CN115025874A - 一种锂辉石矿的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种锂辉石矿的选矿方法，选矿方法包括：将锂辉石矿依次经磨矿和分级，得到粗粒矿和细粒矿；对得到的粗粒矿依次进行溜槽粗选和摇床精选，得到锂辉石精矿A；对得到的细粒矿进行脱泥，得到矿泥和沉砂，沉砂经浮选得到锂辉石精矿B；将锂辉石精矿A和锂辉石精矿B混合后得到锂辉石精矿；浮选包括粗选、精选和扫选；浮选中所用的捕收剂以重量份计由磺化油酸、烷基羧基羟肟酸、脂肪醇聚氧乙烯醚和辛醇组成并经皂化处理后得到。该选矿方法通过对锂辉石矿采用磨矿‑粗细分级‑粗粒重选‑细粒离心机脱泥和浮选的粗细分别处理联合工艺，有效地回收锂辉石矿中的粗粒级和细粒级，解决了粗粒锂辉石和细粒锂辉石的选矿同时回收难题。

Description

一种锂辉石矿的选矿方法
技术领域
本发明涉及矿物加工领域，具体涉及一种锂辉石矿的选矿方法。
背景技术
目前，锂由于具有独特的物理、化学性质，被广泛应用于新能源、陶瓷、航天、医学、国防军工等领域。锂辉石是提取锂元素重要资源之一，锂辉石矿常用的选矿方法有：浮选、重选、磁选、手选等，而浮选是应用最为广泛、工艺相对成熟的方法。
如CN109107754A公开了一种锂辉石的磁－浮选联合选矿工艺，将锂辉石矿石破碎、磨矿，将磨矿后的矿浆依次经过弱磁选、强磁选，分别获得弱磁精矿、强磁精矿；对排出的强磁尾矿进行浓缩、脱泥后给入到浮选作业，浮选作业流程为一次粗选、两次扫选、两次精选，捕收剂采用脂肪酸钙、羟胺类化合物、油酸三者的复配，配比为(6-7):(2.0-2.5):(1.0-1.5)，最终获得的锂精矿中Li2O品位高达5.8％-6.4％，回收率79.0％-88.0％。
CN109127117A公开了一种锂辉石矿石的选矿方法，将锂辉石矿石破碎、磨矿，将磨矿后的矿浆依次经过弱磁选、强磁选，分别获得弱磁精矿、强磁精矿；对排出的强磁尾矿进行浓缩、脱泥后给入到浮选作业，浮选作业流程为一次粗选、两次扫选、两次精选，采用脂肪酸钠皂溶液与氯化钙水溶液经复分解反应制取的脂肪酸钙为捕收剂，最终获得的锂精矿中Li2O品位高达5.7％-6.2％，回收率78.0％-88.0％。
但浮选法仍存在以下问题：
一、锂辉石矿通常嵌布粒度不均匀，单一浮选法难以回收嵌布粒度较粗、可浮性较差的锂辉石矿物，容易损失在尾矿中；
二、锂辉石矿中通常含有大量的性质复杂的易泥化脉石矿物，矿泥严重恶化浮选，通常需在浮选前脱泥，脱泥效果不好或矿泥中容易夹杂锂辉石造成损失；
三、通常采用脂肪酸类捕收剂直接浮选锂辉石矿物，但前述捕收剂存在溶解性和分散性均较差，药剂用量大，浮选回收率不高等问题。
因此，即亟需研发一种适应性强、高效的锂辉石矿选矿方法。
发明内容
鉴于现有技术中存在的问题，本发明的目的在于提供一种锂辉石矿的选矿方法，克服了传统的单一重选工艺无法回收细粒锂辉石导致回收率低的缺点，也克服了单一浮选无法回收粗粒锂辉石导致回收率低的缺点，同时通过离心机预处理细粒级物料，消除矿泥对浮选的影响。工艺适应性强，受矿物嵌布粒度粗细不同影响较小，当矿物粗粒锂辉石含量高，可在粗粒重选环节加以回收；当矿物中细粒锂辉石含量高，则可采用离心机预处理脱泥和细粒浮选环节加以回收，从而保证了粗粒和细粒锂辉石的回收，提高了锂辉石的回收率。
为达此目的，本发明采用以下技术方案：
本发明提供了一种锂辉石矿的选矿方法，所述选矿方法包括：将锂辉石矿依次经磨矿和分级，得到粗粒矿和细粒矿；
对得到的所述粗粒矿依次进行溜槽粗选和摇床精选，得到锂辉石精矿A；
对得到的所述细粒矿进行脱泥，得到矿泥和沉砂，所述沉砂经浮选得到锂辉石精矿B；
将所述锂辉石精矿A和所述锂辉石精矿B混合后得到锂辉石精矿；
所述浮选包括粗选、精选和扫选；所述浮选中所用的捕收剂以重量份计由磺化油酸70-85份、烷基羧基羟肟酸10-20份、脂肪醇聚氧乙烯醚3-7份和辛醇5-10份组成并经皂化处理后得到。
本发明提供的选矿方法，通过对锂辉石矿采用磨矿-粗细分级-粗粒重选-细粒离心机脱泥和浮选的粗细分别处理联合工艺，使用重选方法回收粗粒锂辉石，使用浮选方法回收细粒锂辉石，有效的回收锂辉石矿中的粗粒级和细粒级，有效解决了粗粒锂辉石和细粒锂辉石的选矿同时回收难题，高效地回收锂辉石矿物。
