山东某黄金尾矿中石英回收试验

刘 斌 刘时健 王 康 刘中伟 郁正飞

（中国建材国际工程集团有限公司海南分公司）

黄金尾矿是选金后的废弃物，一般包含石英、黏土、云母等脉石矿物，目前的综合利用率很低，主要被堆存在尾矿库，这不仅占用大量的土地，而且存在潜在的环境污染和安全风险［1-2］。

硅质校正原料是用以补充硅酸盐水泥生料中SiO2成分不足的原料。当采用硅酸率低的红壤或页岩为原料时，需掺入硅质校正原料。砂岩和粉砂岩是常用硅质校正原料，也有采用河砂、硅藻石、硅藻土和蛋白石为硅质校正原料。硅质校正原料一般要求SiO2含量超过80%，但SiO2含量较高的硅质校正原料一般硬度非常高，要达到水泥要求的细度需经过多次研磨，这不仅电耗和钢耗高，而且生产率低，大大增加了生产成本。

黄金尾矿一般粒度较细，若能回收其中的石英等硅质矿物，将其作为生产低碱水泥的硅质校正原料，则不仅可以降低磨矿成本，而且烧成热耗和碱含量（R2O）低，具有显著的经济价值和环保价值［3-4］。

本研究以某黄金尾矿为原料，以低碱水泥用硅质校正原料为目标，采用预先脱泥—磁选—浮选工艺进行了二氧化硅回收试验。

1 试样、试剂与试验设备

1.1 试 样

试样为山东某黄金尾矿，主要化学成分分析结果见表1，XRD图谱见图1，筛析结果见表2。

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由表1可知，试样中SiO2、Al2O3含量较高，分别为72.70%和12.71%。

由图1可知，试样中的主要矿物为石英、长石、绢云母、方解石和滑石。

由表2 可知，试样粒度较细，+0.71 mm 仅占0.49%，-0.030 mm占26.72%。

进一步的研究表明，石英主要为拉长片状集合体，部分呈单晶粒独立分布，大多与长石、绢云母等一同分布，呈细粒砂状零散分布在绢云母中，或分布在长石晶粒间以及硅质岩屑中；长石呈半自形或他形板柱状，多绢云母化，部分晶面发育碳酸盐化或被绿帘石交代，部分与石英连晶；少量金属矿物主要为黄铁矿、磁铁矿、褐铁矿和黄铜矿。

1.2 试剂及试验设备

试验用试剂有捕收剂HK-1（实验室自制阴离子磺酸盐类捕收剂），抑制剂DF-4，调整剂NaOH。

试验设备有φ125 型水力分级机、SSS-I-φ145 型周期式脉冲高梯度磁选机、XFD-0.75 型单槽浮选机等。

2 试验方案

试样中的有价组分为石英，试验将对石英的高效回收工艺进行研究。由于试样中主要矿物为石英、长石、云母等硅酸盐矿物，可采用浮选工艺进行有效选别。试样中含有大量的次生矿泥，这些矿泥具有极大的比表面积和吸附活性，在浮选过程中会消耗大量的浮选药剂，并且矿泥容易吸附在其他矿物表面，形成罩盖作用，降低矿物的可浮性差异，干扰矿石的正常浮选，因此需考虑预先脱泥［5］。在对试样进行一系列探索试验后，确定采用先脱除-0.030 mm 细泥，再磁选除杂，最后浮选提纯工艺回收石英，试验原则流程见图2。

3 试验结果和讨论

3.1 预先脱泥对浮选的影响

试验先研究了预先脱泥对浮选效果的影响，脱泥方法包括水力沉降法、筛分法、浮选法等。其中，水力沉降法脱泥是通过斯托克斯沉降公式计算出-0.030 mm 泥质矿物不同沉降时间对应的沉降高度，并用虹吸法脱除；筛分法脱泥是采用筛孔尺寸0.030 mm 的标准筛将-0.030 mm 粒级矿物筛除，其余条件与水力沉降法相同；浮选法脱泥是在对矿浆充分搅拌的情况下加药浮选出微细泥。脱泥产物采用NaOH调节矿浆pH=9，抑制剂DF-4用量为200 g/t，捕收剂HK-1 用量为320 g/t，不脱泥直接浮选与各方式脱泥后浮选结果表明，预先脱泥有利于获得更好的浮选精矿指标；浮选脱泥有利于获得更高SiO2含量（84.80%）的精矿，但回收率较低；筛分法与水力沉降法脱泥后的浮选精矿SiO2含量均在83.50%左右，且回收率相当。考虑到工业生产的实际可操作性，后续试验选择采用水力沉降法脱泥。

