本发明属于选矿工程技术领域，具体涉及一种伟晶岩型锂辉石高效浮选的方法。
背景技术：
川西地区是著名的伟晶岩矿脉，形成大型、特大型锂矿床，如康定甲基卡锂铍矿和马尔康地区锂矿等，该地区的矿石氧化锂金属总量近200万吨，占全国矿石锂资源总量的60％以上，位居全国第一。但由于该稀有金属共伴生矿石成分复杂，主要有用矿物为锂辉石，共伴生有绿柱石(铍)和钽铌铁矿，主要脉石矿物有长石、石英和云母等。原矿风化严重，含泥多，锂辉石和其他脉石矿物表面性质相似，浮选分离困难，回收率长期徘徊在73％左右，且品位只有5％。
虽然一些选矿方法可以将锂辉石的品位提升至6％以上，但是回收率同样很难超过80％，更为重要的是这些选矿方法需要添加大量的捕收剂且需要的精选次数过多，造成了大量的原料、能耗和时间成本。
技术实现要素：
针对现有技术的缺点，本发明的目的在于提供一种伟晶岩型锂辉石高效浮选的方法，所述方法包括如下步骤：
(1)对伟晶岩型锂辉石原矿进行磨矿至-0.074mm细度占50～65％，磨矿时加入na2co3，na2co3的添加量为600～1000g/吨·原矿，之后进行脱泥弃去矿泥，脱泥粒级为-0.02mm；
(2)向步骤(1)所得物添加naoh，进行搅拌之后，加入捕收剂a进行浮选；所述捕收剂a由十二胺和环烷酸皂按质量比1:2.5组成；相对于每吨步骤(1)所得物，na2co3的添加量为600～1000g，naoh的添加量为800～1000g，捕收剂a的添加量为100～200g；浮选后将所得云母精矿分离出去；
(3)向步骤(2)所得物添加cacl2，并充分搅拌，再加入捕收剂b进行浮选粗选，得到锂粗精矿；所述捕收剂b由十二胺和氧化石蜡皂按质量比1:12组成；相对于每吨步骤(2)所得物，cacl2和捕收剂b的添加量分别为200～400g和1100～1300g；
(4)将步骤(3)所得的锂粗精矿再一次进行磨矿至-0.074mm细度占70～85％，磨矿时加入na2co3，na2co3的添加量为400g/吨·锂粗精矿，然后添加捕收剂b进行第一次精选，得到第一次精选锂精矿；所述捕收剂b由十二胺和氧化石蜡皂按质量比1:12组成；相对于每吨步骤(2)所得物，cacl2和捕收剂b的添加量分别为200～400g和1100～1300g；
(5)向步骤(4)所得的第一次精选锂精矿加入na2co3进行第二次精选，得到最终锂精矿，第二次精选na2co3的添加量为200g/吨·第一精选锂精矿。
作为本发明的优选方案，步骤(1)中，将原矿磨矿至-0.074mm细度占65％。
作为本发明的优选方案，步骤(1)中，na2co3的添加量为800g/吨·原矿。
作为本发明的优选方案，步骤(2)中，相对于每吨步骤(1)所得物，naoh的添加量为800g。
作为本发明的优选方案，步骤(2)中，捕收剂a的添加量为150g。
作为本发明的优选方案，步骤(3)中，相对于每吨步骤(2)所得物，cacl2和捕收剂b的添加量分别为300g和1200g。
作为本发明的优选方案，步骤(4)中，将步骤(3)所得的锂粗精矿磨矿至-0.074mm细度占85％。
作为本发明的优选方案，所述方法还包括对锂粗矿进行一次扫选，扫选时间为4min，得到扫选尾矿；扫选时先加入naoh混合后，再加入捕收剂b进行浮选扫选。
作为本发明的优选方案，扫选时naoh的添加量为200g/吨·锂粗矿，捕收剂b的添加量为500g/吨·锂粗矿。