本发明中的含锂辉石矿物可以是经粉碎磨矿后的原矿亦或是其他符合工艺流程的含锂辉石矿物。
本发明中，捕收剂中所用烷基羧基羟肟酸可以是C8-C18烷基-3-羧基丙基羟肟酸，如十二烷基-3-羧基丙基羟肟酸、十六烷基-3-羧基丙基羟肟酸等。
本发明中，捕收剂中所用脂肪醇聚氧乙烯醚的聚合度为6-8，碳链为C7-C9。
本发明中，所述浮选中所用的捕收剂中的磺化油酸以重量份计为70-85份，例如可以是70份、71份、72份、73份、74份、75份、76份、77份、78份、79份、80份、81份、82份、83份、84份或85份等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值同样适用。
本发明中，所述浮选中所用的捕收剂中的烷基羧基羟肟酸以重量份计为10-20份，例如可以是10份、10.2份、10.4份、10.6份、10.8份、11份、11.2份、11.4份、11.6份、11.8份、12份、12.2份、12.4份、12.6份、12.8份、13份、13.2份、13.4份、13.6份、13.7份、13.8份、14份、14.2份、14.4份、14.6份、14.8份、15份、15.2份、15.4份、15.6份、15.8份、16份、16.2份、16.4份、16.6份、16.8份、17份、17.2份、17.4份、17.6份、17.8份、18份、18.2份、18.4份、18.6份、18.8份、19份、19.2份、19.4份、19.6份、19.8份或20份等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值同样适用。
本发明中，所述浮选中所用的捕收剂中的脂肪醇聚氧乙烯醚以重量份计为3-7份，例如可以是3份、3.1份、3.2份、3.3份、3.4份、3.5份、3.6份、3.7份、3.8份、3.9份、4份、4.1份、4.2份、4.3份、4.4份、4.5份、4.6份、4.7份、4.8份、4.9份、5份、5.1份、5.2份、5.3份、5.4份、5.5份、5.6份、5.7份、5.8份、5.9份、6份、6.1份、6.2份、6.3份、6.4份、6.5份、6.6份、6.7份、6.8份、6.9或7份等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值同样适用。
本发明中，所述浮选中所用的捕收剂中的辛醇以重量份计为5-10份，例如可以是5份、5.1份、5.2份、5.3份、5.4份、5.5份、5.6份、5.7份、5.8份、5.9份、6份、6.1份、6.2份、6.3份、6.4份、6.5份、6.6份、6.7份、6.8份、6.9份、7份、7.1份、7.2份、7.3份、7.4份、7.5份、7.6份、7.7份、7.8份、7.9份、8份、8.1份、8.2份、8.3份、8.4份、8.5份、8.6份、8.7份、8.8份、8.9份、9份、9.1份、9.2份、9.3份、9.4份、9.5份、9.6份、9.7份、9.8份、9.9份或10份等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值同样适用。
所述辛醇可以是正辛醇或异辛醇等，以及正辛醇的其他同分异构体，如还可以是正辛醇和异辛醇的组合等。
本发明中，所述磺化油酸为将60-80重量份的油酸和9-15份的磺化试剂混合后，经加热搅拌得到。
本发明中，所述磺化油酸制备过程中油酸以重量份计为60-80份，例如可以是60份、61份、62份、63份、64份、65份、66份、67份、68份、69份、70份、71份、72份、73份、74份、75份、76份、77份、78份、79份或80份等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值同样适用。
本发明中，所述磺化油酸制备过程中磺化试剂以重量份计为9-15份，例如可以是9份、9.2份、9.4份、9.6份、9.8份、10份、10.2份、10.4份、10.6份、10.8份、11份、11.2份、11.4份、11.6份、11.8份、12份、12.2份、12.4份、12.6份、12.8份、13份、13.2份、13.4份、13.6份、13.8份、14份、14.2份、14.4份、14.6份、14.8份或15份等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值同样适用。
