CN108435408B - 一种钾长石矿的提纯方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种钾长石矿的提纯方法，包括以下步骤：将钾长石原矿进行磨矿，得到矿浆；将矿浆进行磁选，得到磁选后的矿浆；将磁选后的矿浆进行脱泥，得到脱泥矿浆和泥质矿浆；将泥质矿浆进行反浮选，得到三级钾长石粉A；将脱泥矿浆进行第一梯度的浮选，得到精矿矿浆和尾矿；然后将精矿矿浆进行第二梯度反浮选，浮选完后的精矿为一级钾长石粉C，尾矿为二级钾长石粉B。通过本发明的工艺获得了三种级别的钾长石粉，产品方案灵活，适用范围广，钾长石的整体产率达到了80％以上，实现了钾长石的综合利用，减少了尾矿的排放，有很好的环境效益。

Description

一种钾长石矿的提纯方法
技术领域
本发明属于非金属矿加工技术领域，具体涉及一种钾长石矿的提纯方法。
背景技术
钾长石矿是一类常见的铝硅酸盐类造岩矿物，是含钾量较高、分布最广、储量最大的非水溶性钾资源。钾长石具有熔点低、熔融间隔时间长和熔融粘度高的特点，被广泛应用于陶瓷坯料、陶瓷釉料、玻璃、电瓷、研磨材料、钾肥、分子筛和白炭黑等领域。
虽然我国的钾长石矿资源丰富，但是优质钾长石矿资源较少，大部分钾长石矿中含有云母、含铁矿物、金红石、粘土类泥质矿物等杂质，所以其一般需要进行除杂提纯后才能够满足相关工业原料的要求。根据钾长石含铁量可将钾长石分为三级：
级别 铁含量 应用领域
一级钾长石粉 低于0.2％ 玻璃、高级陶瓷、白色釉料
二级钾长石粉 低于0.3％ 陶瓷坯料、电瓷
三级钾长石粉 低于0.5％ 搪瓷、地板砖、钾肥
在玻璃、高级陶瓷、白色油料领域，由于其对光泽度和透光率要求较高，所以要求钾长石的白度较高，铁含量必须低于0.2％。目前，许多钾长石粉厂家为了使其产品可应用于所有领域，大多按照一级产品的要求，会对钾长石矿进行磁选、浮选和酸洗等多级除铁除杂工艺，最终获得铁含量极低的钾长石粉，但是这种工艺最终只能得到单一的钾长石精矿，钾长石的产率较低(产率基本维持在50-70％之间)，矿渣中仍含有部分含铁量较高的钾长石资源，造成钾长石资源的浪费。
发明内容
本发明是提供一种高产率的钾长石矿的提纯方法。
本发明这种钾长石矿的提纯方法，包括以下步骤：
(1)磨矿：将钾长石原矿进行磨矿，得到矿浆；
(2)磁选：将步骤(1)中的矿浆进行磁选，得到磁选后的矿浆；
(3)脱泥：将步骤(2)中磁选后的矿浆进行脱泥，得到脱泥矿浆和泥质矿浆；
(4)泥质矿浆的反浮选：将步骤(3)中的泥质矿浆进行反浮选，得到三级钾长石粉A，可用于搪瓷、地板砖、钾肥等的制备；
(5)脱泥矿浆的梯度反浮选：将步骤(3)中的脱泥矿浆进行第一梯度的浮选，得到精矿矿浆和尾矿；然后将精矿矿浆进行第二梯度反浮选，浮选完后的精矿为一级钾长石粉C，可用于玻璃、高级陶瓷、白色釉料，尾矿为二级钾长石粉B，可用于陶瓷坯料、电瓷的制备。
所述步骤(1)中，磨矿至矿物的粒径-0.074mm含量占80％以上。
所述步骤(2)中，磁选次数为2次，第一次磁选的磁场强度为3500～4500GS；第二次磁选的磁场强度为5500～6500GS。
所述步骤(3)中，泥质矿浆由去除风化的粘度泥质矿物和过粉碎钾长石矿组成。
所述步骤(4)中，共进行4～5次反浮选，浮选工艺的步骤为：先加入pH调整剂碳酸钠将矿浆调制8～9，接着抑制剂KCl和捕收剂油酸钠反浮选。
每次反浮选KCl相对于原矿的添加量为80～120g/t，第1、2、3、4和5次反浮选油酸钠相对于原矿的添加量分别为140～170g/t、60～80g/t、30～40g/t、30～40g/t和30～40g/t。
所述步骤(5)中，第一阶梯反浮选共5次，浮选工艺的步骤为：先加入pH调整剂碳酸钠将矿浆调制8～9，接着抑制剂KCl和捕收剂油酸钠进行5次反浮选。第1、2、3、4和5次反浮选抑制剂KCl相对于原矿的添加量分别为150～250g/t、150～250g/t、150～250g/t、150～300g/t和150～300g/t；捕收剂油酸钠相对于原矿的添加量分别为350～450g/t、350～450g/t、150～200g/t、50～100g/t和50～100g/t。
