湖南某钾钠长石矿选矿试验

岑对对 高惠民 路 洋 任子杰 金俊勋

(1.武汉理工大学资源与环境工程学院，湖北 武汉 430070；2.矿物资源加工与环境湖北省重点实验室，湖北 武汉 430070)

湖南某钾钠长石矿选矿试验

岑对对1,2高惠民1,2路 洋1,2任子杰1,2金俊勋1,2

(1.武汉理工大学资源与环境工程学院，湖北 武汉 430070；2.矿物资源加工与环境湖北省重点实验室，湖北 武汉 430070)

湖南某长石矿矿物组成复杂，主要有用矿物为长石和石英。为开发利用该矿石，对其进行了选矿试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占62.36%时，原矿经脱泥—脱石英浮选后，以硫酸为调整剂、N-烷基丙撑二胺+石油磺酸钠为捕收剂经1粗2扫长石-石英分离浮选，获得了Al2O3含量为18.68%的长石浮选精矿和SiO2含量为98.35%的石英浮选精矿；长石浮选精矿经1粗1精磁选除铁获得了Al2O3含量为18.68%、Fe2O3为0.18%、Na2O+K2O为12.28%的长石精矿，达到了陶瓷工业的一级质量标准；石英浮选精矿在0.35 T条件下磁选除铁后获得了SiO2含量为98.35%、Fe2O3为0.076%的石英精矿，满足玻璃工业二级质量要求。

长石 石英 浮选 磁选除铁

长石和石英是两种最常见的硅酸盐矿物，同时也是地壳中分布最广的两种造岩矿物[1]。长石广泛应用于陶瓷、化工、磨料磨具、玻璃纤维、电焊条等行业；石英作为尖端材料可用于光电源、电子工业、光通讯、SiO2薄膜材料等领域[2]。本研究针对湖南某长石矿脉石矿物种类多、石英含量高的特点，进行了适宜选矿工艺流程研究，不仅有效地降低了云母等铁质脉石矿物的含量，而且通过使用高效组合捕收剂使得石英-长石得到有效的浮选分离，提高了石英精矿的品质，为该矿石的综合利用提供了技术依据。

1 矿石性质

1.1 原矿化学多元素分析

原矿化学多元素分析结果见表1。

由表1可知，该矿石的主要化学成分为SiO2和Al2O3，分别占76.34%、12.85%。矿石中Na2O+K2O为8.62%，低于11%的长石一级品标准，Fe2O3含量为0.38%，高于0.2%的一级品标准。

1.2 原矿X射线衍射分析

原矿XRD图谱见图1。

由图1可知，原矿矿物组成复杂，脉石矿物较多。矿石主要矿物成分为钾钠长石、石英、云母类、金红石及少量磁铁矿。

表1 原矿化学多元素分析结果

Table 1 Chemical multi-element analysis of raw ore %

图1 原矿XRD图谱

1.3 原矿矿物组成分析

通过偏光显微镜观察发现，原矿中含有白云母、黑云母、金红石及磁铁矿等脉石矿物。部分含铁矿物赋存于黑云母中，少量呈细粒状，浸染状分布于长石、石英颗粒中及缝隙间。原矿矿物组成见表2。

表2 原矿矿物组成

Table 2 Mineral composition of raw ore %

2 主要试验设备与药剂

试验设备有：XMB-70型三辊四筒棒磨机，RK/FD型单槽式浮选机(1.5 L、1 L)，φ400 mm×240 mm湿法筒式弱磁选机，SLon-100湿式强磁选机。

药剂有：硫酸，分析纯；NaOH，化学纯；十二胺，分析纯；N-烷基丙撑二胺(简称二胺)，一种胺类改性捕收剂；石油磺酸钠(简称石钠)，磺酸盐类捕收剂。

3 试验结果及讨论

3.1 长石粗选试验

为降低矿泥对浮选的影响，对磨矿后矿样首先采用沉降法进行了脱泥；原矿中含少量云母，会影响长石与石英浮选分离时指标的判断，因此在长石与石英浮选分离前先选出云母。云母矿物浮选常用酸性阳离子浮选法[3]，在条件试验的基础上，确定以0.90 kg/t硫酸作调整剂、0.04 kg/t十二胺为捕收剂浮选云母。

石英-长石的浮选分离法主要经历了氢氟酸法[4](又称有氟有酸法)、无氟有酸法[5]和无氟无酸法[6]3个发展阶段，本研究采用无氟有酸法分离石英与长石，即采用硫酸作为矿浆pH值调整剂，将二胺与石钠混合使用作捕收剂浮选长石，浮选泡沫产品为长石、沉砂产品为石英。长石浮选条件试验流程见图2。

