CN108339672A - 一种富钾板岩中回收钾长石的工艺方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种富钾板岩中回收钾长石的工艺方法，包括将富钾板岩破碎、磨矿、磁选，然后加入活化剂和捕收剂进行浮选选别，得到钾长石精矿；其中，磁选的磁场强度为159‑199kA/m，活化剂为草酸与硫酸铜的混合物，捕收剂为异丁基黄药和混合胺的混合物。本发明富钾板岩中回收钾长石的工艺方法，优化浮选药剂组合配比，有效地剔除了钾长石中存在的杂质和有害元素硫，获得了高质量的钾长石精矿，减少了后续作业的造渣量，大大降低了硫的不利影响。

Description

一种富钾板岩中回收钾长石的工艺方法
技术领域
本发明涉及矿业工程技术领域，尤其涉及一种回收钾长石的工艺方法。
背景技术
富钾板岩矿中主要以钾长石为主，其次包括角闪石、黑云母、钠辉石、磁黄铁矿、赤铁矿等，另外还有少量的石英、黄铁矿等。其中磁黄铁矿常和赤铁矿呈不规则片状共生，局部含量可达10％。一般钾矿石氧化钾平均品位为10.58％，含硫约为2.4％，如果直接将该矿石进行焙烧，由于氧化钾品位低、含硫较高，将会在焙烧过程中产生较多的渣量和不利影响，因此在利用矿石之前，应对该矿石进行选矿，剔除磁黄铁矿、黄铁矿、钠辉石、角闪石、黑云母等脉石矿物，选出合格的钾长石精矿
近几年来，国内多家科研单位对富钾板岩矿石的综合利用研究进行了大量研究，并取得了阶段性的成果，但是研究原料是以富钾板岩为原料直接进行焙烧、浸出等方面的研究工作。并未对富钾板岩进行选矿以及如何选出合格的钾长石进行研究，致使在后续研究中产生了较多的渣量，而且由于硫的存在对焙烧浸出等后续作业也产生了不利的影响。
因此，本领域的技术人员致力于开发一种富钾板岩中回收钾长石的工艺方法，解决上述现有技术中富钾板岩矿石含钾量低，后续焙烧渣量高的缺陷。
发明内容
鉴于现有技术的上述缺陷，本发明所要解决的技术问题是现有技术中富钾板岩矿石含钾量低，含硫量高，焙烧渣量高。
为实现上述目的，本发明提供了一种富钾板岩中回收钾长石的工艺方法，包括将富钾板岩破碎、磨矿、磁选，然后加入活化剂和捕收剂进行浮选选别，得到钾长石精矿；其中，磁选的磁场强度为159-199kA/m，活化剂为草酸与硫酸铜的混合物，捕收剂为异丁基黄药和混合胺的混合物。
进一步地，所述草酸与硫酸铜的混合物中，草酸与硫酸铜的重量(克)比为1:1-3:1；
进一步地，所述异丁基黄药和混合胺的混合物中，异丁基黄药和混合胺的重量(克)比为3:1-5:1。
进一步地，所述富钾板岩中回收钾长石的工艺方法，具体包括以下步骤：
步骤1、富钾板岩破碎；
步骤2、将步骤1中破碎的富钾板岩进行磨矿；
步骤3、将步骤2得到的磨矿产品进行磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿；
步骤4、将步骤3得到的磁选尾矿加入活化剂和捕收剂进行浮选选别，得到浮选泡沫和钾长石精矿。
任选地，所述富钾板岩中回收钾长石的工艺方法还包括：
步骤5、将步骤3得到的磁选精矿和步骤4得到的浮选泡沫混合，加入活化剂、捕收剂、起泡剂进行粗选和精选得到硫精矿。
进一步地，所述步骤1中，富钾板岩破碎为粗碎、中碎、细碎三段破碎，破碎产品粒度为0-3mm；
进一步地，所述步骤2中，磨矿产品中，粒度为0-74um的产品占总量的70％-85％；
进一步地，所述步骤3中，磁选的磁场强度为159-199kA/m；
进一步地，所述步骤4中，活化剂为草酸与硫酸铜的混合物；捕收剂为异丁基黄药和混合胺的混合物；