本发明中，所述磺化试剂包括浓硫酸。
本发明中，所述皂化处理为将磺化油酸、烷基羧基羟肟酸、脂肪醇聚氧乙烯醚和辛醇经混合后和碱液进行反应。使用的碱是氢氧化钠、氢氧化钾或碳酸钠中的1种或至少2种的组合。
本发明中，浮选过程中所用捕收剂的作用原理为磺化油酸和C8-C18烷基-3-羧基丙基羟肟酸经皂化缔合后药剂中的羧基、羟肟基和锂辉石矿物表面上暴露的铝、锂等活性点选择性螯合，可提高锂辉石的选择性捕收效果；脂肪醇聚氧乙烯醚作为助剂，可保证捕收剂稳定的扩散，提升捕收剂的捕收性能；通过与碱配合发生皂化反应，增强了捕收剂的在矿浆中的溶解性、弥散性，更有利于捕收剂在锂辉石表面的接触吸附，从而实现锂辉石矿的浮选。
作为本发明优选的技术方案，所述粗粒矿的粒度＞74μm。
优选地，所述细粒矿的粒度≤74μm。
本发明中，所述粗粒矿和细粒矿为处于本发明限定粒度范围内颗粒的集群，而非仅包括单一粒径颗粒的集群，如粗粒矿为粒度为100-200μm范围内固体颗粒的集群，其它依次类推即可。
作为本发明优选的技术方案，所述溜槽粗选得到的精矿作为所述摇床精选的给矿。
优选地，所述摇床精选中所用摇床的横向坡度≤10°，例如可以是10°、9°、8°、7°、6°、5°、4°、3°、2°或1°等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值同样适用。
作为本发明优选的技术方案，所述溜槽粗选得到的中矿和所述摇床精选的尾矿混合后经再磨返回所述分级。
优选地，所述再磨的终点为物料中粒度≤74μm的颗粒占所述物料总质量的85-95％，例如可以是85％、85.2％、85.4％、85.6％、85.8％、86％、86.2％、86.4％、86.6％、86.8％、87％、87.2％、87.4％、87.6％、87.8％、88％、88.2％、88.4％、88.6％、88.8％、89％、89.2％、89.4％、89.6％、89.8％、90％、90.2％、90.4％、90.6％、90.8％、91％、91.2％、91.4％、91.6％、91.8％、92％、92.2％、92.4％、92.6％、92.8％、93％、93.2％、93.4％、93.6％、93.8％、94％、94.2％、94.4％、94.6％、94.8％或95％等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值同样适用。
作为本发明优选的技术方案，所述脱泥采用离心机进行处理；
本发明中，脱泥过程中脱除的矿泥粒度≤10μm。
优选地，所述脱泥至少进行2次，例如可以是2次、3次、4次或5次等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值同样适用。
作为本发明优选的技术方案，所述浮选中所用药剂还包括调整剂和活化剂。
优选地，所述调整剂包括质量比为(1-1.5):1的碳酸钠和氢氧化钠，例如可以是1:1、1.01:1、1.02:1、1.03:1、1.04:1、1.05:1、1.06:1、1.07:1、1.08:1、1.09:1、1.1:1、1.11:1、1.12:1、1.13:1、1.14:1、1.15:1、1.16:1、1.17:1、1.18:1、1.19:1、1.2:1、1.21:1、1.22:1、1.23:1、1.24:1、1.25:1、1.26:1、1.27:1、1.28:1、1.29:1、1.3:1、1.31:1、1.32:1、1.33:1、1.34:1、1.35:1、1.36:1、1.37:1、1.38:1、1.39:1、1.4:1、1.41:1、1.42:1、1.43:1、1.44:1、1.45:1、1.46:1、1.47:1、1.48:1、1.49:1或1.5:1等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值同样适用。
优选地，所述活化剂包括氯化钙。
本发明中，浮选过程中每加入一种药剂可选的可以进行搅拌混合。
作为本发明优选的技术方案，所述粗选为采用捕收剂、活化剂和调整剂对矿浆进行浮选。
