滑石矿手选尾矿选矿试验研究

胡志刚，代淑娟，孟宇群，邵凤俊，白丽梅

（1.河北理工大学资源与环境学院，河北 唐山 063009；2.辽宁省地质矿产研究院，辽宁 沈阳 110032；3.中国科学院金属研究所，辽宁 沈阳 110016）

滑石矿手选尾矿选矿试验研究

胡志刚1，代淑娟2，孟宇群3，邵凤俊2，白丽梅2

（1.河北理工大学资源与环境学院，河北 唐山 063009；2.辽宁省地质矿产研究院，辽宁 沈阳 110032；3.中国科学院金属研究所，辽宁 沈阳 110016）

本试验样品滑石矿手选尾矿主要成分为滑石和菱镁矿，另有少量石英等。试验采用粗磨粗选、二次精选、中矿再磨返粗选的流程，可获得精矿品位滑石含量为95.67%(SiO2含量为61.68%)的高品位精矿粉，滑石回收率为89.43%。对该手选尾矿的回收利用，不仅提高了优质滑石产品的产量，同时使滑石资源得到充分利用。

滑石；手选尾矿；浮选

滑石质软，具滑腻感，对油类有强烈的吸附性，在造纸、塑料、油漆、橡胶、纺织工业上用作添加剂，在日用化工上用途也较广。我国每年出口量较大，主要销往日本、韩国、德国、美国、英国、法国等，是我国出口创汇的主要矿产品之一[1,2]。

滑石是一种典型的非极性层状硅酸盐矿物[3－6]，化学式为Mg3(Si2O5)2(OH)2，层与层间靠较弱的范德华力连接，每一单层滑石由两层硅氧四面体与夹在其中的水镁石八面体组成[7]。滑石有较强的疏水性，自然可浮性较好，在不加任何药剂的情况下即可附在气泡上而浮出[8]，但由于浮选速度慢、浮选时间长，因此在浮选时需加入捕收剂使之浮选速度加快、浮选时间缩短，节省能源，减少浮选机台数和占地面积等。由于滑石可浮性好，因此难于抑制，在滑石矿中反浮选除杂质不易实现。

目前，国内滑石矿仍普遍采用分段开采、人工手选工艺，资源利用率和选别效率很低。滑石矿手选尾矿在矿区积累很多，并还在逐年增加。它占用大量土地，破坏植被，风天扬尘，雨天流失，污染空气和环境。对低品位滑石和滑石矿手选尾矿的加工利用，将会使滑石资源得到充分利用，将资源优势转化为更大的经济优势，并使矿山的生态环境得以改善。

实验室选矿流程试验样品都是20mm以下的粉矿(手选尾矿)，取代表性矿样破碎至-2mm，并以其为原矿进行矿石性质研究及选矿试验研究。

1 原矿性质

1.1 原矿组成

该原矿(滑石手选尾矿)矿物组成简单，以滑石为主，其次为菱镁矿、石英等。矿石矿物组成(%)为：滑石80、菱镁矿18、石英(玉髓)1.5、其他0.5。

矿石中滑石白色、易碎、有滑腻感、硬度1～2；菱镁矿灰白色、较难碎、滑腻感差、硬度3.5～4.5。

该滑石矿采出的原矿石中的大部分滑石为致密块状，+20mm粒级筛分和手选，选出一级和二级矿块，-20mm粒级和手选尾矿是本次试验研究的对象。因滑石质软易碎，细粒级滑石含量较高，因此造成手选尾矿品位偏高，达80%。

原矿化学成分(%)为：SiO250.62、MgO33.60、CaO0.37、Al2O30.01、Fe2O30.21、TiO20.005、LOI11.59、酸不溶物79.28。

1.2 矿石结构和构造

矿石结构主要为：鳞片状、板块状结构：部分呈细小的鳞片状结构，大部分呈板块状结构，见图1(a)；等粒、不等粒变晶结构：菱镁矿呈等粒及不等粒变晶结构，见图1(b)；港湾状、锥齿状结构：滑石、菱镁矿接触部分多呈港湾状、细小锥齿状和火花状结构。当滑石生成晚于菱镁矿并发生交代时，易形成港湾结构，见图1(c)；锥齿状、网脉状结构：滑石与菱镁矿接触部分较平滑，磨矿时易解离；当滑石沿菱镁矿解理或晶体外缘交代时，易形成细小锥齿状结构难解离；部分滑石集合体以火花状分布在菱镁矿集合体中，见图1(d)，接触部分参差不齐，难解离；少量滑石呈网脉状结构，见图片1(e)。