进一步地，所述步骤4中，浮选选别时，活化剂用量为1.0-1.6kg/t；捕收剂用量为0.05-0.09kg/t；
进一步地，所述步骤4中，浮选选别的PH值为5.5-6.0；
进一步地，所述步骤4中，浮选选别的温度为15-30度；
进一步地，所述步骤4中，活化剂为草酸与硫酸铜的混合物，其中，草酸与硫酸铜的重量(克)比为2:1；
进一步地，所述步骤4中，捕收剂为异丁基黄药和混合胺的混合物，其中，异丁基黄药和混合胺的重量(克)比为4:1。
进一步地，所述步骤5中，活化剂为草酸与硫酸铜的混合物，其中，草酸与硫酸铜的重量(克)比为3:1-5:1；
进一步地，所述步骤5中，捕收剂为异丁基黄药和胺醇黄药的混合物，其中，异丁基黄药和胺醇黄药的重量(克)比为5:1-7:1；
进一步地，所述步骤5中，起泡剂为松醇油；
进一步地，所述步骤5中，粗选时，活化剂用量为1.0-1.5kg/t、捕收剂用量为0.05-0.08kg/t、起泡剂用量为0.03-0.05kg/t；粗选PH值为5.0-6.0；
进一步地，所述步骤5中，精选包括三次精选，其中，第一次精选捕收剂用量为0.03-0.05kg/t、起泡剂用量为0.01-0.02kg/t；第二次精选捕收剂用量为0.01-0.02kg/t、起泡剂用量为0.01-0.02kg/t；第三次精选捕收剂用量为0.01-0.02kg/t、起泡剂用量为0.01-0.02kg/t。
在本发明的较佳实施方式中，所述步骤3中，磁选的磁场强度为179kA/m；；
在本发明的较佳实施方式中，所述步骤4中，浮选选别时，活化剂用量为1.2kg/t；
在本发明的另一较佳实施方式中，所述步骤4中，浮选选别时，活化剂用量为1.0kg/t；
在本发明的另一较佳实施方式中，所述步骤4中，浮选选别时，活化剂用量为1.6kg/t；
在本发明的较佳实施方式中，所述步骤4中，浮选选别时，捕收剂用量为0.07kg/t；
在本发明的另一较佳实施方式中，所述步骤4中，浮选选别时，捕收剂用量为0.05kg/t；
在本发明的另一较佳实施方式中，所述步骤4中，浮选选别时，捕收剂用量为0.09kg/t；
在本发明的较佳实施方式中，所述步骤4中，浮选选别的PH值为5.5；
在本发明的另一较佳实施方式中，所述步骤4中，浮选选别的PH值为6.0；
在本发明的较佳实施方式中，所述步骤5中，
活化剂为草酸与硫酸铜的混合物，其中，草酸与硫酸铜的重量(克)比为4:1；
捕收剂为异丁基黄药和胺醇黄药的混合物，其中，异丁基黄药和胺醇黄药的重量(克)比为6:1；
在本发明的较佳实施方式中，所述步骤5中，粗选时，活化剂用量为1.2kg/t、捕收剂用量为0.07kg/t、起泡剂用量为0.04kg/t；粗选PH值为5.2；
在本发明的较佳实施方式中，所述步骤5中，精选包括三次精选，其中，第一次精选捕收剂用量为0.035kg/t、起泡剂用量为0.015kg/t；第二次精选捕收剂用量为0.02kg/t、起泡剂用量为0.01kg/t；第三次精选捕收剂用量为0.01kg/t、起泡剂用量为0.01kg/t。
采用以上方案，本发明公开的富钾板岩中回收钾长石的工艺方法，具有以下技术效果：
(1)本发明工艺方法采用合理易行的选矿工艺和捕收性和选择性高效的浮选药剂组合，有效地剔除了钾长石中存在的杂质和有害元素硫，提高氧化钾的含量并降低其中的硫含量，获得了合格的钾长石精矿，减少了后续作业的渣量和硫的不利影响，并且将有害的含硫矿物变废为宝，获得了优等品硫精矿选出，提高了利用率和实现了高产出；
(2)本发明工艺方法获得了氧化钾含量12.0％-12.5％、硫含量在0.15％-0.2％的钾长石精矿，不仅减少了后续作业的造渣量，而且大大降低了硫的不利影响；