所述步骤(5)中，第二阶梯反浮选共2～3次，浮选工艺的步骤为：加入抑制剂KCl和捕收剂十二胺进行反浮选。第1、2和3次反浮选，抑制剂KCl相对于原矿的添加量分别为250～350g/t、250～350g/t和250～350g/t；捕收剂十二胺相对于原矿的添加量分别为150～250g/t、50～100g/t和50～100g/t。
本发明的有益效果：本发明通过磨矿-磁选-脱泥-反浮选和梯度反浮选技术，获得了三种不同级别的钾长石粉，产品方案灵活，适用范围广，可满足于各种领域的应用；通过本发明的工艺，钾长石的整体产率达到了80％以上，有效的提高了钾长石的产率；本发明的反浮选工艺充分回收了泥质矿浆中过磨的微细粒的钾长石获得了三级钾长石粉，又通过阶梯反浮选技术获得了二级钾长石粉和一级钾长石粉，实现钾长石的综合利用，减少了尾矿的排放，有很好的环境效益。
附图说明
图1为实施例1的工艺流程图；
图2为实施例2的工艺流程图。
具体实施方式
实施例中药剂的添加量均为相对于原矿的添加量。
实施例1
针对吉林某地火山岩钾长石矿，该钾长石矿是一种火山岩－粗面岩，以富含钾长石、具隐晶质～粗面结构、含有少量斜长石或黑云母斑晶为特征。钾长石原矿中主要非金属矿物是钾长石，次为石英、斜长石、蒙脱石和少量黑云母、绢云母；金属矿物含量较高的是赤铁矿，偶见磁铁矿、褐铁矿和金红石等，烧成白度为21.3左右。
将块状钾长石原矿通过破碎机和球磨机(其中球磨介质采用钢球)磨至-0.074mm含量占80％以上，使杂质矿物处于解离状态，得到矿浆。
将矿浆在磁场强度4000GS磁辊筒进行第一次磁选为除去部分磁性矿物，然后在磁场强度6000GS磁辊筒进行第二次磁选，进一步去除磁性物质，得到脱磁后的矿浆。
脱磁后矿浆通过沉降脱泥，得到脱泥矿浆和泥质矿浆。其中泥质矿浆由可去除风化的粘度泥质矿物和一部分过粉碎钾长石矿浆，将泥质矿浆通过脱泥分离后有利于后续反浮选，减少相关药剂消耗。
向泥质矿浆加入碳酸钠调节溶液的pH至8～9，加入100g/t抑制剂KCl和160g/t捕收剂油酸钠进行第一次反浮选，接着向浮选精矿中加入100g/t抑制剂KCl和80g/t捕收剂油酸钠进行第二次反浮选；再接着向第二次反浮选的精矿中加入100g/t抑制剂KCl和40g/t捕收剂油酸钠进行第三次反浮选；然后向第三次反浮选的精矿中加入100g/t抑制剂KCl和40g/t捕收剂油酸钠进行第四次反浮选；将第四次反浮选精矿过滤烘干后，得到三级钾长石粉A，其K的百分质量含量为11.906％，TFe的百分质量含量为0.483％，Ti的百分质量含量为0.12％，产率为15％，烧成白度为36.1，符合三级钾长石粉的标准。
向脱泥矿浆中加入碳酸钠调节矿浆的pH至8～9，加入200g/t抑制剂KCl和400g/t捕收剂油酸钠进行第一次反浮选，接着向浮选精矿中加入200g/t抑制剂KCl和400g/t捕收剂油酸钠进行第二次反浮选；再接着向第二次反浮选的精矿中加入200g/t抑制剂KCl和200g/t捕收剂油酸钠进行第三次反浮选；然后向第三次反浮选的精矿中加入300g/t抑制剂KCl和100g/t捕收剂油酸钠进行第四次反浮选；最后向第四次反浮选的精矿种加入300g/t抑制剂KCl和100g/t捕收剂油酸钠进行第五次反浮选，得到第一梯度反浮选精矿。
向第一梯度反浮选精矿中，加入300g/t抑制剂KCl和200g/t捕收剂十二胺进行第一次反浮选，然后向第一次反浮选精矿中加入300g/t抑制剂KCl和100g/t捕收剂十二胺进行第二次反浮选，得到第二梯度浮选精矿，将精矿过滤烘干后得到一级钾长石粉C，其K的百分质量含量为13.532％，TFe的百分质量含量为0.170％，产率为60％，烧成白度为69.5，符合一级钾长石粉的标准。第一次和第二次反浮选尾矿，过滤烘干后，得到二级钾长石粉B，其K的百分质量含量为13.035％，TFe的百分质量含量为0.286％，产率为8％，烧成白度为58.9，符合二级钾长石粉的标准(如表1所示)。
