本发明专利技术属于尾矿处理技术领域，尤其涉及一种从黄金浮选尾矿中回收石英和长石混合物的方法。本发明专利技术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。本发明专利技术回收的石英长石混合产品，其回收率高达75％以上，其质量接近长石2级品或玻璃级钠长石产品的质量要求。本发明专利技术的工艺流程简单，生产成本低，不会产生二次环境污染，且可最大限度利用黄金浮选尾矿中的石英和长石资源。
【技术实现步骤摘要】
本专利技术属于尾矿处理
，尤其涉及一种从黄金浮选尾矿中回收石英和长石 混合物的方法。
技术介绍
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。 表 1 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。 经试验研究得知，黄金浮选尾矿主要存在的问题有： 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 ; 表 2 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。 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。 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。 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。
技术实现思路
本专利技术针对上述现有技术存在的不足，提供一种从黄金浮选尾矿中回收石英和长 石混合物的方法。 本专利技术解决上述技术问题的技术方案如下：一种从黄金浮选尾矿中回收石英和长 石混合物的方法，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55% -60%; (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; (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，其 Al2O3品位为 13. 41%、SiO2品位为 75. 45%、K20+Na20 含量为 7. 38 %，Fe2O3含量为 0. 29 %。 其中，所述的YOA为油酸钠与十二胺按摩尔比10:1混合。 在上述技术方案的基础上，本专利技术还可以做如下改进。 进一步，还包括步骤（4):将步骤（3)得到的石英与长石的混合物加入磁选机中， 磁场强度为956KA/m，进一步将铁杂质分离出来。 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，得到高品质石英长石混合物。 本专利技术的有益效果是：本专利技术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。本专利技术回收的石英长石混合产品，其回收率高达75%以上，其质量接近长石2级品 或玻璃级钠长石产品的质量要求。本专利技术的工艺流程简单，生产成本低，不会产生二次环境 污染，且可最大限度利用黄金浮选尾矿中的石英和长石资源。【附图说明】 图1为本专利技术的工艺流程图。【具体实施方式】 以下结合实例对本专利技术的原理和特征进行描述，所举实例只用于解释本专利技术，并 非用于限定本专利技术的范围。 实施例1 采用山东招远黄金矿山外排的尾矿，从中回收石英和长石混合物的方法，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60% ; (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; (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，其 Al2O3品位为 13. 41%、SiO2品位为 75. 45%、K20+Na20 含量为 7. 38 %，Fe2O3含量为 0. 29 % ; 其中，所述的YOA为油酸钠与十二胺按摩尔比10:1混合。 以上所述仅为本专利技术的较佳实施例，并不用以限制本专利技术，凡在本专利技术的精神和 原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本专利技术的保护范围之内。【主权项】1. ，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. 〇74_粒级含量占有55% -60% ; (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，其 Al2O 3品位为 13. 41 %、SiO 2品位为 75. 45 %、K 20+Na20 含量为 7. 38 %、Fe2O3含量为 0. 29 % ; 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（4):将步骤（3)得到的石英 与长石的混合物加入磁选机中，磁场强度为956KA/m，进一步将铁杂质分离出来。【专利摘要】本专利技术属于尾矿处理
，尤其涉及。本专利技术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。本专利技术回收的石英长石混合产品，其回收率高达75％以上，其质量接近长石2级品或本文档来自技高网...
【技术保护点】
一种从黄金浮选尾矿中回收石英和长石混合物的方法，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55％‑60％；(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：向经脱泥的尾矿浆液加入浮选机中，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，其Al2O3品位为13.41％、SiO2品位为75.45％、K2O+Na2O含量为7.38％、Fe2O3含量为0.29％；所述的YOA为油酸钠与十二胺按摩尔比10:1混合。
【技术特征摘要】
【专利技术属性】
技术研发人员：王毓华，兰香平，
申请(专利权)人：山东华晟投资有限公司，
类型：发明
国别省市：山东;37
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