专利名称：白云鄂博富钾板岩分选钾长石精矿和铁精矿的选矿方法
技术领域：
本发明涉及从白云鄂博富钾板岩分选钾长石精矿和铁精矿的选矿工艺，属于选矿工艺技术领域。
背景技术：
分布于白云鄂博主、东矿上盘的围岩是一层以钾长石为主的富钾板岩。该富钾板岩中钾长石的含量为65%左右，另外还有4. 5%以上的磁铁矿。其中钾长石中氧化钾的含量占整个富钾板岩的11%以上，氧化铝的含量也在16%以上。这种白云鄂博富钾板岩储量巨大，仅在白云鄂博主、东矿上盘开采境界内的富钾板岩储量就达3亿吨以上。更重要的是，长期以来由于技术等原因，该富钾板岩只是当做开采铁矿和稀土矿物的废石而被白白堆弃，仅每年的剥离堆弃量就在400万吨左右，造成了严重的资源和能源浪费。白云鄂博富钾板岩中以钾长石为主要矿物，而钾长石是一种用途很广泛的矿物， 它广泛应用于陶瓷坯料、陶瓷釉料、玻璃、电瓷、研磨材料等工业部门。另外，白云鄂博富钾板岩富含钾元素和铝元素，可以直接通过冶金的方法提取出其中的钾和铝工业产品。在这些方面，前人也做过关于白云鄂博富钾板岩的研究工作，包括利用白云鄂博富钾板岩制取钾肥；利用白云鄂博富钾板岩合成沸石分子筛，并提取碳酸钾和白炭黑；甚至利用白云鄂博富钾板岩制备氧化铝、碳酸钾的工艺都进行了半工业扩大实验。然而令人可惜的是，这些工艺至今没有一个在工业中投产。这一方面说明了富钾板岩确实可以开发利用；另一方面也说明了由于单一矿物的纯度不够，想直接从富钾板岩中利用钾长石等矿物是行不通的。 因此，必须采取精料的方法，即采用选矿的手段将富钾板岩中的有用矿物分离开来。本发明就是从以上几个方面综合考虑，以白云鄂博富钾板岩为原料，采用选矿的手段得到了纯度达到98%以上、回收率达到85%以上的钾长石精矿。同时从资源综合利用和提高经济效益的原则出发，有效的制备出了全铁品位在65%以上、回收率大于95%的铁精矿，从而为后续白云鄂博富钾板岩的工业化铺平了道路，也使白云鄂博富钾板岩有了广阔的市场前景。
发明内容
本发明的目的是提供一种白云鄂博富钾板岩分选钾长石精矿和铁精矿的选矿方法，该方法能够使白云鄂博富钾板岩得到合理有效地利用，工艺简单，生产成本低，能够得到高品位和高回收率的钾长石精矿和铁精矿，实现了资源的有效利用。本发明的目的由以下工艺步骤来实现。(1)反浮选以粒度为-200目占90%以上的富钾板岩为原料，进行反浮选，反浮选采用一次粗选、一次精选和一次扫选，将精选尾矿和扫选精矿返回到粗选槽继续进行粗选， 药剂制度抑制剂为水玻璃、捕收剂为脂肪酸类捕收剂、起泡剂为二号油，反浮选过程中，矿浆的质量浓度为30 % 50%，矿浆pH为8 10，矿浆的温度为18 35°C，粗选药剂加入量按重量比计抑制剂0. 5 2. OKg/t、捕收剂1. 5 4. 5Kg/t、起泡齐[J 0. 005 0. 02Kg/t,精选和扫选药剂加入量按重量比计抑制剂0. 5 1. ^(g/t、捕收剂1. 0 3. OKg/t、起泡剂 0 0. OMKg/t，反浮选得到的泡沫为易浮尾矿，矿浆为富含钾长石的精矿；(2)强磁选对反浮选出来的富含钾长石的精矿进行强磁选，得到磁性矿物和富含钾长石的非磁性矿物两种产品，磁场强度为1. 0 1. 2T ；(3)弱磁选对反浮选出来的易浮矿物以及强磁选选出来的磁性矿物进行弱磁选，弱磁选采用一次粗选、一次精选和一次扫选的流程，将精选尾矿和扫选精矿返回后合并进行粗选，粗选的磁场强度为0. 2 0. ^T，精选和扫选的磁场强度为0. 17 0. 2Τ，最终得到铁精矿和扫选尾矿；(4)正浮选对强磁选得到的富含钾长石的非磁性矿物进行正浮选，采用一次粗选、一次精选和一次扫选，将精选尾矿和扫选精矿返回到粗选槽继续进行粗选，正浮选采用的药剂调整剂为硫酸或氢氟酸、捕收剂为胺类捕收剂、二号油为起泡剂，采用分段加药的制度。