強磁—浮選從金尾礦中提取SiO2試驗研究

苗 星 李素芹 孔加維 楊昌橋 鮑善詞

（北京科技大學冶金與生態工程學院，北京100083）

我國經濟發展迅速，黃金的生產量日益增加，導致了尾礦量的猛增，而我國對尾礦的處理大多是建立尾礦庫堆存，尾礦堆存會產生大量問題，如占用大量土地，浪費資源，而且還嚴重威脅生態環境［1-4］。金尾礦中含有大量有價元素，并且尾礦量巨大、價格便宜、可利用性高，是寶貴的二次資源［5-6］；在礦產資源日益緊張的今天，對尾礦進行綜合利用不僅可以實現礦山的無尾化、尾礦的資源化和無害化，還可以為解決礦產資源匱乏問題提供新的途徑，產生可觀的經濟效益［7-8］。

目前我國常見的金尾礦利用方法有：①從金尾礦中回收有價組分，主要是稀貴金屬的回收，盡管可以產生較好的經濟效益，但不能從根本上解決金尾礦排放量大而產生的一系列問題；②金尾礦整體用做建筑材料或用于充填、復墾，雖然能大幅度減少金尾礦排放量，但不能充分利用尾礦資源［9-10］。

為了既充分利用尾礦資源，又減少尾礦排放。本試驗針對河北寬城某金尾礦具有SiO2含量較高的特點，采用脫泥—強磁—浮選工藝進行了SiO2提取工藝試驗。

1 試驗原料與方法

1.1 試驗原料

試驗原料采自河北寬城某金礦廠，其化學組成分析結果如表1所示。可以看出，尾礦中Si、Al、Fe、K元素含量高。對試樣進行XRD分析（圖1）表明，試樣主要礦物為石英、鉀長石、鈣長石，并有少量云母類礦物、輝石等礦物。

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圖2為試樣粒度分析結果，從圖中可以看出，試樣-74 μm粒級含量為61.17%，+74 μm粒級含量為38.83%，-38 μm粒級含量為32.59%，細粒級含量較高，需要考慮試樣中細泥對磁選和浮選的影響，尾礦粒度較細，綜合考慮成本，實驗室試驗可以先不進行磨礦處理。

1.2 試驗設備及方法

強磁選采用SQC-6-2770型平環濕式強磁選機。浮選設備采用1.5 L的XFD型單槽浮選機。礦漿溫度為室溫（25℃），試驗完成后將試驗產物烘干、稱重、化驗，計算產率和回收率。

2 試驗結果及討論

針對試樣石英含量較低、雜質礦物長石和含鐵礦物含量較高的特點，采用脫泥預處理、強磁選和浮選聯合工藝除鐵、無氟有酸法反浮選分離長石和石英的工藝，制取高純石英砂，試驗原則流程如圖3所示。

2.1 脫泥試驗

試樣粒度微細，-38 μm粒級占32.59%，預先脫泥不僅可以將微細粒雜質去除，提高SiO2品位，而且可以減少礦泥對強磁選和浮選的影響［11］，因此首先進行了沉降脫泥試驗，在礦漿濃度為25%的條件下，考察沉降時間對脫泥效果的影響，結果如圖4所示。

由圖4可知，隨著沉降時間的延長，沉砂SiO2含量先升高后降低，在沉降時間為2.5 min時，達到最高值，而礦泥產率逐漸降低，這說明沉降時間過長時會惡化脫泥效果。因此，選擇沉降時間為2.5 min。

2.2 強磁選除鐵試驗

脫泥后的產品在礦漿濃度為30%條件下，考察磁場強度對強磁選除鐵的影響，試驗結果如圖5所示。

由圖5可知，非磁性產品Fe2O3含量隨著磁場強度的增加而降低，在磁場強度大于1.2 T后，再增加磁場強度，非磁性產品Fe2O3含量不再降低反而略微提高，而非磁性產品的產率隨著磁場強度的增加一直降低。綜合考慮，選擇磁場強度為1.2 T。

選擇磁場強度為1.2 T進行強磁選試驗，結果見表2。

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由表2可知：非磁性產品中Fe2O3得到較大程度的脫除，含量由5.24%降低到1.75%；SiO2有了較明顯的富集，含量由73.38%提高到79.55%。

2.3 反浮選除鐵

強磁選除鐵后，非磁性產品Fe2O3含量為1.75%，為進一步降低Fe2O3含量，對非磁性產品進行反浮選除鐵試驗。捕收劑為山東某廠家提供的YS型捕收劑，在礦漿濃度為166 g/L、礦漿pH=7時，進行YS用量試驗，結果如圖6所示。

圖6表明：隨著YS用量的增加，精礦產率逐漸降低，SiO2含量先升高后降低，Fe2O3含量先降低后升高，在YS用量為0.8 kg/t時，選別指標較優。綜合考慮，選擇YS用量為0.8 kg/t，此時精礦Fe2O3含量為0.51%。

2.4 浮選提純

2.4.1 捕收劑藥劑配比對浮選效果的影響

對反浮選除鐵產品采用陰離子捕收劑YG-01與陽離子捕收劑YG-02為組合捕收劑，在硫酸調礦漿pH=2.5、礦漿濃度為166 g/L、捕收劑總用量為2.0 kg/t條件下，考察n（YG-01）∶n（YG-02）對石英粗精礦指標的影響。試驗結果如圖7所示。

