本发明属于浮选方法
技术领域：
，具体涉及一种浮选分离钾长石与石英的方法。
背景技术：
：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。技术实现要素：为了克服上述问题，本发明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。本发明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。本发明的技术原理：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。本发明的有益效果：本发明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是本发明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发明方法进行试验，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+Na2OAl2O3Fe2O3Na2OCaO+MgO特级品≥12％≥17％<0.15％＜4％＜2％Ⅰ级品≥11％≥17％≤0.2％＜4％＜2％Ⅱ级品≥11％≥17％≤0.5％—＜2％表6为陶瓷工业中对钾长石的技术要求，由表4和5可以看出，采用HF和丙二酸作为调整剂进行钾长石浮选，均可获得满足陶瓷工业中二级品中要求的长石产品。因此，本方法中的丙二酸可以作为调整剂替代传统氢氟酸法中的HF进行钾长石和石英的分离浮选。当前第1页1 2 3