本发明涉及矿物加工技术领域，特别是涉及到一种锂铷稀有金属矿浮选助剂及分选工艺。
背景技术：
锂是密度最小、金属活动性较强的一种重要能源金属，因具有优异的储能性能，已被国家上升到战略资源的高度，锂金属及其化合物广泛应用于热核反应、高能锂电池、轻质合金等领域。铷性质独特，在电子器件、光电池、航空航天、磁流体发电、热离子转换发电等领域中有着重要的用途，特别是铷制作的热电换能器，与原子反应堆联用，在反应堆的内部可实现热离子热核发电，铷在新能量转换中的应用显示了光明的前景，已引起世界能源界的注目。在自然界中，锂的矿物资源主要有锂辉石、锂云母、透锂长石、铁锂云母、锂磷铝石以及盐湖卤水等；铷是典型的分散元素，迄今为止，还未发现铷的单独工业矿物，铷常与钾、锂、铯等矿物共生，分散在锂云母、铁锂云母、铯榴石、天河石盐湖卤水及海水等。
某锂铷稀有金属矿矿石资源丰富，二氧化锂资源量上万吨，二氧化铷数千吨，矿石中主要有用矿物为锂云母、铁锂云母和含锂白云母，Li、Rb主要富集在云母类矿物和锂辉石中。矿石中部分细粒的锂云母被长石和石英包裹，粒度较细，单体解离困难；细粒含锂白云母，粒度微细，可浮性较差，易损失在尾矿；此外，矿石风化较强，含有一定的粘土矿物，易形成矿泥，这些因素都会影响矿石的分选。
锂矿物资源类型不同，性质不同，分选工艺也自然有差异。依据此锂铷稀有金属矿的矿石性质及矿物的嵌布特征，适用于浮选法选别，锂云母可在酸性矿浆中浮选，也可在碱性矿浆中浮选。酸性条件下，硫酸调浆(pH<3)，锂云母粗精矿品位低、回收率高，对矿泥比较敏感，后期精选精矿品位低，且酸性较强、腐蚀设备严重；碱性条件下，氧化石蜡皂起泡性能较差，浮选效果也不甚理想，且后期过滤难度大。此外，在浮选过程中发现，物料中细泥含量较高，严重恶化浮选过程、降低浮选效果，易造成精矿品位低、回收率低、药剂消耗高、精矿水分高的问题。
技术实现要素：
针对以上问题，本发明提供一种锂铷稀有金属矿浮选助剂及分选工艺，其工艺简单，易于实施，药剂消耗低，可显著提高有用矿物的回收率及矿石的资源利用率。
为实现以上目的，本发明采用的技术方案是：一种锂铷稀有金属矿分选工艺，它包括如下加工步骤：
磨矿处理：对原矿进行磨矿处理，至粒度小于0.074mm的矿石占总矿40％～70％质量份数时停止，形成磨矿产品；
脱泥处理：对所述磨矿产品进行脱泥处理，脱除占所述磨矿产品8％-12％总质量的细泥量后，形成浮选矿浆；所述浮选矿浆中固体含量占浮选矿浆总质量的30％-40％；
配制浮选助剂：按质量份数配比将0.1-10份浮选助剂与100份水混合搅拌均匀，形成浮选助剂溶液；所述浮选助剂为金属硫酸盐或金属氯化盐；
浮选处理：将所述浮选矿浆加入到浮选设备中，加入碳酸钠进行PH值调节，控制所述浮选矿浆pH值为7～8，持续搅拌1.5-3.5分钟后，加入分散剂，每吨原矿中用量为1500-2500克，搅拌1.5-3.5分钟后，加入浮选助剂溶液，每吨原矿中用量为100-500克，搅拌1.5-3.5分钟后，加入阴阳离子混合捕收剂，每吨原矿中用量为300-800克，持续搅拌2-4分钟后，利用浮选设备浮选出矿石中的锂铷有用矿物；所述阴阳离子混合捕收剂为氧化石蜡皂和十二胺的混合物，二者按质量份数配比为3:1～6:1。
进一步的，所述分散剂为水玻璃，模数为2.4～3.0。
进一步的，所述金属硫酸盐为硫酸铁或硫酸铜。
进一步的，所述金属氯化盐为氯化铁或氯化铜。
进一步的，所述脱泥处理中，对所述磨矿产品进行脱泥处理，脱除占所述磨矿产品10％总质量的细泥量后，形成浮选矿浆。
进一步的，将所述浮选矿浆加入到浮选设备中，加入碳酸钠进行PH值调节，控制所述浮选矿浆pH值为7.5，持续搅拌2分钟后，加入分散剂，每吨原矿中用量为2000克，搅拌2分钟后，加入浮选助剂溶液，每吨原矿中用量为300克，搅拌2分钟后，加入阴阳离子混合捕收剂，每吨原矿中用量为500克，持续搅拌3分钟后，利用浮选设备浮选出矿石中的锂铷有用矿物；所述阴阳离子混合捕收剂为氧化石蜡皂和十二胺的混合物，二者按质量份数配比为4.5:1；所述t为原矿质量。
进一步的，所述脱泥处理中，脱除细泥的粒度为小于15μm。
本发明的有益效果：
