CN102441496B - 一种含钾尾矿中钾长石的精选方法 - Google Patents
一种含钾尾矿中钾长石的精选方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN102441496B CN102441496B CN 201110311095 CN201110311095A CN102441496B CN 102441496 B CN102441496 B CN 102441496B CN 201110311095 CN201110311095 CN 201110311095 CN 201110311095 A CN201110311095 A CN 201110311095A CN 102441496 B CN102441496 B CN 102441496B
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- mine tailing
- concentrate
- collecting agent
- obtains
- potassium
- 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.)
- Active
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 33
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 27
- 239000010433 feldspar Substances 0.000 title claims abstract description 26
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 23
- 239000011591 potassium Substances 0.000 title claims abstract description 23
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 77
- 238000005188 flotation Methods 0.000 claims abstract description 38
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract description 10
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 8
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 claims description 36
- 239000004576 sand Substances 0.000 claims description 34
- REYJJPSVUYRZGE-UHFFFAOYSA-N Octadecylamine Chemical compound CCCCCCCCCCCCCCCCCCN REYJJPSVUYRZGE-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 16
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 16
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 16
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 15
- 238000012986 modification Methods 0.000 claims description 14
- 230000004048 modification Effects 0.000 claims description 14
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 claims description 9
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 7
- 239000006148 magnetic separator Substances 0.000 claims description 7
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 5
- IMYZQPCYWPFTAG-UHFFFAOYSA-N Mecamylamine Chemical compound C1CC2C(C)(C)C(NC)(C)C1C2 IMYZQPCYWPFTAG-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 4
- 239000011248 coating agent Substances 0.000 abstract description 2
- 238000000576 coating method Methods 0.000 abstract description 2
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 abstract description 2
- DLHONNLASJQAHX-UHFFFAOYSA-N aluminum;potassium;oxygen(2-);silicon(4+) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Si+4].[Si+4].[Si+4].[K+] DLHONNLASJQAHX-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 239000000919 ceramic Substances 0.000 abstract 1
- 238000004134 energy conservation Methods 0.000 abstract 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 10
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 9
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 9
