湖南某鉀鈉長石礦選礦試驗

岑對對 高惠民 路 洋 任子杰 金俊勛

(1.武漢理工大學資源與環境工程學院，湖北 武漢 430070；2.礦物資源加工與環境湖北省重點實驗室，湖北 武漢 430070)

湖南某鉀鈉長石礦選礦試驗

岑對對1,2高惠民1,2路 洋1,2任子杰1,2金俊勛1,2

(1.武漢理工大學資源與環境工程學院，湖北 武漢 430070；2.礦物資源加工與環境湖北省重點實驗室，湖北 武漢 430070)

湖南某長石礦礦物組成復雜，主要有用礦物為長石和石英。為開發利用該礦石，對其進行了選礦試驗研究。結果表明：在磨礦細度為-0.074 mm占62.36%時，原礦經脫泥—脫石英浮選后，以硫酸為調整劑、N-烷基丙撐二胺+石油磺酸鈉為捕收劑經1粗2掃長石-石英分離浮選，獲得了Al2O3含量為18.68%的長石浮選精礦和SiO2含量為98.35%的石英浮選精礦；長石浮選精礦經1粗1精磁選除鐵獲得了Al2O3含量為18.68%、Fe2O3為0.18%、Na2O+K2O為12.28%的長石精礦，達到了陶瓷工業的一級質量標準；石英浮選精礦在0.35 T條件下磁選除鐵后獲得了SiO2含量為98.35%、Fe2O3為0.076%的石英精礦，滿足玻璃工業二級質量要求。

長石 石英 浮選 磁選除鐵

長石和石英是兩種最常見的硅酸鹽礦物，同時也是地殼中分布最廣的兩種造巖礦物[1]。長石廣泛應用于陶瓷、化工、磨料磨具、玻璃纖維、電焊條等行業；石英作為尖端材料可用于光電源、電子工業、光通訊、SiO2薄膜材料等領域[2]。本研究針對湖南某長石礦脈石礦物種類多、石英含量高的特點，進行了適宜選礦工藝流程研究，不僅有效地降低了云母等鐵質脈石礦物的含量，而且通過使用高效組合捕收劑使得石英-長石得到有效的浮選分離，提高了石英精礦的品質，為該礦石的綜合利用提供了技術依據。

1 礦石性質

1.1 原礦化學多元素分析

原礦化學多元素分析結果見表1。

由表1可知，該礦石的主要化學成分為SiO2和Al2O3，分別占76.34%、12.85%。礦石中Na2O+K2O為8.62%，低于11%的長石一級品標準，Fe2O3含量為0.38%，高于0.2%的一級品標準。

1.2 原礦X射線衍射分析

原礦XRD圖譜見圖1。

由圖1可知，原礦礦物組成復雜，脈石礦物較多。礦石主要礦物成分為鉀鈉長石、石英、云母類、金紅石及少量磁鐵礦。

表1 原礦化學多元素分析結果

Table 1 Chemical multi-element analysis of raw ore %

圖1 原礦XRD圖譜

1.3 原礦礦物組成分析

通過偏光顯微鏡觀察發現，原礦中含有白云母、黑云母、金紅石及磁鐵礦等脈石礦物。部分含鐵礦物賦存于黑云母中，少量呈細粒狀，浸染狀分布于長石、石英顆粒中及縫隙間。原礦礦物組成見表2。

表2 原礦礦物組成

Table 2 Mineral composition of raw ore %

2 主要試驗設備與藥劑

試驗設備有：XMB-70型三輥四筒棒磨機，RK/FD型單槽式浮選機(1.5 L、1 L)，φ400 mm×240 mm濕法筒式弱磁選機，SLon-100濕式強磁選機。

