从高岭土矿尾矿中回收石英砂试验研究

冯海生，朱俊雄，罗赣明，罗红标，孙全庆

(1.中核赣州金瑞铀业有限公司，江西 赣州 341000；2.崇义县志远矿业有限公司，江西 崇义 341300；3.中核环保工程有限公司，北京 101100)

小坑高岭土矿是江西省最大的高岭土矿，设计年开采量为100万t，规划远景年开采量为200万t，主要矿物组成为高岭石、石英、多硅锂云母、钠长石和钾长石。已建成投产的高岭土矿选矿一厂，年处理矿石量为50万t，采用湿法加工工艺回收325目高岭土，淘洗率为6.97%～31.82%。选矿后产生了以石英砂为主，含锂云母、钾长石、钠长石和电气石等矿物的尾矿，尾矿产生量占高岭土矿的79.74%，达40万t/a。大量的高岭土尾矿无处堆放，产生了环保问题；而高岭土尾矿中的石英是玻璃工业必需的重要原料，因此开展从高岭土尾矿中回收石英砂的研究十分必要。

通过对选矿工艺进行试验研究，在磨矿粒度、磁选强度、浮选条件等方面进行参数优选，确定回收工艺组合方式及运行参数，在确保得到合格产品的前提下，优化工艺路线，控制生产成本[1-4]。根据石英砂分级标准[5]，结合市场需求，确定试验回收的石英砂精矿指标为w(SiO2)≥99.00%，w(Al2O3)<0.30%，w(Fe2O3)<80 ppm。

1 试验部分

1.1 试验样品的准备

1.1.1 样品采集

在高岭土矿尾矿场进行10 m×10 m网格布点，共设置10个布点进行样品采集，从每个点采集100 kg尾矿，共采集样品尾矿1 000 kg。采集的样品按照矿样制备要求，先进行搅拌缩分，并留出备份样品；然后继续搅拌均匀，取样用于化学分析、粒度筛析和回收试验研究。

1.1.2 样品筛析

采用干筛、湿筛方法筛析样品，筛析样品产率统计见表1。可以看出，尾矿在不同环境状态下，相同粒级所占比例相近，说明其粒度分布相对稳定，不会因环境条件变化而产生明显的变化。

1.1.3 样品分析

取1 kg干燥的尾矿样品，采用电感耦合等离子质谱仪(ICP-MS)分析样品组分，同时测试样品的烧失量，结果见表2。从分析结果来看，要想得到符合要求的石英砂产品，需要提高SiO2的含量，并降低Al2O3和Fe2O3的含量。

1.2 试验设备

主要试验设备：XMB-200×240型湿式棒磨机，用于细磨矿样；SSS-Ⅰ型周期式高梯度磁选机，用于磁性除铁；XFD-IV型单槽浮选机，用于浮选去除杂质；振动筛，用于筛分矿样。

表1 筛析样品产率统计

表2 试验样品组分 %

1.3 试验方法

从高岭土尾矿中回收石英砂的工艺较为成熟，为获取适用于本尾矿的工艺流程参数，对从小坑高岭土矿尾矿中回收石英砂进行了多流程的探索性试验。探索试验初步确定本试验工艺流程为“原矿—磨矿—分级—磁选—浮选—精砂”，通过对磨矿粒度、磁选参数、硫酸用量、捕获剂用量等工艺参数进行验证和优化，以获得最佳工艺参数。

2 试验结果及讨论

2.1 磨矿试验

干筛、湿筛方法筛析尾矿中，+36目粒度的筛析物所占比例分别为77.36%和71.87%(表1)，为满足石英砂精矿产品粒度在-36～+140目的要求，控制磨矿粒度为-30目、-36目，分别进行磨矿试验。试验条件：尾矿量10 kg/次，矿浆浓度50%，通过对不同粒级的尾矿进行磨矿试验，使石英砂与附着矿物分离，提高精矿产率。试验结果见表3。