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 6
- 150000001412 amines Chemical class 0.000 description 5
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 4
- 239000008396 flotation agent Substances 0.000 description 4
- WUUZKBJEUBFVMV-UHFFFAOYSA-N copper molybdenum Chemical compound [Cu].[Mo] WUUZKBJEUBFVMV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 3
- 238000011160 research Methods 0.000 description 3
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 3
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 229910052656 albite Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052951 chalcopyrite Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910001919 chlorite Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052619 chlorite group Inorganic materials 0.000 description 2
- QBWCMBCROVPCKQ-UHFFFAOYSA-N chlorous acid Chemical compound OCl=O QBWCMBCROVPCKQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000021321 essential mineral Nutrition 0.000 description 2
- 238000007667 floating Methods 0.000 description 2
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 2
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 2
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 2
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 2
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 2
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 2
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 2
- GWEVSGVZZGPLCZ-UHFFFAOYSA-N titanium dioxide Inorganic materials O=[Ti]=O GWEVSGVZZGPLCZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000003255 Carthamus tinctorius Nutrition 0.000 description 1
- 244000020518 Carthamus tinctorius Species 0.000 description 1
- MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N Ferrous sulfide Chemical compound [Fe]=S MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N Orthosilicate Chemical compound [O-][Si]([O-])([O-])[O-] BPQQTUXANYXVAA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910020218 Pb—Zn Inorganic materials 0.000 description 1
- -1 amine cation Chemical class 0.000 description 1
- 238000009472 formulation Methods 0.000 description 1
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 1
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000003801 milling Methods 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 1
- 229910052961 molybdenite Inorganic materials 0.000 description 1
- CWQXQMHSOZUFJS-UHFFFAOYSA-N molybdenum disulfide Chemical compound S=[Mo]=S CWQXQMHSOZUFJS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
Images
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明提供一种有色金属矿山含钾尾矿中钾长石的精选方法，包括磨矿、脱泥、浮选等步骤，其中所述的浮选包括2次粗选和2次精选步骤，最终从低钾含量的不能作为商品的尾矿中回收得到能够符合陶瓷和涂料等工业使用标准、可以作为商品销售的钾长石精矿。使有色金属矿山的含钾尾矿得到有效的综合利用，使矿山尾矿变废为宝，符合国家节能减排，环境保护和循环经济的发展方针，使企业提高经济效益。
Description
技术领域