作为本发明的优选方案，步骤(2)中的浮选时间为4min，步骤(3)中进行浮选粗选时，时间为5min，步骤(4)和(5)中进行精选时，每次精选时间为3min。
本发明发现，仅在浮选云母时磨矿，所得的锂精矿不仅品位较低，而且回收率也较低。同时，云母中li2o的回收率一般达到5.5％以上，造成氧化锂在云母中的损失，也影响了云母精矿的品质。
但采用本发明的捕收剂，并采用阶段磨矿阶段浮选工艺后，所得的锂精矿的品位可高达6.20％，回收率高达87.34％。另外，本发明在磨矿时，无需将矿物磨至过细，减少了作业成本。重要的是，本发明仅需两次精选就可以实现上述效果，而且本发明所需的捕收剂用量非常少。
附图说明
图1为本发明工艺流程示意图。
具体实施方式
下面通过实施例对本发明进行具体描述，有必要在此指出的是以下实施例只是用于对本发明进行进一步的说明，不能理解为对本发明保护范围的限制，该领域的技术熟练人员根据上述发明内容所做出的一些非本质的改进和调整，仍属于本发明的保护范围。
本发明中伟晶岩型锂辉石原矿含li2o为1.50％.
本实施例中原矿中各矿物物相相对含量情况如表1所示：
表1矿石中各矿物物相相对含量表
锂辉石为本矿石样品中主要回收利用的矿物，含量占矿物总量的20.5％。在手标本中锂辉石呈浅绿色或浅灰色调，部分有不同程度污染，可见长达20-50mm长柱状的粗大锂辉石晶体，个别晶体长度大于100mm，断面多在2-5mm，长轴沿着大体一致的方向排列，局部有弯曲现象。
显微镜下，锂辉石微带绿色或无色，透明，晶体局部为暗褐色物质覆盖而透明度变差，突起较高。断面明显突起高，柱面突起较断面稍低。正交透光下干涉色鲜黄，斜消光，消光角22～260，正延长2v(+)，柱面和断面均可见双晶，有的标本薄片中在锂辉石与长石交界的边缘上，见蠕状或肋状的文象交生结构，长石边缘有多条平行排列的肋状锂辉石多晶集合体。柱面解理完全，断面见典型的辉石型解理，解理缝局部为铁镁质污染，柱面节理发育，裂纹多且弯曲，局部裂纹密集，碎裂结构明显。
锂辉石主要与长石、石英、云母毗邻相嵌，局部似被交代蚀变，有的蚀变强烈，使锂辉石呈残余状，亦可见锂辉石解理、裂隙为暗褐色铁镁质覆盖充填。在粗大的锂辉石柱状晶体中，常包含有长石、石英、云母等矿物包体。砂样中可见锂辉石的解理缝中夹着薄片状黑色或者浅褐色的铁锰质矿物。
锂辉石的粒度。本矿石样品为伟晶岩型锂辉石矿，普遍粒度粗大。同时有少量细粒花岗岩、细粒黑色混杂物，其中亦有少量细粒锂辉石。粗细两部分锂辉石粒度相差十分悬殊，粗大的柱状锂辉石晶体长度从几十mm到上百mm，横断面0.6～6mm，但细粒者不足0.05mm。同时锂辉石解理完全，加上节理、裂纹多，在破碎过程中易于解离，同时易使粗大的锂辉石晶体细粒化。
本发明采用下述方法对原矿进行处理：
(1)对伟晶岩型锂辉石原矿进行磨矿至-0.074mm细度占50～65％，磨矿时加入na2co3，na2co3的添加量为600～1000g/吨·原矿，之后进行脱泥弃去矿泥，脱泥粒级为-0.02mm；
(2)向步骤(1)所得物添加naoh，进行搅拌之后，加入捕收剂a进行浮选；所述捕收剂a由十二胺和环烷酸皂按质量比1:2.5组成；相对于每吨步骤(1)所得物，naoh的添加量为600～1000g，捕收剂a的添加量为100～200g；浮选后将所得云母精矿分离出去；
