出率52.12％、55.96％、60.58％、77.83％、91.02％。其直接将锂矿磨成粉末后，与浓硫酸和浓磷酸混合，不仅强酸强烈腐蚀设备，还需要碱处理增加提锂成本，而且产生的尾矿量大。
CN 109593974 B公开了《一种从锂矿中提取锂的方法》，将锂矿与氧化钙及粉煤混合均匀后在1200～1500℃高温反应0.5～3h，将反应产物水淬后快速冷却得到水淬渣，将水淬渣细磨后加入硫酸溶液进行浸出，得到含锂的溶液，通过化学沉淀从溶液中得到锂盐，专利需要添加助剂且在1000℃以上高温煅烧，水淬后细磨，磨矿成本高，煅烧温度高，造成提锂成本高。
以上提锂工艺较为成熟，均是将锂矿磨矿到粉末状态，然后采用浓酸与磨细的粉样混合预处理、高温锻烧、或者添加焙烧助剂高温煅烧，均没有回收锂矿石中的非金属矿如石英、云母和长石，磨矿成本高，产生的尾矿量大，造成资源浪费，设备投资大，能耗高。对于低品位热液蚀变型锂矿而言，采用高温煅烧的方法处理低品位锂矿成本过高，导致这些锂矿可能开发利用价值不高，因此以上锂辉石、锂云母提锂方法不适用于低品位热液蚀变型锂矿。
有鉴于此特提出本发明。
发明内容
本发明要解决的技术问题在于克服现有技术的不足，提供一种低品位热液蚀变型锂矿高效提锂和高纯石英的方法，采用预先筛分+40目粗颗粒部分进入磨矿，预先抛尾后将含锂矿物优先富集，同时采用新型浮选药剂将锂矿中的长石、石英进行高效分离，分离后的产品分别加入提锂试剂稀酸，采用低温焙烧-水浸方法，锂综合浸出率最高达到90.07％，本发明方法绿色节能环保，云母浸渣和长石浸渣可以做硅质原料，用于水泥配料、加气砖等用途，降低尾矿排放量，得到的石英精矿SiO2含量99.94％，Fe含量4.38mg/kg，达到高纯石英低端产品标准要求，整体提高了低品位热液蚀变型锂矿的综合利用水平。
为解决上述技术问题，本发明采用技术方案的基本构思是：
一种低品位热液蚀变型锂矿高效提锂和高纯石英的方法，包括以下步骤：
(1)矿石破碎：将低品位热液蚀变型锂矿经过颚式破碎-对辊破碎机预处理，得到粒度-1mm预处理料；
(2)预处理料筛分：将步骤(1)获得的-1mm预处理料进行套筛筛分；
(3)筛上产品磨矿：将步骤(2)获得的+40目筛上产品进行磨矿，筛出-200目细泥产品；
(4)搅拌擦洗-沉降脱泥：将步骤(3)获得的磨矿产品分级得到-40+200目粗砂，与步骤(2)中获得的-40+200目粗砂合并得到合格粒级，搅拌擦洗-沉降脱泥；
(5)弱磁选：将步骤(4)获得的脱泥后的粗砂产品进行湿式弱磁选除铁；
(6)强磁选：将步骤(5)获得的除去磁性铁后的产品在1.2～1.8T高梯度磁场下进行强磁选得云母精矿和非磁性物；
(7)反浮选分离：将步骤(6)获得的非磁性物在pH值2～3条件下，采用新型捕收剂反浮选分离得到石英精矿和长石精矿；
(8)热压酸浸：将步骤(7)获得的浮选石英精矿进行热压酸浸、洗涤、烘干获得高纯石英精砂；
(9)将上述步骤(2)、(3)、(4)中获得的-200目产品合并得到总泥产品；
(10)低温提锂：将步骤(6)获得的云母精矿、步骤(7)获得的长石精矿、步骤(9)获得的总泥分别加入提锂试剂进行低温提锂；
(11)浸渣检测：将步骤(10)获得的云母浸渣、长石浸渣、总泥浸渣分别用ICP-AES检测，计算锂对原矿的累计浸出率，同时将云母浸渣、长石浸渣进行SiO2、Al2O3、Fe2O3、K2O、Na2O分析，考查在建筑材料等方面用途；
(12)高纯石英砂检测：将步骤(8)获得的高纯石英精砂进行13项微量元素ICP-MS检测，考查能否达到高纯石英指标要求。
进一步地，所述步骤(1)中，矿石破碎设备为实验室用颚式破碎机-对辊破碎机-双层振动筛，满足破碎后预处理料样品粒度-1mm要求。
进一步地，所述步骤(2)中，将-1mm预处理料作为入选原矿进行套筛筛分，筛分设备为实验室用标准套筛，25目、40目、60目、80目、120目、140目、200目，满足粒度分级要求。
进一步地，所述步骤(3)中，原矿筛分+40目筛上粗颗粒用三辊四筒棒磨机进行磨矿，磨矿时间3分钟～15分钟，磨矿后筛出-200目细泥产品，其余产品-40+200目为合格粒级。