本发明涉及一种选矿方法，具体涉及一种尾矿的选矿方法，更具体地涉及一种含钾尾矿在钾长石的精选回收方法。
背景技术
我国矿产资源丰富，潜力巨大，矿业已发展为我国的经济支柱产业。但是在矿石采选过程中都有大量尾矿产生，例如一般有色金属的矿石品位在1％左右，意味着生产1吨矿石就会产生99吨的尾矿，稀有和贵金属采选中产生的尾矿比例就更多。
钾长石是重要的非金属产品，广泛应用于农业、化工、机械、硅酸盐工业领域。在某些有色金属矿山中常伴有质量较好的长石矿物。
前苏联稀有金属研究所为一个伟晶岩稀有金属矿制定重选尾矿回收钠长石的浮选方案，在70年代投入生产。我国湖北湖北长石矿原为稀有金属矿山。70年代，该矿与中南矿冶学院合作，对该矿重选后的尾矿进行了综合回收长石和石英的半工业试验，实现了矿物资源的综合利用。
本发明对国内有色金属矿山含钾尾矿的工艺矿物学研究发现，尾矿中主要矿物为石英、长石外，还有少量绢云母、绿泥石和碳酸盐，同时含有微量的黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿、赤铁矿、金红石等矿物。特别是2000年以来，本发明人对内蒙古红花沟黄金尾矿、白音诺尔铅锌尾矿、鸡冠山、碾子沟、车户沟铜钼矿等尾矿进行了许多有意义的分析研究工作，为今后进一步的综合应用工作打下了基础。下表中显示了对上述个别尾矿进行分析的结果：
表1
本发明人对铜钼矿尾矿进行了化学分析和矿物学分析，主要矿物有钾长石、钠长石、石英、硫铁矿等，都是重要的非金属矿物，有广泛的工业应用。因此这些尾矿都需要通过浮选原理利用不同矿物表面的物理化学性质差异进行选矿处理，从尾矿中分离出有用的矿物。对于通过浮选分离含钾尾矿，国内外有相关技术的研究，也有生产应用。但是从工艺和技术解决以上复杂矿物的浮选分离方法，还没有报道。
发明内容
本发明的目的在于：提供一种含钾尾矿中钾长石的精选方法，能够得到工业品位的钾长石，实现了含钾矿山尾矿的综合利用。
本发明的上述目的是通过以下技术方案实现的：
提供一种有色金属矿山含钾尾矿中钾长石的精选方法，包括以下步骤：
1)将有色金属含钾尾矿砂经常规磨矿处理至细度为-0.074mm含量为30～70w/w％，优选55w/w％；所述尾矿中K2O品位在3.0～8.5％、Na2O的品位在2.0～6.0％；
2)将步骤1)磨矿后的尾矿砂进行脱泥处理，得到细度为+0.025mm的尾矿砂；
3)对步骤2)得到的细度为+0.025的尾矿砂进行浮选的粗选作业，按照450～550g/吨尾矿砂，优选500g/吨尾矿砂的比例，加入捕收剂，得到粗精矿I和尾矿I，该工序称为粗选I；
4)对步骤3)得到的尾矿I再次进行浮选的粗选作业，按照200～300g/吨尾矿I，优选250g/吨尾矿I的比例，加入捕收剂，得到粗精矿II和尾矿II，该工序称为粗选II；
5)将步骤3)得到的粗精矿I和步骤4)得到的粗精矿II合并后，对合并的粗精矿进行浮选的精选作业，按照100～150g/吨粗精矿，优选120g/吨粗精矿的比例，加入捕收剂，得到精矿I和尾矿III，该工序称为精选I；
6)对步骤5)得到的精矿I再次进行浮选的精选作业，按照40～80g/吨精矿I，优选60g/吨精矿I的比例，加入捕收剂，得到最终的精矿和尾矿IV，该工序称为精选II。
本发明一种优选的方案中，可以进一步对步骤4)得到的尾矿II进行扫选作业，按照100～150g/吨尾矿II的比例加入捕收剂，除去尾矿后的产物与尾矿I物料合并返回粗选II。
本发明另一种优选的方案中，可以将步骤5)得到的尾矿III与步骤2)得到的尾矿砂合并后返回步粗选I。
本发明再一种优选的方案中，还可以将步骤6)得到的尾矿IV与步骤5)得到的精矿I合并后返回精选II。
本发明上述几种优选的方案可以单独采用，也可以同时采用。
步骤1)所述的尾矿中，优选K2O品位在5.0～6.5％、Na2O的品位在4.0～5.0％。
本发明所述的用于浮选的捕收剂优选改性胺，进一步优选改性十八胺。
为进一步降低长石精矿中杂质的含量，本发明优选将步骤6)得到的浮选产品——长石精矿作为给矿，进一步选用湿式强磁选机在分选场强为1200～1800kA/m，优选1500kA/m的条件下进行磁选除铁。
本发明一个优选的实施方式包括以下步骤：
1)将有色金属含钾尾矿砂经常规磨矿处理至细度为-0.074mm含量为55w/w％；所述的尾矿中K2O品位在3.0～8.5％、Na2O的品位在2.0～6.0％；
2)将步骤1)磨矿后的尾矿砂进行脱泥处理，得到细度为+0.025mm的尾矿砂；
3)对步骤2)得到的细度为+0.025的尾矿砂进行浮选的粗选作业，按照500g/吨尾矿砂的比例加入捕收剂，得到粗精矿I和尾矿I，该工序称为粗选I；
4)对步骤3)得到的尾矿I再次进行浮选的粗选作业，按照250g/吨尾矿I的比例加入捕收剂，得到粗精矿II和尾矿II，该工序称为粗选II；
5)将步骤3)得到的粗精矿I和步骤4)得到的粗精矿II合并后，对合并的粗精矿进行浮选的精选作业，按照120g/吨粗精矿的比例加入捕收剂，得到精矿I和尾矿III，该工序称为精选I；对步骤4)得到的尾矿II进行扫选作业，按照120g/吨尾矿II的比例加入捕收剂，除去尾矿后的产物与尾矿I物料合并返回粗选II；
6)将步骤5)得到的尾矿III与步骤2)得到的尾矿砂合并后返回步粗选I；对步骤5)得到的精矿I再次进行浮选的精选作业，按照60g/吨精矿I的比例加入捕收剂，得到精矿II和尾矿IV；该工序称为精选II；将尾矿IV与步骤5)得到的精矿I合并后返回精选II；
7)将步骤6)得到的精矿II作为给矿，进一步选用湿式强磁选机在分选场强为1500kA/m的条件下进行磁选除铁，得到最终的钾长石精矿。
本发明中，各选矿步骤的设备均采用常规的市售设备。
与现有技术相比，本发明的选矿方法优化了工艺流程，并采用了改性胺作为捕收剂，能够得到较高的长石精矿产率，得到了工业品位的钾长石，技术指标达到相关工业标准，而且显著降低了选矿成本。特别是采用闭路浮选工艺，并采用改性胺代替现有的单一种胺类阳离子作为捕收剂时，可以有效提高精矿品位。在有色金属矿山含钾尾矿的选矿中，从捕收剂种类试验结果可知：单一采用十八胺选别效果不佳，得到的精矿产品直观上观察品位较低，不能得到很好的分选；本发明采用改性胺做捕收剂，当粗选I用量为500g/t、粗选II用量为250g/t时，得到的精矿品位较高，精矿中K2O品位为8.72％，回收率为55.30％；Na2O品位为4.30％，回收率为52.36％。
附图说明
图1是本发明实施例1步骤1)到步骤6)的工艺流程图。
图2是本发明实施例1步骤1)到步骤7)的工艺流程图。
具体实施方式
以下通过实施例的方式对本发明的选矿方法进行详细说明。
实施例1.