本发明工艺简单，易于实施，药剂消耗低，该浮选助剂及分选工艺的应用改善了矿石的分选效果，显著提高了有用矿物的回收率及矿石的资源利用率；相同条件下，不脱泥浮选仅得到含Li2O 2.10％、回收率24.79％的锂云母精矿，脱泥浮选得到含Li2O 3.19％、回收率65.54％的锂云母精矿。相同条件下，添加浮选助剂，锂云母精矿的品位稍有提高，但回收率从66.91％增加到74.35％，效果明显。水玻璃为分散剂和脉石的抑制剂，利用水玻璃可使矿浆得到很好的分散并对其中的脉石进行抑制处理，提高有用矿物的浮选效率。
附图说明
图1是本发明工艺流程图。
具体实施方式
为使本发明的上述目的、特征和优点能够更加明显易懂，下面对本发明的具体实施方式做详细说明。在下面的描述中阐述了很多具体细节以便于充分理解本发明。但是本发明能够以很多不同于在此描述的其他方式来实施，本领域技术人员可以在不违背本发明内涵的情况下做类似改进，因此本发明不受下面公开的具体实施的限制。
实施例一：
一种锂铷稀有金属矿分选工艺，它包括如下加工步骤：
磨矿处理：对原矿进行磨矿处理，至粒度小于0.074mm的矿石占总矿40％质量份数时停止，形成磨矿产品；
脱泥处理：对所述磨矿产品进行脱泥处理，脱除占所述磨矿产品8％总质量的细泥量后，形成浮选矿浆；所述浮选矿浆中固体含量占浮选矿浆总质量的30％；
配制浮选助剂：按质量份数配比将0.1份浮选助剂与100份水混合搅拌均匀，形成浮选助剂溶液；所述浮选助剂为金属硫酸盐或金属氯化盐；
浮选处理：将所述浮选矿浆加入到浮选设备中，加入碳酸钠进行PH值调节，控制所述浮选矿浆pH值为7，持续搅拌1.5分钟后，加入水玻璃，每吨原矿中用量为1500克，搅拌1.5分钟后，加入浮选助剂溶液，每吨原矿中用量为100克，搅拌1.5分钟后，加入阴阳离子混合捕收剂，每吨原矿中用量为300克，持续搅拌2分钟后，利用浮选设备浮选出矿石中的锂铷有用矿物；所述阴阳离子混合捕收剂为氧化石蜡皂和十二胺的混合物，二者按质量份数配比为3:1。
所述水玻璃模数为2.4～3.0。
所述金属硫酸盐为硫酸铁或硫酸铜。
所述脱泥处理中，脱除细泥的粒度为小于15μm。
实施例二：
一种锂铷稀有金属矿分选工艺，它包括如下加工步骤：
磨矿处理：对原矿进行磨矿处理，至粒度小于0.074mm的矿石占总矿70％质量份数时停止，形成磨矿产品；
脱泥处理：对所述磨矿产品进行脱泥处理，脱除占所述磨矿产品12％总质量的细泥量后，形成浮选矿浆；所述浮选矿浆中固体含量占浮选矿浆总质量的40％；
配制浮选助剂：按质量份数配比将10份浮选助剂与100份水混合搅拌均匀，形成浮选助剂溶液；所述浮选助剂为金属硫酸盐或金属氯化盐；
浮选处理：将所述浮选矿浆加入到浮选设备中，加入碳酸钠进行PH值调节，控制所述浮选矿浆pH值为8，持续搅拌3.5分钟后，加入水玻璃，每吨原矿中用量为2500克，搅拌3.5分钟后，加入浮选助剂溶液，每吨原矿中用量为500克，搅拌3.5分钟后，加入阴阳离子混合捕收剂，每吨原矿中用量为800克，持续搅拌4分钟后，利用浮选设备浮选出矿石中的锂铷有用矿物；所述阴阳离子混合捕收剂为氧化石蜡皂和十二胺的混合物，二者按质量份数配比为6:1。
所述水玻璃模数为2.4～3.0。
所述金属氯化盐为氯化铁或氯化铜。
所述脱泥处理中，脱除细泥的粒度为小于15μm。
实施例三：
一种锂铷稀有金属矿分选工艺，它包括如下加工步骤：
磨矿处理：对原矿进行磨矿处理，至粒度小于0.074mm的矿石占总矿55％质量份数时停止，形成磨矿产品；
脱泥处理：对所述磨矿产品进行脱泥处理，脱除占所述磨矿产品10％总质量的细泥量后，形成浮选矿浆；所述浮选矿浆中固体含量占浮选矿浆总质量的35％；
配制浮选助剂：按质量份数配比将5份浮选助剂与100份水混合搅拌均匀，形成浮选助剂溶液；所述浮选助剂为金属硫酸盐或金属氯化盐；
浮选处理：将所述浮选矿浆加入到浮选设备中，加入碳酸钠进行PH值调节，控制所述浮选矿浆pH值为7.5，持续搅拌2分钟后，加入玻璃，每吨原矿中用量为2000克，搅拌2分钟后，加入浮选助剂溶液，每吨原矿中用量为300克，搅拌2分钟后，加入阴阳离子混合捕收剂，每吨原矿中用量为500克，持续搅拌3分钟后，利用浮选设备浮选出矿石中的锂铷有用矿物；所述阴阳离子混合捕收剂为氧化石蜡皂和十二胺的混合物，二者按质量份数配比为4.5:1。