正浮选过程中，矿浆的质量浓度为30% 50%，矿浆的ρΗ值为2 3，矿浆的温度为 18 35°C，粗选药剂加入量按重量比计捕收剂1. 5 4. 5Kg/t、起泡剂0. 005 0. 02Kg/ t，精选和扫选药剂加入量按重量比计捕收剂1. 0 3. OKg/t、起泡剂0. 005 0. 015Kg/t, 正浮选后得到的泡沫产品为最终的钾长石精矿，浮选槽内的矿浆为尾矿。所述的富钾板岩中钾长石纯度为50 70%、磁铁矿品位为3. 5 8%。所述的脂肪酸类捕收剂是油酸、塔尔油、环烷酸、氧化石蜡中的一种。所述的胺类捕收剂是十二胺、十八胺、混合胺、三烷基胺中的一种。本发明具有以下几个优点1、以白云鄂博富钾板岩为原料，发明了一种制备钾长石精矿和铁精矿的磁选、浮选相结合的联合选矿工艺。得到纯度达到98%以上、回收率达到85%的钾长石精矿和全铁品位大于65 %、回收率大于95 %的铁精矿。2、对反浮选得到的富含钾长石的矿浆进行强磁选，可以有效地去除杂质、提高钾长石的纯度。3、弱磁选只是对反浮选出来的易浮矿物以及强磁选选出来的磁性矿物进行，这样可以减小磁选的机械设备，并且选出优质的铁精矿。4、将强磁选设计在反浮选与正浮选之间，可以有效地降低反浮选药剂对正浮选的影响，同时，将正浮选设在最后一级也有利于浮选的稳定性和废水的综合治理。
图1是本发明的工艺流程简图。
具体实施例方式以下通过实施例进一步说明本发明的技术方案，但本发明的内容不仅仅局限于下面的实施例。实施例1以粒度为-200目占90%以上、钾长石含量为64. 26%、磁铁矿品位6. 的白云鄂博富钾板岩为原料，利用本发明的工艺方法，进行如下工艺步骤1)反浮选反浮选采用一次粗选、一次精选和一次扫选的流程；首先进行粗选，得粗选精矿和粗选尾矿，对粗选精矿进行一次精选，得到精选精矿和精选尾矿，对粗选尾矿进行一次扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿，将精选尾矿和扫选精矿返回到粗选槽合并后粗选， 反浮选的抑制剂为水玻璃，捕收剂为环烷酸，起泡剂为二号油；整个反浮选过程中，矿浆的 PH值为9. 3，矿浆的质量浓度为40%，矿浆的温度为20°C。粗选药剂加入量按重量比计冰玻璃1. 8Kg/t、环烷酸3. 6Kg/t、二号油0. 010Kg/t，精选和扫选药剂加入量按重量比计水玻璃1. Ig/t、环烷酸3. OKg/t、二号油0. 005Kg/to经过反浮选后得到易浮脉石和富含钾长石的矿浆。2)强磁选反浮选得到的富含钾长石的矿浆经过一道强磁选工序，得到磁性矿物和富含钾长石的非磁性矿物，磁场强度为1. 2T。3)弱磁选将反浮选出来的易浮矿物以及强磁选选出来的磁性矿物合并，进行弱磁选；弱磁选采用一次粗选、一次精选和一次扫选的流程，粗选的磁场强度为0. 20T，精选和扫选的磁场强度为0. 17T ；首先进行粗选，得粗选精矿和粗选尾矿，对粗选精矿进行一次精选，得到精选精矿和精选尾矿，精选精矿为铁精矿，对粗选尾矿进行一次扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿，将精选尾矿和扫选精矿返回后合并粗选，最终得到品位65. 5%、回收率为 95. 7%的铁精矿和扫选尾矿。4)正浮选强磁选得到的富含钾长石的非磁性矿物经调浆后，送入浮选装置进行正浮选。正浮选采用一次粗选、一次精选和一次扫选的流程，首先进行粗选，得粗选精矿和粗选尾矿，对粗选精矿进行一次精选，得到精选精矿和精选尾矿，对粗选尾矿进行一次扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿，将精选尾矿和扫选精矿返回到粗选槽合并后粗选，整个正浮选过程中，矿浆的PH值为2.0，矿浆的质量浓度为40%，矿浆的温度为22°C ；反浮选的调整剂为氢氟酸，捕收剂为十二胺，起泡剂为二号油；粗选药剂加入量按重量比计十二胺 4. OKg/t、二号油0. 