CN103785524A - 一种从钾钠长石矿中分离钾长石和钠长石的方法 - Google Patents

Abstract

本发明提供了一种从钾钠长石矿中分离钾长石和钠长石的方法，属于选矿技术领域。该工艺采用包括双磨矿、双磁选、双精矿浮选等工序步骤，显著提高了钾长石与钠长石精矿的质量和回收率，是一种工艺简单、生产成本低的浮选除杂工艺，不存在环境污染问题，具有快速去除杂质、高成品回收率的明显效果，适于工业化应用。

Description

一种从钾钠长石矿中分离钾长石和钠长石的方法

技术领域

本发明属于选矿技术领域，涉及一种从钾钠长石矿中分离钾长石和钠长石的方法。 

背景技术

长石是由钾、钠、钙和钡的铝硅酸盐组成的一族矿物，是地壳中最常见的矿石，比例达到60%，在火成岩、变质岩、沉积岩中都可出现。长石的熔点在1100-1300℃之间，化学稳定性好，在与石英及铝硅酸盐共熔时有助熔作用，常被用于制造玻璃及陶瓷坯釉的助剂，并可降低烧成温度；此外，长石玻璃体的生成还能提高坯体的透光性。 

大多数长石矿床都可划分为钠长石矿床、钾长石矿床和混合型钾钠长石矿床。工业上常用的长石族矿主要是钾长石和钠长石，然而由于它们具有相似的化学结构和类似的物理化学性质，且大部分是以混合形式存在长石矿床中，因此，采用物理方法或物理—化学方法很难分离钾长石和钠长石。尽管浮选分离长石矿物很困难，但浮选似乎是长石分离的唯一可行方法。 

浮选法已用于钠长石与钾长石的选择性分离。20世纪60年代晚期和70年代初，俄罗斯科学家进行了钾长石与钠长石的分离，并由Manser进行了总结。Kovalenko声称，当使用NaCl时，钾长石进入泡沫产品中；当添加KCl时，钾长石留在槽内产品中。1968年，Yanis声称在用HF作调整剂的胺浮选中，Mg²⁺和Ga²⁺可作为钠长石的抑制剂，从而浮选出钾长石。Stra-tikova在有15g/L NaCl存在的情况下，通过氟化物的活化作用，进行钠长石与钾长石的分离浮选，长石精矿中的钾含量提高了。Revnivtzev等人报道了，钾和那些与钾具有相近半径的离子，例如Rb、Cs和Ba会抑制钾长石，而Na、Ca、Sr和Mg则抑制钠长石和钙长石。试验发现，矿浆经HF处理既提高了浮选的选择性，又降低了所需盐类抑制剂的浓度。在用NaCl抑制钠长石时，用胺类捕收剂浮选含有相同数量钠长石和钾长石的Voineasa伟晶岩，获得了最还的浮选结果。Bayraktar等人在先除去云母和氧化物后，用NaCL分离钠长石、钾长石和石英的方法，对Demirci-Turkey的含4.80%K₂O和2.40%Na₂O的伟晶岩进行了研究。他们获得了含3.30%Na₂O和13.10%K₂O的精矿。Gulsoy等人对同一地区含5.94%K₂O和3.14%Na₂O的同一长石矿石进行了研究，先磁选，然后添加HF和NaCl调整剂进行浮选，获得了含3.10%Na₂O和12.65%K₂O的精矿。在自然pH和HF介质中采用伯胺和NaCl时，钠长石被抑制，而钾长石浮起。Gulgonul确定了不同长石矿物，尤其是钾长石表现出了不同的表面性质和可浮性是由于在矿物表面上纳米杂质的存在引起的。C·卡拉古泽尔等系统研究在HF介质中有伯胺和NaCl存在时，采用分段分支浮选方法对含3.37%Na₂O和3.78%K₂O，K₂O/Na₂O比值为1.12的长石矿石浮选，获得的精矿K₂O和Na₂O品位分别为10.51和3.02%，K₂O/Na₂O比值为3.48，实现了钾长石与钠长石的选择性分离。 