2010年，针对内蒙古赤峰地区的车户沟铜钼矿尾矿进行选矿综合处理。
经化验该尾矿样K2O品位为5.10％，Na2O品位为2.79％。
工艺矿物学查明该尾矿样中除长石、石英石外，还有少量绢云母、绿泥石及碳酸盐，同时含有微量黄铜矿、黄铁矿、金红石和磁铁矿、赤铁矿、辉钼矿等金属矿物。
尾矿砂筛析结果显示：尾矿砂粒度较粗，+0.1mm含量为86.9％；-0.074mm含量为9.0％。
具体选矿方法，如图1所示，包括以下步骤：
1)将车户沟铜钼矿尾矿砂细磨至细度为-0.074mm含量为55w/w％；
2)将步骤1)磨细的尾矿砂进行脱泥处理，得到细度为+0.025mm的尾矿砂和-细度为0.025mm的矿泥；
3)对步骤2)得到的细度为+0.025的尾矿砂使用浮选机进行浮选的粗选作业，按照500g/吨尾矿砂的比例加入科宁公司生产的改性十八胺捕收剂，得到粗精矿I和尾矿I，该工序称为粗选I；
4)对步骤3)得到的尾矿I再次进行浮选的粗选作业，按照250g/吨尾矿I的比例加入科宁公司生产的改性十八胺捕收剂，得到粗精矿II和尾矿II，该工序称为粗选II；
5)将步骤3)得到的粗精矿I和步骤4)得到的粗精矿II合并后，对合并的粗精矿进行浮选的精选作业，按照120g/吨粗精矿的比例加入科宁公司生产的改性十八胺捕收剂，得到精矿I和尾矿III，该工序称为精选I；对步骤4)得到的尾矿II进行扫选作业，按照120g/吨尾矿II的比例加入科宁公司生产的改性十八胺捕收剂，除去尾矿后的产物与尾矿I物料合并返回粗选II；
6)将步骤5)得到的尾矿III与步骤2)得到的尾矿砂合并后返回步粗选I；对步骤5)得到的精矿I再次进行浮选的精选作业，按照60g/吨精矿I的比例加入科宁公司生产的改性十八胺捕收剂，得到精矿II和尾矿IV；该工序称为精选II；将尾矿IV与步骤5)得到的精矿I合并后返回精选II；
7)将步骤6)得到的精矿II作为给矿，进一步选用湿式强磁选机在分选场强为1500kA/m的条件下进行磁选除铁，得到最终的钾长石精矿和磁性矿。
上述方法中使用的改性十八胺是市售产品，例如可以购自科宁公司，型号为Versamine1000；浮选设备可以选择SF-0.37型浮选机；研磨设备可以选择型号为ZTMY0909的直筒节能型球磨机；脱泥设备可以选择型号为FG-500的高堰式单螺旋分级机和
的普通搅拌槽；湿式强磁选机可以选择型号为CTB-69的磁选机。
上述步骤6)精选II完成后的浮选结果见表2：
表2
从上述步骤1)到步骤6)的浮选结果可知：(1)采用磨矿——脱泥——浮选的流程，当磨矿细度为-0.074mm 55％时，选用改性十八胺作捕收剂，可得到长石精矿产率为31.53％，精矿中K2O品位为9.31％，回收率为57.12％；Na2O品位为4.28％，回收率为50.94％。(2)尾矿产率为42.69％，尾矿中K2O品位为1.96％，损失率为16.29％；Na2O品位为1.54％，损失率为24.82％。(3)矿泥的产率为25.78％，尾矿中K2O品位为5.3％，损失率为26.59％；Na2O品位为2.49％，损失率为24.24％。
上述步骤7)磁选完成后的浮选结果见表3：
表3
从步骤7)的磁选结果可知：(1)采用磨矿——脱泥——浮选——磁选的流程，当磨矿细度为-0.074mm 55％时，选用改性十八胺作捕收剂，浮选精矿II再用1500kA/m的磁选场强选别，可得到最终精矿产率为26.81％，精矿中K2O品位为9.35％，回收率为48.77％；Na2O品位为4.36％，回收率为43.13％；TFe含量为0.49％，Fe回收率为11.23％。
经含量分析，本实施例中原尾矿含钾较低，不能作为产品使用；经步骤1到步骤6)的浮选后的钾长石，从钾含量及杂质含量分析，达到了陶瓷和涂料使用标准，可以作为商品销售。最终获得的钾长石技术指标见下表4：
表4.钾长石技术指标及用途
在本实施例中，分别使用改性十八胺浮选剂与传统浮选剂(科宁公司生产的十八胺)进行浮选对比，结果见表5-1，表5-2：
表5-1：使用传统浮选剂的浮选实验结果
表5-2：使用改性胺浮选剂的浮选实验结果
由此可见，本发明的选矿方法能够使有色金属矿山的含钾尾矿得到有效的综合利用，使矿山尾矿变废为宝，符合国家节能减排，环境保护和循环经济的发展方针，使企业提高经济效益。
Claims (8)
1.一种有色金属矿山含钾尾矿中钾长石的精选方法，所述的有色金属矿山含钾尾矿中，K2O品位在3.0~8.5%、Na2O的品位在2.0~6.0%，精选方法包括以下步骤：
1）将有色金属含钾尾矿砂经常规磨矿处理至细度为-0.074mm含量为30~70w/w%；