试验结果表明：磨矿粒度控制在0.5 mm(36目)时，有利于尾矿砂中石英砂精矿的回收，得到的精矿中的w(SiO2)>99.50%，可以达到试验目标的要求；精矿产率随磨矿粒度的增大而提高，但以0.6 mm(30目)标准筛控制磨矿粒度时，得到的精矿铁含量超标。综合考虑，选择0.5 mm作为磨矿粒度上限较为适宜。

表3 磨矿试验结果

2.2 磁选试验

矿石受到磁力和其他机械力(如重力、离心力、摩擦力、介质阻力等)的共同作用时，不同磁性的矿物沿不同路径运动。磁性颗粒所受磁力的大小与矿物本身磁性有关，在磁场中所受比磁力的大小与磁场强度和梯度成正比。试样中含有大量磁性脉石矿物，通过磁选作业可将其有效分离，进而降低精矿中Fe2O3的含量。

磁选是提高精矿指标的主要方法之一，磁场强度越大、磁选次数越多，磁选处理效果越好；但工艺流程会更复杂，且设备投资和运行成本均会增加。根据探索试验结果，确定两次浮选条件不变，变化磁选次数进行单因素条件试验，一次磁选场强为0.4 T，二次磁选场强为1.0 T，三次磁选场强为1.2 T。磁选试验结果如图1所示。

试验得出：1)“磨矿—分级—三次磁选—两次浮选”工艺流程的精矿绝对产率为30.46%，精矿中w(SiO2)为99.58%，w(Al2O3)为0.14%，w(Fe2O3)为46 ppm；2)“磨矿—分级—两次磁选—两次浮选”工艺流程的精矿绝对产率为32.70%，精矿中w(SiO2)为99.53%，w(Al2O3)为0.13%，w(Fe2O3)为59 ppm；3)“磨矿—分级—一次磁选—两次浮选”工艺流程的精矿绝对产率为42.03%，精矿中w(SiO2)为99.40%，w(Al2O3)为0.22%，w(Fe2O3)为81 ppm；4)三次磁选和两次磁选，最终得到的精矿均达到指标要求；但一次磁选时，精矿中的Fe2O3含量超标。

减少磁选次数可简化工艺流程、减少设备投资及运行成本，且可显著提高精矿绝对产率；但精矿铁含量会随之升高。根据浮选精矿的测试结果，选择两次磁选工艺较为适宜。

2.3 浮选条件试验

浮选是在细粒和极细粒物料分选中应用最广、效果最好的一种选矿方法。在浮选机中，加入药剂处理过的矿浆，在搅拌充气的作用下，部分矿粒选择性地固着于气泡之上，浮至矿浆表面，并被刮出形成泡沫产品；其余部分则保留在矿浆中，实现矿物分离。

选取两次磁选精矿进行浮选条件试验，探究pH、捕收剂用量对浮选精矿指标的影响，以期获得较少的药剂用量和最优的浮选效果。考虑在前期探索试验中，浮选精矿硅、铝元素含量均达到指标要求且结果较为稳定，浮选条件试验选择性对精矿中的SiO2、Al2O3、Fe2O3含量进行分析。

2.3.1 浮选pH的确定

调整一次浮选酸用量，探究一次浮选pH对浮选精矿指标的影响。加酸量对pH的影响见表4， pH对浮选效果的影响如图2所示。

表4 加酸量对pH的影响

从图2可看出：pH过低或过高时，精矿的铁含量均比较高；酸用量小于10 kg/t时，精矿绝对产率变化不大；酸用量为8 kg/t时，精矿的铁含量最低；酸用量大于10 kg/t时，精矿绝对产率增加，精矿的铁含量也明显增加。这是由于调浆pH过高时，石英未被完全抑制，导致分选性能不佳；调浆pH过低时，虽然精矿绝对产率有所增加，但由于长石等脉石矿物被抑制，无法完全上浮而残留在精矿中，导致精矿的Fe2O3含量偏高。