优选地，所述粗选中所用捕收剂的添加量为500-1000g/t，例如可以是500g/t、500g/t、510g/t、520g/t、530g/t、540g/t、550g/t、560g/t、570g/t、580g/t、590g/t、600g/t、610g/t、620g/t、630g/t、640g/t、650g/t、660g/t、670g/t、680g/t、690g/t、700g/t、710g/t、720g/t、730g/t、740g/t、750g/t、760g/t、770g/t、780g/t、790g/t、800g/t、810g/t、820g/t、830g/t、840g/t、850g/t、860g/t、870g/t、880g/t、890g/t、900g/t、910g/t、920g/t、930g/t、940g/t、950g/t、960g/t、970g/t、980g/t、990g/t或1000g/t等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值同样适用。
优选地，所述粗选中所用活化剂的添加量为10-50g/t，例如可以是10g/t、11g/t、12g/t、13g/t、14g/t、15g/t、16g/t、17g/t、18g/t、19g/t、20g/t、21g/t、22g/t、23g/t、24g/t、25g/t、26g/t、27g/t、28g/t、29g/t、30g/t、31g/t、32g/t、33g/t、34g/t、35g/t、36g/t、37g/t、38g/t、39g/t、40g/t、41g/t、42g/t、43g/t、44g/t、45g/t、46g/t、47g/t、48g/t、49g/t或50g/t等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值同样适用。
优选地，所述粗选中所用调整剂的添加量为2000-3000g/t，例如可以是2000g/t、2020g/t、2040g/t、2060g/t、2080g/t、2100g/t、2120g/t、2140g/t、2160g/t、2180g/t、2200g/t、2220g/t、2240g/t、2260g/t、2280g/t、2300g/t、2320g/t、2340g/t、2360g/t、2380g/t、2400g/t、2420g/t、2440g/t、2460g/t、2480g/t、2500g/t、2520g/t、2540g/t、2560g/t、2580g/t、2600g/t、2620g/t、2640g/t、2660g/t、2680g/t、2700g/t、2720g/t、2740g/t、2760g/t、2780g/t、2800g/t、2820g/t、2840g/t、2860g/t、2880g/t、2900g/t、2920g/t、2940g/t、2960g/t、2980g/t或3000g/t等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值同样适用。
优选地，所述粗选至少进行1次，如可以是进行1次、2次、3次、4次或5次等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值同样适用。
作为本发明优选的技术方案，所述精选至少进行3次，例如可以是3次、4次、5次、6次、7次、8次、9次或10次等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值同样适用。
优选地，所述精选为空白精选。
作为本发明优选的技术方案，所述扫选至少进行2次，例如可以是3次、4次、5次、6次、7次、8次、9次或10次等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值同样适用。
优选地，所述扫选中采用所述捕收剂对矿桨进行浮选。
优选地，所述扫选中所用捕收剂的添加量为100-200g/t，例如可以是100g/t、105g/t、110g/t、115g/t、120g/t、125g/t、130g/t、135g/t、140g/t、145g/t、150g/t、155g/t、160g/t、165g/t、170g/t、175g/t、180g/t、185g/t、190g/t、195g/t或200g/t等，但不限于所列举的数值，该范围内其它未列举的数值同样适用。