2）将步骤1）磨矿后的尾矿砂进行脱泥处理，得到细度为+0.025mm的尾矿砂；
3）对步骤2）得到的细度为+0.025的尾矿砂进行浮选的粗选作业，按照450~550g/吨尾矿砂的比例加入捕收剂，得到粗精矿I和尾矿I，该工序称为粗选I；所述的捕收剂为改性十八胺，购自科宁公司，型号为Versamine 1000；
4）对步骤3）得到的尾矿I再次进行浮选的粗选作业，按照200~300g/吨尾矿I的比例加入捕收剂，得到粗精矿II和尾矿II，该工序称为粗选II；所述的捕收剂为改性十八胺，购自科宁公司，型号为Versamine 1000；
5）将步骤3）得到的粗精矿I和步骤4）得到的粗精矿II合并后，对合并的粗精矿进行浮选的精选作业，按照100~150g/吨粗精矿的比例加入捕收剂，得到精矿I和尾矿III，该工序称为精选I；所述的捕收剂为改性十八胺，购自科宁公司，型号为Versamine 1000；
6）对步骤5）得到的精矿I再次进行浮选的精选作业，按照40~80g/吨精矿I的比例加入捕收剂，得到最终的精矿II和尾矿IV，该工序称为精选II；所述的捕收剂为改性十八胺，购自科宁公司，型号为Versamine 1000。
2.权利要求1所述的方法，其特征在于：步骤1）是将有色金属含钾尾矿砂经常规磨矿处理至细度为-0.074mm含量为55w/w%。
3.权利要求1所述的方法，其特征在于：进一步对步骤4）得到的尾矿II进行扫选作业，按照100~150g/吨尾矿II的比例加入所述的捕收剂，除去尾矿后的产物与尾矿I物料合并返回粗选II。
4.权利要求1所述的方法，其特征在于：将步骤5）得到的尾矿III与步骤2）得到的尾矿砂合并后返回步粗选I。
5.权利要求1所述的方法，其特征在于：将步骤6）得到的尾矿IV与步骤5）得到的精矿I合并后返回精选II。
6.权利要求1所述的方法，其特征在于：将步骤6）得到的精矿II作为给矿，进一步选用湿式强磁选机在分选场强为1200~1800kA/m的条件下进行磁选除铁。
7.权利要求6所述的方法，其特征在于：所述的分选场强为1500kA/m。
8.权利要求1所述的方法，其特征在于，包括以下步骤：
1）将有色金属含钾尾矿砂经常规磨矿处理至细度为-0.074mm55w/w%；所述的尾矿中K2O品位在3.0~8.5%、Na2O的品位在2.0~6.0%；
2）将步骤1）磨矿后的尾矿砂进行脱泥处理，得到细度为+0.025mm的尾矿砂；
3）对步骤2）得到的细度为+0.025的尾矿砂进行浮选的粗选作业，按照500g/吨尾矿砂的比例加入捕收剂，得到粗精矿I和尾矿I，该工序称为粗选I；
4）对步骤3）得到的尾矿I再次进行浮选的粗选作业，按照250g/吨尾矿I的比例加入捕收剂，得到粗精矿II和尾矿II，该工序称为粗选II；
5）将步骤3）得到的粗精矿I和步骤4）得到的粗精矿II合并后，对合并的粗精矿进行浮选的精选作业，按照120g/吨粗精矿的比例加入捕收剂，得到精矿I和尾矿III，该工序称为精选I；对步骤4）得到的尾矿II进行扫选作业，按照120g/吨尾矿II的比例加入捕收剂，除去尾矿后的产物与尾矿I物料合并返回粗选II；
6）将步骤5）得到的尾矿III与步骤2）得到的尾矿砂合并后返回步粗选I；对步骤5）得到的精矿I再次进行浮选的精选作业，按照60g/吨精矿I的比例加入捕收剂，得到精矿II和尾矿IV；该工序称为精选II；将尾矿IV与步骤5）得到的精矿I合并后返回精选II；
7）将步骤6）得到的精矿II作为给矿，进一步选用湿式强磁选机在分选场强为1500kA/m的条件下进行磁选除铁，得到最终的钾长石精矿。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN 201110311095 CN102441496B (zh) | 2011-10-14 | 2011-10-14 | 一种含钾尾矿中钾长石的精选方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN 201110311095 CN102441496B (zh) | 2011-10-14 | 2011-10-14 | 一种含钾尾矿中钾长石的精选方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN102441496A CN102441496A (zh) | 2012-05-09 |
| CN102441496B true CN102441496B (zh) | 2013-07-10 |
Family
ID=46004724
