CN113493210B - 一种非可溶性钾矿的无氟提取方法 - Google Patents

一种非可溶性钾矿的无氟提取方法 Download PDF

Info

Publication number
CN113493210B
CN113493210B CN202010265013.7A CN202010265013A CN113493210B CN 113493210 B CN113493210 B CN 113493210B CN 202010265013 A CN202010265013 A CN 202010265013A CN 113493210 B CN113493210 B CN 113493210B
Authority
CN
China
Prior art keywords
pulp
ore
middling
feldspar
concentrate
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Active
Application number
CN202010265013.7A
Other languages
English (en)
Other versions
CN113493210A (zh
Inventor
赵玉卿
熊馨
周蔚
应永朋
孙晓华
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Qinghai Geological And Mineral Testing And Application Center
Original Assignee
Qinghai Geological And Mineral Testing And Application Center
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Qinghai Geological And Mineral Testing And Application Center filed Critical Qinghai Geological And Mineral Testing And Application Center
Priority to CN202010265013.7A priority Critical patent/CN113493210B/zh
Priority to NL2025809A priority patent/NL2025809B1/en
Publication of CN113493210A publication Critical patent/CN113493210A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN113493210B publication Critical patent/CN113493210B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Images

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01B—NON-METALLIC ELEMENTS; COMPOUNDS THEREOF; METALLOIDS OR COMPOUNDS THEREOF NOT COVERED BY SUBCLASS C01C
    • C01B33/00—Silicon; Compounds thereof
    • C01B33/20—Silicates
    • C01B33/26—Aluminium-containing silicates, i.e. silico-aluminates
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03C—MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03C1/00—Magnetic separation
    • B03C1/02—Magnetic separation acting directly on the substance being separated
    • B03C1/30—Combinations with other devices, not otherwise provided for
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00—Flotation
    • B03D1/02—Froth-flotation processes
    • B03D1/025—Froth-flotation processes adapted for the flotation of fines
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01B—NON-METALLIC ELEMENTS; COMPOUNDS THEREOF; METALLOIDS OR COMPOUNDS THEREOF NOT COVERED BY SUBCLASS C01C
    • C01B33/00—Silicon; Compounds thereof
    • C01B33/113—Silicon oxides; Hydrates thereof
    • C01B33/12—Silica; Hydrates thereof, e.g. lepidoic silicic acid
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01B—NON-METALLIC ELEMENTS; COMPOUNDS THEREOF; METALLOIDS OR COMPOUNDS THEREOF NOT COVERED BY SUBCLASS C01C
    • C01B33/00—Silicon; Compounds thereof
    • C01B33/20—Silicates
    • C01B33/36—Silicates having base-exchange properties but not having molecular sieve properties
    • C01B33/38—Layered base-exchange silicates, e.g. clays, micas or alkali metal silicates of kenyaite or magadiite type
    • C01B33/42—Micas ; Interstratified clay-mica products
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明提供了一种非可溶性钾矿的无氟提取方法，涉及矿石提取技术领域。本发明包括钾长石矿石的粉碎过程、磨矿过程、磁选过程和浮选过程。本发明采用硫酸在无氟弱酸性条件下以六偏磷酸钠配合油酸钠和十二胺组成的捕收剂来浮选钾长石，增加了钾长石表面疏水性，使钾长石得以上浮被选别出来，并且本发明采用的酸性较弱，硫酸的腐蚀性及成本相对氢氟酸低，因此，本发明提供的提取方法能够减少对设备的腐蚀以及对人体和环境的影响，降低生产成本，同时能够提取出高品质钾长石精矿，以及云母精矿和石英精矿，实现矿产资源综合利用。