虽然文献中对钾钠长石的浮选分离做了一些报道，但这些报道均是基于提高精矿中K₂O品位的目的，对于Na₂O的精矿品位或者产率均不作考虑，造成Na₂O的精矿品位和产率一直处于低水平状态。 

发明内容

本发明的目的在于提供一种从钾钠长石矿中分离钾长石和钠长石的方法。 

具体的，该方法具体步骤如下： 

（1）粗磨矿：对钾钠长石原矿进行破碎、磨矿处理，控制矿粒粒度为-0.045占70%； 

（2）磁选脱杂：采用磁选机进行磁选作业，矿浆流速为0.8cm/s，场强为1.0T，脱除的杂质作尾矿处理； 

（3）沉降脱泥：将步骤（2）磁选得到的矿原料进行水洗矿，沉降脱泥，沉降时间为6min； 

（4）细磨矿：将步骤（3）脱泥得到的矿原料进行二次磨矿，控制矿粒粒度为-0.074占80%； 

（5）再磁选：采用磁选机进行再磁选作业，矿浆流速为0.9cm/s，场强为1.0T，进一步脱除杂质； 

（6）一次浮选：采用硫酸作为pH调节剂，控制矿浆pH值为2.5～4；采用氢氟酸为活化剂，用量为30～50g/t原矿，采用碳酸钠为分散剂，用量为40～60g/t原矿，采用质量比为1:1的十二胺、油酸钠作为捕收剂，用量为150～250g/t原矿，采用松醇油作为起泡剂，用量为10～50g/t原矿；最终得到钾钠长石粗精矿，剩余矿作尾矿进行处理； 

（7）二次浮选：采用硫酸作为pH调节剂，控制矿浆pH值为2～3；采用氢氟酸为活化剂，用量为30～50g/t原矿，采用碳酸钠为分散剂，用量为40～60g/t原矿，采用氯化钠作为捕收剂，用量为50～100g/t原矿，采用松醇油作为起泡剂，用量为10～50g/t原矿；最终得到钾钠长石精矿，剩余矿作尾矿进行处理。 

长石矿的组成成分主要有钠长石、钾长石、云母类矿物、石英、方解石，还有少量的赤褐铁矿。含铁、钙矿物主要分布在细粒级中，其中铁主要赋存在黑云母和赤褐铁矿中，钙主要赋存在方解石中。通常，含铁矿物主要通过高梯度磁选去除，云母类矿物主要通过高梯度磁选和浮选去除，方解石主要通过脱泥或浮选去除。 

本发明通过双磨矿、双磁选、双浮选工序，进一步降低矿粒粒度，可有效除去含铁矿物和云母类矿物，降低精矿中Fe₂O₃的含量，提高钾钠精矿的质量。通过脱泥工序，可以有效去除赋存在-0.030mm细粒级中的铁、钙矿物，降低后续作业的选别难度。而云母矿物属于层状结构的硅酸盐矿物，在水中表面负电性很强，零电点很低，采用油酸钠或氯化钠作为捕收剂浮选、松醇油作为起泡剂，可有效分离浮选出难以去除的云母矿物，同时分离出方解石、石英等杂质。 

本发明工艺步骤简单，生产成本低，不存在环境污染问题，具有快速去除杂质、高成品回收率的明显效果，适于工业化应用。 

附图说明

附图1是本发明工艺流程示意图。 

具体实施方式

以下结合附图和实施例对本发明作进一步详细说明，本实施例仅是对本发明作更清楚的说明，而不是对本发明的限制。 

以下采用本发明提供的选矿工艺（附图1）对下面原矿进行选矿生产： 

我国广西某低品位钾钠长石矿，矿石中主要含钠长石、钾长石、云母类矿物、石英、方解石，还有少量的赤褐铁矿。主要元素分析：K₂O，5.37；Na₂O，4.45；Fe₂O₃，1.25；TiO，0.34。

