一种浮选分离钾长石与石英的方法技术

本发明专利技术属于浮选方法技术领域，具体涉及一种浮选分离钾长石与石英的方法；本方法找到可以替代传统氢氟酸法中HF的调整剂丙二酸，其作用效果与HF相当，并且降低了浮选过程中对pH值的要求，对环境无污染，简化了浮选流程。

A method of flotation separation of potassium feldspar and quartz

The invention belongs to the technical field of flotation method, and specifically relates to a method of flotation separation of potassium feldspar and quartz; this method can be found to replace the modifier malonic acid of HF in the traditional hydrofluoric acid method. The effect is equivalent to that of HF, and the pH value in the flotation process is reduced, and the environment is not polluted, and the flotation process is simplified.

【技术实现步骤摘要】
一种浮选分离钾长石与石英的方法
本专利技术属于浮选方法
，具体涉及一种浮选分离钾长石与石英的方法。
技术介绍
钾长石是一种含钾的架状结构硅酸盐，为KAlSi3O8的三个同质多像变体透长石、正长石和微斜长石的总称，理论上含K2O16.9％，SiO264.7％，Al2O318.4％。石英、钾长石在物理性质、化学组成、结构构造等方面相似，浮选成为它们分离的主要方法。石英、长石的分离不仅成为硅砂选矿的关键，同时也成为硅酸盐矿物浮选分离的基础。石英与钾长石都属于架状结构硅酸盐矿物，它具有相同的晶体结构：硅(铝)氧四面体与4个硅氧四面体共角顶相互联结，形成在三维空间无限延伸的架状结构。由于矿物破碎断面上极化程度较高，亲水性很强，所以石英和长石在很宽的pH值范围内均呈现电负性，零电点都很低。由于钾长石结构中，铝氧四面体对硅氧四面体的取代，导致两者在很多方面也有着细微的差别：Al3+与Si4+电价不同，为补偿Al3+对Si4+的取代所造成的电价不平衡，而引进K+，Na+等碱土金属离子，这些金属离子与O2-之间的离子键键强低，联结力弱，易在水中解离，使矿物表面留有荷负电的晶格，这使得通常情况下，钾长石的零电点比石英的低，同时由于Al-O键比Si-O键键强低，破碎时Al-O键更易于断裂，使钾长石表面暴露大量Al3+化学活性区，这些差异导致石英钾长石的可浮性略有不同，为石英与钾长石的浮选分离提供了依据。石英钾长石浮选分离的传统方法是氢氟酸法，氢氟酸法是应用比较早、技术比较成熟，且分选效果比较好的一种方法，这一方法被广泛的应用于钾长石的深加工领域，可以有效的降低钾长石精矿中石英的含量，其高效性已经被业内广泛认同和大规模的推广，但是由于HF有剧毒，对环境有很大的污染以及对设备腐蚀严重，目前在工业上已基本停止使用。
技术实现思路
为了克服上述问题，本专利技术提供一种浮选分离钾长石与石英的方法，找到可以替代传统氢氟酸法中HF的调整剂，其作用效果与HF相当，并且降低了浮选过程中对pH值的要求，对环境无污染，简化了浮选流程。本专利技术的目的通过以下技术方案实现：1.将矿样磨矿至-0.074mm含量为55％；2.将步骤1得到的磨矿后的矿样加入浮选机进行调浆，调浆后先加入体积浓度为50％的H2SO4使矿浆PH值达到4，加入丙二酸作为调整剂，加入量为每吨所述磨矿后的矿样中加入300g，再加入油胺作为捕收剂，加入量为每吨所述磨矿后的矿样中加入1000g，然后进行一次粗选三次精选作业，得到精矿产品。本专利技术的技术原理：硫酸是一种无机化合物，纯硫酸一般为无色油状液体，密度1.84g/cm3，沸点337℃，能与水以任意比例互溶，同时放出大量的热，使水沸腾，浮选中硫酸可以用来调节矿浆的pH值；丙二酸又称缩苹果酸，分子式HOOCCH2COOH，以钙盐形式存在于甜菜根中，甜菜制糖的浓缩罐里沉积的水垢即丙二酸钙，丙二酸为无色片状晶体，熔点135.6℃，密度1.619g/cm3，能溶于水、醇和醚；油胺又称9-十八烯胺，为C18不饱和胺，分子式为CH3(CH2)7CH＝CH(CH2)7CH2NH2，为无色至淡黄色液体或结晶，具有刺激性气味，有腐蚀性，熔点18-26℃，沸点348-350℃，密度0.813g/cm3，不溶于水，溶于乙醇或乙醚。