作为本发明优选的技术方案，所述选矿方法包括：将锂辉石矿依次经磨矿和分级，得到粒度＞74μm的粗粒矿和粒度≤74μm细粒矿；
对得到的所述粗粒矿依次进行溜槽粗选和摇床精选，得到锂辉石精矿A；所述溜槽粗选得到的精矿作为所述摇床精选的给矿；所述摇床精选中所用摇床的横向坡度≤10°；所述溜槽粗选得到的中矿和所述摇床精选的尾矿混合后经再磨返回所述分级；所述再磨的终点为物料中粒度≤74μm的颗粒占所述物料总质量的85-95％；
对得到的所述细粒矿进行脱泥，得到矿泥和沉砂，所述沉砂经浮选得到锂辉石精矿B；所述脱泥采用离心机进行处理；所述脱泥至少进行2次；
所述浮选包括粗选、精选和扫选；所述浮选中所用的捕收剂以重量份计由磺化油酸70-85份、烷基羧基羟肟酸10-20份、脂肪醇聚氧乙烯醚3-7份和辛醇5-10份组成并经皂化处理后得到；所述浮选中所用药剂还包括调整剂和活化剂；所述调整剂包括质量比为(1-1.5):1的碳酸钠和氢氧化钠；所述活化剂包括氯化钙；
所述粗选为采用捕收剂、活化剂和调整剂对矿浆进行浮选；所述粗选中所用捕收剂的添加量为500-1000g/t；所述粗选中所用活化剂的添加量为10-50g/t；所述粗选中所用调整剂的添加量为2000-3000g/t；所述粗选至少进行1次；
所述精选至少进行3次；所述精选为空白精选；
所述扫选至少进行2次；所述扫选中采用所述捕收剂对矿桨进行浮选；所述扫选中所用捕收剂的添加量为100-200g/t；
将所述锂辉石精矿A和所述锂辉石精矿B混合后得到锂辉石精矿。
与现有技术方案相比，本发明具有以下有益效果：
(1)本发明的锂辉石矿的选矿方法，通过矿物采用磨矿-粗细分级-粗粒重选-细粒离心机脱泥和浮选联合工艺，使用重选方法回收粗粒锂辉石，使用特定的捕收剂浮选回收细粒锂辉石，同时回收了粗粒和细粒锂辉石矿，有效解决了粗粒和细粒锂辉石的同时回收难题，获得较高的锂辉石回收率，所得锂辉石精矿品位≥6.47g/t，回收率可达87.21％以上。
(2)本发明采用的粗细分选联合工艺适应性强，受矿物嵌布粒度影响较小，当矿物粗粒锂辉石含量高，可在粗粒重选环节加以回收；当矿物细粒锂辉石含量高，则可在离心机脱泥处理后进入浮选环节加以回收，同时兼顾了粗粒和细粒锂辉石的回收，流程适应性强、回收效率高。
(3)本发明采用的粗细分选联合工艺，可适当放粗磨矿细度，有利于降低能耗和尾矿沉降，对环境影响更小。
具体实施方式
为更好地说明本发明，便于理解本发明的技术方案，本发明的典型但非限制性的实施例如下：
实施例1
针对四川某锂辉石矿中含Li2O品位为1.29％，该锂辉石矿主要由锂辉石、长石、石英和白云母等矿物组成，其含量分别为21.35％、38.53％、35.51％和2.30％。其中，锂辉石以长柱状和板状形式产出。采用本发明的锂辉石矿的选矿方法处理，具体包括如下步骤：
(1)锂辉石原矿经球磨机磨细至-0.074mm含量在55％后进入高频振动筛，得到+0.074mm粗粒级物料和-0.074mm细粒级物料；
(2)将步骤(1)得到的+0.074mm粗粒级物料采用螺旋溜槽粗选和摇床精选后得到精矿A，螺旋溜槽中矿和摇床尾矿合并进入球磨机再磨至-0.074mm含量在90％后返回高频振动筛与原矿磨矿后的物料合并分级，螺旋溜槽尾矿作为尾矿1；
(3)将步骤(2)得到的-0.074mm细粒级物料进入离心机脱泥处理，产出矿泥和沉砂；
(4)对步骤(3)所得沉砂进行浮选(矿浆pH值为11.0)，产出浮选精矿B和浮选尾矿2，其中浮选精矿B和步骤(2)得到的精矿A合并作为锂辉石精矿，浮选尾矿2和步骤(2)得到的粗粒螺旋溜槽尾矿1合并为尾矿；
浮选采用一粗二扫三精的流程进行，具体为：
一次粗选包括：向矿浆中添加调整剂、活化剂和捕收剂对锂辉石矿物进行浮选，获得一次粗选精矿和一次粗选尾矿；一次粗选尾矿作为一次扫选的给矿，一次粗选精矿作为精选的给矿；其中，所述调整剂为碳酸钠和氢氧化钠按1:1比例混合，活化剂为氯化钙，所述捕收剂以质量份计由磺化油酸85份、十二烷基-3-羧基丙基羟肟酸13份、脂肪醇聚氧乙烯醚(聚合度为7，碳链为C8)5份和正辛醇7份组成，然后经皂化合成制备的；按照给矿量计，所述调整剂添加量为2000g/t，活化剂的添加量为30g/t，所述捕收剂的添加量为700g/t；
