CN105057113A - 一种利用无氟碱法从黄金浮选尾矿中回收长石的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种利用无氟碱法从黄金浮选尾矿中回收长石的方法。本发明采用沉降脱泥方法在脱除有害矿泥的同时,也脱除了部分铁杂质;采用碳酸钠作为调整剂,对石英和长石的浮选起到抑制的作用,采用YOA作为捕收剂,较明显地脱除了尾矿中的碳酸盐矿物杂质,同时部分铁杂质也得以脱除;通过增加浮选脱杂的作业次数,铁及其他杂质的脱除率明显增大,氧化铝和氧化硅的品位得到大大提高;采用氢氧化钠和氯化钙结合,提高对石英的选择性活化,达到提高长石的回收率和氧化铝的品位;本发明的长石回收率为46.46%,低品质石英回收率为28.79%,长石达到陶瓷Ⅱ级原料的质量标准,低品质石英可按石英长石混合产品销售。
Description
技术领域
本发明属于尾矿处理技术领域,尤其涉及一种利用无氟碱法从黄金浮选尾矿中回收长石的方法。
背景技术
山东招远地区的黄金矿山每年外排尾矿量约为600多万吨。每到气候较干燥的时节,尾矿粉尘对环境的污染十分严重。为了解决浮选尾矿对环境的影响和危害,目前主要采取尾矿库覆土改造、尾矿充填、生产粘土砖等措施来缓解选矿尾矿对环境的影响。然而,黄金浮选尾矿中含有较大成分的可供回收利用的有价矿物,其成分如表1所示。
表1
由表1看出,黄金浮选尾矿中石英矿物和长石矿物的总含量高达85%,石英和长石可用作玻璃和陶瓷行业的原料。若能实现石英和长石的综合利用,不仅能显著减少黄金浮选尾矿的排放量,进而减轻环境污染和尾矿库堆存的压力,而且可实现矿产资源的综合利用,增加企业的经济效益。
经试验研究得知,黄金浮选尾矿主要存在的问题有:
1、尾矿粒度较粗,其中石英主要分布在中等和粗粒级,长石则主要分布在细粒级中,粗粒级中还存在少量长石和石英等的连生体,其粒度筛分结果见表2;
表2
由表2可见,黄金浮选尾矿中,-0.074mm粒级含量仅占18.01%,而+0.15mm粒级的含量则高达60.98%;+0.15mm粒级中,Al2O3和SiO2的占有率分别为64.18%和59.78%。此外,在+0.15mm粒级中,还存在少量粒度大于1mm左右的过大颗粒。由此可见,对这种粒度组成相对较粗的物料直接进行浮选,一方面是粗颗粒较难浮选,会影响浮选产品的质量及回收率,另一方面是粗粒径条件下,石英和长石之间很难解离,也会影响浮选指标。
2、尾矿中长石的风化严重,在磨矿过程中,部分长石还会形成“二次矿泥”,在脱泥和脱杂过程中造成长石的损失。
3、尾矿中含有一定量的碳酸盐和铁矿物及其他杂物,会增加分离提取石英和长石的难度。
基于黄金浮选尾矿存在的种种问题,亟需一种从黄金浮选尾矿中有效地、高效回收石英和长石的方法。
发明内容
本发明针对上述现有技术存在的不足,提供一种利用无氟碱法从黄金浮选尾矿中回收长石的方法。
本发明解决上述技术问题的技术方案如下:一种利用无氟碱法从黄金浮选尾矿中回收长石的方法,步骤如下:
(1)磨矿:将黄金浮选尾矿磨碎至细度为-0.074mm粒级含量占有65%-70%;
(2)沉降脱泥:将步骤(1)的尾矿调浆至其浓度为26.10%,沉降脱泥2min;
(3)浮选脱杂:向经脱泥的尾矿浆液加入浮选机中,并加入750g/t碳酸钠和300g/tYOA,进行第一次浮选,分别得杂质和粗产品Ⅰ;将粗产品Ⅰ进行第二次浮选,加入200g/t的YOA,得杂质和粗产品Ⅱ;将粗产品Ⅱ进行第三次浮选,加入200g/t的YOA,得杂质和粗产品Ⅲ;将粗产品Ⅲ进行第四次浮选,加入100g/t的YOA,得到石英与长石的混合精矿;
(4)分离石英与长石:向浮选机中加入300g/t氢氧化钠和30g/t氯化钙,对石英长石混合物进行第一次浮选,得石英和长石粗品Ⅰ;将长石粗品Ⅰ进行第二次浮选,加入50g/t的YOA,得石英和长石粗产品Ⅱ;将长石粗品Ⅱ进行第三次浮选,加入50g/t的YOA,得石英和长石精矿;将三次浮选所得石英混合得低品质石英;
其中,长石精矿的Al2O3品位为17.98%,SiO2品位为68.76%,K2O+Na2O含量为10.58%,Fe2O3含量为0.46%;低品质石英的Al2O3品位为7.07%,SiO2品位为81.59%,K2O+Na2O含量为4.87%,Fe2O3含量为0.43%。
其中,所述的YOA为油酸钠与十二胺按摩尔比10:1混合。
在上述技术方案的基础上,本发明还可以做如下改进。
进一步,还包括步骤(5):将步骤(4)得到的长石加入磁选机中,磁场强度为956KA/m,将铁杂质分离出来。
采用上述进一步方案的有益效果是,沉降脱泥和浮选脱杂已经将尾矿中的大部分铁杂质脱除,再进行磁选,能够进一步脱除少量铁杂质,得到高品质长石。