进一步地，所述步骤(4)中，搅拌擦洗-沉降脱泥为原矿筛分-40+200目粗砂与再磨后-40+200目粗砂，在XFD12型擦洗机中进行搅拌擦洗，擦洗矿浆浓度50％、擦洗时间30分钟，用虹吸沉降方法脱除细泥，直至矿浆清澈为止。
进一步地，所述步骤(5)中，弱磁选为一段湿式弱磁选，磁场强度1500～2000Oe；
进一步地，所述步骤(6)中，强磁选为一段高梯度磁选，磁场强度为1.2～1.8T。
进一步地，所述步骤(7)中，反浮选分离为充气浮选，浮选机为XFD12型多槽浮选机，工艺条件为：调节矿浆pH至2～3，酸为硫酸、草酸、硝酸、盐酸中的一种或者混合物，反浮选矿浆浓度为15～30％，新型分离捕收剂用量为400～600g/t，起泡剂用量为50～100g/t，搅拌速率为800～1200r/min，浮选时间为2～5min。新型捕收剂是复配胺、脂肪酸、硅酸盐抑制剂的混合物，起泡剂是烃类油和松醇油混合物。
进一步地，所述步骤(8)中，热压酸浸工艺为超声酸浸、搅拌酸浸、加热酸浸中的至少一种，所用的酸为混合酸，混合酸为氢氟酸、硝酸、盐酸、硫酸、草酸中的两种或两种以上的组合物，浸出时间为4～24h。
进一步地，所述步骤(9)中，合并泥：将原矿筛出的-200目细泥、+40目再磨后产生的-200目细泥、-40+200目合格粒级搅拌擦洗产生的细泥，三个产品合并为总泥。
进一步地，所述步骤(10)中，低温提锂为：处理温度100～200℃，提锂试剂AC为酸的稀释物，浓度为30％～75％，保温时间1～5h，水浸搅拌时间0.5～1h，水浸搅拌温度20～90℃，浸渣过滤后冲洗至中性。
进一步地，所述步骤(11)中，浸渣检测为称取浸渣样品溶样，按照区域地球化学样品分析方法，采用电感耦合等离子体原子发射光谱法ICP-AES和比色法进行各项指标检测。
进一步地，所述步骤(12)中，高纯石英砂检测为超净实验室采用电感耦合等离子体质谱法ICP-MS进行微量元素13项检测。
本发明热液蚀变型锂矿Li2O含量低，锂矿形态分析结果：残渣态占比99.23％，离子吸附态占比0.33％，强有机结合态占比0.22％，铁锰氧化态占比0.18％，碳酸盐结合态占比0.04％；通过阳离子交换量试验，仅有0.65％的Li被交换到溶液中，说明锂主要以晶格形式赋存在绿泥石中，绿泥石在破碎和磨矿中容易泥化，在矿物分选中属于脉石矿物，因此无法通过常规的选矿手段如重选、浮选、磁选直接提锂，对这种赋存在绿泥石中的锂矿，常规方法是直接将矿石全部磨成粉末加浓硫酸或者几种浓酸的混合物提锂，造成磨矿成本过高，本发明从节约成本和环保理念出发，采用原矿预先筛分粗粒级+40目进入磨矿，只有矿量的50％左右进入磨矿***，大大降低磨矿成本。
本发明依据XRD获得锂矿矿物成分，选矿工艺获得富集锂后的总泥产品、云母产品、长石产品分别添加提锂试剂，无须高温焙烧、添加盐类焙烧助剂等前置处理，也无需浓硫酸、高温高压，发明采用低温低压、提锂试剂是浓硫酸、浓盐酸或者两者混合物经过一定比例稀释后的稀酸，常温水浸搅拌即可直接高效提取锂，节约提锂成本，对设备腐蚀性小节能环保、对原料的适应性强、绿色清洁、锂浸出率高达90％。
低温提锂是将热液蚀变型锂矿和一定浓度的酸液在低温(100～200℃)下进行酸化焙烧处理，得到酸化熟料，加水搅拌浸出锂。原理是在一定温度下用酸处理后，热液蚀变型含锂绿泥石的结构变得松散，H+离子体积小，容易进入锂绿泥石结构中占取Li+、Al3+、Fe3 +、Mg2+、Fe2+等金属离子的位置，从而将Li+、Al3+、Fe3+、Mg2+、Fe2+等金属离子溶出，最后形成硫酸锂溶液。
本发明采用的新型药剂可以高效分离回收低品位锂矿中的长石、石英，得石英精矿产率10～15％，SiO2含量99.94％，Fe4.82μg/g可作高纯石英精矿，目前低铁高纯石英砂价值2000～4000元/吨，显著增加矿山经济效益。
本发明所得提锂后的云母浸渣和长石浸渣产率45％～55％，过滤后清洗至中性，均可以做硅质原料，用于水泥配料、加气砖等用途，降低尾矿排放量，显著提高锂矿的综合利用水平，具有较好的社会效益、经济效益、环境效益。此外，本发明适用性强，适用性范围广，可应用于工业生产，具有更广阔的适用市场。