图2 长石浮选条件试验流程

3.1.1 磨矿细度试验

原矿中含有片状矿物云母，磨矿过程易发生过磨，因此采用棒磨机进行磨矿(矿浆浓度为50%)。磨矿细度试验长石粗选的硫酸用量为0.40 kg/t、二胺+石钠用量为0.22+0.78 kg/t，试验结果见图3。

图3 磨矿细度试验结果

由图3可知，当-0.074 mm含量从33.13%增加到66.33%时，长石粗精矿Al2O3含量和回收率都是先降低再升高再降低。这主要是因为磨矿粒度较低时，矿物解离不充分，造成云母浮选回收效果差，部分云母进入长石粗精矿中，而云母中Al2O3含量高，磨矿细度较低时，长石粗精矿Al2O3含量较高；随着磨矿细度的增加，云母单体解离度增加，云母浮选时浮入云母粗精矿中，长石粗精矿Al2O3含量降低；随着磨矿细度的继续增加，云母、长石都得到较好的解离，长石浮选粗精矿Al2O3含量增加；当磨矿细度增加到-0.074 mm含量占66.36%时，由于过磨造成矿样泥化严重，云母、长石被脱泥除去，长石粗精矿Al2O3含量降低。综合考虑Al2O3含量和回收率，确定磨矿细度为-0.074 mm占62.36%，此时获得的长石粗精矿Al2O3含量为17.31%、回收率为75.61%。

3.1.2 硫酸用量试验

在磨矿细度为-0.074 mm占62.36%、长石粗选二胺+石钠用量为0.78+2.72 kg/t条件下进行硫酸用量试验，结果见图4。

图4 硫酸用量试验结果

由图4可知，随着硫酸用量的增加，长石粗精矿Al2O3含量逐渐提高、回收率逐渐降低；当硫酸用量从0.40 kg/t增加到1.0 kg/t时，长石粗精矿Al2O3含量提高幅度降低。考虑由于酸量增加会加重设备腐蚀，确定长石粗选硫酸用量为0.40 kg/t，此时矿浆pH为3。

3.1.3 二胺与石钠的配比试验

二胺属于阳离子捕收剂，石钠为阴离子捕收剂，二者混合时会发生反应，反应产物的捕收特性取决于两者之间的配比。在磨矿细度为-0.074 mm占62.36%、长石粗选硫酸用量为0.40 kg/t、二胺+石钠总用量为3.50 kg/t条件下进行二胺与石钠的配比试验，结果见图5。

图5 二胺与石钠配比试验结果

Fig.5 Test results under different ratio of N-alkyltrimethyene diamine and sodium petroleum sulfonate

▲—Al2O3回收率；◆—Al2O3含量由图5可知，在二胺+石钠总用量不变的情况下，随着二胺与石钠配比的降低，长石粗精矿中Al2O3含量逐渐增加、回收率下降；当二胺与石钠配比由1∶3.5减小到1∶4.5时，其Al2O3含量增加幅度降低。综合考虑，选择二胺与石钠配比为1∶3.5，即二胺+石钠用量为0.78+2.72 kg/t。

3.1.4 二胺+石钠用量试验

在磨矿细度为-0.074 mm占62.36%、长石粗选硫酸用量为0.40 kg/t条件下进行二胺+石钠用量试验，结果见图6。

图6 二胺+石钠用量试验结果

Fig.6 Test results on dosage of combined collector

▲—Al2O3回收率；◆—Al2O3含量

由图6可知，随着二胺+石钠总用量的增加，长石粗精矿Al2O3含量下降，回收率增加。当二胺+石钠用量从0.89+3.11 kg/t增加到1.00+3.50 kg/t时，长石粗精矿Al2O3回收率提高不明显、Al2O3品位显著下降，过量的捕收剂使浮选环境恶化，导致精矿指标变差。综合考虑，确定二胺+石钠用量为0.89+3.11 kg/t。此时，可以获得Al2O3含量为18.68%、回收率为89.08%的长石浮选粗精矿。

3.2 浮选开路流程试验

在确定的最优条件基础上按图7流程进行浮选开路试验，结果见表3。

图7 浮选开路试验流程

从表3可以看出，原矿经脱泥—云母浮选—1粗2扫石英长石分离浮选，可以获得Al2O3含量为18.68%、回收率为64.77%的长石浮选精矿(Fe2O3含量为0.40%)，Al2O3含量为0.81%的石英浮选精矿(SiO2含量为98.35%、Fe2O3含量为0.12%)。