01Kg/t，精选药剂加入量按重量比计十二胺3. 0Kg/t、二号油0. 005Kg/ t，扫选药剂加入量按重量比计十二胺2. 4Kg/t、二号油0. 013Kg/to经过正浮选后得到纯度为98. 8%、回收率为86. 2%钾长石精矿，浮选槽内尾矿弃之。实施例2以粒度为-200目占90%以上、钾长石含量为66. 70%、磁铁矿品位6. 2%的白云鄂博富钾板岩为原料，利用本发明的工艺方法，进行如下工艺步骤1)反浮选反浮选采用一次粗选、一次精选和一次扫选的流程；首先进行粗选，得粗选精矿和粗选尾矿，对粗选精矿进行一次精选，得到精选精矿和精选尾矿，对粗选尾矿进行一次扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿，将精选尾矿和扫选精矿返回到粗选槽合并后粗选， 反浮选的抑制剂为水玻璃，捕收剂为油酸，起泡剂为二号油；整个反浮选过程中，矿浆的PH 值为9. 6，矿浆的质量浓度为49%，矿浆的温度为35°C。粗选药剂加入量按重量比计水玻璃2. 0Kg/t、油酸4. 0Kg/t、二号油0. OMKg/t，精选药剂加入量按重量比计水玻璃1. 6Kg/ t、油酸3. 0Kg/t、二号油0. 0(^Kg/t，扫选药剂加入量按重量比计水玻璃l.Ig/t、油酸 1. ^(g/t、二号油0. 006Kg/t。经过反浮选后得到易浮脉石和富含钾长石的矿浆。2)强磁选反浮选得到的富含钾长石的矿浆经过一道强磁选工序，得到磁性矿物和富含钾长石的非磁性矿物，磁场强度为1. 2T。3)弱磁选将反浮选出来的易浮矿物以及强磁选选出来的磁性矿物合并，进行弱磁选；弱磁选采用一次粗选、一次精选和一次扫选的流程，粗选的磁场强度为0. MT，精选和扫选的磁场强度为0. 17T ；首先进行粗选，得粗选精矿和粗选尾矿，对粗选精矿进行一次精选，得到精选精矿和精选尾矿，精选精矿为铁精矿，对粗选尾矿进行一次扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿，将精选尾矿和扫选精矿返回后合并粗选，最终得到的品位为66. 0%、回收率为97. 0%的铁精矿和扫选尾矿。4)正浮选强磁选得到的富含钾长石的非磁性矿物经调浆后，送入浮选装置进行正浮选。正浮选采用一次粗选、一次精选和一次扫选的流程，首先进行粗选，得粗选精矿和粗选尾矿，对粗选精矿进行一次精选，得到精选精矿和精选尾矿，对粗选尾矿进行一次扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿，将精选尾矿和扫选精矿返回到粗选槽合并后粗选，整个正浮选过程中，矿浆的PH值为2. 3，矿浆的质量浓度为40%，矿浆的温度为20°C ；反浮选的调整剂为硫酸，捕收剂为十八胺，起泡剂为二号油；，粗选药剂加入量按重量比计十八胺 3. 7Kg/t、二号油0. 01Kg/t，精选药剂加入量按重量比计十八胺1. 6Kg/t、二号油0. OOSKg/ t，扫选药剂加入量按重量比计十八胺2. 6Kg/t、二号油0. 015Kg/to经过正浮选后得到纯度为99.0%、回收率为85. 6%的钾长石精矿，浮选槽内尾矿弃之。实施例3以粒度为-200目占90%以上、钾长石含量为63. 25%、磁铁矿品位4. 9%的白云鄂博富钾板岩为原料，，利用本发明的工艺方法，进行如下工艺步骤1)反浮选反浮选采用一次粗选、一次精选和一次扫选的流程；首先进行粗选，得粗选精矿和粗选尾矿，对粗选精矿进行一次精选，得到精选精矿和精选尾矿，对粗选尾矿进行一次扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿，将精选尾矿和扫选精矿返回到粗选槽合并后粗选， 反浮选的抑制剂为水玻璃，捕收剂为氧化石蜡皂，起泡剂为二号油；整个反浮选过程中，矿浆的PH值为8. 