(3)将步骤(2)所得物先添加cacl2，并充分搅拌，再加入捕收剂b进行浮选粗选，得到锂粗精矿；所述捕收剂b由十二胺和氧化石蜡皂按质量比1:12组成；相对于每吨步骤(2)所得物，cacl2和捕收剂b的添加量分别为200～400g和1100～1300g；
(4)将步骤(3)所得的锂粗精矿再一次进行磨矿至-0.074mm细度占70～85％，磨矿时加入na2co3，na2co3的添加量为400g/吨·锂粗精矿，然后添加捕收剂b进行第一次精选，得到第一次精选锂精矿；所述捕收剂b由十二胺和氧化石蜡皂按质量比1:12组成；相对于每吨步骤(3)所得到的锂粗精矿，捕收剂b的添加量为400～600g；
(5)向步骤(4)所得的第一次精选锂精矿加入na2co3进行第二次精选，得到最终锂精矿，第二次精选na2co3的添加量为200g/吨·第一精选锂精矿。
所述方法还包括对锂粗矿进行一次扫选，扫选时间为4min，得到扫选尾矿；扫选时先加入naoh混合后，再加入捕收剂b进行浮选扫选。扫选时，naoh的添加量为200g/吨·锂粗矿，捕收剂b的添加量为500g/吨·锂粗矿。具体的流程如图1所示。
实施例1
(1)对伟晶岩型锂辉石原矿进行磨矿至-0.074mm细度占65％，磨矿时加入na2co3，na2co3的添加量为800g/吨·原矿，之后进行脱泥弃去矿泥，脱泥粒级为-0.02mm；
(2)向步骤(1)所得物添加naoh，进行搅拌之后，加入捕收剂a进行浮选；所述捕收剂a由十二胺和环烷酸皂按质量比1:2.5组成；相对于每吨步骤(1)所得物，naoh的添加量为800g，捕收剂a的添加量为150g；浮选后将所得云母精矿分离出去；
(3)将步骤(2)所得物先添加cacl2，并充分搅拌，再加入捕收剂b进行浮选粗选，得到锂粗精矿；所述捕收剂b由十二胺和氧化石蜡皂按质量比1:12组成；相对于每吨步骤(2)所得物，cacl2和捕收剂b的添加量分别为300g和1200g；
(4)将步骤(3)所得的锂粗精矿再一次进行磨矿至-0.074mm细度占85％，磨矿时加入na2co3，na2co3的添加量为400g/吨·锂粗精矿，然后添加捕收剂b进行第一次精选，得到第一次精选锂精矿；所述捕收剂b由十二胺和氧化石蜡皂按质量比1:12组成；相对于每吨步骤(3)所得到的锂粗精矿，捕收剂b的添加量为600g；
(5)向步骤(4)所得的第一次精选锂精矿加入na2co3进行第二次精选，得到最终锂精矿，第二次精选na2co3的添加量为200g/吨·第一精选锂精矿。
所述方法还包括对锂粗矿进行一次扫选，得到扫选尾矿；扫选时先加入naoh混合后，再加入捕收剂b进行浮选扫选，扫选时间为4min。扫选时，naoh的添加量为200g/吨·锂粗矿，捕收剂b的添加量为500g/吨·锂粗矿。
步骤(2)中的浮选时间为4min，步骤(3)中进行浮选粗选时，时间为5min，步骤(4)和(5)中进行精选时，每次精选时间为3min。
对所得浮选产品进行分析，结果如下：
表2
实施例2
(1)对伟晶岩型锂辉石原矿进行磨矿至-0.074mm细度占50％，磨矿时加入na2co3，na2co3的添加量为800g/吨·原矿，之后进行脱泥弃去矿泥，脱泥粒级为-0.02mm；
