从某铜锡尾矿中浮选回收钾长石*

刘 杰 张淑敏 韩跃新

(东北大学 资源与土木工程学院)

·矿物加工工程·

从某铜锡尾矿中浮选回收钾长石*

刘 杰 张淑敏 韩跃新

(东北大学 资源与土木工程学院)

某选厂铜锡浮选尾矿-0.074 mm粒级含量占55%，K2O品位为4.50%，主要以钾长石的形式存在。为回收利用其中的钾长石，进行浮选试验研究。采用稀硫酸调节矿浆pH值、HF为钾长石活化剂、油胺为捕收剂，在条件试验确定的最佳工艺参数下，经1粗2精1扫浮选闭路试验，最终可获得产率为24.68%、K2O品位为8.53%、回收率为46.20%的钾长石精矿，产品满足陶瓷工业对钾长石产品质量的技术要求。试验结果为选铜尾矿二次资源的综合利用提供了技术依据。

铜锡尾矿 钾长石 石英 浮选

钾长石与石英的分离是硅酸盐矿物浮选分离的基础[1-3]。由于钾长石和石英在晶体结构、物理化学性质、结构构造等方面近似，因此钾长石和石英的分离富集一直是选矿领域的难点和研究热点。钾长石常引进K+、Na+等碱土金属离子，以补偿Al3+对Si4+的取代所造成的电价不平衡。这些金属离子与O2-之间的离子键强度较低，易在水中解离，使钾长石矿物表面留有荷负电的晶格。因此，在通常情况下，钾长石的零电点比石英的低[4]。又因为Al-O键比Si-O键强度低，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[1]。钾长石和石英的这些差异导致它们的可浮性略有不同，为石英与钾长石的浮选分离提供了可能。

某铜锡尾矿中主要矿物为钾长石和石英，采用浮选法分离钾长石和石英，实现钾长石的有效富集，将其应用于陶瓷和玻璃行业，可实现铜锡尾矿二次资源的综合回收利用。参考目前工业中应用比较成熟的工艺，进行铜锡尾矿中钾长石浮选回收试验，以获得合格的钾长石精矿，为该铜锡尾矿资源的综合回收利用打下基础。

1 试样性质

试验矿样取自某地的铜锡浮选尾矿，主要非金属矿物为长石、石英和云母。由于尾矿-0.074 mm粒级含量占55%，粒度较细，有用矿物已基本单体解离，因此无需进行再磨。对试样进行主要化学成分分析和XRD分析，XRD分析采用日本RIGAKU公司生产的D/MAX-RB型X-射线衍射分析仪进行。结果分别见表1和图1。

表1 主要化学成分分析结果 %

成分SiO2K2OAl2O3Na2OCaOMgOTFeSP含量70.084.5013.432.882.730.960.940.170.013

图1 XRD分析结果

由表1和图1可知，试样中K2O品位较低，仅4.50%，是主要的回收对象。SiO2含量为70.08%。主要含钾矿物为正长石、透长石、云母、伊利石以及霞石，主要硅质矿物为石英。实现钾长石的富集，关键是其与游离的SiO2的分离。

2 钾长石浮选试验

每次选取150 g试样采用RK/FD型0.5 L单槽浮选机进行浮选试验，泡沫产品和槽内产品分别烘干、称重、化验，计算品位与回收率。浮选试验采用5%的稀硫酸调整矿浆pH，以HF为钾长石的活化剂，油胺为捕收剂。试验流程见图2。

图2 钾长石浮选试验流程

2.1 矿浆pH条件试验

固定HF用量2 500 g/t、油胺用量1 000 g/t，进行矿浆pH值条件试验，试验结果见图3。

图3 矿浆pH值对钾长石精矿浮选指标的影响

由图3可以看出，随着矿浆pH值的增加，浮选精矿K2O品位逐渐降低，回收率先升后降。在矿浆pH值为2～3时，K2O品位下降很快，回收率逐渐升高。pH值在3～6时，K2O品位下降趋势趋于平缓，回收率不断降低。说明矿浆pH值对浮选精矿K2O品位影响较弱，对回收率影响较大。主要原因是钾长石零电点与石英的相近，但略高于石英。随着pH值的增大，石英表面的荷电发生变化，阳离子捕收剂油胺也吸附于石英表面，降低精矿K2O品位。综合考虑K2O品位与回收率，确定适宜的矿浆pH值为2。此时精矿K2O品位为7.84%，回收率为36.78%。

2.2 HF用量条件试验

因为氟化氢中的氢原子和氟原子间结合的能力相对较强，使得氢氟酸在水中不能完全电离。氟的电负性很强，能与很多离子形成络合物，是钾长石浮选的主要活化剂。固定矿浆pH值为2，油胺用量为1 000 g/t，进行HF用量条件试验，结果见图4。

图4 HF用量对钾长石浮选的影响

由图4可以看出，随着HF用量的不断增加，浮选精矿K2O品位和回收率均呈先上升后下降趋势，分别在HF用量为2 500，3 000 g/t时出现峰值。HF用量超过2 500 g/t后，浮选精矿K2O品位迅速下降，可能是由于HF在用量较低时对钾长石有一定的活化作用，但用量过大会同时抑制钾长石和石英的上浮。综合K2O品位与回收率，确定适宜的油胺用量为2 500 g/t。此时K2O品位为7.32%，回收率为41.09%。