Description

一种非可溶性钾矿的无氟提取方法
技术领域
本发明涉及矿石提取技术领域，特别涉及一种非可溶性钾矿的无氟提取方法。
背景技术
非水溶解性含钾岩石包括长石碎屑岩，如含钾砂岩、页岩、海绿石砂岩，以及伊利石粘土岩、水云母粘土岩(绿豆岩)，此外还有钾长石矿等。它们均含有不同程度的钾元素，其中钾长石主要产于花岗岩、花岗闪长岩、二长岩、正长岩、伟晶岩等岩石中。
我国钾长石矿资源丰富，在陶瓷坯料、陶瓷釉料、玻璃、电瓷、研磨材料及钾肥的生产中均有应用，目前主要应用于玻璃和陶器工业，两者合计占总用量的80～90％。加强钾长石矿石选矿提纯技术研究，合理开发和利用中低品位钾长石矿，实现钾长石矿资源的可持续发展，对于保障我国玻璃、陶瓷等行业生产及国民经济的健康发展意义重大。
影响钾长石选别的有害杂质矿物主要有粘土、石英、云母类、磷灰石、锆石、铁矿物等，由于杂质矿物特别是石英在物性、化学组成、结构构造等方面与钾长石相近，而且石英主要分布于碎裂钾长石的裂隙之中，部分与斜长石、白云母一起以集合体的形式充填于碎裂钾长石的裂隙之中，有些呈嵌晶状镶嵌于钾长石晶体中，所以钾长石和石英等杂质矿物的浮选分离比较困难。目前钾长石选矿技术主要以脱泥和除铁为主，在石英—钾长石浮选分离工艺中，最成熟的是采用氢氟酸、在pH值为2的条件下浮选长石，这一工艺需要强酸性的介质条件，造成设备腐蚀严重，且氟对人体及环境的不利影响也十分显著。
发明内容
有鉴于此，本发明目的在于提供一种非可溶性钾矿的无氟提取方法。本发明在无氟弱酸性条件下浮选钾长石，在实现矿产资源综合利用的同时，减少对设备的腐蚀以及对人体和环境的影响，并降低生产成本。
为了实现上述发明目的，本发明提供以下技术方案：
本发明提供了一种非可溶性钾矿的无氟提取方法，包括以下步骤：
(1)提供粒度小于1mm的钾长石矿石颗粒；
(2)将所述粒度小于1mm的钾长石矿石颗粒调浆，得到质量浓度为 60～65％的矿浆；然后对所述矿浆进行磨矿，使矿浆中粒度小于0.074mm的矿石颗粒达到矿石颗粒总质量的65～70％，然后再将所述磨矿后矿浆的质量浓度调至35～40％；
(3)对质量浓度为35～40％的矿浆进行湿式强磁选，分选出含铁矿物和第一中矿矿浆；
(4)在所述第一中矿矿浆中加入硫酸调节pH值至5.0～5.5，然后将所得第一弱酸性矿浆依次与第一捕收剂和2号油混合后充气进行第一浮选，分选出云母粗精矿，剩余第二中矿矿浆；所述第一捕收剂为煤油；
(5)将所述云母粗精矿调浆，然后对所得云母粗精矿矿浆充气进行第二浮选，分选出云母精矿，剩余第三中矿矿浆；所述第三中矿矿浆返至步骤 (4)与第一中矿矿浆混合；
(6)在所述第二中矿矿浆中加入硫酸调节pH值至4.0～5.0，然后将所得第二弱酸性矿浆依次与六偏磷酸钠和第二捕收剂混合充气进行第三浮选，分选出钾长石粗精矿，剩余矿浆依次进行过滤和滤渣烘干后得到石英精矿；所述第二捕收剂为油酸钠和十二胺的混合物；
(7)将所述钾长石粗精矿调浆，然后对所得钾长石粗精矿矿浆充气进行第四浮选，分选出钾长石精矿，剩余第四中矿矿浆；所述第四中矿矿浆返至步骤(6)与第二中矿矿浆混合。
优选地，所述步骤(1)提供粒度小于1mm的钾长石矿石颗粒的方法为：将钾长石矿石依次进行粗碎、中碎、细碎和筛分，得到粒度小于1mm的矿石颗粒。
优选地，所述粗碎得到粗矿石颗粒的粒度小于15mm；所述中碎得到中矿石颗粒的粒度小于6mm；所述细碎得到细矿石颗粒的粒度小于2mm；
所述粗碎通过粗碎鄂式破碎机进行，所述中碎通过中碎鄂式破碎机进行，所述细碎通过辊式粉碎机进行；所述筛分用筛子的孔径为1mm。
优选地，所述步骤(3)中湿式强磁选的磁场强度为11000～12000Oe。
优选地，所述步骤(4)中硫酸的质量浓度为3～5％，所述硫酸在每吨第一中矿矿浆中加入350～450g；所述第一捕收剂在每吨第一中矿矿浆中加入 130～150g；所述2号油在每吨第一中矿矿浆中加入10～20g。
优选地，所述步骤(6)中硫酸的质量浓度为3～5％，所述硫酸在每吨第二中矿矿浆中加入500～800g。
优选地，所述步骤(6)中的六偏磷酸钠在每吨第二中矿矿浆中加入 200～250g。
优选地，所述步骤(6)中第二捕收剂在每吨第二中矿矿浆中加入 100～150g；所述第二捕收剂中油酸钠和十二胺的质量比为1：4。
优选地，所述步骤(6)在过滤前，还包括将所述剩余矿浆继续与第二捕收剂混合进行充气，浮选出钾长石粗精矿。
优选地，所述第二捕收剂在每吨剩余矿浆中加入50～70g。
本发明提供了一种非可溶性钾矿的无氟提取方法，包括钾长石矿石的粉碎过程、磨矿过程、磁选过程和浮选过程。本发明采用硫酸在无氟弱酸性条件下以六偏磷酸钠配合油酸钠和十二胺组成的捕收剂来浮选钾长石，在弱酸性条件下钾长石表面荷负电，石英表面不荷电，十二胺阳离子捕收剂率先吸附在钾长石表面负电荷区，油酸根阴离子捕收剂再与吸附的胺类捕收剂络合，共吸附在长石表面，而矿浆中加入的六偏磷酸钠水解产生的六偏磷酸盐离子解吸了石英表面吸附强度不高的油酸根，并阻止十二胺阳离子的吸附，从而造成石英的抑制，增加了钾长石表面疏水性，使钾长石得以上浮被选别出来。本发明采用硫酸在无氟弱酸性条件下浮选钾长石，酸性减弱，且硫酸的腐蚀性及成本相对氢氟酸低，因此，本发明提供的提取方法能够减少对设备的腐蚀以及对人体和环境的影响，降低生产成本，并且，能够提取出高品质钾长石精矿，实现矿产资源综合利用。
实施例结果表明，采用本发明方法提取出的钾长石精矿产率为65～68％，钾长石精矿中K2O含量为11～13％，Na2O含量为3～4％。
附图说明
图1为本发明提供的非可溶性钾矿的无氟提取方法的流程图。
具体实施方式
本发明提供了一种非可溶性钾矿的无氟提取方法，其特征在于，包括以下步骤：
(1)提供粒度小于1mm的钾长石矿石颗粒；
(2)将所述粒度小于1mm的钾长石矿石颗粒调浆，得到质量浓度为 60～65％的矿浆；然后对所述矿浆进行磨矿，使矿浆中粒度小于0.074mm的矿石颗粒达到矿石颗粒总质量的65～70％，然后再将所述磨矿后矿浆的质量浓度调至35～40％；
(3)对质量浓度为35～40％的矿浆进行湿式强磁选，分选出含铁矿物和第一中矿矿浆；
(4)在所述第一中矿矿浆中加入硫酸调节pH值至5.0～5.5，然后将所得第一弱酸性矿浆依次与第一捕收剂和2号油混合后充气进行第一浮选，分选出云母粗精矿，剩余第二中矿矿浆；所述第一捕收剂为煤油；
(5)将所述云母粗精矿调浆，然后对所得云母粗精矿矿浆充气进行第二浮选，分选出云母精矿，剩余第三中矿矿浆；所述第三中矿矿浆返至步骤 (4)与第一中矿矿浆混合；
(6)在所述第二中矿矿浆中加入硫酸调节pH值至4.0～5.0，然后将所得第二弱酸性矿浆依次与六偏磷酸钠和第二捕收剂混合充气进行第三浮选，分选出钾长石粗精矿，剩余矿浆依次进行过滤和滤渣烘干后得到石英精矿；所述第二捕收剂为油酸钠和十二胺的混合物；
(7)将所述钾长石粗精矿调浆，然后对所得钾长石粗精矿矿浆充气进行第四浮选，分选出钾长石精矿，剩余第四中矿矿浆；所述第四中矿矿浆返至步骤(6)与第二中矿矿浆混合。
本发明提供粒度小于1mm的钾长石矿石颗粒。在本发明中，所述提供粒度小于1mm的钾长石矿石颗粒的方法优选为：将钾长石矿石依次进行粗碎、中碎、细碎和筛分，得到粒度小于1mm的矿石颗粒。在本发明中，所述粗碎得到粗矿石颗粒的粒度小于15mm；所述中碎得到中矿石颗粒的粒度小于6mm；所述细碎得到细矿石颗粒的粒度小于2mm；所述粗碎通过粗碎鄂式破碎机进行，所述中碎通过中碎鄂式破碎机进行，所述细碎通过辊式粉碎机进行；所述筛分用筛子的孔径为1mm。所述筛分后，粒度大于1mm的矿石返回至辊式粉碎机继续破碎。本发明对所述粗碎鄂式破碎机、中碎鄂式破碎机和辊式粉碎机没有特别的要求，采用本领域技术人员熟知的相应设备即可，在本发明具体实施例中，所述粗碎鄂式破碎机的型号为RK400*300，所述中碎鄂式破碎机的型号为RK330*200。
得到粒度小于1mm的钾长石矿石颗粒后，本发明将所述矿石颗粒调浆，得到质量浓度为60～65％的矿浆；然后对所述矿浆进行磨矿，使矿浆中粒度小于0.074mm的矿石颗粒达到矿石颗粒总质量的65～70％，然后再将所述磨矿后矿浆的质量浓度调至35～40％。本发明对所述调浆的具体方法没有特别的要求，采用本领域技术人员熟知的调浆方法即可。在本发明中，所述磨矿采用磨棒机进行；本发明对所述磨棒机没有特别的要求，采用本领域技术人员熟知的磨棒机即可。磨矿后，所述磨矿矿浆中小于0.074mm的矿石颗粒优选达到矿石颗粒总质量的66～68％。本发明在磨矿后再将矿浆的质量浓度调至35～40％，使矿浆浓度达到后续用磁选机适宜的分选浓度。
得到质量浓度35～40％的矿浆后，本发明对所述质量浓度为35～40％的矿浆进行湿式强磁选，分选出含铁矿物和第一中矿矿浆。在本发明中，所述湿式强磁选的磁场强度优选为11000～12000Oe，更优选为11500Oe。在本发明中，所述湿式磁选优选在强磁选机中进行；在本发明具体实施例中，所述强磁选机的型号为RK/XCSQ-50*70。
分选出第一中矿矿浆后，本发明在所述第一中矿矿浆中加入硫酸调节 pH值至5.0～5.5，然后将所得第一弱酸性矿浆依次与第一捕收剂和2号油混合后充气进行第一浮选，分选出云母粗精矿，剩余第二中矿矿浆；所述第一捕收剂为煤油。在本发明中，所述第一浮选优选在浮选机中进行。在本发明中，所述硫酸的质量浓度优选为3～5％，所述硫酸在每吨第一中矿矿浆中优选加入350～450g，更优选380～400g。在本发明中，所述第一弱酸性矿浆的 pH值可以为5.0、5.1、5.2、5.3、5.4和5.5；加入所述硫酸后，本发明优选将所得第一弱酸性矿浆搅拌3～5min后，再加入第一捕收剂。在本发明中，所述第一捕收剂在每吨第一中矿矿浆中优选加入130～150g，更优选 135～145g；加入捕收剂后，本发明优选将加入捕收剂的矿浆搅拌3～5min后加入2号油，然后再继续搅拌1～2min后对所得矿浆充气(空气)，以使第一捕收剂与矿浆中的矿物颗粒充分作用，扩大各矿物颗粒之间的可浮性差异。在本发明中，所述2号油(松醇油)作为起泡剂；每升所述第一中矿矿浆的充气量优选为160～200M3。在本发明中，在pH值为5.0～5.5的弱酸性条件下，煤油易选择性地在云母矿石表面形成疏水层，疏水云母颗粒随着气泡上浮至矿浆表面形成泡沫层，由刮板将泡沫层刮出，即可浮选得到云母粗精矿，其他不能上浮的颗粒，主要是含钾长石、石英以及其他一些杂质矿物，则留在矿浆中形成第二中矿矿浆。
得到云母粗精矿后，本发明将所述云母粗精矿调浆，然后对所得云母粗精矿矿浆充气进行第二浮选，分选出云母精矿，剩余第三中矿矿浆。在本发明中，所述云母粗精矿矿浆的质量浓度优选为28～33％。在本发明中，所述第二浮选的过程中不加入捕收剂；每升所述云母粗精矿矿浆的充气量优选为 160～200M3。在本发明中，云母颗粒由于可浮性好而随着气泡上浮至矿浆表面形成泡沫层，由刮板刮出泡沫层；所述泡沫层优选依次进行过滤和烘干后，得到云母精矿；其他不能上浮的矿物则留在矿浆中，形成第三中矿矿浆，所述第三中矿矿浆返至上述方案浮选云母粗精矿的步骤中与第一中矿矿浆混合。
得到第二中矿矿浆后，本发明在所述第二中矿矿浆中加入硫酸调节pH 值至4.0～5.0，然后将所得第二弱酸性矿浆依次与六偏磷酸钠和第二捕收剂混合充气进行第三浮选，分选出钾长石粗精矿，剩余矿浆依次进行过滤和滤渣烘干后得到石英精矿；所述第二捕收剂为油酸钠和十二胺的混合物。在本发明中，所述硫酸的质量浓度优选为3～5％，所述硫酸在每吨第二中矿矿浆中优选加入500～800g，更优选600～700g。在本发明中，所述第二弱酸性矿浆的pH值具体地可以为4.0、4.5和5.0。加入所述硫酸后，本发明优选将所得第二弱酸性矿浆搅拌3～5min再加入六偏磷酸钠。在本发明中，所述六偏磷酸钠在每吨第二中矿矿浆中优选加入200～250g，更优选220～230g；本发明优选将加入六偏磷酸钠的矿浆搅拌3～5min后再加入第二捕收剂。在本发明中，所述第二捕收剂在每吨第二中矿矿浆中优选加入100～150g，更优选为 120g；所述第二捕收剂中油酸钠和十二胺的质量比优选为1：4。在pH值为 4.0～5.0的弱酸性条件下，钾长石表面荷负电，石英表面不荷电，十二胺阳离子捕收剂率先吸附在钾长石表面负电荷区，油酸根阴离子捕收剂再与吸附的胺类捕收剂络合，共吸附在长石表面，而矿浆中加入的六偏磷酸钠水解产生的六偏磷酸盐离子解吸了石英表面吸附强度不高的油酸根，并阻止十二胺阳离子的吸附，从而造成石英的抑制，增加了钾长石表面疏水性，使钾长石随着气泡得以上浮至矿浆表面形成泡沫层，由刮板将所述泡沫层刮出，即可浮选出钾长石粗精矿(记为第一钾长石粗精矿)。
在对所述剩余矿浆进行过滤之前，本发明还优选将所述剩余矿浆继续与第二捕收剂混合进行充气，所述第二捕收剂在每吨剩余矿浆中优选加入 50～70g，更优选为60g。本发明通过将所述剩余矿浆继续与第二捕收剂混合进行充气，从所述剩余矿浆中再次浮选出钾长石粗精矿(记为第二钾长石粗精矿)，其他不能上浮的矿物，主要为石英则留在矿浆中，依次进行过滤和烘干后得到石英精矿。本发明优选将浮选出的第一钾长石粗精矿和第二钾长石粗精矿合并。
浮选出钾长石粗精矿后，本发明将所述钾长石粗精矿调浆，然后对所得钾长石粗精矿矿浆充气进行第四浮选，分选出钾长石精矿，剩余第四中矿矿浆。在本发明中，所述钾长石粗精矿矿浆的质量浓度优选为27～30％。在本发明中，所述第四浮选的过程不加入捕收剂；每升所述钾长石粗精矿矿浆的充气量优选为160～200M3。在本发明中，所述充气优选在搅拌的条件下进行所述搅拌的速度优选为1850～2000r/min；充气后，钾长石颗粒随着气泡上浮至矿浆表面形成泡沫层，由刮板将所述泡沫层刮出，所述泡沫层优选依次进行过滤和干燥后，得到钾长石精矿；其他不能上浮的矿物则留在矿浆中，形成第四中矿矿浆，所述第四中矿矿浆返至上述方案浮选钾长石粗精矿的步骤中与第二中矿矿浆混合。
本发明采用硫酸在无氟弱酸性条件下浮选钾长石，酸性减弱，且硫酸的腐蚀性及成本相对氢氟酸低，因此，本发明提供的提取方法能够减少对设备的腐蚀以及对人体和环境的影响，降低生产成本，并且，能够提取出高品质钾长石精矿，以及云母精矿和石英精矿，实现矿产资源综合利用。
下面结合实施例对本发明提供的非可溶性钾矿的无氟提取方法进行详细的说明，但是不能把它们理解为对本发明保护范围的限定。
实施例1
本实施例的钾长石原矿采自青海某钾长石矿，岩石中矿物主要有钾长石(微斜长石、正长石、正条纹长石)、石英，另外有少量白云母、黑云母、磷灰石、锆石和金属矿物(包括铁质物质)等。原矿分析表明，矿石中钾长石的含量74.5wt.％，斜长石含量9.17wt.％，石英含量9.75wt.％，云母含量 5.67wt.％。对该钾长石原矿进行提取的方法如下：
(1)首先将钾长石原矿用粗碎鄂式破碎机(型号RK400*300)破碎至粒度小于15mm的矿石，然后将粒度小于15mm的矿石放入中碎鄂式破碎机 (型号RK330*200)破碎至粒度小于6mm的矿石，再将粒度小于6mm的矿石用辊式粉碎机破碎，破碎后的矿石用直径1mm筛孔的筛子进行筛分，大于1mm的矿石返回到辊式粉碎机继续破碎，如此循环至所有矿石粒度均小于1mm；
(2)将破碎得到粒度均小于1mm的矿石调浆，得到质量浓度为65％的矿浆；然后对所述矿浆进行磨矿，使矿浆中粒度小于0.074mm的矿石颗粒达到矿石颗粒总质量的68％，然后再将矿浆的质量浓度调至38％；
(3)将调制好的矿浆在强磁选机进行湿式强磁选，磁场强度选择11000 Oe，分选出含铁矿物和第一中矿矿浆两种产品；
(4)磁选分选出的第一中矿矿浆进入浮选机：
(4.1)首先进行云母的浮选粗选：按照350克/吨的量向第一中矿矿浆中加入质量浓度为5％的硫酸，矿浆pH值调至5.5，搅拌3min后加捕收剂煤油(130克/吨)，搅拌3min后加入起泡剂2号油(15克/吨)搅拌1min 后充气，泡沫由刮板刮出，产出云母粗精矿，其它不能上浮的矿物留在矿浆中，形成第二中矿矿浆；
(4.2)云母精选：云母粗精矿不加捕收剂调浆搅拌3min后充气，泡沫由刮板刮出，过滤、烘干后形成云母精矿产品，其它不能上浮的矿物留在矿浆中，形成第三中矿矿浆，将第三中矿矿浆返回与第一中矿矿浆合并；
(4.3)钾长石的粗选：按照550克/吨的量向第二中矿矿浆中加质量浓度为5％的硫酸、矿浆pH值调至5.0，搅拌3min后，加六偏磷酸钠200克/ 吨，搅拌3min后，加入油酸钠和十二胺混合捕收剂(120克/吨，混合捕收剂中油酸钠和十二胺的质量比为1：4)充气进行钾长石一段粗选作业，钾长石颗粒随着气泡上浮至矿浆表面形成泡沫层，由刮板刮出，产出第一钾长石粗精矿；向剩余矿浆中继续加入油酸钠和十二胺混合捕收剂(60克/吨，混合捕收剂中油酸钠和十二胺的质量比为1：4)，并搅拌充气，进行钾长石二段粗选作业，钾长石颗粒随着气泡上浮至矿浆表面形成泡沫层，由刮板刮出，产出第二钾长石粗精矿，其它不能上浮的矿物则留在矿浆中，主要为石英，过滤、烘干后形成石英精矿产品；
(4.4)钾长石粗精矿精选：将第一钾长石粗精矿和第二钾长石粗精矿合并，不加捕收剂搅拌充气后，进行钾长石粗精矿精选，泡沫由刮板刮出，过滤、烘干后形成钾长石精矿产品；其它不能上浮的矿物则留在矿浆中，形成第四中矿矿浆，将第四中矿矿浆返回与与第二中矿矿浆合并。
实施例2
实施例2与实施例1的不同之处在于：
(4.3)钾长石的粗选：按照650克/吨的量向第二中矿矿浆中加质量浓度为5％的硫酸、矿浆pH值调至4.5，其他同于实施例1。
实施例3
实施例3与实施例1的不同之处在于：
(4.3)钾长石的粗选：按照800克/吨的量向第二中矿矿浆中加质量浓度为5％的硫酸、矿浆pH值调至4.0，其他同于实施例1。
实施例4
实施例4与实施例1的不同之处在于：
(4.3)钾长石的粗选：按照650克/吨的量向第二中矿矿浆中加质量浓度为5％的硫酸、矿浆pH值调至4.5，搅拌3min后，加六偏磷酸钠250克/ 吨，其他同于实施例1。
实施例5
实施例5与实施例1的不同之处在于：
(4.3)钾长石的粗选：按照650克/吨的量向第二中矿矿浆中加质量浓度为5％的硫酸、矿浆pH值调至4.5，搅拌3min后，加六偏磷酸钠200克/ 吨，搅拌3min后，加入油酸钠和十二胺混合捕收剂(150克/吨，混合捕收剂中油酸钠和十二胺的质量比为1：4)充气进行钾长石一段粗选作业，其他同于实施例1。
对实施例1～5提取出的钾长石精矿、云母精矿和石英精矿分别进行成分检测，检测结果见表1：
表1实施例1～5提取出的钾长石精矿、云母精矿和石英精矿的成分
Figure RE-GDA0002595483260000101
Figure RE-GDA0002595483260000111
从表1结果可以看出，本发明采用原矿磁选-无氟弱酸浮选工艺进行钾长石矿的选矿提纯，分别得到高品质钾钠长石精矿，云母精矿、以及石英精矿，在保证资源综合利用的前提下，减少了对设备和环境的影响，并且生产成本得以降低，从而有效的说明了本发明磁选-无氟弱酸浮选工艺的优越性。
以上所述仅是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以做出若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。

Claims (10)

1.一种非可溶性钾矿的无氟提取方法，包括以下步骤：
(1)提供粒度小于1mm的钾长石矿石颗粒；
(2)将所述粒度小于1mm的钾长石矿石颗粒调浆，得到质量浓度为60～65％的矿浆；然后对所述矿浆进行磨矿，使矿浆中粒度小于0.074mm的矿石颗粒达到矿石颗粒总质量的65～70％，然后再将所述磨矿后矿浆的质量浓度调至35～40％；
(3)对质量浓度为35～40％的矿浆进行湿式强磁选，分选出含铁矿物和第一中矿矿浆；
(4)在所述第一中矿矿浆中加入硫酸调节pH值至5.0～5.5，然后将所得第一弱酸性矿浆依次与第一捕收剂和2号油混合后充气进行第一浮选，分选出云母粗精矿，剩余第二中矿矿浆；所述第一捕收剂为煤油；
(5)将所述云母粗精矿调浆，然后对所得云母粗精矿矿浆充气进行第二浮选，分选出云母精矿，剩余第三中矿矿浆；所述第三中矿矿浆返至步骤(4)与第一中矿矿浆混合；
(6)在所述第二中矿矿浆中加入硫酸调节pH值至4.0～5.0，然后将所得第二弱酸性矿浆依次与六偏磷酸钠和第二捕收剂混合充气进行第三浮选，分选出钾长石粗精矿，剩余矿浆依次进行过滤和滤渣烘干后得到石英精矿；所述第二捕收剂为油酸钠和十二胺的混合物，所述第二捕收剂中油酸钠和十二胺的质量比为1：4；
(7)将所述钾长石粗精矿调浆，然后对所得钾长石粗精矿矿浆充气进行第四浮选，分选出钾长石精矿，剩余第四中矿矿浆；所述第四中矿矿浆返至步骤(6)与第二中矿矿浆混合。
2.根据权利要求1所述的提取方法，其特征在于，所述步骤(1)提供粒度小于1mm的钾长石矿石颗粒的方法为：将钾长石矿石依次进行粗碎、中碎、细碎和筛分，得到粒度小于1mm的矿石颗粒。
3.根据权利要求2所述的提取方法，其特征在于，所述粗碎得到粗矿石颗粒的粒度小于15mm；所述中碎得到中矿石颗粒的粒度小于6mm；所述细碎得到细矿石颗粒的粒度小于2mm；
所述粗碎通过粗碎鄂式破碎机进行，所述中碎通过中碎鄂式破碎机进行，所述细碎通过辊式粉碎机进行；所述筛分用筛子的孔径为1mm。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤(3)中湿式强磁选的磁场强度为11000～12000Oe。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤(4)中硫酸的质量浓度为3～5％，所述硫酸在每吨第一中矿矿浆中加入350～450g；所述第一捕收剂在每吨第一中矿矿浆中加入130～150g；所述2号油在每吨第一中矿矿浆中加入10～20g。
6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤(6)中硫酸的质量浓度为3～5％，所述硫酸在每吨第二中矿矿浆中加入500～800g。
7.根据权利要求1或6所述的方法，其特征在于，所述步骤(6)中的六偏磷酸钠在每吨第二中矿矿浆中加入200～250g。
8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤(6)中第二捕收剂在每吨第二中矿矿浆中加入100～150g。
9.根据权利要求1或8所述的方法，其特征在于，所述步骤(6)在过滤前，还包括将所述剩余矿浆继续与第二捕收剂混合进行充气，浮选出钾长石粗精矿。
10.根据权利要求9所述的方法，其特征在于，所述第二捕收剂在每吨剩余矿浆中加入50～70g。
CN202010265013.7A 2020-04-03 2020-04-03 一种非可溶性钾矿的无氟提取方法 Active CN113493210B (zh)

Priority Applications (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202010265013.7A CN113493210B (zh) 2020-04-03 2020-04-03 一种非可溶性钾矿的无氟提取方法
NL2025809A NL2025809B1 (en) 2020-04-03 2020-06-11 Fluorine-free extraction method for insoluble potassium ore

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202010265013.7A CN113493210B (zh) 2020-04-03 2020-04-03 一种非可溶性钾矿的无氟提取方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN113493210A CN113493210A (zh) 2021-10-12
CN113493210B true CN113493210B (zh) 2022-11-18

Family

ID=72175418

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202010265013.7A Active CN113493210B (zh) 2020-04-03 2020-04-03 一种非可溶性钾矿的无氟提取方法

Country Status (2)

Country Link
CN (1) CN113493210B (zh)
NL (1) NL2025809B1 (zh)

Families Citing this family (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN115849393A (zh) * 2022-08-01 2023-03-28 西南科技大学 一种高纯石英以及制备方法

Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN105597926A (zh) * 2015-12-29 2016-05-25 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 一种含铷长石矿的选矿方法

Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN105597926A (zh) * 2015-12-29 2016-05-25 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 一种含铷长石矿的选矿方法

Also Published As

Publication number Publication date
NL2025809B1 (en) 2022-10-25
NL2025809A (en) 2020-08-12
CN113493210A (zh) 2021-10-12

Similar Documents

Publication Publication Date Title
WO2021179862A1 (zh) 一种中低品位混合型胶磷矿的选矿工艺
CN104689913B (zh) 一种多晶系硫铁矿混合回收的方法
CN109453891B (zh) 一种高倍半胶磷矿螺旋溜槽重浮联合工艺
CN111389598B (zh) 一种从稀有金属选矿尾矿中回收云母和长石石英的方法
CN104261361A (zh) 一种低品位难选泥质磷矿的洗矿正浮选方法
CN1869258A (zh) 一种铝土矿脱硅的并联浮选方法
CN103949318A (zh) 低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨混合浮选方法
CN106583051B (zh) 一种锂铌钽多金属资源全泥浮选共富集回收的方法
CN105032598A (zh) 一种从高钙云母型含钒石煤中浮选预富集钒的方法
CN103949350A (zh) 一种低品级硅钙质胶磷矿的细筛再磨分级浮选方法
CN110404667A (zh) 一种从风化高泥碳酸盐型铌多金属矿中回收富钙烧绿石的方法
CN104128244B (zh) 从铁尾矿中回收铁精矿的方法及所得铁精矿
CN103831170A (zh) 一种难选硅钙质胶磷矿的浮选方法
CN109317305A (zh) 一种含硫铝土矿重选脱硫方法
CN104624360A (zh) 在中性条件下分选蓝晶石族矿物的组合药剂及方法
CN113493210B (zh) 一种非可溶性钾矿的无氟提取方法
CN111468302A (zh) 一种选矿抑制剂以及钼粗精矿的提纯方法
CN109261372A (zh) 一种分步回收萤石和重晶石的方法
CN110465412B (zh) 一种辉钼矿选矿抑制剂及其制备方法
CN107335531A (zh) 一种摇床分选磷矿的方法
CN109107751B (zh) 一种从低品位钾钠长石矿的浮选除杂工艺
CN104907163A (zh) 一种细粒嵌布的含钒炭质页岩的选矿方法
CN112844818B (zh) 一种铜锌硫化矿选矿分离的方法
CN113289768B (zh) 一种高效的芒硝石膏浮选提纯工艺
CN109465115B (zh) 一种细脉浸染状低品位斑岩型铜矿的选矿方法

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
CB03 Change of inventor or designer information
CB03 Change of inventor or designer information

Inventor after: Zhao Yuqing

Inventor after: Xiong Xin

Inventor after: Zhou Wei

Inventor after: Ying Yongpeng

Inventor after: Sun Xiaohua

Inventor before: Sun Xiaohua

Inventor before: Zhao Yuqing

Inventor before: Zhou Wei

Inventor before: Xiong Xin

Inventor before: Ying Yongpeng

GR01 Patent grant
GR01 Patent grant