本发明属于低品位矿石资源综合利用，粗粒部分进入磨矿***，可极大地降低磨矿成本，优先富集含锂矿物提高品位，低温稀酸高效转化锂离子，综合回收锂矿中的石英达到高纯石英的要求，同时分离云母和长石，提锂后浸渣可以用于建筑材料，增加经济效益降低尾矿堆存，符合绿色矿山的思想，符合时代发展趋势。
采用上述技术方案后，本发明与现有技术相比具有以下有益效果。
本发明方法原矿预先筛分粗粒级+40目进入磨矿，降低磨矿成本，将分选出的总泥、云母、长石分别添加提锂试剂，无须高温焙烧、添加盐类焙烧助剂等前置处理，也无需浓硫酸，采用低温低压、低浓度酸、常温水浸搅拌即可直接高效提取锂。本发明对设备的腐蚀性小节能环保、对原料的适应性强、绿色清洁、锂浸出率高达90％。
本发明采用的新型药剂可以高效分离回收热液蚀变锂矿中的长石、石英，得石英精矿SiO2含量99.94％，Fe 4.38μg/g可作高纯石英精矿，云母浸渣和长石浸渣可以做硅质原料，用于水泥配料、加气砖等用途，降低尾矿排放量，显著提高锂矿的综合利用水平，具有较好的社会效益、经济效益、环境效益。
下面结合附图对本发明的具体实施方式作进一步详细的描述。
附图说明
附图作为本申请的一部分，用来提供对本发明的进一步的理解，本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明，但不构成对本发明的不当限定。显然，下面描述中的附图仅仅是一些实施例，对于本领域普通技术人员来说，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他附图。在附图中：
图1是本发明方法流程示意图。
需要说明的是，这些附图和文字描述并不旨在以任何方式限制本发明的构思范围，而是通过参考特定实施例为本领域技术人员说明本发明的概念。
具体实施方式
为使本发明实施例的目的、技术方案和优点更加清楚，下面将结合本发明实施例中的附图，对实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，以下实施例用于说明本发明，但不用来限制本发明的范围。
以下实施例与对比例中采用的原矿均为低品位热液蚀变型锂矿，该锂矿是安徽省发现的一种新型的锂矿成矿类型，锂矿石的矿化成因为热液成因，锂的赋存矿物为热液蚀变矿物绿泥石，而不是传统锂矿的锂云母与锂辉石，锂云母与锂辉石为岩浆演化的结果。原矿化学分析结果：SiO2 64.47％，Al2O3 19.60％，Fe2O3 3.55％，K2O 3.48％，CaO 1.62％，Na2O 0.85％，MgO 0.98％。原矿XRD分析结果：石英30.47％、正长石23.07％、钠长石9.04％、白云母17.66％、斜绿泥石19.77％。
实施例1低温提锂
如图1所示，本实施例所述一种低品位热液蚀变型锂矿高效提锂和高纯石英的方法，包括以下步骤：
(1)取破碎-筛分预处理至-1mm含Li2O 0.22％的原矿500克。用40目、60目、80目、120目、140目、200目套筛进行筛分分析，得到+40目、-40+200目、-200目三个粒级产品。
(2)将步骤(1)得到的+40目粒级进行大筒棒磨4分钟，磨矿浓度50％，湿筛除去-200目细泥，烘干检查筛分，再用40目、60目、80目、120目、140目、200目套筛进行筛分分析，得到+40目、-40+200目、-200目三个粒级产品。
(3)将步骤(1)和步骤(2)得到的-40+200目合格粒级合并，倒入XFD12型擦洗机中进行搅拌擦洗30分钟，矿浆浓度50％，虹吸沉降脱除矿泥直至水澄清为止。
(4)将步骤(3)脱泥后得到的粗砂进入湿式弱磁选机，磁场强度1700Oe除去磁性铁。
(5)将步骤(4)得到的非磁性物进入湿式强磁选机，磁场强度1.4T，得磁性物云母精矿和非磁性物。
(6)称取一定量的步骤(5)得到的非磁性物加入XFD12型浮选机0.5L浮选槽，浮选矿浆浓度20％，硫酸调节矿浆pH2～3，加入新型反浮选长石药剂400g/t，起泡剂50g/t，浮选刮泡时间2分钟，搅拌速率1500r/min，一粗三扫泡沫产品为长石精矿，槽内产品为石英精矿。新型捕收剂是复配胺、脂肪酸、硅酸盐抑制剂的混合物，起泡剂是烃类油和松醇油混合物。