所述水玻璃模数为2.4～3.0。
所述金属硫酸盐为硫酸铁或硫酸铜。
所述脱泥处理中，脱除细泥的粒度为小于15μm。
请参阅图1，对本发明具体实施方式进行进一步说明：矿石经过磨矿至适合选别的磨矿粒度，脱除质量份数约10％左右的细泥量，添加碳酸钠调浆2分钟、矿浆pH值控制在7～8，添加水玻璃搅拌2分钟，添加浮选助剂搅拌2分钟，添加阴离子捕收剂(氧化石蜡皂)和阳离子捕收剂(十二胺)为混合捕收剂搅拌3分钟后浮选矿石中的锂铷有用矿物。
实验1：
脱泥浮选与不脱泥浮选的对比试验。
试验样品为某锂铷稀有金属矿，矿石化学多元素分析见表1。
表1矿石化学多元素分析/％
试验具体实施方式如上所述，工艺制度为：磨矿产品中-0.074mm占50％，碳酸钠调浆pH值7～8，水玻璃用量为2000g/t，浮选助剂用量为300g/t，氧化石蜡皂和十二胺配比为4:1、用量为500g/t，进行脱泥浮选与不脱泥浮选的对比试验，试验结果见表2。
表2脱泥浮选与不脱泥浮选的对比试验结果
试验结果发现：相同条件下，不脱泥浮选仅得到含Li2O2.10％、回收率24.79％的锂云母精矿，脱泥浮选可得到含Li2O3.19％、回收率65.54％的锂云母精矿，相比较脱泥浮选得到的锂云母精矿品位及回收率明显优于不脱泥浮选。
实验2：
浮选助剂添加与不添加的对比试验。
试验样品为某锂铷稀有金属矿，矿石化学多元素分析见表1。
试验具体实施方式如上所述，工艺制度为：磨矿产品中-0.074mm占50％，脱除质量份数约10％左右的细泥量，碳酸钠调浆pH值7～8，水玻璃用量为2000g/t，氧化石蜡皂和十二胺配比为4:1、用量为500g/t，进行浮选助剂添加与不添加的的对比试验，试验结果见表3。
表3浮选助剂添加与不添加的的对比试验结果
试验结果发现：相同试验条件下，随着浮选助剂的添加，锂云母精矿的品位提高了，回收率从66.91％提高到74.35％、变化显著，显然浮选助剂的添加有利于提高锂云母精矿的回收率，改善了锂云母的分选效果。
实验3：
一种锂铷稀有金属矿浮选助剂及分选工艺的应用试验。
试验样品为某锂铷稀有金属矿，矿石化学多元素分析见表1。
试验具体实施方式如上所述，工艺制度为：磨矿产品中-0.074mm占50％，脱除质量份数约10％左右的细泥量，碳酸钠调浆pH值7～8，水玻璃用量为2500g/t，浮选助剂用量为300g/t，氧化石蜡皂和十二胺配比为4:1、用量为375g/t，进行一粗两扫两精、中矿顺序返回的闭路试验，试验结果见表4。
表4浮选助剂及分选工艺应用的闭路试验结果
试验结果表明：添加浮选助剂，采用原矿—磨矿—脱泥—弱碱性体系下、阴离子—阳离子混合捕收剂浮选锂铷的分选工艺，一粗两扫两精、中矿顺序返回的浮选闭路试验得到含Li2O3.77％、Rb2O0.67％，回收率分别为72.58％、71.09％的锂云母精矿，选矿指标较理想，实现了该锂铷稀有金属矿的综合回收利用，提高了资源的利用率。
以上所述仅为本发明的实施例，并非因此限制本发明的专利范围，凡是利用本发明说明书及附图内容所作的等效结构或等效流程变换，或直接或间接运用在其他相关的技术领域，均同理包括在本发明的专利保护范围内。
需要说明的是，在本文中，术语“包括”、“包含”或者其任何其他变体意在涵盖非排他性的包含，从而使得包括一系列要素的过程、方法、物品或者设备不仅包括那些要素，而且还包括没有明确列出的其他要素，或者是还包括为这种过程、方法、物品或者设备所固有的要素。
本文中应用了具体个例对本发明的原理及实施方式进行了阐述，以上实例的说明只是用于帮助理解本发明的方法及其核心思想。以上所述仅是本发明的优选实施方式，应当指出，由于文字表达的有限性，而客观上存在无限的具体结构，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以做出若干改进、润饰或变化，也可以将上述技术特征以适当的方式进行组合；这些改进润饰、变化或组合，或未经改进将发明的构思和技术方案直接应用于其它场合的，均应视为本发明的保护范围。