一种利用无氟碱法从黄金浮选尾矿中回收长石的方法
【技术领域】
[0001] 本发明属于尾矿处理技术领域，尤其涉及一种利用无氟碱法从黄金浮选尾矿中回 收长石的方法。
【背景技术】
[0002] 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。
[0003] 表 1
[0004]
[0005] 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。
[0006] 经试验研究得知，黄金浮选尾矿主要存在的问题有：
[0007] 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 ;
[0008] 表 2
[0009]
[0010] 由表2可见，黄金浮选尾矿中，-o. 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+〇? 15mm粒级中，还存在少量粒度大于Imm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。
[0011] 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。
[0012] 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。
[0013] 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】
[0014] 本发明针对上述现有技术存在的不足，提供一种利用无氟碱法从黄金浮选尾矿中 回收长石的方法。
[0015] 本发明解决上述技术问题的技术方案如下：一种利用无氟碱法从黄金浮选尾矿中 回收长石的方法，步骤如下：
[0016] (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% ;
[0017](2)沉降脱泥：将步骤⑴的尾矿调浆至其浓度为26. 10%，沉降脱泥2min;
[0018] (3)浮选脱杂：向经脱泥的尾矿衆液加入浮选机中，并加入750g/t碳酸钠和300g/ tY0A，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Y0A，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Y0A，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Y0A，得到石英与长石的混合精矿；
[0019] (4)分离石英与长石：向浮选机中加入300g/t氢氧化钠和30g/t氯化钙，对石英 长石混合物进行第一次浮选，得石英和长石粗品I;将长石粗品I进行第二次浮选，加入 50g/t的Y0A，得石英和长石粗产品II;将长石粗品II进行第三次浮选，加入50g/t的Y0A， 得石英和长石精矿；将三次浮选所得石英混合得低品质石英；
[0020] 其中，长石精矿的Al2O3品位为17. 98%，SiO2S位为68. 76%，K20+Na20含量为 10. 58%，Fe2O3含量为0. 46%;低品质石英的Al203品位为7. 07%，SiO2S位为81. 59%， K2ONa2O含量为 4. 87 %，Fe2O3含量为 0. 43 %。
[0021] 其中，所述的YOA为油酸钠与十二胺按摩尔比10:1混合。
[0022] 在上述技术方案的基础上，本发明还可以做如下改进。
[0023] 进一步，还包括步骤（5):将步骤⑷得到的长石加入磁选机中，磁场强度为 956KA/m，将铁杂质分离出来。
[0024] 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，得到高品质长石。
[0025] 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 大大提尚；米用氛氧化纳和氣化I丐结合，提尚对石英的选择性活化，达到提尚长石的回收 率和氧化铝的品位；本发明的长石回收率为46. 46%、Al2O3品位为17. 98%、SiO2品位为 68. 76%、K20+Na20含量为10. 58%、Fe203含量为0. 46%，达到陶瓷II级原料的质量标准；低 品质石英回收率为28. 79%、Al2O3品位为7.07%、S102品位为81. 59%、K20+Na20含量为 4. 87 %、Fe2O3含量为0. 43 %，可按石英长石混合产品销售。
【附图说明】
[0026] 图1为本发明的工艺流程图。
【具体实施方式】
[0027] 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。
[0028] 实施例1
[0029] 采用山东招远黄金矿山外排的尾矿，从中回收长石的方法，步骤如下：
[0030] (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% ;
[0031] (2)沉降脱泥：将步骤⑴的尾矿调浆至其浓度为26. 10 %，沉降脱泥2min;
[0032] (3)浮选脱杂：向经脱泥的尾矿衆液加入浮选机中，并加入750g/t碳酸钠和300g/ tY0A，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Y0A，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Y0A，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Y0A，得到石英与长石的混合精矿；
[0033] (4)分离石英与长石：向浮选机中加入300g/t氢氧化钠和30g/t氯化钙，对石英 长石混合物进行第一次浮选，得石英和长石粗品I;将长石粗品I进行第二次浮选，加入 50g/t的Y0A，得石英和长石粗产品II;将长石粗品II进行第三次浮选，加入50g/t的Y0A， 得石英和长石精矿；将三次浮选所得石英混合得低品质石英；
[0034] 其中，长石精矿的Al2O3品位为17. 98%，SiO2S位为68. 76%，K20+Na20含量为 10. 58%，Fe2O3含量为0. 46%;低品质石英的Al203品位为7. 07%，SiO2S位为81. 59%， K2ONa2O含量为 4. 87%，Fe2O3含量为 0. 43% ;
[0035] 其中，所述的YOA为油酸钠与十二胺按摩尔比10:1混合。
[0036] 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。
【主权项】
1. 一种利用无氟碱法从黄金浮选尾矿中回收长石的方法，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：向经脱泥的尾矿衆液加入浮选机中，并加入750g/t碳酸钠和300g/t YOA，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300g/t氢氧化钠和30g/t氯化钙，对石英长石 混合物进行第一次浮选，得石英和长石粗品I ;将长石粗品I进行第二次浮选，加入50g/t 的Y0A，得石英和长石粗产品II ;将长石粗品II进行第三次浮选，加入50g/t的Y0A，得石英 和长石精矿；将三次浮选所得石英混合得低品质石英； 其中，长石精矿的Al2O3品位为17. 98 %，SiO 2品位为68. 76 %，K 20+Na20含量为 10. 58%，Fe2O3含量为0. 46% ;低品质石英的Al 203品位为7. 07%，SiO2S位为81. 59%， K2ONa2O 含量为 4. 87%，Fe2O3含量为 0. 43% ; 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)得到的长石 加入磁选机中，磁场强度为956KA/m，将铁杂质进一步分离出来。
【专利摘要】本发明涉及一种利用无氟碱法从黄金浮选尾矿中回收长石的方法。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；采用氢氧化钠和氯化钙结合，提高对石英的选择性活化，达到提高长石的回收率和氧化铝的品位；本发明的长石回收率为46.46％，低品质石英回收率为28.79％，长石达到陶瓷Ⅱ级原料的质量标准，低品质石英可按石英长石混合产品销售。
【IPC分类】B03D1/018
【公开号】CN105057113
【申请号】CN201510478156
【发明人】王毓华, 兰香平
【申请人】山东华晟投资有限公司
【公开日】2015年11月18日
【申请日】2015年8月7日