(7)将步骤(1)(2)(3)得到的-200目细泥合并，步骤(5)云母精矿、步骤(6)长石精矿，各称取3克样，分别加入45％浓度的稀酸提锂试剂，液固比1.5:1，搅拌均匀后放入150℃烘箱中保温4h，结束后加入液固比3:1水浸，水浸搅拌温度28℃，搅拌时间1h，浸渣过滤后冲洗至中性。
(8)将步骤(6)得到的石英精矿进行热压酸浸，热压酸浸工艺为超声酸浸、搅拌酸浸、加热酸浸中的至少一种。按照液固比1:2加入混合酸，混合酸为盐酸、硝酸、氢氟酸中的至少一种或者混合物，70℃条件下热压酸浸24小时，超纯水洗至中性，进行13项微量元素检测。
(9)步骤(7)搅拌浸出结束后的云母浸渣、长石浸渣、总泥浸渣分别进行液固分离，得到浸出液和浸出渣。浸渣烘干用ICP-AES分析锂含量，计算锂浸出率。实施例1低温提锂结果如表1所示，高纯石英精矿分析结果如表2所示。
表1实施例1低温提锂结果
表2高纯石英精矿分析结果
| 元素 | SiO2(％) | Fe | Mn | Cr | Ni | Cu | Mg |
| 含量μg/g | 99.94 | 4.38 | 0.36 | 0.19 | 0.05 | 0.12 | 0.70 |
| 元素 | Ca | Al | Na | Li | K | Ti | |
| 含量μg/g | 51.89 | 390.98 | 15.65 | 40.21 | 12.07 | 64.76 |
实施例2低温提锂
如图1所示，本实施例方法包括以下步骤：
(1)取破碎-筛分预处理至-1mm含Li2O 0.20％的原矿500克，用40目、60目、80目、120目、140目、200目套筛进行筛分分析，得到+40目、-40+200目、-200目三个粒级产品。
(2)将步骤(1)得到的+40目粒级进行中筒棒磨15分钟，磨矿浓度50％，湿筛除去-200目细泥，烘干检查筛分，再用40目、60目、80目、120目、140目、200目套筛进行筛分分析，得到+40目、-40+200目、-200目三个粒级产品。
(3)将步骤(1)和步骤(2)得到的-40+200目合格粒级合并，倒入XFD12型擦洗机中进行搅拌擦洗30分钟，矿浆浓度50％，虹吸沉降脱除矿泥直至水澄清为止。
(4)称取一定量的步骤(3)得到的粗砂加入XFD12型浮选机0.5L浮选槽，浮选矿浆浓度25％，硫酸调节矿浆pH2～3，加入新型反浮选云母药剂用量300g/t，起泡剂40g/t，一粗三扫泡沫产品为云母精矿，再加入正浮选药剂200g/t，正浮选得石英精矿，槽内产品为长石精矿。正浮选药剂是碱土金属阳离子和烷基磺酸盐的聚合物。
(5)将步骤(1)(2)(3)得到的-200目细泥合并，步骤(4)云母精矿、长石精矿，各称取3克样，分别加入35％浓度的稀酸提锂试剂，液固比2:1，搅拌均匀后放入130℃烘箱中保温5h，结束后加入液固比4:1水浸，水浸搅拌温度25℃，搅拌时间0.5h，浸渣过滤后冲洗至中性。
(6)将步骤(4)得到的石英精矿进行热压酸浸，热压酸浸工艺为超声酸浸、搅拌酸浸、加热酸浸中的至少一种。按照液固比2:1加入混合酸，混合酸为盐酸、硝酸、氢氟酸中的至少一种或者混合物，70℃条件下热压酸浸23小时，超纯水洗至中性，进行13项微量元素检测。
(7)步骤(5)搅拌浸出结束后的云母浸渣、长石浸渣、总泥浸渣分别进行液固分离，得到浸出液和浸出渣。浸渣烘干用ICP-AES分析锂含量，计算锂浸出率。实施例2低温提锂结果如表3所示，高纯石英精矿分析结果如表4所示。
表3实施例2低温提锂结果
表4高纯石英精矿分析结果
高纯石英精矿经分析，Fe含量29.94mg/kg，Al含量315.5mg/kg，SiO2提高至99.95％，杂质总量490.03mg/kg≤1000mg/kg，发明所得酸浸精矿达到高纯石英低端产品。
实施例3低温提锂
本实施例与实施例一的区别为：
将含Li2O 0.21％的原矿筛析出的+40目以上产品进行5分钟大筒棒磨机再磨，将制备的总泥、长石、云母分别称取3克样，加入55％浓度的稀酸提锂试剂，液固比1.3:1搅拌均匀后放入140℃保温4h，结束后加入液固比3:1水浸，水浸搅拌温度30℃，搅拌45分钟，低温提锂结果如表5。