3.2 磁选试验

磁选试验探究了水力沉降法脱泥粗砂直接浮选（NaOH 用量400 g/t、DF-4 用量160 g/t、HK-1 用量240 g/t，下同）、1 次磁选（0.4 T）后浮选、1 粗1 精磁选（粗选0.4 T、精选1.0 T）后浮选情况下的精矿指标，结果见表3。

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由表3可知，磁选次数增加，浮选精矿产率下降、SiO2含量上升。综合考虑成本与效益因素，确定水力沉降法脱泥粗砂采用1次中磁选后再浮选，中磁选的背景磁感应强度为0.4 T。

3.3 浮选试验

3.3.1 NaOH用量试验

NaOH 用量试验给矿为一段磁选（0.4 T）精矿，试验固定DF-4 用量为160 g/t，HK-1 用量为240 g/t，试验结果见图3。

由图3 可知，随着NaOH 用量的增加，浮选精矿作业产率与SiO2含量均先上升后下降；NaOH 用量为200 g/t 时，精矿作业产率为44.40%，SiO2含量最大达81.60%；NaOH 用量为400 g/t 时，精矿作业产率最大达59.96%，SiO2含量为80.40%。本着满足SiO2含量要求的情况下尽量提高精矿产率的原则，确定NaOH用量为400 g/t。

3.3.2 DF-4用量试验

DF-4 用量试验给矿为一段磁选（0.4 T）精矿，试验固定NaOH 用量为400 g/t，HK-1 用量为240 g/t，试验结果见图4。

由图4可知，随着DF-4用量的增加，浮选精矿作业产率下降，SiO2含量上升。当DF-4 用量为160 g/t时，SiO2含量为80.40%，作业产率为59.96%；当DF-4用量为200 g/t 时，SiO2含量提高至81.21%，作业产率降至58.20%。考虑到要确保浮选精矿品质，推荐DF-4用量为200 g/t。

3.3.3 HK-1用量试验

HK-1 用量试验给矿为一段磁选（0.4 T）精矿，试验固定NaOH 用量为400 g/t，DF-4 用量为200 g/t，试验结果见图5。

由图5可知，随着HK-1用量的增加，浮选精矿作业产率上升，SiO2含量下降。当HK-1 用量为240 g/t时，SiO2含量为81.21%，作业产率为58.20%；当HK-1用量为280 g/t 时，SiO2含量为80.28%，作业产率为68.20%。考虑到要确保浮选精矿品质，推荐HK-1用量为240 g/t。

3.4 全流程试验

根据条件试验结果，确定采用水力沉降法脱泥—磁选—浮选工艺流程处理试样，试验流程见图6，试验结果见表4。

由表4可知，试样采用水力沉降法脱泥—磁选—浮选工艺流程处理，最终获得产率32.28%，SiO2含量81.71%，Fe2O3含量0.32%，Al2O3含量9.51%的石英精矿，满足低碱水泥用硅质校正原料品质要求。

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4 结 论

（1）山东某黄金尾矿粒度较细，+0.71 mm 仅占0.49%，-0.030 mm 占26.72%；主要矿物为石英，其次为长石、绢云母、方解石和滑石，SiO2含量高达72.70%，石英主要为拉长片状集合体，部分呈单晶粒独立分布，大多与长石、绢云母等一同分布，呈细粒砂状零散分布在绢云母中，或分布在长石晶粒间以及硅质岩屑中。

（2）对试样预先脱泥可大幅度提高选别效果；脱泥后的粗砂采用中磁选预富集，可减少后续作业处理量，降低投资与生产成本；中磁选预富集产物采用浮选工艺富集石英，最终获得产率32.28%，SiO2含量81.71%，Fe2O3含量0.32%，Al2O3含量9.51%的石英精矿，满足低碱水泥用硅质校正原料品质要求。