9，矿浆的质量浓度为30%，矿浆的温度为20°C。粗选药剂加入量按重量比计水玻璃1. 8Kg/t、氧化石蜡皂3. 6Kg/t、二号油0. 010Kg/t，精选和扫选药剂加入量均为 水玻璃1. Ig/t、氧化石蜡皂3. OKg/t、二号油0. 005Kg/to经过反浮选后得到易浮脉石和富含钾长石的矿浆。2)强磁选反浮选得到的富含钾长石的矿浆经过一道强磁选工序，得到磁性矿物和富含钾长石的非磁性矿物，磁场强度为1.1T。3)弱磁选将反浮选出来的易浮矿物以及强磁选选出来的磁性矿物合并，进行弱磁选；弱磁选采用一次粗选、一次精选和一次扫选的流程，粗选的磁场强度为0. 25T，精选和扫选的磁场强度为0. 17T ；首先进行粗选，得粗选精矿和粗选尾矿，对粗选精矿进行一次精选，得到精选精矿和精选尾矿，精选精矿为铁精矿，对粗选尾矿进行一次扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿，将精选尾矿和扫选精矿合并后返回粗选，最终得到的矿物只是品位 66. 3%、回收率为96. 2%的铁精矿和扫选尾矿。4)正浮选强磁选得到的富含钾长石的非磁性矿物经调浆后，送入浮选装置进行正浮选。正浮选采用一次粗选、一次精选和一次扫选的流程，首先进行粗选，得粗选精矿和粗选尾矿，对粗选精矿进行一次精选，得到精选精矿和精选尾矿，对粗选尾矿进行一次扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿，将精选尾矿和扫选精矿返回到粗选槽合并后粗选，整个正浮选过程中，矿浆的PH值为2.0，矿浆的质量浓度为40%，矿浆的温度为27°C ；反浮选的调整剂为氢氟酸，捕收剂为混合胺，起泡剂为二号油；粗选药剂加入量按重量比计混合胺 3. 6Kg/t、二号油0. 01Kg/t,精选和扫选药剂加入量按重量比计混合胺2. 8Kg/t、二号油0.005Kg/to经过正浮选后得到纯度为98. 4%、回收率为86. 5%的钾长石精矿，浮选槽内尾矿弃之。实施例4以粒度为-200目占90%以上、钾长石含量为67. 28%、磁铁矿品位4. 6%的白云鄂博富钾板岩原料，，利用本发明的工艺方法，进行如下工艺步骤1)反浮选反浮选采用一次粗选、一次精选和一次扫选的流程；首先进行粗选，得粗选精矿和粗选尾矿，对粗选精矿进行一次精选，得到精选精矿和精选尾矿，对粗选尾矿进行一次扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿，将精选尾矿和扫选精矿返回到粗选槽合并后粗选，反浮选的抑制剂为水玻璃，捕收剂为塔尔油，起泡剂为二号油；整个反浮选过程中，矿浆的PH值为9. 2，矿浆的质量浓度为38%，矿浆的温度为^°C。粗选药剂加入按重量比计 水玻璃1.8Kg/t、塔尔油3. 6Kg/t、二号油0.010Kg/t，精选药剂加入量按重量比计水玻璃1. Ig/t、塔尔油2. ^(g/t、二号油0. 005Kg/t,扫选药剂加入量水玻璃0. ^(g/t、塔尔油