表5实施例3低温提锂
实施例4低温提锂
本实施例与实施例一的区别为：
取Li2O含量0.12％的热液蚀变型锂矿，直接磨至-200目占90％，称取3克样品加入75％浓度的稀酸提锂试剂，液固比1.3:1搅拌均匀放入135℃烘箱保温6h，结束后加入液固比4:1水浸，水浸搅拌温度50℃，搅拌时间1h，低温提锂指标为Li2O浸出率93.51％。
实施例5低温提锂
本实施例与实施例一的区别为：
取Li2O含量0.17％的热液蚀变型锂矿，直接磨至-200目占90％，称取3克样品加入75％浓度的稀酸提锂试剂，液固比1.3:1搅拌均匀放入135℃烘箱保温6h，结束后加入液固比4:1水浸，水浸搅拌温度50℃，搅拌时间1h，低温提锂指标为Li2O浸出率94.57％。
实施例6低温提锂
本实施例与实施例一的区别为：
取Li2O含量0.2％的热液蚀变型锂矿，直接磨至-200目占90％，称取3克样品加入75％浓度的稀酸提锂试剂，液固比1.3:1搅拌均匀放入135℃烘箱保温6h，结束后加入液固比4:1水浸，水浸搅拌温度50℃，搅拌时间1h，低温提锂指标为Li2O浸出率96.10％。
实施例7低温提锂
本实施例与实施例一的区别为：
取Li2O含量0.25％的热液蚀变型锂矿，直接磨至-200目占90％，称取3克样品加入75％浓度的稀酸提锂试剂，液固比1.3:1搅拌均匀放入135℃烘箱保温6h，结束后加入液固比4:1水浸，水浸搅拌温度常温20℃，搅拌时间1h，低温提锂指标为Li2O浸出率94.59％。
实施例8低温提锂
本实施例与实施例一的区别为：
取Li2O含量0.31％的热液蚀变型锂矿，直接磨至-200目占90％，称取3克样品加入75％浓度的稀酸提锂试剂，液固比1.3:1搅拌均匀放入135℃烘箱保温6h，结束后加入液固比4:1水浸，水浸搅拌温度加温50℃，搅拌时间1h，低温提锂指标为Li2O浸出率96.35％；其他条件不变，常温水浸搅拌20℃，Li2O浸出率95.14％。
实施例9低温提锂
本实施例与实施例一的区别为：
取Li2O含量0.30％的热液蚀变型锂矿，直接磨至-200目占90％，称取3克样品加入35％浓度的稀酸提锂试剂，液固比1.3:1搅拌均匀放入135℃烘箱保温6h，结束后加入液固比4:1水浸，水浸搅拌温度24℃，搅拌时间1h，Li2O浸出率91.76％。
实施例10低温提锂
本实施例与实施例一的区别为：
取Li2O含量0.30％的热液蚀变型锂矿，直接磨至-200目占90％，称取3克样品加入45％浓度的稀酸提锂试剂，液固比1.3:1搅拌均匀放入135℃烘箱保温4h，结束后加入液固比3:1水浸，水浸搅拌温度24℃，搅拌时间1h，Li2O浸出率95.92％。
对比例1高温提锂
高温提锂条件：将总泥、长石、云母产品各称取和低温处理相同的重量，700℃马弗炉中焙烧1小时，加入实施例1相同浓度和体积的提锂试剂稀酸浓度45％，在水温90℃的磁力搅拌水浴锅中搅拌浸出1小时，多次过滤洗涤至中性，滤渣烘干用ICP-AES测渣中锂的含量，计算锂的作业浸出率。高温提锂浸出率见表6。
表6对比例1高温提锂结果
实施例1和对比例1，通过低温提锂和高温提锂方案对比，低温提锂对原矿累计浸出率88.78％，高温提锂对原矿累计浸出率79.73％，低温比高温累计高9.05％，实施例1的绿色低温提锂技术比对比例1高温提锂显示出较大的优势，即节约了成本又将锂尽可能多地以Li+形式转移到溶液中。
对比例2高温提锂
高温提锂条件：将总泥、长石、云母产品各称取和低温处理相同的重量，700℃马弗炉中焙烧1小时，加入实施例2相同浓度和体积的提锂试剂稀酸浓度35％，在水温90℃的磁力搅拌水浴锅中搅拌浸出1小时，多次过滤洗涤至中性，滤渣烘干用ICP-AES测渣中锂的含量，计算锂的作业浸出率。高温提锂浸出率见表7。
表7对比例2高温提锂浸出率
实施例2和对比例2说明，通过低温提锂和高温提锂方案对比，低温提锂对原矿累计浸出率90.07％，高温提锂对原矿累计浸出率67.17％，低温比高温累计高22.90％；实施例2绿色低温提锂技术比对比例2高温提锂有非常大的优势，该发明不仅节约成本、浸出率高，而且低温提锂工艺不受选矿流程和矿物粒度影响，对锂浸出率比较稳定。