本实施例通过磨矿-磁选-脱泥-反浮选-梯度反浮选联合工艺，根据火山岩钾长石矿中不同杂质矿物，进行针对性的除杂提纯，获得得了三种不同级别的钾长石粉，总产率达到了83％，可实现钾长石矿综合利用的效果，减少尾矿量的产生。
表1 实施例1中钾长石矿除杂提纯结果
产品 K/％ TFe/％ Ti/％ 产率/％ 烧成白度
原矿 13.014 1.048 0.062 100 21.3
三级产品A 11.906 0.483 0.12 15 36.1
二级产品B 13.035 0.286 - 8 58.9
一级产品C 13.532 0.170 - 60 69.5
实施例2
针对辽宁某地钾长石矿，该钾长石矿钾长石含量较高，TFe含量为1.42％。钾长石原矿中主要非金属矿物是钾长石，次为石英、斜长石、蒙脱石和少量云母；金属矿物含量较高的是赤铁矿，偶见磁铁矿和金红石等，直接烧成白度为15左右。利用上述工艺进行除杂提纯，实验流程及浮选过程中的药剂的添加次数及添加量具体参见图2。
将块状钾长石原矿通过破碎机和球磨机(其中球磨介质采用钢球)磨至-0.074mm含量占80％以上，使杂质矿物处于解离状态，得到矿浆。
将矿浆在磁场强度4200GS磁辊筒进行第一次磁选为除去部分磁性矿物，然后在磁场强度6500GS磁辊筒进行第二次磁选，进一步去除磁性物质，得到脱磁后的矿浆。
脱磁后矿浆通过沉降脱泥，得到脱泥矿浆和泥质矿浆。其中泥质矿浆由可去除风化的粘度泥质矿物和一部分过粉碎钾长石矿浆，将泥质矿浆通过脱泥分离后有利于后续反浮选，减少相关药剂消耗。
向泥质矿浆加入碳酸钠调节溶液的pH至8～9，加入80g/t抑制剂KCl和150g/t捕收剂油酸钠进行第一次反浮选，接着向浮选精矿中加入80g/t抑制剂KCl和70g/t捕收剂油酸钠进行第二次反浮选；再接着向第二次反浮选的精矿中加入80g/t抑制剂KCl和35g/t捕收剂油酸钠进行第三次反浮选；然后向第三次反浮选的精矿中加入80g/t抑制剂KCl和35g/t捕收剂油酸钠进行第四次反浮选；最后向第四次反浮选的精矿中加入80g/t抑制剂KCl和30g/t捕收剂油酸钠进行第五次反浮选；将第五次反浮选精矿过滤烘干后，得到三级钾长石粉A，其K的百分质量含量为11.60％，TFe的百分质量含量为0.486％，Ti的百分质量含量为0.13％，产率为13％，烧成白度为35.9，符合三级钾长石粉的标准。
向脱泥矿浆中加入碳酸钠调节矿浆的pH至8～9，加入200g/t抑制剂KCl和400g/t捕收剂油酸钠进行第一次反浮选，接着向浮选精矿中加入200g/t抑制剂KCl和400g/t捕收剂油酸钠进行第二次反浮选；再接着向第二次反浮选的精矿中加入200g/t抑制剂KCl和200g/t捕收剂油酸钠进行第三次反浮选；然后向第三次反浮选的精矿中加入250g/t抑制剂KCl和100g/t捕收剂油酸钠进行第四次反浮选；最后向第四次反浮选的精矿中加入250g/t抑制剂KCl和100g/t捕收剂油酸钠进行第五次反浮选，得到第一梯度反浮选精矿。
向第一梯度反浮选精矿中，加入250g/t抑制剂KCl和150g/t捕收剂十二胺进行第一次反浮选，然后向第一次反浮选精矿中加入250g/t抑制剂KCl和100g/t捕收剂十二胺进行第二次反浮选，最后向第二次反浮选精矿中加入250g/t抑制剂KCl和100g/t捕收剂十二胺进行第三次反浮选，得到第二梯度浮选精矿，将精矿过滤烘干后得到一级钾长石粉C，其K的百分质量含量为13.463％，TFe的百分质量含量为0.182％，产率为58％，烧成白度为69.2，符合一级钾长石粉的标准。将第二梯度反浮选尾矿过滤烘干，得到二级钾长石粉B，其K的百分质量含量为12.835％，TFe的百分质量含量为0.294％，产率为9％，烧成白度为58.1，符合二级钾长石粉的标准(如表2所示)。