二次扫选：一次扫选为在一次粗选尾矿中添加捕收剂对锂辉石矿物进行浮选，获得一次扫选精矿和一次扫选尾矿；其中一次扫选尾矿作为二次扫选的给矿，一次扫选精矿作为中矿返回一次粗选作业；其中，按照给矿量计，所述捕收剂的添加量为100g/t；所述二次扫选包括：在一次扫选尾矿中添加捕收剂对锂辉石矿物进行浮选，获得二次扫选精矿和二次扫选尾矿；其中二次扫选的尾矿作为尾矿2，二次扫选精矿作为中矿返回一次扫选作业；其中，按照给矿量计，所述捕收剂的添加量为30g/t；
三次精选：将一次粗选精矿作为一次精选的给矿进行空白精选，获得一次精选精矿和一次精选尾矿；一次精选尾矿返回一次粗选作业，一次精选精矿作为二次精选的给矿进行空白精选，获得二次精选精矿和二次精选尾矿；二次精选尾矿返回一次精选作业，二次精选精矿作为三次精选的给矿进行空白精选，获得三次精选精矿和三次精选尾矿；三次精选精矿作为锂辉石精矿2，三次精选尾矿返回二次精选作业。
采用上述方法选锂辉石后，经过检测，所得锂辉石精矿中Li2O含量为6.47g/t，回收率87.65％。
实施例2
针对新疆某锂辉石矿中含Li2O品位为1.37％，该锂辉石矿主要由锂辉石、石英、白云母和长石等矿物组成，其含量分别为21.76％、23.98％、4.58％和47.25％。其中，锂辉石以扁柱状、等轴柱状自形晶形式产出。
采用本发明的锂辉石矿的选矿方法处理包括如下步骤：
(1)原矿经球磨机磨细至-0.074mm含量在60％后进入高频振动筛，得到+0.074mm粗粒级物料和-0.074mm细粒级物料；
(2)将步骤(1)得到的+0.074mm粗粒级物料采用螺旋溜槽粗选和摇床精选后得到精矿A，螺旋溜槽中矿和摇床尾矿合并进入球磨机再磨至-0.074mm含量在90％后返回高频振动筛与原矿磨矿后的物料合并分级，螺旋溜槽尾矿作为尾矿1；
(3)将步骤(2)得到的-0.074mm细粒级物料进入离心机脱泥处理，产出矿泥和沉砂；
(4)对步骤(3)所得沉砂进行浮选(矿浆pH值为12)，产出浮选精矿B和浮选尾矿2，其中浮选精矿B和步骤(2)得到的精矿A合并作为锂辉石精矿，浮选尾矿2和步骤(2)得到的粗粒螺旋溜槽尾矿1合并为尾矿；
浮选采用一粗二扫三精的流程进行，具体为：
一次粗选包括：向矿浆中添加调整剂、活化剂和捕收剂对锂辉石矿物进行浮选，获得一次粗选精矿和一次粗选尾矿；一次粗选尾矿作为一次扫选的给矿，一次粗选精矿作为精选的给矿；其中，所述调整剂为碳酸钠和氢氧化钠按1:1比例混合，活化剂为氯化钙，所述捕收剂以质量份计由磺化油酸70份、十八烷基-3-羧基丙基羟肟酸20份、脂肪醇聚氧乙烯醚(聚合度为6，碳链为C7)3份和异辛醇5份组成，然后经皂化合成制备的；按照给矿量计，所述调整剂添加量为3000g/t，活化剂的添加量为30g/t，所述捕收剂的添加量为700g/t；
二次扫选：一次扫选为在一次粗选尾矿中添加捕收剂对锂辉石矿物进行浮选，获得一次扫选精矿和一次扫选尾矿；其中一次扫选尾矿作为二次扫选的给矿，一次扫选精矿作为中矿返回一次粗选作业；其中，按照给矿量计，所述捕收剂的添加量为100g/t；所述二次扫选包括：在一次扫选尾矿中添加捕收剂对锂辉石矿物进行浮选，获得二次扫选精矿和二次扫选尾矿；其中二次扫选的尾矿作为尾矿2，二次扫选精矿作为中矿返回一次扫选作业；其中，优选地，按照给矿量计，所述捕收剂的添加量为30g/t；
三次精选：将一次粗选精矿作为一次精选的给矿进行空白精选，获得一次精选精矿和一次精选尾矿；一次精选尾矿返回一次粗选作业，一次精选精矿作为二次精选的给矿进行空白精选，获得二次精选精矿和二次精选尾矿；二次精选尾矿返回一次精选作业，二次精选精矿作为三次精选的给矿进行空白精选，获得三次精选精矿和三次精选尾矿；三次精选精矿作为锂辉石精矿2，三次精选尾矿返回二次精选作业。
采用上述方法选锂辉石后，经过检测，所得锂辉石精矿中Li2O含量为6.52g/t，回收率87.21％。
对比例1
与实施例1的区别仅在于不进行分级作业，磨矿后直接对矿浆进行浮选。
采用上述方法选锂辉石后，经过检测，所得锂辉石精矿中Li2O含量为6.07g/t，回收率72.65％。
对比例2
与实施例1的区别仅在于不进行分级，矿浆经旋流器脱泥后进行浮选。