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN 201110311095 Active CN102441496B (zh) | 2011-10-14 | 2011-10-14 | 一种含钾尾矿中钾长石的精选方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN102441496B (zh) |
Families Citing this family (9)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN103962244B (zh) * | 2013-02-01 | 2017-02-15 | 中国科学院广州地球化学研究所 | 一种铜硫尾矿中金属铷资源回收的分选富集处理工艺 |
| CN103301924A (zh) * | 2013-07-01 | 2013-09-18 | 湖南天一金岳矿业有限公司 | 一种钠长石精加工的分级方法 |
| CN103752401B (zh) * | 2013-12-28 | 2015-12-02 | 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 | 一种钾长石除铁工艺 |
| CN105057088A (zh) * | 2015-08-10 | 2015-11-18 | 山东华晟投资有限公司 | 一种从黄金浮选尾矿中回收石英和长石混合物的方法 |
| CN106378264B (zh) * | 2016-12-07 | 2018-11-27 | 广西大学 | 一种钾长石捕收剂的制备方法 |
| CN106540817A (zh) * | 2016-12-07 | 2017-03-29 | 广西大学 | 一种从钾长石精矿中去除褐铁矿的浮选方法 |
| CN108546104A (zh) * | 2018-05-02 | 2018-09-18 | 乐山市南联环资科技有限责任公司 | 一种利用钾长石尾矿生产陶瓷用钾长石精粉的工艺 |
| CN110898956A (zh) * | 2019-11-06 | 2020-03-24 | 乐山市南联环资科技有限责任公司 | 一种利用长石尾矿生产釉用长石的工艺 |
| CN110988000B (zh) * | 2019-12-27 | 2022-02-22 | 襄阳高铭矿业有限公司 | 一种钾长石原矿的判断以及处理方法 |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1546154A1 (ru) * | 1988-03-01 | 1990-02-28 | Горный Институт Кольского Филиала Им.С.М.Кирова Ан Ссср | Способ обогащени полевых шпатов |
| CN101028610A (zh) * | 2007-04-06 | 2007-09-05 | 王连民 | 钾长石的除铁选矿工艺 |
| CN101972708A (zh) * | 2010-10-28 | 2011-02-16 | 山东科技大学 | 一种长石矿反浮选除铁捕收剂的制备方法 |
| CN102029225A (zh) * | 2010-09-25 | 2011-04-27 | 徐霖 | 两段调浆浮选分离长石与石英的方法 |
-
2011
- 2011-10-14 CN CN 201110311095 patent/CN102441496B/zh active Active
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1546154A1 (ru) * | 1988-03-01 | 1990-02-28 | Горный Институт Кольского Филиала Им.С.М.Кирова Ан Ссср | Способ обогащени полевых шпатов |
| CN101028610A (zh) * | 2007-04-06 | 2007-09-05 | 王连民 | 钾长石的除铁选矿工艺 |
| CN102029225A (zh) * | 2010-09-25 | 2011-04-27 | 徐霖 | 两段调浆浮选分离长石与石英的方法 |
| CN101972708A (zh) * | 2010-10-28 | 2011-02-16 | 山东科技大学 | 一种长石矿反浮选除铁捕收剂的制备方法 |
Non-Patent Citations (6)
