CN105127003A - 一种从黄金浮选尾矿中回收单一石英和长石的方法 - Google Patents

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王毓华
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Abstract

本发明涉及一种从黄金浮选尾矿中回收单一石英和长石的方法。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；采用硫酸、氢氟酸和十二胺结合，使得长石得到充分活化，并降低了氢氟酸的用量，降低对环境污染和选矿废水的处理成本。本发明将石英和长石充分解离，长石回收率为47.01％，石英回收率为22.54％，指标达到陶瓷Ⅱ级原料的质量标准或玻璃Ⅲ类(级)标准。

Description

一种从黄金浮选尾矿中回收单一石英和长石的方法
技术领域
本发明属于尾矿处理技术领域，尤其涉及一种从黄金浮选尾矿中回收单一石英和长石的方法。
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，提供一种从黄金浮选尾矿中回收单一石英和长石的方法。
本发明解决上述技术问题的技术方案如下：一种从黄金浮选尾矿中回收单一石英和长石的方法，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2000g/t硫酸、2000g/t氢氟酸和150g/t十二胺，对石英长石混合物进行第一次浮选，得长石和石英粗品Ⅰ；将石英粗品Ⅰ进行第二次浮选，加入50g/t的十二胺，得长石和石英粗产品Ⅱ；将石英粗品Ⅱ进行第三次浮选，加入50g/t的十二胺，得长石和石英精矿；将三次浮选所得长石混合得长石精矿；
其中，长石精矿中Al2O3品位为18.80％、SiO2品位为65.99％、K2O+Na2O含量为12.05％、Fe2O3含量为0.30％；石英精矿中Al2O3品位为1.26％、SiO2品位为96.90％、Fe2O3含量为0.07％。
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)得到的单一石英与长石分别加入磁选机中，磁场强度为956KA/m，进一步将铁杂质分离出来。
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，得到高品质石英精矿和长石精矿。
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；采用硫酸、氢氟酸和十二胺结合，使得长石得到充分活化，并降低了氢氟酸的用量，降低对环境污染和选矿废水的处理成本。本发明将石英和长石充分解离，长石回收率为47.01％，Al2O3品位为18.80％，SiO2品位为65.99％，K2O+Na2O含量为12.05％，Fe2O3含量为0.30％，达到陶瓷Ⅱ级原料的质量标准；石英回收率为22.54％，Al2O3品位为1.26％，SiO2品位为96.90％，Fe2O3含量为0.07％，达到玻璃Ⅲ类(级)标准。
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，从中回收单一石英和长石的方法，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2000g/t硫酸、2000g/t氢氟酸和150g/t十二胺，对石英长石混合物进行第一次浮选，得长石和石英粗品Ⅰ；将石英粗品Ⅰ进行第二次浮选，加入50g/t的十二胺，得长石和石英粗产品Ⅱ；将石英粗品Ⅱ进行第三次浮选，加入50g/t的十二胺，得长石和石英精矿；将三次浮选所得长石混合得长石精矿；
其中，长石精矿中Al2O3品位为18.80％、SiO2品位为65.99％、K2O+Na2O含量为12.05％、Fe2O3含量为0.30％；石英精矿中Al2O3品位为1.26％、SiO2品位为96.90％、Fe2O3含量为0.07％；
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)

1.一种从黄金浮选尾矿中回收单一石英和长石的方法，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2000g/t硫酸、2000g/t氢氟酸和150g/t十二胺，对石英长石混合物进行第一次浮选，得长石和石英粗品Ⅰ；将石英粗品Ⅰ进行第二次浮选，加入50g/t的十二胺，得长石和石英粗产品Ⅱ；将石英粗品Ⅱ进行第三次浮选，加入50g/t的十二胺，得长石和石英精矿；将三次浮选所得长石混合得长石精矿；
其中，长石精矿中Al2O3品位为18.80％、SiO2品位为65.99％、K2O+Na2O含量为12.05％、Fe2O3含量为0.30％；石英精矿中Al2O3品位为1.26％、SiO2品位为96.90％、Fe2O3含量为0.07％；
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)得到的单一石英与长石分别加入磁选机中，磁场强度为956KA/m，进一步将铁杂质分离出来。
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