具体工艺步骤为： 

（1）粗磨矿：对钾钠长石原矿进行破碎、磨矿处理，控制矿粒粒度为-0.045占70%； 

（2）磁选脱杂：采用磁选机进行磁选作业，矿浆流速为0.8cm/s，场强为1.0T，脱除的杂质作尾矿处理； 

（3）沉降脱泥：将步骤（2）磁选得到的矿原料进行水洗矿，沉降脱泥，沉降时间为6min； 

（4）细磨矿：将步骤（3）脱泥得到的矿原料进行二次磨矿，控制矿粒粒度为-0.074占80%； 

（5）再磁选：采用磁选机进行再磁选作业，矿浆流速为0.9cm/s，场强为1.0T，进一步脱除杂质； 

（6）一次浮选：采用硫酸作为pH调节剂，控制矿浆pH值为2.5～4；采用氢氟酸为活化剂，用量为30～50g/t原矿，采用碳酸钠为分散剂，用量为40～60g/t原矿，采用质量比为1:1的十二胺、油酸钠作为捕收剂，用量为150～250g/t原矿，采用松醇油作为起泡剂，用量为10～50g/t原矿；最终得到钾钠长石粗精矿，剩余矿作尾矿进行处理； 

（7）二次浮选：采用硫酸作为pH调节剂，控制矿浆pH值为2～3；采用氢氟酸为活化剂，用量为30～50g/t原矿，采用碳酸钠为分散剂，用量为40～60g/t原矿，采用氯化钠作 为捕收剂，用量为50～100g/t原矿，采用松醇油作为起泡剂，用量为10～50g/t原矿；最终得到钾钠长石精矿，剩余矿作尾矿进行处理。 

通过本发明新工艺，最终获得的钾钠精矿中主要元素分析得：K₂O，7.62；Na₂O，7.18；Fe₂O₃，0.04；TiO，0.05。精矿产率达72.31%，杂质脱除率达90%以上。该精矿达到了我国长石产品在釉料、陶瓷白坯及平板玻璃等方面应用一级质量指标。 

Claims (1)

1.一种从钾钠长石矿中分离钾长石和钠长石的方法，其特征在于，该方法具体步骤如下： 

（1）粗磨矿：对钾钠长石原矿进行破碎、磨矿处理，控制矿粒粒度为-0.045占70%； 

（2）磁选脱杂：采用磁选机进行磁选作业，矿浆流速为0.8cm/s，场强为1.0T，脱除的杂质作尾矿处理； 

（3）沉降脱泥：将步骤（2）磁选得到的矿原料进行水洗矿，沉降脱泥，沉降时间为6min； 

（4）细磨矿：将步骤（3）脱泥得到的矿原料进行二次磨矿，控制矿粒粒度为-0.074占80%； 

（5）再磁选：采用磁选机进行再磁选作业，矿浆流速为0.9cm/s，场强为1.0T，进一步脱除杂质； 

（6）一次浮选：采用硫酸作为pH调节剂，控制矿浆pH值为2.5～4；采用氢氟酸为活化剂，用量为30～50g/t原矿，采用碳酸钠为分散剂，用量为40～60g/t原矿，采用质量比为1:1的十二胺、油酸钠作为捕收剂，用量为150～250g/t原矿，采用松醇油作为起泡剂，用量为10～50g/t原矿；最终得到钾钠长石粗精矿，剩余矿作尾矿进行处理； 

（7）二次浮选：采用硫酸作为pH调节剂，控制矿浆pH值为2～3；采用氢氟酸为活化剂，用量为30～50g/t原矿，采用碳酸钠为分散剂，用量为40～60g/t原矿，采用氯化钠作为捕收剂，用量为50～100g/t原矿，采用松醇油作为起泡剂，用量为10～50g/t原矿；最终得到钾钠长石精矿，剩余矿作尾矿进行处理。