藥劑有：硫酸，分析純；NaOH，化學純；十二胺，分析純；N-烷基丙撐二胺(簡稱二胺)，一種胺類改性捕收劑；石油磺酸鈉(簡稱石鈉)，磺酸鹽類捕收劑。

3 試驗結果及討論

3.1 長石粗選試驗

為降低礦泥對浮選的影響，對磨礦后礦樣首先采用沉降法進行了脫泥；原礦中含少量云母，會影響長石與石英浮選分離時指標的判斷，因此在長石與石英浮選分離前先選出云母。云母礦物浮選常用酸性陽離子浮選法[3]，在條件試驗的基礎上，確定以0.90 kg/t硫酸作調整劑、0.04 kg/t十二胺為捕收劑浮選云母。

石英-長石的浮選分離法主要經歷了氫氟酸法[4](又稱有氟有酸法)、無氟有酸法[5]和無氟無酸法[6]3個發展階段，本研究采用無氟有酸法分離石英與長石，即采用硫酸作為礦漿pH值調整劑，將二胺與石鈉混合使用作捕收劑浮選長石，浮選泡沫產品為長石、沉砂產品為石英。長石浮選條件試驗流程見圖2。

圖2 長石浮選條件試驗流程

3.1.1 磨礦細度試驗

原礦中含有片狀礦物云母，磨礦過程易發生過磨，因此采用棒磨機進行磨礦(礦漿濃度為50%)。磨礦細度試驗長石粗選的硫酸用量為0.40 kg/t、二胺+石鈉用量為0.22+0.78 kg/t，試驗結果見圖3。

圖3 磨礦細度試驗結果

由圖3可知，當-0.074 mm含量從33.13%增加到66.33%時，長石粗精礦Al2O3含量和回收率都是先降低再升高再降低。這主要是因為磨礦粒度較低時，礦物解離不充分，造成云母浮選回收效果差，部分云母進入長石粗精礦中，而云母中Al2O3含量高，磨礦細度較低時，長石粗精礦Al2O3含量較高；隨著磨礦細度的增加，云母單體解離度增加，云母浮選時浮入云母粗精礦中，長石粗精礦Al2O3含量降低；隨著磨礦細度的繼續增加，云母、長石都得到較好的解離，長石浮選粗精礦Al2O3含量增加；當磨礦細度增加到-0.074 mm含量占66.36%時，由于過磨造成礦樣泥化嚴重，云母、長石被脫泥除去，長石粗精礦Al2O3含量降低。綜合考慮Al2O3含量和回收率，確定磨礦細度為-0.074 mm占62.36%，此時獲得的長石粗精礦Al2O3含量為17.31%、回收率為75.61%。

3.1.2 硫酸用量試驗

在磨礦細度為-0.074 mm占62.36%、長石粗選二胺+石鈉用量為0.78+2.72 kg/t條件下進行硫酸用量試驗，結果見圖4。

圖4 硫酸用量試驗結果

由圖4可知，隨著硫酸用量的增加，長石粗精礦Al2O3含量逐漸提高、回收率逐漸降低；當硫酸用量從0.40 kg/t增加到1.0 kg/t時，長石粗精礦Al2O3含量提高幅度降低?？紤]由于酸量增加會加重設備腐蝕，確定長石粗選硫酸用量為0.40 kg/t，此時礦漿pH為3。

3.1.3 二胺與石鈉的配比試驗

二胺屬于陽離子捕收劑，石鈉為陰離子捕收劑，二者混合時會發生反應，反應產物的捕收特性取決于兩者之間的配比。在磨礦細度為-0.074 mm占62.36%、長石粗選硫酸用量為0.40 kg/t、二胺+石鈉總用量為3.50 kg/t條件下進行二胺與石鈉的配比試驗，結果見圖5。

圖5 二胺與石鈉配比試驗結果

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

▲—Al2O3回收率；◆—Al2O3含量由圖5可知，在二胺+石鈉總用量不變的情況下，隨著二胺與石鈉配比的降低，長石粗精礦中Al2O3含量逐漸增加、回收率下降；當二胺與石鈉配比由1∶3.5減小到1∶4.5時，其Al2O3含量增加幅度降低。綜合考慮，選擇二胺與石鈉配比為1∶3.5，即二胺+石鈉用量為0.78+2.72 kg/t。