采用上述方法选锂辉石后，经过检测，所得锂辉石精矿中Li2O含量为6.23g/t，回收率82.78％。
对比例3
与实施例1的区别仅在于矿浆粗细分级后，粗粒重选，细粒级物料经旋流器脱泥后进行浮选。
采用上述方法选锂辉石后，经过检测，锂辉石精矿中Li2O含量为6.28g/t，回收率84.59％。
对比例4
与实施例1的区别仅在于将捕收剂替换为等量的油酸。
采用上述方法选锂辉石后，经过检测，所得锂辉石精矿中Li2O含量为6.21g/t，回收率83.25％。
对比例5
与实施例1的区别仅在于将捕收剂替换为等量的氧化石蜡皂。
采用上述方法选锂辉石后，经过检测，所得锂辉石精矿中Li2O含量为6.33g/t，回收率82.93％。
对比例6
本对比例与实施例1的不同之处在于，制备原料中，不添加脂肪醇聚氧乙烯醚，其他均与实施例1相同。
采用上述方法选锂辉石后，经过检测，所得锂辉石精矿中Li2O含量为6.23g/t，回收率83.21％。
对比例7
本对比例与实施例1的不同之处在于，制备原料中，不添加辛醇，其他均与实施例1相同。
采用上述方法选锂辉石后，经过检测，所得锂辉石精矿中Li2O含量为6.21g/t，回收率83.42％。
对比例8
本对比例与实施例1的不同之处在于，制备原料中，不添加十二烷基-3-羧基丙基羟肟酸，其他均与实施例1相同。
采用上述方法选锂辉石后，经过检测，所得锂辉石精矿中Li2O含量为6.36g/t，锂辉石回收率83.16％。
对比例9
与实施例1的区别仅在于将磺化油酸替换为等量的油酸，其他与实施例1相同。
采用上述方法选锂辉石后，经过检测，所得锂辉石精矿中Li2O含量为6.15g/t，锂辉石回收率83.56％。
对比例10
与实施例1的区别仅在于将磺化油酸替换为等量的氧化石蜡皂，其他与实施例1相同。
采用上述方法选锂辉石后，经过检测，所得锂辉石精矿中Li2O含量为6.27g/t，锂辉石回收率83.73％。
对比例11
与实施例1的区别仅在于将十二烷基-3-羧基丙基羟肟酸替换为等量的环烷酸皂，其他与实施例1相同。
采用上述方法选锂辉石后，经过检测，所得锂辉石精矿中Li2O含量为6.16g/t，锂辉石回收率83.16％。
对比例12
与实施例1的区别仅在于将脂肪醇聚氧乙烯醚替换为等量的壬基酚聚氧乙烯醚(NP-10)，其他与实施例1相同。
采用上述方法选锂辉石后，经过检测，所得锂辉石精矿中Li2O含量为6.14g/t，锂辉石回收率84.18％。
对比例13
与实施例1的区别仅在于将辛醇替换为等量的2#油，其他与实施例1相同。
采用上述方法选锂辉石后，经过检测，所得锂辉石精矿中Li2O含量为6.08g/t，锂辉石回收率84.01％。
对比例14
与实施例1的区别仅在于将十二烷基-3-羧基丙基羟肟酸替换为等量的水杨羟肟酸，其他与实施例1相同。
采用上述方法选锂辉石后，经过检测，所得锂辉石精矿中Li2O含量为6.08g/t，锂辉石回收率83.01％。
对比例15
与实施例1的区别仅在于将磺化油酸替换为等量的磺化反油酸，其他与实施例1相同。
采用上述方法选锂辉石后，经过检测，所得锂辉石精矿中Li2O含量为6.01g/t，锂辉石回收率83.71％。
对比例16
与实施例1的区别仅在于将磺化油酸替换为等量的油酸，其他与实施例1相同。
采用上述方法选锂辉石后，经过检测，所得锂辉石精矿中Li2O含量为6.11g/t，锂辉石回收率82.71％。
通过上述实施例和对比例的结果可知，通过对锂辉石矿原矿采用磨矿-粗细分级-粗粒重选-细粒离心机脱泥和浮选的粗细分别处理联合工艺，使用重选方法回收粗粒锂辉石，使用浮选方法回收细粒锂辉石，有效解决了粗粒锂辉石和细粒锂辉石的选矿同时回收难题，高效地回收锂辉石矿物。
声明，本发明通过上述实施例来说明本发明的详细结构特征，但本发明并不局限于上述详细结构特征，即不意味着本发明必须依赖上述详细结构特征才能实施。所属技术领域的技术人员应该明了，对本发明的任何改进，对本发明所选用部件的等效替换以及辅助部件的增加、具体方式的选择等，均落在本发明的保护范围和公开范围之内。
以上详细描述了本发明的优选实施方式，但是，本发明并不限于上述实施方式中的具体细节，在本发明的技术构思范围内，可以对本发明的技术方案进行多种简单变型，这些简单变型均属于本发明的保护范围。