在钾长石与石英的浮选过程中，油胺在钾长石表面的吸附形式随浓度增加依次为静电吸附→半胶束吸附→离子分子共吸附，在石英表面的吸附形式主要为静电吸附，因此油胺在钾长石表面的吸附作用强于石英，即油胺对钾长石的捕收作用较强；HF作为调整剂加入溶液中能与石英反应产生SiF62-络离子，它能与钾长石表面的Al3+、K+、Na+形成稳定的络合物，吸附于钾长石表面，从而增强钾长石表面的负电性，使油胺分子易于吸附在钾长石表面，进而使钾长石先于石英上浮；而丙二酸作调整剂时，钾长石表面暴露出来的Al3+会与丙二酸主要组分C3H3O4-发生路易斯酸碱中和反应，形成配位络合物，在表面形成Al(C3H3O4-)n，降低钾长石的表面铝量，这样就增强了钾长石表面的电负性，使油胺分子易于吸附在钾长石表面，进而使钾长石先于石英上浮，也就起到了传统氢氟酸法中使用HF作为调整剂的作用。本专利技术的有益效果：本专利技术中使用的调整剂实现了钾长石与石英的浮选分离，同时降低了浮选过程对pH值的要求，对环境无污染，简化了浮选流程。附图说明图1是本专利技术的工艺流程图具体实施方式实施例1选取某选矿厂铜钼浮选尾矿产品进行试验，该选矿厂铜钼浮选尾矿产品多元素分析结果见表1：表1：某选矿厂铜钼浮选尾矿产品多元素分析结果元素SiO2K2OAl2O3Na2OCaO含量(％)70.084.5013.432.882.73元素MgOTFeSP含量(％)0.960.940.170.013原矿中含钾矿物为正长石、透长石、云母、伊利石以及霞石，而硅质矿物为石英，其为分选中的主要去除对象。选取某选矿厂铜钼浮选尾矿产品相同质量的两份矿样，其中一份矿样按照本专利技术方法进行试验，具体步骤如下：1.将矿样磨矿至-0.074mm含量为55％；2.将步骤1得到的磨矿后的矿样加入浮选机调浆，调浆后先加入体积浓度为50％的H2SO4使矿浆PH值达到4，加入丙二酸作为调整剂，加入量为每吨所述磨矿后的矿样中加入300g，再加入油胺作为捕收剂，加入量为每吨所述磨矿后的矿样中加入1000g，然后进行一次粗选三次精选作业，得到精矿产品。另外一份矿样按照传统氢氟酸法进行处理，具体步骤如下：1.将矿样磨矿至-0.074mm含量为55％；2.将步骤1得到的磨矿后的矿样加入浮选机调浆，调浆后加入体积浓度为50％的H2SO4使矿浆PH值达到2，加入氢氟酸作为调整剂，加入量为每吨所述磨矿后的矿样中加入2500g，再加入油胺作为捕收剂，加入量为每吨所述磨矿后的矿样中加入1000g，然后进行一次粗选两次精选一次扫选作业，得到精矿产品。分别选取本方法与氢氟酸法进行浮选试验，试验结果见表2、表3。表2：使用氢氟酸法试验结果产品名称产率/％品位/％回收率/％精矿24.688.5346.20尾矿75.323.2553.80原矿100.004.55100.00表3：使用本方法试验结果产品名称产率/％品位/％回收率/％精矿22.688.6843.45尾矿77.323.3156.55原矿100.004.53100.00对两种方法最终获得的精矿进行化学组分分析，结果见表4和5。表4氢氟酸法所得精矿化学组分分析结果元素SiO2K2OAl2O3Na2OCaOMgOFe2O3SP含量/％62.998.5317.724.380.500.370.451.170.047表5本方法所得精矿化学组分分析结果名称SiO2K2OAl2O3Na2OCaOMgOFe2O3SP含量/％63.758.6817.923.760.720.500.260.420.029由表4可以看出，使用HF作为调整剂时，精矿的K2O品位为8.53％，Na2O品位为3.88％，SiO2为62.99％；使用丙二酸作为调整剂时，精矿的K2O品位为8.68％，Na2O品位为3.76％，SiO2为63.75％，两种方法所得产品除了在Na2O品位上有细微差别，其他组分的含量都接近。表6陶瓷工业用长石的技术要求品级K2O+Na2本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种浮选分离钾长石与石英的方法，其特征在于包括以下步骤：步骤一.将矿样磨矿至‑0.074mm含量为55％；步骤二.将步骤一得到的磨矿后的矿样加入浮选机进行调浆，调浆后先加入体积浓度为50％的H2SO4使矿浆PH值达到4，加入丙二酸作为调整剂，加入量为每吨所述磨矿后的矿样中加入300g，再加入油胺作为捕收剂，加入量为每吨所述磨矿后的矿样中加入1000g，然后进行一次粗选三次精选作业，得到精矿产品。

【技术特征摘要】
1.一种浮选分离钾长石与石英的方法，其特征在于包括以下步骤：步骤一.将矿样磨矿至-0.074mm含量为55％；步骤二.将步骤一得到的磨矿后的矿样加入浮选机进行调浆，调浆后先加入体积浓度为50％的H2S...

【专利技术属性】
技术研发人员：苑宏倩，郑艳平，郝福来，岳辉，
申请(专利权)人：长春黄金研究院，
类型：发明
国别省市：吉林,22