3.1.4 二胺+石鈉用量試驗

在磨礦細度為-0.074 mm占62.36%、長石粗選硫酸用量為0.40 kg/t條件下進行二胺+石鈉用量試驗，結果見圖6。

圖6 二胺+石鈉用量試驗結果

Fig.6 Test results on dosage of combined collector

▲—Al2O3回收率；◆—Al2O3含量

由圖6可知，隨著二胺+石鈉總用量的增加，長石粗精礦Al2O3含量下降，回收率增加。當二胺+石鈉用量從0.89+3.11 kg/t增加到1.00+3.50 kg/t時，長石粗精礦Al2O3回收率提高不明顯、Al2O3品位顯著下降，過量的捕收劑使浮選環境惡化，導致精礦指標變差。綜合考慮，確定二胺+石鈉用量為0.89+3.11 kg/t。此時，可以獲得Al2O3含量為18.68%、回收率為89.08%的長石浮選粗精礦。

3.2 浮選開路流程試驗

在確定的最優條件基礎上按圖7流程進行浮選開路試驗，結果見表3。

圖7 浮選開路試驗流程

從表3可以看出，原礦經脫泥—云母浮選—1粗2掃石英長石分離浮選，可以獲得Al2O3含量為18.68%、回收率為64.77%的長石浮選精礦(Fe2O3含量為0.40%)，Al2O3含量為0.81%的石英浮選精礦(SiO2含量為98.35%、Fe2O3含量為0.12%)。

表3 浮選開路試驗結果

Table 3 Test results of open circuit flotation %

3.3 精礦除鐵試驗

原礦中含有白云母、黑云母、磁鐵礦等含鐵礦物，另外，棒磨過程中不可避免地會產生一些機械鐵。因此，浮選開路試驗獲得的長石浮選精礦和石英浮選精礦含鐵量較高。需要通過磁選除去[7]。

對浮選所得的長石精礦、石英精礦分別在磁場強度為0.35 T條件下進行濕式弱磁選除鐵，所得磁性物含量極少，弱磁選試驗精礦指標見表4。

表4 弱磁選試驗精礦指標

Table 4 Concentrate indexes of low intensity magnetic separation %

表4試驗結果表明：經弱磁選后，石英精礦的Fe2O3含量已經降至0.076%，可以滿足玻璃行業的要求；但是長石精礦的Fe2O3含量仍高達0.38%，需要通過強磁選去除。

將經過弱磁選的長石精礦在磁場強度為1.0 T條件下再進行強磁選，試驗結果見表5。

表5 強磁選試驗結果

Table 5 Test results of high intensity magnetic separation %

表5表明，經強磁選后，最終長石精礦Fe2O3含量由0.38%降至0.18%，滿足陶瓷行業的質量要求。

3.4 推薦工藝流程及精礦指標

條件試驗確定的最佳選礦提純試驗工藝見圖8，最終精礦分析結果見表6。

圖8 最終工藝流程

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

由表6可知，采用圖8流程可以獲得Al2O3含量為18.68%、Fe2O3為0.18%、Na2O+K2O為12.28%的長石精礦和SiO2含量為98.35%、Fe2O3為0.076%的石英精礦。長石精礦達到了陶瓷工業的一級質量標準，石英精礦可以滿足玻璃工業二級質量要求。

4 結 論

(1)湖南某長石礦主要礦物為長石、石英、云母、磁鐵礦。部分鐵元素賦存于云母中，會對長石的浮選產生不利影響。

(2)該長石礦分離粗選最佳條件為磨礦細度為-0.074 mm占62.36%、硫酸用量為0.40 kg/t(pH=3)、二胺+石鈉用量為0.89+3.11 kg/t。長石浮選精礦經1粗1精磁選除鐵獲得了Al2O3含量為18.68%、Fe2O3為0.18%的長石精礦，達到了陶瓷工業的一級質量標準；石英浮選精礦經磁選除鐵后獲得了SiO2含量為98.35%、Fe2O3為0.076%的石英精礦，可以滿足玻璃工業二級質量要求。

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(責任編輯 王亞琴)

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

岑對對(1990—)，男，碩士研究生。

TD973+.3,TD973+.5

A

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