矿石构造主要为致密块状构造，部分为浸染状构造，浸染粒度为0.01～1.0mm。

2 选矿试验

实验室选矿流程试验是基础试验，通过试验来确定该试验样品的磨矿细度、药剂制度(包括药剂种类、用量、加药地点)、试验流程的结构等。根据以往试验工作经验，本次试验只针对最主要的几个条件开展试验研究工作。

2.1 一段磨矿细度试验

矿物的单体解离度是影响浮选指标的重要因素，磨矿过粗则不能使矿物充分单体解离，而磨矿过细又会产生大量次生矿泥恶化浮选条件，同时也造成不必要的功耗，两者都难以获得理想的选别指标。因此，确定适宜的磨矿细度是非常必要的。磨矿细度试验流程及药剂制度详见流程图2(添加剂用量：g/t，以下同)，试验结果见图3(-200目)。

从图3试验结果可以看出，随着一段磨矿细度的增加，粗精矿品位及粗精矿回收率均先增加后小幅下降。当-200目含量为69.60%时，粗精矿品位及回收率均为最高。因而，对粗精矿选别指标而言，取一段磨矿细度-200目为69.60%较为适宜。

经对粗精矿进行两次精矿后，精矿品位及回收率亦随磨矿细度增加而呈先升后降的变化趋势，精矿品位在一段磨矿细度-200目含量为69.60%时达最大值，而精矿回收率则于一段磨矿细度-200目含量为61.20%时达最大值。综合粗选的粗精矿及精选的精矿品位及回收率指标，取一段磨矿细度-200目含量为69.60%，此时获得精矿滑石品位95%以上，滑石回收率65%的选矿指标。

2.2 捕收剂用量试验

因滑石自然可浮性较好，采用捕收能力较弱的捕收剂便能使其有效上浮，试验用煤油做为捕收剂，以起泡能力较弱的903为起泡剂，对它们的用量进行试验考察。本次试验采用粗选三次加药、三次浮选、泡沫产品分别过滤、烘干、化验的方法。粗选磨矿细度为-200目69.60%，浮选时间为10min，三次粗选煤油用量均为400g/t，起泡剂903用量分别为40、20、20g/t，试验结果见表1。

表1 捕收剂用量试验结果

从试验结果看出，粗选捕收剂用量为二次加药之和800g/t，粗选精矿，滑石含量为92.67%。滑石回收率为84.92%。回收率偏低，从试验现象上看，捕收剂用量不足；粗选捕收剂用量为三次加药之和1 200g/t，粗选精矿，滑石含量仅为92.17%，滑石回收率较高,为97.34%。此时明显看出捕收剂用量有些偏大。为保证滑石精矿质量，后面的试验捕收剂用量定为1 000g/t。

2.3 二段磨矿方案对比试验

经过一段磨矿细度试验和捕收剂用量试验后，滑石精矿品位较高，但回收率偏低，其原因除了精选捕收剂不足外，更重要的原因是粗磨后，部分滑石未能充分解离而进入中矿，因此必须进行二段磨矿。二段磨矿一种方案为粗精矿再磨，另一种方案为对精选后的两个中矿进行再磨。详见流程图4、5。试验结果见表2。

表2 二段磨矿方案对比试验结果(%)

从试验结果看出，精选中矿再磨细至-200目含量为88.50%，滑石与菱镁矿达到了单体解离，经两次精选后中矿也能达到滑石含量大于95%的品位，并且这部分回收率大于20%。

与粗精矿再磨流程方案比较，精选中矿再磨的流程方案优于粗精矿再磨的流程方案，其理由如下：①在精矿品位基本一致的情况下，中矿再磨方案两个精矿之和回收率达到85%以上，而粗精矿再磨方案回收率较低；②粗选精矿不需要再磨，经过两次精选已能获得滑石含量大于95%、回收率大于60%的滑石精矿。若将粗精矿全部再磨，由于滑石较软，将会使已解离的部分滑石过磨而造成损失，同时也消耗更多的能源及原材料，这是粗精矿再磨方案的最大弱点；③精矿在较粗的粒度下受药剂及浮选环境污染小，有利于滑石产品的进一步加工。

