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某羟硅铍石矿中浮选富集含铍矿物的试验研究 ① 耿志强1,2, 黄红军2, 孙 伟2 (1.江西铜业集团有限公司,江西 南昌 330029; 2.中南大学 资源加工与生物工程学院,湖南 长沙 410083) 摘 要 新疆某羟硅铍石矿 BeO 品位 0.47%,脉石矿物主要是石英、长石、云母等硅酸盐类矿物。 为回收利用其中的铍矿物,采用浮 选的方法对其进行试验研究。 最终在磨矿细度-0.074 mm 粒级占 90%,调整剂氟化钠用量 400 g/ t、碳酸钠用量 1 500 g/ t、硫化钠用 量 2 000 g/ t、六偏磷酸钠用量 50 g/ t,捕收剂油酸 900 g/ t+GYB 100 g/ t 的条件下,进行了一次粗选、一次扫选、四次精选的闭路浮选 试验,可获得 BeO 品位 8.31%、回收率 84.56%的铍精矿。 该羟硅铍石的浮选富集程度较好,可为同类型矿石的开发提供依据。 关键词 浮选; 羟硅铍石; 铍; 铝硅酸盐 中图分类号 TD923文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2018.04.013 文章编号 0253-6099(2018)04-0054-03 Reclaiming of Beryllium Minerals from Bertrandite Ore by Flotation GENG Zhi-qiang1,2, HUANG Hong-jun2, SUN Wei2 (1.Jiangxi Copper Co Ltd, Nanchang 330029, Jiangxi, China; 2.School of Minerals Processing and Bioengineering, Central South University, Changsha 410083, Hunan, China) Abstract A bertrsandite ore from Xinjiang with BeO grade of 0.47%, in which silicate minerals like quartz, feldspar and mica were the dominant gangue minerals, was processed by flotation to recover berryllium minerals therein. A closed-circuit flotation process consisting of one stage of roughing, one stage of scavenging and four stages of cleaning was pered with the grinding fineness of -0.074 mm 90%, dosage for regulator sodium fluoride, sodium carbonate, sodium sulfide and sodium hexametaphosphate at 400 g/ t, 1 500 g/ t, 2 000 g/ t and 50 g/ t, respectively, dosage for collector oleate acid and GYB at 900 g/ t and 100 g/ t, respectively, resulting in a berryllium concentrate with BeO grade of 8.31% at 84.56% recovery. It is shown that a good enrichment effect of bertrsandite ore is attained by flotation, which can provide reference for beneficiation of similar ores. Key words flotation; bertrandite; berryllium; aluminosilicate 铍(Be),作为一种稀有的轻金属元素,具有很多 优异的物理化学性能,是航空航天以及核工业等高新 技术领域不可替代的重要材料[1]。 目前世界上的铍 主要赋存在绿柱石和硅铍石中[2],集中分布在巴西、 印度、俄罗斯和美国等国;我国铍资源主要分布在新 疆、四川、云南和内蒙古等地[3],铍矿主要类型为花岗 伟晶岩型、热液脉型和花岗岩型[4]。 