另外需要说明的是，在上述具体实施方式中所描述的各个具体技术特征，在不矛盾的情况下，可以通过任何合适的方式进行组合，为了避免不必要的重复，本发明对各种可能的组合方式不再另行说明。
此外，本发明的各种不同的实施方式之间也可以进行任意组合，只要其不违背本发明的思想，其同样应当视为本发明所公开的内容。

Claims (10)

1.一种锂辉石矿的选矿方法，其特征在于，所述选矿方法包括：将锂辉石矿依次经磨矿和分级，得到粗粒矿和细粒矿；
对得到的所述粗粒矿依次进行溜槽粗选和摇床精选，得到锂辉石精矿A；
对得到的所述细粒矿进行脱泥，得到矿泥和沉砂，所述沉砂经浮选得到锂辉石精矿B；
将所述锂辉石精矿A和所述锂辉石精矿B混合后得到锂辉石精矿；
所述浮选包括粗选、精选和扫选；所述浮选中所用的捕收剂以重量份计由磺化油酸70-85份、烷基羧基羟肟酸10-20份、脂肪醇聚氧乙烯醚3-7份和辛醇5-10份组成并经皂化处理后得到。
2.如权利要求1所述选矿方法，其特征在于，所述粗粒矿的粒度＞74μm；
优选地，所述细粒矿的粒度≤74μm。
3.如权利要求1或2所述选矿方法，其特征在于，所述溜槽粗选得到的精矿作为所述摇床精选的给矿；
优选地，所述摇床精选中所用摇床的横向坡度≤10°。
4.如权利要求1-3任一项所述选矿方法，其特征在于，所述溜槽粗选得到的中矿和所述摇床精选的尾矿混合后经再磨返回所述分级；
优选地，所述再磨的终点为物料中粒度≤74μm的颗粒占所述物料总质量的85-95％。
5.如权利要求1-4任一项所述选矿方法，其特征在于，所述脱泥采用离心机进行处理；
优选地，所述脱泥至少进行2次。
6.如权利要求1-5任一项所述选矿方法，其特征在于，所述浮选中所用药剂还包括调整剂和活化剂；
优选地，所述调整剂包括质量比为(1-1.5):1的碳酸钠和氢氧化钠；
优选地，所述活化剂包括氯化钙。
7.如权利要求1-6任一项所述选矿方法，其特征在于，所述粗选为采用捕收剂、活化剂和调整剂对矿浆进行浮选；
优选地，所述粗选中所用捕收剂的添加量为500-1000g/t；
优选地，所述粗选中所用活化剂的添加量为10-50g/t；
优选地，所述粗选中所用调整剂的添加量为2000-3000g/t；
优选地，所述粗选至少进行1次。
8.如权利要求1-7任一项所述选矿方法，其特征在于，所述精选至少进行3次；
优选地，所述精选为空白精选。
9.如权利要求1-8任一项所述选矿方法，其特征在于，所述扫选至少进行2次；
优选地，所述扫选中采用所述捕收剂对矿桨进行浮选；
优选地，所述扫选中所用捕收剂的添加量为100-200g/t。
10.如权利要求1-9任一项所述选矿方法，其特征在于，所述选矿方法包括：将锂辉石矿依次经磨矿和分级，得到粒度＞74μm的粗粒矿和粒度≤74μm细粒矿；
对得到的所述粗粒矿依次进行溜槽粗选和摇床精选，得到锂辉石精矿A；所述溜槽粗选得到的精矿作为所述摇床精选的给矿；所述摇床精选中所用摇床的横向坡度≤10°；所述溜槽粗选得到的中矿和所述摇床精选的尾矿混合后经再磨返回所述分级；所述再磨的终点为物料中粒度≤74μm的颗粒占所述物料总质量的85-95％；
对得到的所述细粒矿进行脱泥，得到矿泥和沉砂，所述沉砂经浮选得到锂辉石精矿B；所述脱泥采用离心机进行处理；所述脱泥至少进行2次；
所述浮选包括粗选、精选和扫选；所述浮选中所用的捕收剂以重量份计由磺化油酸70-85份、烷基羧基羟肟酸10-20份、脂肪醇聚氧乙烯醚3-7份和辛醇5-10份组成并经皂化处理后得到；所述浮选中所用药剂还包括调整剂和活化剂；所述调整剂包括质量比为(1-1.5):1的碳酸钠和氢氧化钠；所述活化剂包括氯化钙；
所述粗选为采用捕收剂、活化剂和调整剂对矿浆进行浮选；所述粗选中所用捕收剂的添加量为500-1000g/t；所述粗选中所用活化剂的添加量为10-50g/t；所述粗选中所用调整剂的添加量为2000-3000g/t；所述粗选至少进行1次；
所述精选至少进行3次；所述精选为空白精选；
所述扫选至少进行2次；所述扫选中采用所述捕收剂对矿桨进行浮选；所述扫选中所用捕收剂的添加量为100-200g/t；
将所述锂辉石精矿A和所述锂辉石精矿B混合后得到锂辉石精矿。
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