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钾长石湿法分解物料浮选分离技术  
    本发明属于钾长石矿湿法分解工艺中分解物料的浮选分离技术。

    迄今为止，国内外在钾长石的开发利用上做了很多研究工作，主要可总结为干法和湿法两种，但大多由于主产品中有效K2O低，能耗高及钾长石分解率低而难以用于生产。96年中国发明专利公报第12卷第52号上公布的申请号为96118069.2的“钾长石矿湿法分解工艺”提供了一种在常压低温下，以无机酸为主剂加助剂氟化物分解钾长石，制取硫酸钾，并副产聚氯化铝和白炭黑的方法，为提高产品质量，降低能耗，提高钾长石的分解率和综合利用率开辟了一条新途径。但该工艺中，进入回转炉焙烧的物料为分解料浆中的全部固相物料，使其中部分三氧化铝和二氧化硅在炉中被“烧”死，从而影响最终产品的收率及经济效益。

    本发明的目的是通过在钾长石分解料浆中加入胺类阳离子浮选捕收剂，然后用传统的浮选方法，将分解料浆中的氟硅酸钾从其它成分中分离、富集出来，减少进入回转炉焙烧的物料，进一步降低能耗，提高产品质量，简化后续加工工艺。    

    本发明是这样实现的：将钾长石破碎至-100目以下，与1--1.05倍理论用量的主反应剂硫酸和0.3--0.6倍理论用量的助剂氟硅酸按1∶1.5--4的固液比连续投入搅拌器，在常压下，温度为60--100℃时分解反应1--3小时，待分解料浆冷却至37--50℃时，将其转入常规浮选设备，并于粗选和扫选作业中分两次将胺类阳离子浮选捕收剂加入分解料浆中，加入捕收剂的总量与钾长石矿重量比为0.6--2.5公斤/吨钾长石，且在粗选作业中加入捕收剂的量为其总量的2/3，在扫选作业中加入捕收剂的量为其总量的1/3，并将浮选温度控制在50--37℃之间，当一粗、一扫、一精常规浮选完成后，将所得精矿氟硅酸钾转入离心分离器经洗涤分离，所得固相氟硅酸钾与适量硫酸搅拌均匀转入回转炉，在炉温500--750℃时焙烧2--4小时，得到地焙烧物料经常规产品化加工后生产出硫酸钾肥。浮选所得尾矿经浸取分离，得到的固相通过常规产品化加工后得到硅系列产品；液相与洗涤分离后的液相一起经常规产品化加工后得到铝系列产品。焙烧中产生的气体经吸收塔完全吸收后返回搅拌器循环使用，分解反应母液循环使用。

    图1为钾长石湿法分解物料浮选分离技术工艺流程。

    图2为浮选工艺流程。

    以下结合实施例详细说明本发明的实施方式。

    取-100目粒度、含K2O 11.12％、Al2O3 17.05％、SiO2 68.64％、Na2O2.18％、Fe 0.26％规格的钾长石96克，按固液比1∶4加入1.05倍理论用量98％的硫酸，0.3倍理论用量的氢氟酸以及循环使用的分解反应母液，在90--100℃温度下搅拌反应2小时，待钾长石分解料浆冷却至45℃时，将其置于XFD12型浮选机中，再分两次加入阳离子浮选捕收剂，第一次加入2亳升2％十二胺溶液(用盐酸配制)416克/吨钾长石，调浆搅拌3分钟后，充气半分钟，开始粗选，刮泡3分钟，得到粗精矿置于一旁，再第二次加入1毫升2％十二胺溶液(用盐酸配制)208克/吨钾长石，搅拌3分钟，再充气半分钟，然后扫选5分钟，得到扫选精矿(中矿2)和尾矿。将一旁的粗精矿再置于浮选机内精选，精选固液比为1∶9，浮选4分钟后得到精矿和精选尾矿(中矿1)，所得精矿经洗涤分离后，加入98％的硫酸10.50克与分离得到的固相搅拌均匀送入焙烧炉，在炉温600℃下焙烧2小时，取出物料经产品化加工后得到含K2O 47.22％的硫酸钾肥17.42克。将扫选得到的精矿(中矿2)返回粗选，扫选尾矿与精选尾矿(中矿1)经浸取分离后，固相经产品化加工后得到五水偏硅酸钠192.00克；浸取分离所得液相与洗涤分离得到的液相一起经产品化加工后得到硫酸铝139.80克。

    本发明在实现常压低温分解钾长石的同时，利用分解料浆中各种物质表面化学性质的差异，在胺类阳离子浮选捕收剂的作用下，使得需送入回转炉焙烧的物料氟硅酸钾从其它物质中分离、富集出来，从而降低能耗，简化了后续加工工艺，主产品硫酸钾肥中K2O含量提高到47.22％，是原工艺的两倍，副产品中Al2O3的收率为92.67％，SiO2收率达80.13％，提高了产品质量和经济效益。