| Title |
|---|
| 元谋钾长石矿石除铁试验研究;汪伦等;《云南冶金》;19980831;第27卷(第4期);第26-31页，图3 * |
| 含泥钾矿浮选分离技术研究;程芳琴等;《环境工程学报》;20110331;第5卷(第3期);第703-708页 * |
| 庞玉荣等.某高铁钾长石矿的选矿试验研究.《现代矿业》.2009,(第12期), |
| 某高铁钾长石矿的选矿试验研究;庞玉荣等;《现代矿业》;20091231(第12期);第24-26,53页，图8 * |
| 汪伦等.元谋钾长石矿石除铁试验研究.《云南冶金》.1998,第27卷(第4期), |
| 程芳琴等.含泥钾矿浮选分离技术研究.《环境工程学报》.2011,第5卷(第3期), |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN102441496A (zh) | 2012-05-09 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN102441496B (zh) | 一种含钾尾矿中钾长石的精选方法 | |
| Zhai et al. | A review of mineral processing of ilmenite by flotation | |
| CN106076606B (zh) | 一种磁-赤复合铁矿石的选矿方法 | |
| CN101898168B (zh) | 采用强磁浮选去除长石矿杂质的选矿方法 | |
| CN104722393B (zh) | 一种提高微细粒镜铁矿回收率的选矿方法 | |
| CN106984425B (zh) | 一种低品位微细粒锡矿石的分质分级分流处理方法 | |
| CN106944248B (zh) | 一种含高碳酸盐混合铁矿石的选矿方法 | |
| CN102205273A (zh) | 一种低品位磁铁矿与镜铁矿的混合矿选矿工艺 | |
| CN101733194B (zh) | 一种低品位碳酸锰矿石的选矿方法 | |
| CN107583764B (zh) | 一种铜矿尾矿回收云母的选矿方法 | |
| CN106824512B (zh) | 一种提高高碳酸盐混合铁矿石铁精矿碱比的选矿方法 | |
| CN104888960A (zh) | 微细粒嵌布磁-赤混合矿的磁—浮分选工艺 | |
| CN107321495A (zh) | 一种高效回收细粒低品位磁铁矿的选矿方法 | |
| Araujo et al. | Ore mineralogy and its relevance for selection of concentration methods in processing of Brazilian iron ores | |
| CN109894268B (zh) | 一种黑钨矿抛尾提精的选矿方法 | |
| CN107716093A (zh) | 一种低品位含钛磁铁矿清洁综合利用的方法 | |
| CN112024120B (zh) | 一种微细粒级赤褐铁矿的选矿方法 | |
| Nunna et al. | Beneficiation strategies for removal of silica and alumina from low-grade hematite-goethite iron ores | |
| CN104475340A (zh) | 一种提高细粒级黑钨选矿回收率的方法 | |
| CN112206919A (zh) | 一种获得块状锰精矿的选矿方法 | |
| Chen et al. | A novel method for the comprehensive utilization of iron and titanium resources from a refractory ore | |
| CN110813517A (zh) | 一种从尾矿中回收黑钨矿的选矿方法 | |
| CN104923384A (zh) | 一种高含杂长石矿的低成本除铁提质选矿方法 | |
| CN104607305A (zh) | 一种铌锆矿的选矿分离方法 | |
| CN112718233A (zh) | 一种从铜转炉渣中综合回收铜矿物和铁矿物的方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| C06 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| C10 | Entry into substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| C14 | Grant of patent or utility model | ||
