本发明涉及一种锂云母分离方法，具体涉及一种萤石伴生锂云母矿反浮选分离方法，属于矿物加工。
背景技术：
1、自然界中常见的含锂矿物主要有锂磷铝石、锂云母、透锂长石、锂辉石等，其中锂云母和锂辉石是当前固体锂矿最主要的两种赋存矿物。此外，锂也存在于各种微量元素浓度极高的地下热水中或一些高盐度湖泊的天然卤水中。目前，国内传统提取锂的方法主要为矿石提锂和盐湖卤水提锂，而随着高品位锂矿资源的日益减少，加强从低品位伴生型锂矿中提取锂具有重要意义。
2、湖南郴州拥有超大型规模的萤石锡多金属矿床，矿区内矿种数量繁多，在花岗斑岩、云英岩以及萤石矿化灰岩中均发现了锂矿化，研究发现原矿中li2o品位在0.35％左右，预测含伴生氧化锂矿物量可达40万吨以上，达到超大型规模。目前，该地区选厂主要以回收萤石为主，锂资源未能得到充分地开发利用。随着新兴行业的快速发展，锂资源的需求量日益增加，该地区萤石伴生锂云母的开发利用势在必行。
3、萤石伴生锂云母原矿中主要矿物成分为萤石、黄玉、白云母、绢云母、钠珍珠云母、铁锂云母、方解石等，锂主要赋存于铁锂云母和钠珍珠云母中，原矿li2o品位仅为0.36％。原矿粒度分布不均匀，大于0.25mm的粗粒级占比高达59.59％，同时小于0.038mm的粒级占比为16.66％，含有一定量的细泥。原矿的细泥与磨矿产生的细泥进入浮选作业后会消耗大量浮选药剂，导致浮选泡沫粘度大，矿泥夹带严重，恶化浮选指标。此外，云母类矿物的表面性质十分相似，可浮性相差较小，锂云母与白云母、绢云母和石英等硅酸盐脉石矿物难以有效的分离，这也是制约锂资源开发利用的主要问题所在。
技术实现思路
1、针对现有技术存在的问题，本发明的目的在于提供一种萤石伴生锂云母矿反浮选分离方法。该方法先通过浮选法将萤石组分分离出原矿，将锂矿富集于尾矿中，再通过浮选脱除伴生脉石，得到高品位锂云母精矿，该方法实现了萤石和锂云母的综合回收利用，有效解决了现有浮选方法中提取锂精矿效果差、药剂复杂等技术问题。
2、为实现上述技术目的，本发明提供了一种萤石伴生锂云母矿反浮选分离方法，将原矿破碎磨矿后调浆，进行高品位萤石浮选，得高品位萤石精矿和高品位萤石尾矿；将高品位萤石尾矿经低品位萤石浮选后得低品位萤石精矿和低品位萤石尾矿；低品位萤石尾矿经脱硅除杂后，得锂云母精矿；
3、所述高品位萤石浮选过程为一次粗选、至少一次扫选和至少八次精选；所述低品位萤石浮选过程为一次粗选、至少一次扫选和至少六次精选。
4、作为一项优选的方案，所述原矿破碎至粒径为-2mm。
5、本发明所提供的方法通过反浮选工艺，将原矿中的锂矿有效富集于尾矿中，再通过脱除伴生脉石进行分离，该方法通过高品位萤石浮选和低品位萤石浮选不仅大幅提高了萤石矿物的回收率，还实现了锂矿的富集，保证了锂云母精矿的品位和回收率。
6、作为一项优选的方案，所述磨矿至-0.074mm粒径的物料占总物料的质量百分比90～95％。
7、作为一项优选的方案，所述调浆至矿浆浓度为30～35％。
8、作为一项优选的方案，所述高品位萤石浮选过程中，第三次精选采用开路，剩余作业的中矿均按顺序返回。
9、作为一项优选的方案，所述低品位萤石浮选过程中，第三次精选采用开路，剩余作业的中矿均按顺序返回。
10、作为一项优选的方案，所述高品位萤石浮选过程中，一次粗选过程采用碳酸钠和水玻璃作为调整剂，采用油酸类化合物和/或磺酸类化合物作为捕收剂。作为一项优选的方案，所述高品位萤石浮选中一次粗选的碳酸钠的添加量为1000～2000g/t，水玻璃的添加量为1500～2500g/t，捕收剂添加量为300～500g/t。
11、作为一项优选的方案，所述高品位萤石浮选过程中，八次精选过程均采用酸化/盐化水玻璃为调整剂，每次精选中，调整剂的用量为50～200g/t。
12、作为一项优选的方案，所述低品位萤石浮选过程中，一次粗选过程采用碳酸钠和水玻璃作为调整剂，采用油酸类化合物和/或磺酸类化合物作为捕收剂。
13、作为一项优选的方案，所述低品位萤石浮选中一次粗选的碳酸钠的添加量为400～800g/t，水玻璃的添加量为200～600g/t，捕收剂添加量为100～300g/t。