(2)向步骤(1)所得物添加naoh，进行搅拌之后，加入捕收剂a进行浮选；所述捕收剂a由十二胺和环烷酸皂按质量比1:2.5组成；相对于每吨步骤(1)所得物，naoh的添加量为600g，捕收剂a的添加量为100g；浮选后将所得云母精矿分离出去；
(3)将步骤(2)所得物先添加cacl2，并充分搅拌，再加入捕收剂b进行浮选粗选，得到锂粗精矿；所述捕收剂b由十二胺和氧化石蜡皂按质量比1:12组成；相对于每吨步骤(2)所得物，cacl2和捕收剂b的添加量分别为200g和1100g；
(4)将步骤(3)所得的锂粗精矿再一次进行磨矿至-0.074mm细度占70％，磨矿时加入na2co3，na2co3的添加量为400g/吨·锂粗精矿，然后添加捕收剂b进行第一次精选，得到第一次精选锂精矿；所述捕收剂b由十二胺和氧化石蜡皂按质量比1:12组成；相对于每吨步骤(3)所得到的锂粗精矿，捕收剂b的添加量为550g；
(5)向步骤(4)所得的第一次精选锂精矿加入na2co3进行第二次精选，得到最终锂精矿，第二次精选na2co3的添加量为200g/吨·第一精选锂精矿。
所述方法还包括对锂粗矿进行一次扫选，得到扫选尾矿；扫选时先加入naoh混合后，再加入捕收剂b进行浮选扫选，扫选时间为4min。扫选时，naoh的添加量为200g/吨·锂粗矿，捕收剂b的添加量为500g/吨·锂粗矿。
步骤(2)中的浮选时间为4min，步骤(3)中进行浮选粗选时，时间为5min，步骤(4)和(5)中进行精选时，每次精选时间为3min。
对所得浮选产品进行分析，结果如下：
表3
实施例3
(1)对伟晶岩型锂辉石原矿进行磨矿至-0.074mm细度占60％，磨矿时加入na2co3，na2co3的添加量为700g/吨·原矿，之后进行脱泥弃去矿泥，脱泥粒级为-0.02mm；
(2)向步骤(1)所得物添加naoh，进行搅拌之后，加入捕收剂a进行浮选；所述捕收剂a由十二胺和环烷酸皂按质量比1:2.5组成；相对于每吨步骤(1)所得物，naoh的添加量为1000g，捕收剂a的添加量为200g；浮选后将所得云母精矿分离出去；
(3)将步骤(2)所得物先添加cacl2，并充分搅拌，再加入捕收剂b进行浮选粗选，得到锂粗精矿；所述捕收剂b由十二胺和氧化石蜡皂按质量比1:12组成；相对于每吨步骤(2)所得物，cacl2和捕收剂b的添加量分别为400g和1300g；
(4)将步骤(3)所得的锂粗精矿再一次进行磨矿至-0.074mm细度占80％，磨矿时加入na2co3，na2co3的添加量为400g/吨·锂粗精矿，然后添加捕收剂b进行第一次精选，得到第一次精选锂精矿；所述捕收剂b由十二胺和氧化石蜡皂按质量比1:12组成；相对于每吨步骤(3)所得到的锂粗精矿，捕收剂b的添加量为650g；
(5)向步骤(4)所得的第一次精选锂精矿加入na2co3进行第二次精选，得到最终锂精矿，第二次精选na2co3的添加量为200g/吨·第一精选锂精矿。
所述方法还包括对锂粗矿进行一次扫选，得到扫选尾矿；扫选时先加入naoh混合后，再加入捕收剂b进行浮选扫选，扫选时间为4min。扫选时，naoh的添加量为200g/吨·锂粗矿，捕收剂b的添加量为500g/吨·锂粗矿。
步骤(2)中的浮选时间为4min，步骤(3)中进行浮选粗选时，时间为5min，步骤(4)和(5)中进行精选时，每次精选时间为3min。
对所得浮选产品进行分析，结果如下：
表4