自从 20 世纪以来,铍工业逐渐发展,而铍冶炼的 原料一直来源于绿柱石精矿[5]。 随着我国技术水平 和经济的高速发展,原有的绿柱石资源已经越来越少, 而非绿柱石铍矿石的回收技术并不完善[6],因此探索 有效地回收非绿柱石铍矿石的方法尤为重要。 从我国 铍资源的分布情况来看,新疆地区羟硅铍石资源储量 十分丰富[7-8],一般与铝硅酸盐类脉石矿物共生,如果 能够寻找到有效的浮选回收手段,就可以实现其综合 利用。 在绿柱石浮选的研究中[9-10],浮选流程大体可以 分为酸法流程和碱法流程两大类,而对于羟硅铍石的 浮选,有研究表明[11],采用六偏磷酸钠和氟化钠混合 作活化剂,油酸+ZF1 作捕收剂可以取得较好的效果, 但获得的精矿 BeO 品位均不超过 8%。 新疆某含铍矿 石主要铍矿物为羟硅铍石,为回收其中的铍矿物,本文 对其进行了浮选富集含铍精矿试验,以探索最佳的羟 硅铍石浮选工艺流程。 ①收稿日期 2018-02-01 基金项目 高等学校学科创新引智计划(B14034);中南大学“创新驱动计划”项目(2015CX005) 作者简介 耿志强(1984-),男,安徽人,博士研究生,主要研究方向为浮选工艺与设备。 第 38 卷第 4 期 2018 年 08 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.38 №4 August 2018 万方数据 1 矿石性质 新疆某羟硅铍石原矿化学多元素分析结果见表 1。 由表 1 可知,矿石中主要化学元素有硅、铝、钙、镁等,铍 含量达到了工业利用水平,BeO 品位为 0.47%,其他有 价金属含量均较低。 表 1 矿石化学多元素分析结果(质量分数) / % SiO2Al2O3CaOMgOK2ONa2OBeO 66.4814.202.473.233.193.540.47 LiNbCuPbZnFTFe 0.003 20.004 50.004 50.0190.0141.002.99 铍物相分析结果见表 2。 结合扫描电镜和 X 射线 能谱分析得知[12],矿石中铍矿物的赋存状态以羟硅铍 石为主,占总量的 95%以上。 羟硅铍石主要以自形 晶、半自形晶形式存在,呈细小的板状或柱状晶体,颗 粒大小在 20~300 μm 之间,与萤石脉关系密切,矿石 蚀变强烈,主要有钠长石化、绿泥石化等蚀变现象。 脉 石矿物主要为石英、长石、云母、绿泥石以及少量的萤 石等。 表 2 矿石铍物相分析结果 物相含量/ %占有率/ % 吸附状态铍(BeO)0.001 460.31 羟基铁中铍(BeO)0.021 524.58 硅与铍结合态(BeO)0.447 095.11 总量(BeO)0.47100.00 2 试验结果与分析 2.1 试验设备与方法 试验设备主要为 XMQ-Φ24090 球磨机,XFD-1.5L、 XFD-1.0L 型、XFD-0.5L 型浮选机。 试验所用药剂为 氟化钠(分析纯)、碳酸钠(分析纯)、硫化钠(分析 纯)、六偏磷酸钠(分析纯)、油酸(化学级)、GYB(苯甲 羟肟酸,工业级)。 针对矿石性质,羟硅铍石的浮选主要采用油酸作 捕收剂,选择性较好的螯合类药剂 GYB 为辅助捕收 剂[13];调整剂采用碳酸钠、氟化钠、硫化钠、六偏磷酸 钠等药剂。 浮选条件试验采用一次粗选,以确定最佳 的浮选工艺参数。 试验流程见图 1。 2.2 磨矿细度试验 铍矿物是否充分单体解离,是浮选富集的重要条 件。 磨矿细度试验流程见图 1,结果见图 2。 原矿 磨矿 药剂单位g/t 氟化钠 碳酸钠 硫化钠 六偏磷酸钠 油酸GYB 浮 选 精矿尾矿 400 1500 2000 20 900100 3 min 3 min 3 min 3 min 6 min 6 min 图 1 浮选试验流程 从图 2 可以看出,随着磨矿细度增加,精矿 BeO 回收率逐渐升高,品位先升高、当磨矿细度超过 90% 后降低。 考虑粗选阶段应尽量保证铍矿物的回收率, 故而磨矿细度-0.074 mm 粒级占 90%为宜,此时铍精 矿 BeO 品位2.99%,回收率 70.31%。 -0.074 mm粒级含量/ 3.2 2.8 2.4 2.0 75 65 55 45 557085100 精矿品位/ 精矿回收率/ ■ ■ ■ ■ ■ ■ △ △ △△ △ △ 图 2 磨矿细度试验结果 2.3 分散剂碳酸钠用量试验 固定磨矿细度为-0.074 mm 粒级占 90%,按图 1 所示流程,考察了分散剂碳酸钠用量对浮选指标的影 响,结果见图 3。 从图 3 可以看出,碳酸钠用量增加, 精矿 BeO 品位和回收率均升高,当碳酸钠用量大于 1 500 g/ t 时,继续增加其用量,品位略有升高,然而回 收率有所降低。 