14、作为一项优选的方案，所述低品位萤石浮选过程中，六次精选过程均采用酸化/盐化水玻璃为调整剂，每次精选中，调整剂的用量为50～100g/t。
15、作为一项优选的方案，所述低品位萤石尾矿脱硅除杂过程中采用包括油酸钠、十二烷基磺酸钠和十二胺在内捕收剂作为混合捕收剂；所述混合捕收剂的用量为200～400g/t。
16、作为一项优选的方案，所述混合捕收剂中，油酸钠、十二烷基磺酸钠和十二胺的质量比为1:1:2～6。
17、相对于现有技术，本发明的有益技术效果为：
18、1)本发明所提供的方法针对萤石伴生型锂资源，通过浮选优先分选出可浮性较好的萤石，再对其尾矿进行浮选脱除硅酸盐脉石矿物，从而大幅提高了锂云母精矿的品位和回收率。
19、2)本发明所提供的技术方案中，在回收锂云母的同时，将萤石作为精矿进行高效回收，品位达90％以上萤石精矿回收率大于60％，品位在75～90％的萤石精矿回收率为15～25％，真正实现了萤石伴生锂云母矿石的综合回收。
20、3)本发明所提供的技术方案中，通过分批分离工艺，按照原矿中浮选分离的可浮性好坏，依次进行萤石、硅酸盐脉石矿的脱除分离，保证了锂矿在每一步的分离过程中均能实现有效的富集，原矿中lio2的品位为0.3～0.4％，经过本发明所提供方法分离后，锂云母精矿中lio2的品位大于1.5％，回收率为55～65％；本发明所提供的方法具有操作简单，药剂成本低，经济效益好等优点，适合大规模工业化应用。
1.一种萤石伴生锂云母矿反浮选分离方法，其特征在于：将原矿破碎磨矿后调浆，进行高品位萤石浮选，得高品位萤石精矿和高品位萤石尾矿；将高品位萤石尾矿经低品位萤石浮选后得低品位萤石精矿和低品位萤石尾矿；低品位萤石尾矿经脱硅除杂后，得锂云母精矿；
2.根据权利要求1所述的一种萤石伴生锂云母矿反浮选分离方法，其特征在于：所述原矿破碎至粒径为-2mm；所述磨矿至-0.074mm粒径的物料占总物料的质量百分比90～95％；所述调浆至矿浆浓度为30～35％。
3.根据权利要求1所述的一种萤石伴生锂云母矿反浮选分离方法，其特征在于：所述高品位萤石浮选过程中，第三次精选采用开路，剩余作业的中矿均按顺序返回；所述低品位萤石浮选过程中，第三次精选采用开路，剩余作业的中矿均按顺序返回。
4.根据权利要求1所述的一种萤石伴生锂云母矿反浮选分离方法，其特征在于：所述高品位萤石浮选过程中，一次粗选过程采用碳酸钠和水玻璃作为调整剂，采用油酸类化合物和/或磺酸类化合物作为捕收剂。
5.根据权利要求4所述的一种萤石伴生锂云母矿反浮选分离方法，其特征在于：所述高品位萤石浮选中一次粗选的碳酸钠的添加量为1000～2000g/t，水玻璃的添加量为1500～2500g/t，捕收剂添加量为300～500g/t。
6.根据权利要求1所述的一种萤石伴生锂云母矿反浮选分离方法，其特征在于：所述高品位萤石浮选过程中，八次精选过程均采用酸化/盐化水玻璃为调整剂，每次精选中，调整剂的用量为50～200g/t。
7.根据权利要求1所述的一种萤石伴生锂云母矿反浮选分离方法，其特征在于：所述低品位萤石浮选过程中，一次粗选过程采用碳酸钠和水玻璃作为调整剂，采用油酸类化合物和/或磺酸类化合物作为捕收剂。
8.根据权利要求7所述的一种萤石伴生锂云母矿反浮选分离方法，其特征在于：所述低品位萤石浮选中一次粗选的碳酸钠的添加量为400～800g/t，水玻璃的添加量为200～600g/t，捕收剂添加量为100～300g/t。
9.根据权利要求1所述的一种萤石伴生锂云母矿反浮选分离方法，其特征在于：所述低品位萤石浮选过程中，六次精选过程均采用酸化/盐化水玻璃为调整剂，每次精选中，调整剂的用量为50～100g/t。
10.根据权利要求1所述的一种萤石伴生锂云母矿反浮选分离方法，其特征在于：所述低品位萤石尾矿脱硅除杂过程中采用包括油酸钠、十二烷基磺酸钠和十二胺在内捕收剂作为混合捕收剂；所述混合捕收剂的用量为200～400g/t。