本发明的有益效果是:本发明采用沉降脱泥方法在脱除有害矿泥的同时,也脱除了部分铁杂质;采用碳酸钠作为调整剂,对石英和长石的浮选起到抑制的作用,采用YOA作为捕收剂,较明显地脱除了尾矿中的碳酸盐矿物杂质,同时部分铁杂质也得以脱除;通过增加浮选脱杂的作业次数,铁及其他杂质的脱除率明显增大,氧化铝和氧化硅的品位得到大大提高;采用氢氧化钠和氯化钙结合,提高对石英的选择性活化,达到提高长石的回收率和氧化铝的品位;本发明的长石回收率为46.46%、Al2O3品位为17.98%、SiO2品位为68.76%、K2O+Na2O含量为10.58%、Fe2O3含量为0.46%,达到陶瓷Ⅱ级原料的质量标准;低品质石英回收率为28.79%、Al2O3品位为7.07%、SiO2品位为81.59%、K2O+Na2O含量为4.87%、Fe2O3含量为0.43%,可按石英长石混合产品销售。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
以下结合实例对本发明的原理和特征进行描述,所举实例只用于解释本发明,并非用于限定本发明的范围。
实施例1
采用山东招远黄金矿山外排的尾矿,从中回收长石的方法,步骤如下:
(1)磨矿:将黄金浮选尾矿磨碎至细度为-0.074mm粒级含量占有70%;
(2)沉降脱泥:将步骤(1)的尾矿调浆至其浓度为26.10%,沉降脱泥2min;
(3)浮选脱杂:向经脱泥的尾矿浆液加入浮选机中,并加入750g/t碳酸钠和300g/tYOA,进行第一次浮选,分别得杂质和粗产品Ⅰ;将粗产品Ⅰ进行第二次浮选,加入200g/t的YOA,得杂质和粗产品Ⅱ;将粗产品Ⅱ进行第三次浮选,加入200g/t的YOA,得杂质和粗产品Ⅲ;将粗产品Ⅲ进行第四次浮选,加入100g/t的YOA,得到石英与长石的混合精矿;
(4)分离石英与长石:向浮选机中加入300g/t氢氧化钠和30g/t氯化钙,对石英长石混合物进行第一次浮选,得石英和长石粗品Ⅰ;将长石粗品Ⅰ进行第二次浮选,加入50g/t的YOA,得石英和长石粗产品Ⅱ;将长石粗品Ⅱ进行第三次浮选,加入50g/t的YOA,得石英和长石精矿;将三次浮选所得石英混合得低品质石英;
其中,长石精矿的Al2O3品位为17.98%,SiO2品位为68.76%,K2O+Na2O含量为10.58%,Fe2O3含量为0.46%;低品质石英的Al2O3品位为7.07%,SiO2品位为81.59%,K2O+Na2O含量为4.87%,Fe2O3含量为0.43%;
其中,所述的YOA为油酸钠与十二胺按摩尔比10:1混合。
以上所述仅为本发明的较佳实施例,并不用以限制本发明,凡在本发明的精神和原则之内,所作的任何修改、等同替换、改进等,均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (2)
1.一种利用无氟碱法从黄金浮选尾矿中回收长石的方法,其特征在于,步骤如下:
(1)磨矿:将黄金浮选尾矿磨碎至细度为-0.074mm粒级含量占有65%-70%;
(2)沉降脱泥:将步骤(1)的尾矿调浆至其浓度为26.10%,沉降脱泥2min;
(3)浮选脱杂:向经脱泥的尾矿浆液加入浮选机中,并加入750g/t碳酸钠和300g/tYOA,进行第一次浮选,分别得杂质和粗产品Ⅰ;将粗产品Ⅰ进行第二次浮选,加入200g/t的YOA,得杂质和粗产品Ⅱ;将粗产品Ⅱ进行第三次浮选,加入200g/t的YOA,得杂质和粗产品Ⅲ;将粗产品Ⅲ进行第四次浮选,加入100g/t的YOA,得到石英与长石的混合精矿;
(4)分离石英与长石:向浮选机中加入300g/t氢氧化钠和30g/t氯化钙,对石英长石混合物进行第一次浮选,得石英和长石粗品Ⅰ;将长石粗品Ⅰ进行第二次浮选,加入50g/t的YOA,得石英和长石粗产品Ⅱ;将长石粗品Ⅱ进行第三次浮选,加入50g/t的YOA,得石英和长石精矿;将三次浮选所得石英混合得低品质石英;
其中,长石精矿的Al2O3品位为17.98%,SiO2品位为68.76%,K2O+Na2O含量为10.58%,Fe2O3含量为0.46%;低品质石英的Al2O3品位为7.07%,SiO2品位为81.59%,K2O+Na2O含量为4.87%,Fe2O3含量为0.43%;
所述的YOA为油酸钠与十二胺按摩尔比10:1混合。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,还包括步骤(5):将步骤(4)得到的长石加入磁选机中,磁场强度为956KA/m,将铁杂质进一步分离出来。
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