1.^(g/t、二号油0. 015Kg/to经过反浮选后得到易浮脉石和富含钾长石的矿浆。2)强磁选反浮选得到的富含钾长石的矿浆经过一道强磁选工序，得到磁性矿物和富含钾长石的非磁性矿物，磁场强度为1. 2T。3)弱磁选将反浮选出来的易浮矿物以及强磁选选出来的磁性矿物合并，进行弱磁选；弱磁选采用一次粗选、一次精选和一次扫选的流程，粗选的磁场强度为0. 25T，精选和扫选的磁场强度为0. 20T ；首先进行粗选，得粗选精矿和粗选尾矿，对粗选精矿进行一次精选，得到精选精矿和精选尾矿，精选精矿为铁精矿，对粗选尾矿进行一次扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿，将精选尾矿和扫选精矿合并后返回粗选，最终得到品位65. 8%、回收率为 96. 3%的铁精矿和扫选尾矿。4)正浮选强磁选得到的富含钾长石的非磁性矿物经调浆后，送入浮选装置进行正浮选。正浮选采用一次粗选、一次精选和一次扫选的流程，首先进行粗选，得粗选精矿和粗选尾矿，对粗选精矿进行一次精选，得到精选精矿和精选尾矿，对粗选尾矿进行一次扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿，将精选尾矿和扫选精矿返回到粗选槽合并后粗选，整个正浮选过程中，矿浆的PH值为2. 4，矿浆的质量浓度为38%，矿浆的温度为27°C ；反浮选的调整剂为氢氟酸，捕收剂为三烷基胺，起泡剂为二号油；粗选药剂加入量按重量比计三烷基胺4. OKg/t、二号油0. 01Kg/t,精选药剂加入量按重量比计三烷基胺2. 8Kg/t、二号油 0. 0(^Kg/t，扫选药剂加入量按重量比计三烷基胺1. lKg/t、二号油0. 013Kg/to经过正浮选后得到纯度为98. 9%、回收率为88. 4%的钾长石精矿，浮选槽内尾矿弃之。实施例5以粒度为-200目占90%以上、钾长石含量为64. 73%、磁铁矿品位6. 4%的白云鄂博富钾板岩粉末为原料，利用本发明的工艺方法，进行如下工艺步骤1)反浮选反浮选采用一次粗选、一次精选和一次扫选的流程；首先进行粗选，得粗选精矿和粗选尾矿，对粗选精矿进行一次精选，得到精选精矿和精选尾矿，对粗选尾矿进行一次扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿，将精选尾矿和扫选精矿返回到粗选槽合并后粗选， 反浮选的抑制剂为水玻璃，捕收剂为环烷酸，起泡剂为二号油；整个反浮选过程中，矿浆的 PH值为9. 3，矿浆的质量浓度为39%，矿浆的温度为。，粗选药剂加入量按重量比计水玻璃1. 9Kg/t、环烷酸3. 9Kg/t、二号油0. OMKg/t，精选和扫选药剂加入量按重量比计水玻璃1. 4Kg/t、环烷酸3. OKg/t、二号油0. 005Kg/to经过反浮选后得到易浮脉石和富含钾长石的矿浆。2)强磁选反浮选得到的富含钾长石的矿浆经过一道强磁选工序，得到磁性矿物和富含钾长石的非磁性矿物，磁场强度为1. 2T，3)弱磁选将反浮选出来的易浮矿物以及强磁选选出来的磁性矿物合并，进行弱磁选；弱磁选采用一次粗选、一次精选和一次扫选的流程，粗选的磁场强度为0. 25T，精选和扫选的磁场强度为0. 18T ；首先进行粗选，得粗选精矿和粗选尾矿，对粗选精矿进行一次精选，得到精选精矿和精选尾矿，精选精矿为铁精矿，对粗选尾矿进行一次扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿，将精选尾矿和扫选精矿合并后返回粗选，最终得到品位65. 5%铁精矿和扫选尾矿。4)正浮选强磁选得到的富含钾长石的非磁性矿物经调浆后，送入浮选装置进行正浮选。正浮选采用一次粗选、一次精选和一次扫选的流程，首先进行粗选，得粗选精矿和粗选尾矿，对粗选精矿进行一次精选，得到精选精矿和精选尾矿，对粗选尾矿进行一次扫选，得到扫选精矿和扫选尾矿，将精选尾矿和扫选精矿返回到粗选槽合并后粗选，整个正浮选过程中，矿浆的PH值为2. 5，矿浆的质量浓度为40%，矿浆的温度为35°C ；反浮选的调整剂为硫酸，捕收剂为十八胺，起泡剂为二号油；粗选药剂加入量按重量比计十八胺4. OKg/ t、二号油0. 015Kg/t,精选药剂加入量按重量比计十八胺1. OKg/t、二号油0. 006Kg/t,扫选药剂加入量按重量比计十八胺1. Ig/t、二号油0. 005Kg/to经过正浮选后得到纯度为 98. 0%、回收率为87. 8%的钾长石精矿，浮选槽内尾矿弃之。