因此选择碳酸钠用量为 1 500 g/ t,此 时精矿品位 BeO 达到 2.99%,回收率 70.31%。 碳酸钠用量/g t-1 3.5 3.0 2.5 2.0 1.5 75 65 55 45 35 25 8001600024003200 精矿品位/ 精矿回收率/ ■ ■ ■ ■ ■ ■ △ △ △ △ △ △ 图 3 碳酸钠用量试验结果 55第 4 期耿志强等 某羟硅铍石矿中浮选富集含铍矿物的试验研究 万方数据 2.4 硫化钠用量试验 固定碳酸钠用量 1 500 g/ t,按图 1 所示流程,考察 了硫化钠用量对浮选指标的影响,结果见图 4。 由图 4 发现,随着硫化钠用量增加,精矿 BeO 品位持续增加, 精矿回收率先增加后降低。 在硫化钠用量为 2 000 g/ t 时,回收率达到最佳值,此时精矿 BeO 品位为 3.19%, 回收率 75.16%。 硫化钠用量/g t-1 3.4 3.3 3.2 3.1 3.0 2.9 76 75 74 73 72 71 70 1500300004500 精矿品位/ 精矿回收率/ ■ ■ ■ ■ ■ △ △ △ △ △ 图 4 硫化钠用量试验结果 2.5 六偏磷酸钠用量试验 六偏磷酸钠可以有效抑制云母矿物[14]。 固定硫 化钠用量 2 000 g/ t,按图 1 所示流程,考察了六偏磷酸 钠用量对浮选指标的影响,结果见图 5。 由图 5 发现, 六偏磷酸钠用量对精矿 BeO 品位影响较为明显,但回 收率基本呈下降趋势。 说明六偏磷酸钠在抑制云母等 脉石矿物的同时,对羟硅铍石也有一定的抑制作用,所 以较少的用量较为适合。 选择六偏磷酸钠用量为 50 g/ t,此时精矿 BeO 品位 3.24%,回收率 75.29%。 六偏磷酸钠用量/g t-1 4.2 3.9 3.6 3.3 3.0 80 75 70 65 60 3060901201501800210 精矿品位/ 精矿回收率/ ■ ■ ■ ■ ■ △△ △ △ △ 图 5 六偏磷酸钠用量试验结果 2.6 捕收剂用量试验 按图1 所示流程,固定油酸和 GYB 的比例为9∶1, 进行了捕收剂用量试验,结果见图 6。 由图 6 发现,随 着捕收剂用量增加,精矿 BeO 回收率明显增加,品位 则呈下降趋势。 在捕收剂用量为 1 000 g/ t 左右时,回 收率基本稳定,因此选择捕收剂用量为 1 000 g/ t,此时 精矿 BeO 品位 3.24%,回收率 75.29%。 2.7 浮选闭路试验 根据矿石性质,在确定磨矿细度和浮选条件试验 的基础上,进行了浮选闭路试验。 闭路试验流程见图 7,结果见表 3。 一粗一扫四精闭路试验获得了产率 4.53%、BeO 品位 8.31%、回收率 84.56%的铍精矿,富 集效果较好。 捕收剂用量/g t-1 3.5 3.4 3.3 3.2 3.1 3.0 80 75 70 65 60 55 8001600240003200 精矿品位/ 精矿回收率/ ■ ■ ■ ■ ■ ■ △ △ △ △ △ △ 图 6 捕收剂用量试验结果 原矿 磨矿 药剂单位g/t 氟化钠 碳酸钠 硫化钠 六偏磷酸钠 油酸GYB 400 1500 2000 50 900100 碳酸钠 硫化钠 500 500 油酸GYB 9010 粗 选 扫 选 精选 1 精选 2 尾矿 精矿 精选 3 精选 4 -0.074 mm占90 图 7 闭路试验工艺流程 表 3 闭路试验结果 产品名称产率/ %BeO 品位/ %回收率/ % 精矿4.538.3184.56 尾矿95.470.07215.44 原矿100.000.45100.00 3 结 语 1) 新疆某矿石中铍矿物的赋存状态以羟硅铍石 为主,占总量的 95%以上,原矿 BeO 品位为 0.47%,脉 (下转第 60 页) 65矿 冶 工 程第 38 卷 万方数据 3 结 论 通过一粗一扫高梯度磁选实验,讨论了磁选过程 中贵州菱锰矿各阶段矿物的结构、磁性能与分选效果 之间的关系。 采用 X 射线衍射仪、X 射线荧光光谱分 析仪和振动样品磁强计对原矿物性结构、成分及磁性 能进行了分析。 研究了矿物成分在分选过程中的磁性 能的变化。 所有阶段产品均具环内顺磁行为,且在较 小的局部区域内,它们具有不同的矫顽力。 磁滞回线 的对比分析表明,铁磁性的矿物(黄铁矿的氧化物)在 菱锰矿物磁选中交互作用,导致无法分离,也很好验证 了总铁含量居高不下,其一直伴随菱锰矿。 参考文献 [1] 姚敬劬. 我国沉积碳酸盐型锰矿中菱锰矿的成分特征[J]. 矿物 学报, 1991(1)13-20. 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