对比例3高温提锂
高温提锂条件：将总泥、长石、云母产品各称取和低温处理相同的重量，700℃马弗炉中焙烧1小时，加入实施例3相同浓度和体积的提锂试剂稀酸浓度55％，在水温90℃的磁力搅拌水浴锅中搅拌浸出1小时，多次过滤洗涤至中性，滤渣烘干用ICP-AES测渣中锂的含量，计算锂的作业浸出率。高温提锂浸出率见表8。
表8对比例3高温提锂浸出率
实施例3和对比例3说明，低温提锂对原矿累计浸出率89.75％，高温提锂对原矿累计浸出率80.37％，低温提锂比高温提锂累计高9.38％，说明该方法对锂浸出率比较稳定。
由于长石浸渣、云母浸渣多次淋洗至中性，其产品粒度在-40+200目较粗，化学分析考查在建筑材料方面的用途。分析结果见表9所示。
表9长石浸渣、云母浸渣分析结果
长石浸渣和云母浸渣均可以做硅质原料，用于水泥配料、加气砖等用途，可以产生较好的经济效益，两部分产率50～55％，总泥产率30～40％，可以用于砖瓦用黏土，石英精矿产率10～15％，矿石产品不需要排入尾矿库，发明真正做到了对矿产资源的综合利用，做到了无尾矿山生产。
以上所述仅是本发明的较佳实施例而已，并非对本发明作任何形式上的限制，虽然本发明已以较佳实施例揭露如上，然而并非用以限定本发明，任何熟悉本专利的技术人员在不脱离本发明技术方案范围内，当可利用上述提示的技术内容作出些许更动或修饰为等同变化的等效实施例，但凡是未脱离本发明技术方案的内容，依据本发明的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与修饰，均仍属于本发明方案的范围内。
Claims (10)
1.一种低品位热液蚀变型锂矿高效提锂和高纯石英的方法，其特征在于，包括如下步骤：
(1)矿石破碎：将低品位热液蚀变锂矿经过破碎预处理，得到粒度-1mm预处理料；
(2)预处理料筛分：将步骤(1)获得的-1mm预处理料进行套筛筛分；
(3)筛上产品磨矿：将步骤(2)获得的+40目筛上产品进行磨矿，湿筛和干筛筛出-200目细泥产品；
(4)搅拌擦洗-沉降脱泥：将步骤(3)获得的磨矿产品分级得到-40+200目粗砂，与步骤(2)中获得的-40+200目粗砂合并得到合格粒级，搅拌擦洗-沉降脱泥；
(5)弱磁选：将步骤(4)获得的脱泥后的粗砂产品进行湿式弱磁选除铁；
(6)强磁选：将步骤(5)获得的除去磁性铁后的产品在高梯度磁场下进行强磁选得云母精矿和非磁性物；
(7)反浮选分离：将步骤(6)获得的非磁性物在pH值2～3条件下，采用新型捕收剂反浮选分离得到长石精矿和石英精矿；
(8)热压酸浸：将步骤(7)获得的浮选石英精矿进行热压酸浸、洗涤、烘干获得高纯石英精砂；
(9)合并泥：将上述步骤(2)、(3)、(4)中获得的-200目产品合并得到总泥产品；
(10)低温提锂：将步骤(6)获得的云母精矿、步骤(7)获得的长石精矿、步骤(9)获得的总泥分别加入提锂试剂进行低温提锂；
(11)浸渣检测：将步骤(10)获得的云母浸渣、长石浸渣、总泥浸渣分别用ICP-AES检测锂含量，同时将云母浸渣、长石浸渣进行化学分析；
(12)高纯石英砂检测：将步骤(8)获得的高纯石英精砂在超净实验室进行13项微量元素ICP-MS检测，考查高纯石英指标要求。
2.根据权利要求1所述的一种低品位热液蚀变型锂矿高效提锂和高纯石英的方法，其特征在于，步骤(1)中，破碎的设备为实验室用颚式破碎机-对辊破碎机-双层振动筛；步骤(2)中，套筛筛分的设备为实验室用标准套筛，25目、40目、60目、80目、120目、140目、200目。
3.根据权利要求1所述的一种低品位热液蚀变型锂矿高效提锂和高纯石英的方法，其特征在于，步骤(3)中，磨矿采用三辊四筒棒磨机进行磨矿，磨矿时间3分钟～15分钟，磨矿后筛出-200目细泥产品，其余产品-40+200目为合格粒级。
4.根据权利要求1所述的一种低品位热液蚀变型锂矿高效提锂和高纯石英的方法，其特征在于，步骤(4)中，搅拌擦洗-沉降脱泥为原矿筛分-40+200目粗砂与再磨后-40+200目粗砂，在XFD12型擦洗机中进行搅拌擦洗，擦洗矿浆浓度50％、擦洗时间30分钟，用虹吸沉降方法抽取细泥，直至矿浆清澈为止。