(3)本发明工艺方法在得到高质量的钾长石精矿的同时，以磁选精矿和浮选泡沫混合后作为浮选含硫矿物的原料，采用简单、高效的浮选药剂组合通过浮选作业将其中的含量矿物选出，获得优等硫精矿。实现了钾长石和磁黄铁矿、黑云母、透闪石、黄铁矿的有效分离，有效解决了回收利用钾长石精矿和含硫矿物的问题。
综上所述，本发明富钾板岩中回收钾长石的工艺方法，优化浮选药剂组合配比，有效地剔除了钾长石中存在的杂质和有害元素硫，提高氧化钾的含量并降低其中的硫含量，获得了高质量的钾长石精矿，减少了后续作业焙烧的造渣量，而且大大降低了硫的不利影响。
以下将结合附图对本发明的构思、具体结构及产生的技术效果作进一步说明，以充分地了解本发明的目的、特征和效果。
附图说明
图1是本发明实施例的工艺流程图；
具体实施方式
以下参考说明书附图介绍本发明的多个优选实施例，使其技术内容更加清楚和便于理解。本发明可以通过许多不同形式的实施例来得以体现，本发明的保护范围并非仅限于文中提到的实施例。
实施例、富钾板岩中回收钾长石的工艺方法
步骤1、原料的处理
将富钾板岩进行粗碎、中碎、细碎三段破碎，破碎产品粒度为-3mm；
步骤2、磨矿
将上述破碎产品进行磨矿，磨矿产品粒度为-0.074mm占81.4％；
步骤3、将上述磨矿产品在磁场强度179.1kA/m的条件下进行一段磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿；
经检测，磁选精矿中含硫为10.41％，回收率44.50％；磁选尾矿中氧化钾含量10.70％，氧化钾回收率95.33％、含硫含量1.41％；
步骤4、将上述步骤获得的磁选尾矿作为硫化矿、黑云母和透闪石的原料，在常温条件下将选磁选尾矿进行浮选选别，以质量比2:1的草酸:硫酸铜为含硫矿物的活化剂，质量比4:1的异丁基黄药:混合胺作为硫化矿、黑云母和透闪石等矿物的捕收剂兼起泡剂，首先加入活化剂1.2kg/t搅拌5min，将pH值调整到5.5，然后加入捕收剂兼起泡剂0.07kg/t，搅拌2min后进行粗选，粗选时间6min，得到氧化钾含量12.15％、含硫含量0.18％的钾长石精矿(氧化钾回收率82.02％)和含硫5.28％的浮选泡沫；
步骤5、将上述步骤获得的磁选精矿和浮选泡沫混合后作为浮选含硫矿物的原料，以质量比4:1的草酸:硫酸铜为含硫矿物的活化剂、质量比6:1的异丁基黄药:胺醇黄药作为硫化矿浮选的捕收剂、松醇油作为含硫矿物的起泡剂，在自然矿浆温度下，首先加入活化剂1.2kg/t，搅拌5min，使pH值为5.2，然后加入捕收剂0.07kg/t，搅拌2min后加入起泡剂0.04kg/t，搅拌1min后进行粗选，得到硫粗选精矿和粗选尾矿；在自然矿浆pH值、自然矿浆温度下，加入捕收剂0.35kg/t，搅拌2min后加入起泡剂0.015kg/t，搅拌1min后将硫粗选精矿进行一次精选，得到硫精矿1和中矿1；在自然矿浆pH值、自然矿浆温度下，加入捕收剂0.02kg/t，搅拌2min后加入起泡剂0.01kg/t，搅拌1min后将硫精矿1进行二次精选，得到硫精矿2和中矿2；在自然矿浆pH值、自然矿浆温度下，加入捕收剂0.01kg/t，搅拌2min后加入起泡剂0.01kg/t，搅拌1min后将硫精矿2进行三次精选，得到硫含量39.00％、回收率47.03％的硫精矿和中矿3；
步骤6、硫化矿浮选作业中产生的中矿1、中矿2和中矿3依次返回至硫一次粗选作业、一次精选作业和二次精矿作业，粗选尾矿作为最终尾矿；