| GR01 | Patent grant | ||
| CP03 | Change of name, title or address | ||
| CP03 | Change of name, title or address |
Address after: 301700 Tianjin Wuqing bicycle kingdom Industrial Park and north side of Garden Road Patentee after: China Science and Technology (Tianjin) Polytron Technologies Inc. Address before: 100029 1101, room 9, building 20, Huayan North Li, Chaoyang District, Beijing. Patentee before: ZHONGKEXIANG(TIANJIN) TECHNOLOGY LTD. |
|
| CP03 | Change of name, title or address |
Address after: 301700 Tianjin Wuqing bicycle kingdom Industrial Park and north side of Garden Road Patentee after: China Science and Technology (Tianjin) Polytron Technologies Inc. Address before: Room 1101, gate 9, building 20, Huayan North Lane, Chaoyang District, Beijing. Patentee before: ZHONGKEXIANG(TIANJIN) TECHNOLOGY LTD. |
|
| CP03 | Change of name, title or address | ||
| TR01 | Transfer of patent right |
Effective date of registration: 20220928 Address after: 361027 Unit 216, Floor 2, No. 6 Office Building, No. 2879, Dongfu Avenue, Haicang District, Xiamen, Fujian Patentee after: Xiamen Jiayu New Material Technology Co.,Ltd. Address before: 301700 Tianjin Wuqing bicycle kingdom Industrial Park and north side of Garden Road Patentee before: China Science and Technology (Tianjin) Polytron Technologies Inc. |
|
| TR01 | Transfer of patent right | ||
| CP01 | Change in the name or title of a patent holder |
Address after: 361027 Unit 216, Floor 2, No. 6 Office Building, No. 2879, Dongfu Avenue, Haicang District, Xiamen, Fujian Patentee after: Xiamen Zhongke Jinyuan New Energy Technology Co.,Ltd. Address before: 361027 Unit 216, Floor 2, No. 6 Office Building, No. 2879, Dongfu Avenue, Haicang District, Xiamen, Fujian Patentee before: Xiamen Jiayu New Material Technology Co.,Ltd. |
|
| CP01 | Change in the name or title of a patent holder |