本实施例通过磨矿-磁选-脱泥-反浮选-梯度反浮选联合工艺，根据该钾长石矿中不同杂质矿物，进行针对性的除杂提纯，获得得了三种不同级别的钾长石粉，总产率达到了80％，可实现钾长石矿综合利用的效果，减少尾矿量的产生。
表2 实施例2中钾长石矿除杂提纯结果
产品 K/％ TFe/％ Ti/％ 产率/％ 烧成白度
原矿 12.714 1.420 0.082 100 15
三级产品A 11.600 0.486 0.13 13 35.9
二级产品B 12.835 0.294 - 9 58.1
一级产品C 13.463 0.180 - 58 69.2

Claims (10)

1.一种钾长石矿的提纯方法，包括以下步骤：
(1)磨矿：将钾长石原矿进行磨矿，得到矿浆；
(2)磁选：将步骤（1）中的矿浆进行磁选，得到磁选后的矿浆；
(3)脱泥：将步骤（2）中磁选后的矿浆进行脱泥，得到脱泥矿浆和泥质矿浆；
(4)泥质矿浆的反浮选：将步骤（3）中的泥质矿浆进行反浮选，得到三级钾长石粉A，可用于搪瓷、地板砖、钾肥的制备；
(5)脱泥矿浆的梯度反浮选：将步骤（3）中的脱泥矿浆进行第一梯度的反浮选，得到精矿矿浆和尾矿；然后将精矿矿浆进行第二梯度反浮选，浮选完后的精矿为一级钾长石粉C，可用于玻璃、高级陶瓷、白色釉料，尾矿为二级钾长石粉B，可用于陶瓷坯料、电瓷的制备；
所述步骤4）和5）中，反浮选都采用KCl作为抑制剂。
2.根据权利要求1所述的一种钾长石矿的提纯方法，其特征在于，所述步骤（1）中，磨矿至矿物的粒径-0.074mm含量占80%以上。
3.根据权利要求1所述的一种钾长石矿的提纯方法，其特征在于，所述步骤（2）中，磁选次数为2次，第一次磁选的磁场强度为3500~4500GS；第二次磁选的磁场强度为5500~6500GS。
4.根据权利要求1所述的一种钾长石矿的提纯方法，其特征在于，所述步骤（3）中，泥质矿浆由去除风化的粘度泥质矿物和过粉碎钾长石矿组成。
5.根据权利要求1所述的一种钾长石矿的提纯方法，其特征在于，所述步骤（4）中，共进行4~5次反浮选，浮选工艺的步骤为：先加入pH调整剂碳酸钠将矿浆的pH调至8~9，接着加入抑制剂和捕收剂油酸钠进行反浮选。
6.根据权利要求5所述的一种钾长石矿的提纯方法，其特征在于，每次反浮选KCl相对于原矿的添加量为80~120g/t，第1、2、3、4和5次反浮选油酸钠相对于原矿的添加量分别为140~170 g/t、60~80 g/t、30~40 g/t、30~40g/t和30~40g/t。
7.根据权利要求1所述的一种钾长石矿的提纯方法，其特征在于，所述步骤（5）中，第一阶梯反浮选共5次，浮选工艺的步骤为：先加入pH调整剂碳酸钠将矿浆的pH调至8~9，接着加入抑制剂KCl和捕收剂油酸钠进行5次反浮选。
8.根据权利要求7所述的一种钾长石矿的提纯方法，其特征在于，第1、2、3、4和5次反浮选的抑制剂KCl相对于原矿的添加量分别为150~250 g/t、150~250g/t、150~250g/t、150~300g/t和150~300g/t；捕收剂油酸钠相对于原矿的添加量分别为350~450g/t、350~450g/t、150~200 g/t、50~100g/t和50~100g/t。
9.根据权利要求1所述的一种钾长石矿的提纯方法，其特征在于，所述步骤（5）中，第二阶梯反浮选共2~3次，浮选工艺的步骤为：加入抑制剂和捕收剂十二胺进行反浮选。
10.根据权利要求9所述的一种钾长石矿的提纯方法，其特征在于，第1、2和3次反浮选，抑制剂KCl相对于原矿的添加量分别为250~350g/t、250~350g/t和250~350g/t；捕收剂十二胺相对于原矿的添加量分别为150~250g/t、50~100g/t和50~100g/t。
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