采用磨矿-磁选-混合浮选-浮选硫选别工艺，可从含氧化钾10.12％、硫2.30％的富钾板岩中，得到氧化钾含量12.15％、硫含量0.18％的钾长石精矿(氧化钾回收率82.02％)和含硫含量为39.00％的硫精矿(硫回收率47.03％)。提高了钾长石中氧化钾的含量，同时降低了钾长石中硫含量，有利于后续的焙烧过程产生较少的渣量和消除由于硫含量过高产生的不利影响，减少气体硫排放，有益于保护大气环境。
本发明其他技术方案也具有相类似的使用效果。
以上详细描述了本发明的较佳具体实施例。应当理解，本领域的普通技术无需创造性劳动就可以根据本发明的构思做出诸多修改和变化。因此，凡本技术领域中技术人员依本发明的构思在现有技术的基础上通过逻辑分析、推理或者有限的实验可以得到的技术方案，皆应在由权利要求书所确定的保护范围内。

Claims (10)

1.一种富钾板岩中回收钾长石的工艺方法，其特征在于，包括将富钾板岩破碎、磨矿、磁选，然后加入活化剂和捕收剂进行浮选选别，得到钾长石精矿；其中，磁选的磁场强度为159-199kA/m，活化剂为草酸与硫酸铜的混合物，捕收剂为异丁基黄药和混合胺的混合物。
2.如权利要求1所述工艺方法，其特征在于，所述草酸与硫酸铜的混合物中，草酸与硫酸铜的重量比为1:1-3:1。
3.如权利要求1所述工艺方法，其特征在于，所述异丁基黄药和混合胺的混合物中，异丁基黄药和混合胺的重量比为3:1-5:1。
4.如权利要求1所述工艺方法，其特征在于，具体包括以下步骤：
步骤1、富钾板岩破碎；
步骤2、将步骤1中破碎的富钾板岩进行磨矿；
步骤3、将步骤2得到的磨矿产品进行磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿；
步骤4、将步骤3得到的磁选尾矿加入活化剂和捕收剂进行浮选选别，得到浮选泡沫和钾长石精矿。
5.如权利要求4所述工艺方法，其特征在于，所述步骤1中，富钾板岩破碎为粗碎、中碎、细碎三段破碎，破碎产品粒度为0-3mm。
6.如权利要求4所述工艺方法，其特征在于，所述步骤2中，磨矿产品中，粒度为0-74um的产品占总量的70％-85％。
7.如权利要求4所述工艺方法，其特征在于，所述步骤4中，
浮选选别时，活化剂用量为1.0-1.6kg/t；捕收剂用量为0.05-0.09kg/t；
浮选选别的PH值为5.5-6.0；
浮选选别的温度为15-30度。
8.如权利要求4所述工艺方法，其特征在于，所述步骤4中，活化剂为草酸与硫酸铜的混合物，其中，草酸与硫酸铜的重量比为2:1；
捕收剂为异丁基黄药和混合胺的混合物，其中，异丁基黄药和混合胺的重量比为4:1。
9.如权利要求4所述工艺方法，其特征在于，所述富钾板岩中回收钾长石的工艺方法还包括：
步骤5、将步骤3得到的磁选精矿和步骤4得到的浮选泡沫混合，加入活化剂、捕收剂、起泡剂进行粗选和精选得到硫精矿。
10.如权利要求9所述工艺方法，其特征在于，所述步骤5中，活化剂为草酸与硫酸铜的混合物，其中，草酸与硫酸铜的重量比为3:1-5:1；
捕收剂为异丁基黄药和胺醇黄药的混合物，其中，异丁基黄药和胺醇黄药的重量比为5:1-7:1；
起泡剂为松醇油；
粗选时活化剂用量为1.0-1.5kg/t、捕收剂用量为0.05-0.08kg/t、起泡剂用量为0.03-0.05kg/t；粗选PH值为5.0-6.0；
精选包括三次精选，其中，第一次精选捕收剂用量为0.03-0.05kg/t、起泡剂用量为0.01-0.02kg/t；第二次精选捕收剂用量为0.01-0.02kg/t、起泡剂用量为0.01-0.02kg/t；第三次精选捕收剂用量为0.01-0.02kg/t、起泡剂用量为0.01-0.02kg/t。
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