由圖7可知，石英粗精礦SiO2含量隨著n（YG-01）∶n（YG-02）的增大先提高后降低，產率也呈相同的變化趨勢，產率和SiO2含量均在n（YG-01）∶n（YG-02）=2時達到最大值，分別為50.12%和94.86%；而Al2O3和Fe2O3含量呈相反的規律變化，隨著n（YG-01）∶n（YG-02）的增大，均先降低后提高，最低值分別為2.45%和0.19%。綜合考慮，選擇n（YG-01）∶n（YG-02）=2。

2.4.2 捕收劑總用量對浮選效果的影響

在硫酸調礦漿pH=2.5、礦漿濃度為166 g/L、n（YG-01）：n（YG-02）=2時，考察捕收劑總用量對石英粗精礦指標的影響。試驗結果如圖8所示。

從圖8可以看出：石英粗精礦SiO2含量和產率均隨著捕收劑總用量的增加先升高后降低，石英粗精礦中Al2O3和Fe2O3含量均先降低后升高，但都在捕收劑總用量為1.8 kg/t時達到極值，此時，石英粗精礦SiO2品位為95.85%、Al2O3含量為1.97%、Fe2O3含量為0.15%。綜合考慮，選擇捕收劑總用量為1.8 kg/t。

2.4.3 礦漿濃度對浮選效果的影響

在硫酸調礦漿pH=2.5、n（YG-01）∶n（YG-02）=2、YG-01和YG-02總用量為1.8 kg/t時，考察礦漿濃度對石英粗精礦指標的影響。試驗結果如圖9所示。

從圖9可以看出：石英粗精礦SiO2含量隨著礦漿濃度的增大，先提高后降低，對應的Al2O3和Fe2O3含量呈相反的規律變化，隨著礦漿濃度的增大，先降低后提高，但都在礦漿濃度為166 g/L時達到極值，產率隨著礦漿濃度的增大不斷降低。因此，選擇礦漿濃度為166 g/L，此時石英粗精礦SiO2品位為95.85%、Al2O3含量為1.97%、Fe2O3含量為0.15%。綜合考慮，選擇礦漿濃度為166 g/L。

2.4.4 礦漿pH值對浮選效果的影響

在礦漿濃度為166 g/L、n（YG-01）∶n（YG-02）=2、YG-01和YG-02總用量為1.8 kg/t時，考察礦漿pH對石英粗精礦指標的影響。試驗結果如圖10所示。

從圖10可知，隨著礦漿pH的升高，石英粗精礦SiO2含量先提高后降低，相對應的Al2O3和Fe2O3含量呈相反的規律變化，隨著礦漿pH的增大，先降低后提高；在礦漿pH=2.0～2.5時，石英粗精礦SiO2、Al2O3和Fe2O3指標相差不多，這與長石和石英的零電點分別在1.5～1.9和2～3相吻合［12］；但石英粗精礦產率隨著礦漿pH的提高而不斷降低。因此，選擇礦漿pH為2.0。此時，石英粗精礦SiO2品位為95.78%、Al2O3含量為2.01%、Fe2O3含量為0.16%、產率為58.25%。

2.4.5 精選試驗

為進一步提高石英粗精礦SiO2含量，對石英一段提純粗選獲得的石英粗精礦進行空白精選次數試驗，試驗結果如表3所示。

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從表3可以得出：精選可以顯著提高石英精礦SiO2品位，經過2次精選后，再增加精選次數，石英精礦SiO2品位變化不大，但產率隨精選次數的增加而不斷降低，綜合考慮石英精礦SiO2品位和產率，選擇精選次數為2次，此時石英精礦SiO2品位為98.46%、Al2O3含量為0.65%、Fe2O3含量為0.09%，滿足國家玻璃質原料二級品標準（SiO2含量大于98%、Al2O3含量小于1.0%、Fe2O3含量小于0.1%）的要求。為了分析石英精礦中雜質情況，對其進行了X射線衍射檢測，分析結果見圖11。

從圖11中已經看不到長石、云母這些礦物的衍射峰了，這說明試驗得到的石英精礦中長石、云母類礦物都得到了較為徹底的脫除，精礦SiO2純度較高。

3 結論

（1）河北寬城金尾礦主要礦物為石英、長石，脈石主要為云母、輝石，試樣粒度較細。試樣SiO2含量為68.64%。

（2）試樣在沉降時間為2.5 min條件下沉降脫泥，脫泥后沉砂在磁場強度為1.2 T條件下采用強磁選除鐵，SiO2含量由73.38%提高到79.55%，Fe2O3含量由5.24%降低到1.75%，非磁性產品以YS為捕收劑反浮選除鐵，Fe2O3含量降低至0.51%，然后以YG-01和YG-02為組合捕收劑進行1粗2精石英提純浮選，可以得到SiO2含量為98.46%、Al2O3含量為0.65%、Fe2O3含量為0.09%的石英精礦，對其進行的XRD分析結果中未檢出雜質產品，達到了國家級玻璃原料二級質量標準，可以作為生產高純度二氧化硅產品的原料。對金尾礦進行SiO2提取不僅充分利用了尾礦資源，而且可以取得一定的經濟效益。