权利要求
1.白云鄂博富钾板岩分选钾长石精矿和铁精矿的选矿方法，其特征在于，方法步骤如下(1)反浮选以粒度为-200目占90%以上的富钾板岩为原料，进行反浮选，反浮选采用一次粗选、一次精选和一次扫选，将精选尾矿和扫选精矿返回到粗选槽继续进行粗选，药剂制度抑制剂为水玻璃、捕收剂为脂肪酸类捕收剂、起泡剂为二号油，反浮选过程中，矿浆的质量浓度为30 % 50%，矿浆pH为8 10，矿浆的温度为18 35°C，粗选药剂加入量按重量比计抑制剂0. 5 2. OKg/t、捕收剂1. 5 4. 5Kg/t、起泡剂0. 005 0. 02Kg/t，精选和扫选药剂加入量按重量比计抑制剂0. 5 1. 5Kg/t、捕收剂1. 0 3. OKg/t、起泡剂0 0. OMKg/t，反浮选得到的泡沫为易浮尾矿，矿浆为富含钾长石的精矿；(2)强磁选对反浮选出来的富含钾长石的精矿进行强磁选，得到磁性矿物和富含钾长石的非磁性矿物两种产品，磁场强度为1. 0 1. 2T ；(3)弱磁选对反浮选出来的易浮矿物以及强磁选选出来的磁性矿物进行弱磁选，弱磁选采用一次粗选、一次精选和一次扫选的流程，将精选尾矿和扫选精矿返回后合并进行粗选，粗选的磁场强度为0. 2 0. ^T，精选和扫选的磁场强度为0. 17 0. 2Τ，最终得到铁精矿和扫选尾矿；(4)正浮选对强磁选得到的富含钾长石的非磁性矿物进行正浮选，采用一次粗选、一次精选和一次扫选，将精选尾矿和扫选精矿返回到粗选槽继续进行粗选，正浮选采用的药剂调整剂为硫酸或氢氟酸、捕收剂为胺类捕收剂、二号油为起泡剂，采用分段加药的制度； 正浮选过程中，矿浆的质量浓度为30% 50%，矿浆的ρΗ值为2 3，矿浆的温度为18 35°C，粗选药剂加入量按重量比计捕收剂1. 5 4. ^(g/t、起泡剂0. 005 0. 02Kg/t，精选和扫选药剂加入量按重量比计捕收剂1. 0 3. OKg/t、起泡剂0. 005 0. 015Kg/t,正浮选后得到的泡沫产品为最终的钾长石精矿，浮选槽内的矿浆为尾矿。
2.根据权利要求1所述的白云鄂博富钾板岩分选钾长石精矿和铁精矿的选矿方法，其特征在于所述的富钾板岩中钾长石纯度为50 70%、磁铁矿品位为3. 5 8%。
3.根据权利要求1所述的白云鄂博富钾板岩分选钾长石精矿和铁精矿的选矿方法，其特征在于所述的脂肪酸类捕收剂是油酸、塔尔油、环烷酸、氧化石蜡中的一种。
4.根据权利要求1所述的白云鄂博富钾板岩分选钾长石精矿和铁精矿的选矿方法，其特征在于所述的胺类捕收剂是十二胺、十八胺、混合胺、三烷基胺中的一种。
全文摘要
本发明涉及一种白云鄂博富钾板岩分选钾长石精矿和铁精矿的选矿方法，属于选矿工艺技术领域。本发明包括如下步骤反浮选粒度为-200目占90％以上的富钾板岩经反浮选后得到易浮矿物泡沫和富含钾长石的矿浆；强磁选对反浮选得到钾长石富集物进行强磁选，进一步提高钾长石的纯度；弱磁选将反浮选得到的易浮矿物和强磁选得到的磁性矿物合并进行弱磁选，得铁精矿；正浮选对强磁选得到的非磁性矿物进行正浮选，最终得到高纯度的钾长石精矿。该工艺科学合理，可得到纯度为98％以上、回收率为85％以上的钾长石精矿和全铁品位65％以上、回收率大于95％的铁精矿。
文档编号B03B7/00GK102357401SQ20111022183
公开日2012年2月22日 申请日期2011年7月28日 优先权日2011年7月28日
发明者张晓伟, 张栋梁, 李梅, 柳召刚, 王觅堂, 胡艳宏, 高凯 申请人:内蒙古科技大学