2.3 油胺用量条件试验

固定矿浆pH值为2、HF用量为2 500 g/t，改变油胺用量，考察其对浮选结果的影响，试验结果见图5。

由图5可以看出，随着油胺用量的增加，浮选精矿K2O品位先升后降，回收率先急剧上升后趋于稳定。说明油胺用量对精矿品位影响较大，用量超过1 500 g/t 后回收率变化很小。原因是当油胺用量

图5 油胺用量对钾长石浮选的影响

较低时，油胺主要以静电吸附的形式吸附于钾长石表面；随着油胺用量的增加，吸附在钾长石表面的油胺在烃链间分子力的相互作用下产生吸引缔合，在钾长石表面形成二维空间的胶束吸附产物，即发生半胶束吸附，吸附作用较牢固，表现为精矿K2O品位在油胺用量为1 000 g/t时达到最高。综合K2O品位与回收率，确定适宜的油胺用量为1 000 g/t。此时K2O品位为7.32%，回收率为45.09%。

3 浮选开路试验

根据条件试验确定最佳浮选参数即矿浆pH值2、HF用量2 500 g/t、油胺用量1 000 g/t，进行1粗2精1扫浮选开路试验。试验流程见图6，结果见表2。

图6 开路试验流程

表2 开路试验结果 %

表2表明，1粗2精1扫浮选开路流程处理该铜锡尾矿，可获得精矿K2O品位9.14%、回收率19.21%的良好指标，取得了较好的回收效果。

4 全流程闭路试验

在条件试验和开路试验的基础上进行了1粗2精1扫全流程闭路试验。试验流程见图7，结果见表3。

图7 1粗2精1扫闭路试验流程

表3 闭路试验结果 %

由表3可知，在原矿K2O品位为4.55%的条件下，经1粗2精1扫闭路浮选，最终可获得产率24.68%、K2O品位8.53%、K2O回收率46.20%的精矿产品，试验指标较好，达到了钾长石回收的预期目标。

5 产品性质

对闭路试验的精矿产品进行主要化学成分分析，结果见表4。

表4 精矿产品主要化学成分分析 %

名称SiO2K2OAl2O3Na2OCaOMgOFe2O3SP含量62.998.5317.724.380.500.370.451.170.047

由表4可以看出，精矿产品K2O品位为8.53%，含Na2O 3.88%，含SiO262.99%，完全满足陶瓷工业中对钾长石产品质量的技术要求。

鉴于尾矿中钾品位相对较高，对闭路试验精矿、尾矿进行X-射线衍射物相分析，结果见图8。

由图8可以看出，精矿产品主要矿物为正长石、微斜长石、钠长石，其中石英含量较大。尾矿中主要矿物为石英、正长石、钠长石，以及部分铁锂云母，含钾矿物的存在导致其K2O品位较高。对于造成该现象的原因，还需进一步分析。为分析精矿K2O品位较低和尾矿K2O品位较高的原因，对闭路试验产品进行扫描电镜分析，结果见图9。

图9表明，闭路试验精矿中夹杂着细粒的石英，这是精矿中K2O品位相对较低的主要原因。尾矿中仍然存在大量的钾长石与石英连生体，是造成尾矿K2O品位偏高的原因。

图8 闭路产品XRD分析

图9 浮选产品的SEM图片和EDS能谱

6 结 论

(1)某铜锡浮选尾矿K2O品位为4.50%，主要以钾长石的形式存在。由于尾矿粒度较细，-0.074 mm粒级含量55%，不再磨矿而直接进入浮选。

(2)以稀硫酸调节矿浆pH值、HF为钾长石活化剂、油胺为捕收剂，在最佳条件下进行1粗2精1扫闭路试验，最终可获得产率为24.68%、K2O品位为8.53%、回收率为46.20%的钾长石精矿，完全满足陶瓷工业中对钾长石产品质量的技术要求。

(3)对闭路试验产品分别进行主要化学成分分析、XRD分析和扫描电镜分析，结果表明，精矿品位偏低的原因是细粒石英在浮选时随钾长石一起进入了泡沫产品尾矿中，且部分钾长石和石英未单体解离，导致尾矿K2O品位偏高。

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

[2] Vidyadhar A, Hanumantha Rao K. Adsorption mechanism of mixed cationic/anionic collectors in feldspar-quartz flotation system[J].Journal of Colloid and Interface Science，2007(3):195-204.

[3] 张福存，李小静，周岳远.石英砂精制试验研究[J].非金属矿，2003，26(2)：45-47.

[4] 贾木欣，孙传尧.几种硅酸盐矿物零电点、可浮性及键价分析[J].有色金属：选矿部分，2001(6)：1-9.

Study on the Flotation Technology of Potassium Feldspar in Copper-tin Tailings

Liu Jie Zhang Shumin Han Yuexin

(School of Resources and Civil Engineering, Northeastern University)

Some floatation tests were carried out to recover the potash feldspar with -0.074 mm 55% and K2O 4.5% from tailings of a copper ore dressing plant. Under the condition of dilute sulphuric acid as the pH regulator, hydrofluoric acid as activator of potash feldspar and oleylamine as the collector, close circuit test with single-stage roughing, double-stage cleaning and one-stage scavenging was conducted to produce concentrate of K2O 8.53% with the yield of 24.68% and recovery of 46.20%, which satisfied the quality requirements of potash feldspar products for ceramic industry. The experimental results made suggestions for the comprehensive utilization of copper tailings as secondary resources.

Copper and tin tailings, Potassium-feldspar, Quartz, Flotation

*国家自然基金项目(编号：51204035)；新教师基金项目(编号：20110042120041)。

2015-11-24)

刘 杰(1981—)，女，讲师，博士，110004 辽宁省沈阳市和平区文化路三号巷11号。