5.根据权利要求1所述的一种低品位热液蚀变型锂矿高效提锂和高纯石英的方法，其特征在于，步骤(5)中，弱磁选为一段湿式弱磁选，磁场强度1500～2000Oe；步骤(6)中，强磁选为一段高梯度磁选，磁场强度为1.2～1.8T。
6.根据权利要求1所述的一种低品位热液蚀变型锂矿高效提锂和高纯石英的方法，其特征在于，步骤(7)中，反浮选分离为充气浮选，浮选机为XFD12型多槽浮选机，工艺条件为：调节矿浆pH至2～3，调节pH的酸为硫酸、草酸、硝酸、盐酸中的一种或者混合物，反浮选矿浆浓度为15～30％，新型捕收剂用量为400～600g/t，起泡剂用量为50～100g/t，搅拌速率为800～1200r/min，浮选时间为2～5min；新型捕收剂是复配胺、脂肪酸、硅酸盐抑制剂的混合物，起泡剂是烃类油和松醇油混合物。
7.根据权利要求1所述的一种低品位热液蚀变型锂矿高效提锂和高纯石英的方法，其特征在于，步骤(8)中，热压酸浸工艺为超声酸浸、搅拌酸浸、加热酸浸中的至少一种，所用的酸为混合酸，混合酸为氢氟酸、硝酸、盐酸、硫酸、草酸中的两种或两种以上的组合物，浸出时间为4～24h。
8.根据权利要求1所述的一种低品位热液蚀变型锂矿高效提锂和高纯石英的方法，其特征在于，步骤(9)中，合并泥：将原矿筛出的-200目细泥、+40目再磨后产生的-200目细泥、-40+200目合格粒级搅拌擦洗产生的细泥，三个产品合并为总泥。
9.根据权利要求1所述的一种低品位热液蚀变型锂矿高效提锂和高纯石英的方法，其特征在于，步骤(10)中，低温提锂为：处理温度100～200℃，提锂试剂为酸的稀释物，浓度为30％～75％，保温时间1～5h，水浸搅拌时间0.5～1h，水浸搅拌温度20～90℃，浸渣过滤后冲洗至中性。
10.根据权利要求1所述的一种低品位热液蚀变型锂矿高效提锂和高纯石英的方法，其特征在于，步骤(11)中，浸渣分别用ICP-AES测锂，计算锂浸出率，云母浸渣和长石浸渣检测SiO2、Al2O3、Fe2O3、K2O、Na2O指标。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202311736140.0A CN117718135A (zh) | 2023-12-15 | 2023-12-15 | 一种低品位热液蚀变型锂矿高效提锂和高纯石英的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202311736140.0A CN117718135A (zh) | 2023-12-15 | 2023-12-15 | 一种低品位热液蚀变型锂矿高效提锂和高纯石英的方法 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN117718135A true CN117718135A (zh) | 2024-03-19 |
Family
ID=90201111
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN202311736140.0A Pending CN117718135A (zh) | 2023-12-15 | 2023-12-15 | 一种低品位热液蚀变型锂矿高效提锂和高纯石英的方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN117718135A (zh) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN118147456A (zh) * | 2024-05-11 | 2024-06-07 | 矿冶科技集团有限公司 | 一种黏土锂矿原矿焙砂浸出工艺及其浸出液除铁的方法 |
| CN118147456B (zh) * | 2024-05-11 | 2024-07-16 | 矿冶科技集团有限公司 | 一种黏土锂矿原矿焙砂浸出工艺及其浸出液除铁的方法 |
-
2023