表3 浮选开路试验结果

Table 3 Test results of open circuit flotation %

3.3 精矿除铁试验

原矿中含有白云母、黑云母、磁铁矿等含铁矿物，另外，棒磨过程中不可避免地会产生一些机械铁。因此，浮选开路试验获得的长石浮选精矿和石英浮选精矿含铁量较高。需要通过磁选除去[7]。

对浮选所得的长石精矿、石英精矿分别在磁场强度为0.35 T条件下进行湿式弱磁选除铁，所得磁性物含量极少，弱磁选试验精矿指标见表4。

表4 弱磁选试验精矿指标

Table 4 Concentrate indexes of low intensity magnetic separation %

表4试验结果表明：经弱磁选后，石英精矿的Fe2O3含量已经降至0.076%，可以满足玻璃行业的要求；但是长石精矿的Fe2O3含量仍高达0.38%，需要通过强磁选去除。

将经过弱磁选的长石精矿在磁场强度为1.0 T条件下再进行强磁选，试验结果见表5。

表5 强磁选试验结果

Table 5 Test results of high intensity magnetic separation %

表5表明，经强磁选后，最终长石精矿Fe2O3含量由0.38%降至0.18%，满足陶瓷行业的质量要求。

3.4 推荐工艺流程及精矿指标

条件试验确定的最佳选矿提纯试验工艺见图8，最终精矿分析结果见表6。

图8 最终工艺流程

Table 6 Results of the final concentrate’s quantity-quality %

由表6可知，采用图8流程可以获得Al2O3含量为18.68%、Fe2O3为0.18%、Na2O+K2O为12.28%的长石精矿和SiO2含量为98.35%、Fe2O3为0.076%的石英精矿。长石精矿达到了陶瓷工业的一级质量标准，石英精矿可以满足玻璃工业二级质量要求。

4 结 论

(1)湖南某长石矿主要矿物为长石、石英、云母、磁铁矿。部分铁元素赋存于云母中，会对长石的浮选产生不利影响。

(2)该长石矿分离粗选最佳条件为磨矿细度为-0.074 mm占62.36%、硫酸用量为0.40 kg/t(pH=3)、二胺+石钠用量为0.89+3.11 kg/t。长石浮选精矿经1粗1精磁选除铁获得了Al2O3含量为18.68%、Fe2O3为0.18%的长石精矿，达到了陶瓷工业的一级质量标准；石英浮选精矿经磁选除铁后获得了SiO2含量为98.35%、Fe2O3为0.076%的石英精矿，可以满足玻璃工业二级质量要求。

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(责任编辑 王亚琴)

Beneficiation Tests of Feldspar from Hunan

Cen Duidui1,2Gao Huimin1,2Lu Yang1,2Ren Zijie1,2Jin Junxun1,2

(1.SchoolofResourcesandEnvironmentalEngineering，WuhanUniversityofTechnology，Wuhan430070,China;2.HubeiProvincialKeyLaboratoryofMineralResourcesProcessingandEnvironment，Wuhan430070,China)

Main minerals in a feldspar ore of Hunan Province are feldspar and quartz.Beneficiation experiments were conducted for the development and utilization of the ore.Results show that at the grinding fineness is 62.36% -0.074 mm，after desliming and quartz discarding flotation，with sulfuric acid modifier，N-alkyl diaminopropane + petroleum sodium sulfonate as collector by one roughing and two scavenging feldspar-quartz separating floattion，feldspar concentrate with 18.68% Al2O3and quartz concentrate with 98.35% SiO2are obtained.Through one roughing and one cleaning magnet separation for iron removal dealing with feldspar flotation concentrate，feldspar concentrate with 18.68% Al2O3，0.18% Fe2O3and 12.28% Na2O+K2O was received.Quartz concentrates with 98.35% SiO2and 0.076% Fe2O3was received dealing with quartz flotation concentrate at the magnet intensity of 0.35 T for iron removal.The feldspar concentrates meets the first-grade quality standard of ceramics，while the quartz concentrates for the secondary quality standard of glass.

Feldspar，Quartz，Flotation，Iron removal by magnet separation

2014-11-25

岑对对(1990—)，男，硕士研究生。

TD973+.3,TD973+.5

A

1001-1250(2015)-02-082-05