综合考虑，一次浮选酸用量选择8 kg/t较为适宜，调浆pH=2.0，此时，精矿绝对产率为32.58%，精矿中w(Fe2O3)为55 ppm，精矿指标符合技术指标要求。二次浮选调浆pH=2.0时，酸用量为6 kg/t。

2.3.2 一次浮选捕收剂条件试验

捕收剂(HK)为专用试剂。固定一次浮选酸用量为8 kg/t，二次浮选酸用量为6 kg/t，其他条件固定，调整一次浮选捕收剂用量，进行捕收剂单因素条件试验，考察一次浮选捕收剂对浮选效果的影响。试验结果如图3所示。

由图3可看出，随着捕收剂用量的增加，精矿绝对产率与铁含量均呈降低趋势。捕收剂用量过小时，精矿中Fe2O3含量偏高，这主要是由于药剂用量不足，不能将脉石矿物与石英完全分离；捕收剂用量过大时，精矿绝对产率过低，这主要是由于药剂过量，尾矿会夹带部分品质较好的石英一起上浮。

当捕收剂用量超过4.16 kg/t时，精矿的铁含量下降趋势变缓，精矿绝对产率仍在逐渐下降。综合考虑，一次浮选的捕收剂用量以4.16 kg/t较为适宜，即HK-1用量为3.20 kg/t，HK-2用量为0.96 kg/t。此时，精矿绝对产率为32.58%，精矿中w(Fe2O3)为55 ppm，精矿指标符合技术指标要求。

2.3.3 二次浮选捕收剂条件试验

前期的探索性试验表明，两次浮选有较好的效果。为此，固定一次浮选酸用量为8 kg/t，捕收剂HK-1用量为3.20 kg/t、HK-2用量为0.96 kg/t，二次浮选酸用量为6 kg/t，调整二次浮选捕收剂用量，进行二次浮选捕收剂用量单因素条件试验，试验结果如图4所示。可以看出，随着捕收剂用量增加，精矿产率与铁含量均呈降低趋势。捕收剂用量超过3.12 kg/t时，精矿的铁含量下降趋势变缓，精矿产率下降明显。因此，二次浮选捕收剂用量以3.12 kg/t较为适宜，即HK-1用量为2.40 kg/t，HK-2用量为0.72 kg/t。

2.4 回收石英砂的工艺流程及参数

根据条件试验的结果，确定了磨矿条件、磁选分级、配酸条件、浮选药剂等具体参数，并对所有参数进行了验证试验。按照“磨矿—分级—两次磁选—两次浮选”工艺流程进行验证试验，调整合适的工艺参数，石英砂精矿的绝对产率为31.23%～34.29%；精矿中w(SiO2)为99.38%～99.53%、w(Fe2O3)为56～63 ppm、w(Al2O3)为0.14%～0.17%；精矿中+0.71 mm的粒度占比0%，-0.105 mm的粒度占比0.16%。精矿各项指标均满足技术指标要求。研究确定的从高岭土矿尾矿中回收石英砂的工艺流程如图5所示。

本研究得到的工艺参数见表5，此工艺参数可作为后期工业试验的基本参数；但在工业试验中，需要进一步研究并确定是否需要强化磁选工艺条件。

表5 从高岭土尾矿中回收石英砂的工艺参数

3 结论

通过磨矿、磁选、浮选条件试验及流程验证试验，确定从高岭土尾矿中回收石英砂的工艺流程为“磨矿—分级—两次磁选—两次浮选”。磨矿粒度控制在0.5 mm以下，进行0.4 T及1.0 T两级磁选后，再在pH=2.0的条件下，进行两级浮选，一次浮选药剂加入量为4.16 kg/t，二次浮选药剂加入量为3.12 kg/t，最终可回收得到玻璃工业用石英砂产品。回收的石英砂精矿绝对产率为34.29%，精矿中w(SiO2)为99.53%，w(Al2O3)为0.14%，w(Fe2O3)为56 ppm。