- 2023-12-15 CN CN202311736140.0A patent/CN117718135A/zh active Pending
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN118147456A (zh) * | 2024-05-11 | 2024-06-07 | 矿冶科技集团有限公司 | 一种黏土锂矿原矿焙砂浸出工艺及其浸出液除铁的方法 |
| CN118147456B (zh) * | 2024-05-11 | 2024-07-16 | 矿冶科技集团有限公司 | 一种黏土锂矿原矿焙砂浸出工艺及其浸出液除铁的方法 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN103752401B (zh) | 一种钾长石除铁工艺 | |
| CN101775507B (zh) | 一种从低品位氧化型钒矿提取五氧化二钒选冶方法 | |
| CN105478232B (zh) | 一种从石墨型钒矿富集五氧化二钒的选矿方法 | |
| CN108624765A (zh) | 一种从低品位含铷尾矿高效回收铷的工艺 | |
| CN111686925A (zh) | 一种低品位稀土矿中回收稀土、萤石和重晶石的选矿工艺 | |
| CN103952533B (zh) | 利用煅烧、碱浸及脱泥再选钒钛磁铁精矿的方法 | |
| CN104607305A (zh) | 一种铌锆矿的选矿分离方法 | |
| CN103977880B (zh) | 利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法 | |
| CN219731021U (zh) | 锂辉石冶炼渣资源化综合利用*** | |
| CN113083496A (zh) | 一种石棉尾矿中含镁矿物的富集方法 | |
| CN115893490B (zh) | 一种烧绿石矿综合提取铌、钛和稀土的方法 | |
| CN102382990A (zh) | 浮选-直接还原综合回收氧化铅锌矿中铅、锌及铁的方法 | |
| CN117165787A (zh) | 锂辉石提锂同时回收低铁低硫硅铝微粉、高纯石膏、钽铌精矿和富锂铁料的方法 | |
| CN104846208B (zh) | 一种综合回收铅银渣中金、银的方法 | |
| CN107127046A (zh) | 一种金红石中矿综合利用工艺 | |
| Karan et al. | Hydrometallurgical studies for the recovery of rare earths from micro-granite ore deposit of Bhatikhera, Rajasthan, India | |
| CN113621837B (zh) | 一种低品位细粒级稀土矿的稀土提取方法 | |
| CN117718135A (zh) | 一种低品位热液蚀变型锂矿高效提锂和高纯石英的方法 | |
| WO2022188248A1 (zh) | 从异性石中回收稀土的方法 | |
| CN108393190A (zh) | 从磁性废砂中回收钽铌、氧化锂精矿的方法 | |
| CN111393144B (zh) | 从低品位钽铌矿二次尾矿中提取陶瓷原料的工艺方法 | |
| CN103962222A (zh) | 利用煅烧、碱浸、脱泥及磁选再选钒钛磁铁精矿的方法 | |
| CN103966422B (zh) | 利用煅烧、碱浸、酸洗及重选再选钒钛磁铁精矿的方法 | |
| CN104975192A (zh) | 从含钪物料中提取钪的方法 | |
| CN103962218B (zh) | 利用煅烧、碱浸、脱泥及重选再选钒钛磁铁精矿的方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PB01 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination |