一種利用無氟堿法從黃金浮選尾礦中回收長石的方法
【技術(shù)領(lǐng)域】
[0001] 本發(fā)明屬于尾礦處理技術(shù)領(lǐng)域，尤其涉及一種利用無氟堿法從黃金浮選尾礦中回 收長石的方法。
【背景技術(shù)】
[0002] 山東招遠(yuǎn)地區(qū)的黃金礦山每年外排尾礦量約為600多萬噸。每到氣候較干燥的時 節(jié)，尾礦粉塵對環(huán)境的污染十分嚴(yán)重。為了解決浮選尾礦對環(huán)境的影響和危害，目前主要采 取尾礦庫覆土改造、尾礦充填、生產(chǎn)粘土磚等措施來緩解選礦尾礦對環(huán)境的影響。然而，黃 金浮選尾礦中含有較大成分的可供回收利用的有價礦物，其成分如表1所示。
[0003] 表 1
[0004]
[0005] 由表1看出，黃金浮選尾礦中石英礦物和長石礦物的總含量高達(dá)85%，石英和長 石可用作玻璃和陶瓷行業(yè)的原料。若能實現(xiàn)石英和長石的綜合利用，不僅能顯著減少黃金 浮選尾礦的排放量，進(jìn)而減輕環(huán)境污染和尾礦庫堆存的壓力，而且可實現(xiàn)礦產(chǎn)資源的綜合 利用，增加企業(yè)的經(jīng)濟(jì)效益。
[0006] 經(jīng)試驗研究得知，黃金浮選尾礦主要存在的問題有：
[0007] 1、尾礦粒度較粗，其中石英主要分布在中等和粗粒級，長石則主要分布在細(xì)粒級 中，粗粒級中還存在少量長石和石英等的連生體，其粒度篩分結(jié)果見表2 ;
[0008] 表 2
[0009]
[0010] 由表2可見，黃金浮選尾礦中，-o. 074mm粒級含量僅占18. 01%，而+0. 15mm粒級 的含量則高達(dá)60. 98 % ;+0. 15mm粒級中，Al2O3和SiO2的占有率分別為64. 18 %和59. 78 %。 此外，在+〇? 15mm粒級中，還存在少量粒度大于Imm左右的過大顆粒。由此可見，對這種粒 度組成相對較粗的物料直接進(jìn)行浮選，一方面是粗顆粒較難浮選，會影響浮選產(chǎn)品的質(zhì)量 及回收率，另一方面是粗粒徑條件下，石英和長石之間很難解離，也會影響浮選指標(biāo)。
[0011] 2、尾礦中長石的風(fēng)化嚴(yán)重，在磨礦過程中，部分長石還會形成"二次礦泥"，在脫泥 和脫雜過程中造成長石的損失。
[0012] 3、尾礦中含有一定量的碳酸鹽和鐵礦物及其他雜物，會增加分離提取石英和長石 的難度。
[0013] 基于黃金浮選尾礦存在的種種問題，亟需一種從黃金浮選尾礦中有效地、高效回 收石英和長石的方法。

【發(fā)明內(nèi)容】

[0014] 本發(fā)明針對上述現(xiàn)有技術(shù)存在的不足，提供一種利用無氟堿法從黃金浮選尾礦中 回收長石的方法。
[0015] 本發(fā)明解決上述技術(shù)問題的技術(shù)方案如下：一種利用無氟堿法從黃金浮選尾礦中 回收長石的方法，步驟如下：
[0016] (1)磨礦：將黃金浮選尾礦磨碎至細(xì)度為-0? 074mm粒級含量占有65% -70% ;
[0017](2)沉降脫泥：將步驟⑴的尾礦調(diào)漿至其濃度為26. 10%，沉降脫泥2min;
[0018] (3)浮選脫雜：向經(jīng)脫泥的尾礦衆(zhòng)液加入浮選機(jī)中，并加入750g/t碳酸鈉和300g/ tY0A，進(jìn)行第一次浮選，分別得雜質(zhì)和粗產(chǎn)品I;將粗產(chǎn)品I進(jìn)行第二次浮選，加入200g/t 的Y0A，得雜質(zhì)和粗產(chǎn)品II;將粗產(chǎn)品II進(jìn)行第三次浮選，加入200g/t的Y0A，得雜質(zhì)和粗產(chǎn) 品III;將粗產(chǎn)品III進(jìn)行第四次浮選，加入100g/t的Y0A，得到石英與長石的混合精礦；
[0019] (4)分離石英與長石：向浮選機(jī)中加入300g/t氫氧化鈉和30g/t氯化鈣，對石英 長石混合物進(jìn)行第一次浮選，得石英和長石粗品I;將長石粗品I進(jìn)行第二次浮選，加入 50g/t的Y0A，得石英和長石粗產(chǎn)品II;將長石粗品II進(jìn)行第三次浮選，加入50g/t的Y0A， 得石英和長石精礦；將三次浮選所得石英混合得低品質(zhì)石英；
[0020] 其中，長石精礦的Al2O3品位為17. 98%，SiO2S位為68. 76%，K20+Na20含量為 10. 58%，F(xiàn)e2O3含量為0. 46%;低品質(zhì)石英的Al203品位為7. 07%，SiO2S位為81. 59%， K2ONa2O含量為 4. 87 %，F(xiàn)e2O3含量為 0. 43 %。
[0021] 其中，所述的YOA為油酸鈉與十二胺按摩爾比10:1混合。
[0022] 在上述技術(shù)方案的基礎(chǔ)上，本發(fā)明還可以做如下改進(jìn)。
[0023] 進(jìn)一步，還包括步驟（5):將步驟⑷得到的長石加入磁選機(jī)中，磁場強(qiáng)度為 956KA/m，將鐵雜質(zhì)分離出來。
[0024] 采用上述進(jìn)一步方案的有益效果是，沉降脫泥和浮選脫雜已經(jīng)將尾礦中的大部分 鐵雜質(zhì)脫除，再進(jìn)行磁選，能夠進(jìn)一步脫除少量鐵雜質(zhì)，得到高品質(zhì)長石。
[0025] 本發(fā)明的有益效果是：本發(fā)明采用沉降脫泥方法在脫除有害礦泥的同時，也脫除 了部分鐵雜質(zhì)；采用碳酸鈉作為調(diào)整劑，對石英和長石的浮選起到抑制的作用，采用YOA作 為捕收劑，較明顯地脫除了尾礦中的碳酸鹽礦物雜質(zhì)，同時部分鐵雜質(zhì)也得以脫除；通過 增加浮選脫雜的作業(yè)次數(shù)，鐵及其他雜質(zhì)的脫除率明顯增大，氧化鋁和氧化硅的品位得到 大大提尚；米用氛氧化納和氣化I丐結(jié)合，提尚對石英的選擇性活化，達(dá)到提尚長石的回收 率和氧化鋁的品位；本發(fā)明的長石回收率為46. 46%、Al2O3品位為17. 98%、SiO2品位為 68. 76%、K20+Na20含量為10. 58%、Fe203含量為0. 46%，達(dá)到陶瓷II級原料的質(zhì)量標(biāo)準(zhǔn)；低 品質(zhì)石英回收率為28. 79%、Al2O3品位為7.07%、S102品位為81. 59%、K20+Na20含量為 4. 87 %、Fe2O3含量為0. 43 %，可按石英長石混合產(chǎn)品銷售。
【附圖說明】
[0026] 圖1為本發(fā)明的工藝流程圖。
【具體實施方式】
[0027] 以下結(jié)合實例對本發(fā)明的原理和特征進(jìn)行描述，所舉實例只用于解釋本發(fā)明，并 非用于限定本發(fā)明的范圍。
[0028] 實施例1
[0029] 采用山東招遠(yuǎn)黃金礦山外排的尾礦，從中回收長石的方法，步驟如下：
[0030] (1)磨礦：將黃金浮選尾礦磨碎至細(xì)度為-0? 074mm粒級含量占有70% ;
[0031] (2)沉降脫泥：將步驟⑴的尾礦調(diào)漿至其濃度為26. 10 %，沉降脫泥2min;
[0032] (3)浮選脫雜：向經(jīng)脫泥的尾礦衆(zhòng)液加入浮選機(jī)中，并加入750g/t碳酸鈉和300g/ tY0A，進(jìn)行第一次浮選，分別得雜質(zhì)和粗產(chǎn)品I;將粗產(chǎn)品I進(jìn)行第二次浮選，加入200g/t 的Y0A，得雜質(zhì)和粗產(chǎn)品II;將粗產(chǎn)品II進(jìn)行第三次浮選，加入200g/t的Y0A，得雜質(zhì)和粗產(chǎn) 品III;將粗產(chǎn)品III進(jìn)行第四次浮選，加入100g/t的Y0A，得到石英與長石的混合精礦；
[0033] (4)分離石英與長石：向浮選機(jī)中加入300g/t氫氧化鈉和30g/t氯化鈣，對石英 長石混合物進(jìn)行第一次浮選，得石英和長石粗品I;將長石粗品I進(jìn)行第二次浮選，加入 50g/t的Y0A，得石英和長石粗產(chǎn)品II;將長石粗品II進(jìn)行第三次浮選，加入50g/t的Y0A， 得石英和長石精礦；將三次浮選所得石英混合得低品質(zhì)石英；
[0034] 其中，長石精礦的Al2O3品位為17. 98%，SiO2S位為68. 76%，K20+Na20含量為 10. 58%，F(xiàn)e2O3含量為0. 46%;低品質(zhì)石英的Al203品位為7. 07%，SiO2S位為81. 59%， K2ONa2O含量為 4. 87%，F(xiàn)e2O3含量為 0. 43% ;
[0035] 其中，所述的YOA為油酸鈉與十二胺按摩爾比10:1混合。
[0036] 以上所述僅為本發(fā)明的較佳實施例，并不用以限制本發(fā)明，凡在本發(fā)明的精神和 原則之內(nèi)，所作的任何修改、等同替換、改進(jìn)等，均應(yīng)包含在本發(fā)明的保護(hù)范圍之內(nèi)。
【主權(quán)項】
1. 一種利用無氟堿法從黃金浮選尾礦中回收長石的方法，其特征在于，步驟如下： (1) 磨礦：將黃金浮選尾礦磨碎至細(xì)度為-0. 074mm粒級含量占有65% -70% ; (2) 沉降脫泥：將步驟（1)的尾礦調(diào)漿至其濃度為26. 10%，沉降脫泥2min ; (3) 浮選脫雜：向經(jīng)脫泥的尾礦衆(zhòng)液加入浮選機(jī)中，并加入750g/t碳酸鈉和300g/t YOA，進(jìn)行第一次浮選，分別得雜質(zhì)和粗產(chǎn)品I ;將粗產(chǎn)品I進(jìn)行第二次浮選，加入200g/t 的YOA，得雜質(zhì)和粗產(chǎn)品II ;將粗產(chǎn)品II進(jìn)行第三次浮選，加入200g/t的YOA，得雜質(zhì)和粗產(chǎn) 品III ;將粗產(chǎn)品III進(jìn)行第四次浮選，加入100g/t的YOA，得到石英與長石的混合精礦； (4) 分離石英與長石：向浮選機(jī)中加入300g/t氫氧化鈉和30g/t氯化鈣，對石英長石 混合物進(jìn)行第一次浮選，得石英和長石粗品I ;將長石粗品I進(jìn)行第二次浮選，加入50g/t 的Y0A，得石英和長石粗產(chǎn)品II ;將長石粗品II進(jìn)行第三次浮選，加入50g/t的Y0A，得石英 和長石精礦；將三次浮選所得石英混合得低品質(zhì)石英； 其中，長石精礦的Al2O3品位為17. 98 %，SiO 2品位為68. 76 %，K 20+Na20含量為 10. 58%，F(xiàn)e2O3含量為0. 46% ;低品質(zhì)石英的Al 203品位為7. 07%，SiO2S位為81. 59%， K2ONa2O 含量為 4. 87%，F(xiàn)e2O3含量為 0. 43% ; 所述的YOA為油酸鈉與十二胺按摩爾比10:1混合。2. 根據(jù)權(quán)利要求1所述的方法，其特征在于，還包括步驟（5):將步驟（4)得到的長石 加入磁選機(jī)中，磁場強(qiáng)度為956KA/m，將鐵雜質(zhì)進(jìn)一步分離出來。
【專利摘要】本發(fā)明涉及一種利用無氟堿法從黃金浮選尾礦中回收長石的方法。本發(fā)明采用沉降脫泥方法在脫除有害礦泥的同時，也脫除了部分鐵雜質(zhì)；采用碳酸鈉作為調(diào)整劑，對石英和長石的浮選起到抑制的作用，采用YOA作為捕收劑，較明顯地脫除了尾礦中的碳酸鹽礦物雜質(zhì)，同時部分鐵雜質(zhì)也得以脫除；通過增加浮選脫雜的作業(yè)次數(shù)，鐵及其他雜質(zhì)的脫除率明顯增大，氧化鋁和氧化硅的品位得到大大提高；采用氫氧化鈉和氯化鈣結(jié)合，提高對石英的選擇性活化，達(dá)到提高長石的回收率和氧化鋁的品位；本發(fā)明的長石回收率為46.46％，低品質(zhì)石英回收率為28.79％，長石達(dá)到陶瓷Ⅱ級原料的質(zhì)量標(biāo)準(zhǔn)，低品質(zhì)石英可按石英長石混合產(chǎn)品銷售。
【IPC分類】B03D1/018
【公開號】CN105057113
【申請?zhí)枴緾N201510478156
【發(fā)明人】王毓華, 蘭香平
【申請人】山東華晟投資有限公司
【公開日】2015年11月18日
【申請日】2015年8月7日