2.4 闭路流程试验

精选中矿滑石品位与原矿相近或略低，因此中矿再磨后将其返至粗选作业。闭路流程试验见图6。

闭路试验共用5个原矿，4个闭路循环，试验在原矿滑石品位81.75%条件下，获得了滑石精矿产率76.42%，精矿品位95.67%，尾矿品位36.63%，滑石回收率89.43%的选矿指标。

2.5 精矿多项化学成分分析

精矿多项化学成分分析结果(%)为：SiO261.68、CaO0.27、MgO31.68、Al2O30.02、Fe2O30.15、TiO20.02、K2O0.01、Na2O0.01、LOI5.68、酸不溶物91.98。

3 结语

(1) 本次试验所用的试验样品，主要成分为滑石和菱镁矿，另含有少量石英等杂质矿物。滑石和菱镁矿多为块状构造，因此部分滑石可在较粗的磨矿细度下解离，但部分滑石的形成时期较菱镁矿晚，晚期形成的滑石则贯穿于菱镁矿晶隙或裂隙中，并发生交代作用，形成港湾状、锥齿状结构。此部分滑石与菱镁矿共生关系密切，解离较为困难。

(2) 试验样品中滑石大部分为高质量块滑石的碎屑，较为易选。在粗磨-200目69.60%的细度下，经两次精选就可以获得高品位精矿。试验样品经粗磨、粗选、二次精选、中矿再磨返粗选的闭路流程即可获得精矿品位滑石含量为95.67%(SiO2含量为61.68%)的高品位精矿粉，滑石回收率为89.43%，精矿产率为76.42%。

[1]黄丽婕,李艺.超细滑石粉的表面改性及应用特性[J].广西轻工业,2007,98(1):29-30.

[2]陈立松,彭春艳.世界滑石的生产、消费及市场概况[J].化工矿物与加工,2008,(7):33-35.

[3]Yekeler M, S nmez I. Effect of the hydrophobic fraction and particle size in the collectorless column flota-tion kinetics[J].Colloids and Surfaces A: Physico-chemical and Engineering Aspects, 1997,121(1):913.

[4]Tamura H, Tsujimichi K, Yamano H, et al. Molecu-lar dynamics simulation of the friction between talc(001) surfaces[J]. Applied Surface Science, 1997,119(3-4):335-340.

[5]Charnay C, Lagerge S, Partyka S. Assessment of thesurface heterogeneity of talc materials[J]. Journal of Colloid and Interface Science, 2001,233(2):250-258.

[6]Yao Xiumin, Tan Shouhong, Huang Zhengren, et al. Dispersion of talc particles in a silica sol[J]. Materials Letters, 2005,59(1).

[7]冯其明,刘谷山,喻正军,等.铁离子和亚铁离子对滑石浮选的影响及作用机理[J].中南大学学报(自然科学版),2006,37(3):476-480.

[8]孙传尧,印万忠.硅酸盐矿物浮选原理[M].北京:科学出版社,2001.

Experiment Study on Flotation of Talc Tailing of Hand Sorting

Hu Zhigang, Dai Shujuan, Meng Yuqun, Shao Fengjun, Bai Limei
(1.School of Resources & Environment,Hebei University of Science and Technology, Tangshan 063009, China;2.Liaoning Academy of Geology and Mineral Resources,Shenyang 110032, China;3.Institute of Metal Research , Chinese Academy of Sciences, Shenyang 110016, China)

The experimental sample is talc tailing of hand sorting.It consistes of talc,magnesite and a little quartz.By the flotation flowsheet of rougher,two times clearner,regrinding middlings and return to rougher,the highe grade talc concentrate can be obtained.The concentrate contains talc 95.67%(SiO261.68%).Talc recovery rate is 89.43%.By this way,the output of high class talc product is increased and talc resources is exploited very well.

talc, tailing of hand sorting, flotation

P619.253

A

1007-9386(2010)01-0027-03

2009-11-09