不同磨矿分级方式对长石矿分选效果的影响

罗立群，孙 伟，温欣宇，安峰文

（1.武汉理工大学资源与环境工程学院，湖北武汉430070；2.武汉理工大学矿物资源加工与环境湖北省重点实验室，湖北武汉430070）

不同磨矿分级方式对长石矿分选效果的影响

罗立群，孙 伟，温欣宇，安峰文

（1.武汉理工大学资源与环境工程学院，湖北武汉430070；2.武汉理工大学矿物资源加工与环境湖北省重点实验室，湖北武汉430070）

本溪长石矿含有褐铁矿、伊利石、金红石等杂质矿物，为提高该长石品级，开展了不同磨矿分级方式的选矿研究。通过考察实验室磨矿、连续磨矿-螺旋闭路分级、连续磨矿-高频细筛闭路分级3种磨矿方式，磨矿细度为-0.074 mm 52%时，将3种磨矿试样以强磁选-浮选流程杂质并分离石英。结果表明：连续磨矿-高频细筛方式的粒度组成较好，其筛下试样能取得更好的分选效果，最终得到产率为50.64%，Na2O含量为11.04%，收率为70.25%的长石精矿，为该长石矿工程化生产提供了依据。

长石；磨矿分级；强磁选；浮选；粒度分布

长石在地壳中广泛分布，主要由钾、钠、硅、铝、氧等元素构成；长石在陶瓷、玻璃、化工等行业有广泛应用，但对长石品质有较高要求，长石品级越高，杂质含量越少。为达到工业长石产品的质量标准既需要除去长石中少量金属矿物杂质，也需要与石英分离。长石除杂的方法包括磁选法、浮选法、酸浸法和联合流程除杂等工艺；长石石英分离方法有氢氟酸法、无氟有酸法和无氟无酸法［1-4］。工程化应用中，因入选粒度及其组成不同，其工艺指标差异大；长石分选过程中回用含氟废水与酸性废水时，工艺稳定性差，长石分选及其废水处理现状与发展可参阅文献［1］。本溪长石矿储量丰富，本文考察了不同磨矿分级方式及粒度组成对长石矿分选的效果，为确定高效、经济的选矿流程，提高选矿技术

指标，节省药剂成本和产业化应用提供技术指导。

1 实 验

1.1 试样性质

试样来自辽宁本溪某长石矿，粒度为-150mm，经二段一闭破碎流程，制成-6.0mm试样供磨矿-分级闭路磨矿与分选试验；部分试样再经对辊-筛分闭路破碎后，制成-2.0mm试样供实验室磨矿与分选试验。从图1中原矿试样的XRD图谱和显微镜下鉴定可知，试样中主要为斜长石、石英，少量褐铁矿、伊利石、绿泥石、金红石等矿物，其中褐铁矿、金红石是杂质的主要存在形式。斜长石结晶粒度0.1～0.5mm，石英结晶粒度0.1～0.4mm，长石和石英与其它杂质组分嵌布关系简单，较易解离。原矿试样化学多元素分析结果见表1，试样中Na2O、K2O含量为7.96%和0.249%，SiO2、Al2O3为74.30%和14.80%；杂质Fe2O3、TiO2分别为0.26%和0.13%，另有少量CaO、MgO含量为0.26%和0.25%。

图1 原矿试样的XRD图谱

表1 原矿试样化学多元素分析结果/wt%

1.2 实验设备及药剂

实验室磨矿用XMQ-240×90型锥型球磨机，连续磨矿用XMQL-Φ420×450格子型球磨机，Φ200螺旋分级机和GPS-600-3型高频振动细筛用于连续磨矿的闭路分级作业，矿浆用RK/XBSLΦ25型立式砂泵给料或返回，Slon-500型立环强磁选机和XFD型0.5L，1.5L，3L，12L单槽浮选机用于磁选除铁（杂）和浮选作业，标准套筛用于检查磨矿粒度。

用硫酸调节浮选除杂矿浆p H值，氢氟酸辅助长石与石英分离的p H值调整剂，均为分析纯；石油磺酸钠和皂化油酸联合用于长石浮选除杂，捕收剂Sa用于长石与石英分离，均为工业品。

1.3 实验方法

通过实验室磨矿、连续磨矿-螺旋闭路分级、连续磨矿-高频振动细筛闭路分级3种不同磨矿分级

方式获得3种待选试样，并考察其粒度与粒度组成；3种试样分别经强磁选除铁和浮选除杂去除长石中有害杂质，后续再进行长石与石英分离。为了获得较为理想的长石和石英精矿，对浮选除杂后样品分别进行一粗一扫二精长石浮选，中矿再选回收部分中矿及三次石英反浮选，获得高品质长石精矿1和中级长石精矿2及石英精矿。

2 试验结果与讨论

2.1 不同磨矿分级方式与产品特性

2.1.1 不同磨矿分级方法的磨矿试验

实验室磨矿试验以XMQ-Φ240×90锥形球磨机进行磨样，磨矿介质为钢球，标准匹配，磨矿试样用量为1.0kg/次，入磨粒度-2.0mm，磨矿浓度50%，磨矿时间选为3、4、4.5、5、7、10min，实验室磨矿粒度曲线见图2。磨矿时间选定为4.5min，此时磨矿样品-0.074mm含量达到52.50%。

图2 实验室不同磨矿时间的产品粒度曲线

连续磨矿-螺旋分级机闭路磨矿分级和连续磨矿-高频振动细筛闭路分级试验流程图见图3。入磨粒度-6.0mm，磨矿浓度60%，台时处理能力60kg/h，待调试稳定后，控制溢流样品和筛下样品粒度为-0.074mm含量占52%左右。

2.1.2 样品粒度分布特征

针对不同磨矿方式的磨矿产品，考察磨矿产品的粒级分布和累积粒级分布，以比较其磨矿分级效果。采用Malvern Instruments Ltd.，UK生产的Mastersizer2000激光粒度分析仪，对3种磨矿产品进行粒度分析，其单个粒度分布和累积分布结果见图4和图5。

激光粒度分析表明，实验室磨矿试样的d0.1为18.477μm，d0.5为81.257μm，d0.9为268.511μm；连

续磨矿-螺旋分级溢流试样的d0.1为10.753μm，d0.5为72.157μm，d0.9为249.129μm；连续磨矿-高频振动细筛试样品的d0.1为8.883μm，d0.5为56.867μm，d0.9为151.849μm。由图可见，细筛试样中粒级分布较为均匀，中间粒级含量较高，粗粒级含量少；螺旋分级溢流与实验室磨矿试样的粒度分布接近，总体上实验室磨矿试样的粒度组成比螺旋分级溢流的为好。预计细筛试样的分选结果最好，而实验室磨矿试样和螺旋分级溢流试样的结果相近。

2.2 磁选除杂条件试验

选用高频细筛试样，采用Slon-500立环脉动强磁选机进行磁选试验，矿浆总量16L，给矿浓度25%，考察磁场强度、矿浆流速、脉动频率对磁选除杂效果。

2.2.1 磁选场强条件试验

固定脉动频率为300次/min，矿浆流速1.2cm/s，磁场强度分别为0.8、0.9、1.0、1.1T，试验结果见表2。

表2可知，磁场强度增大时，长石精矿中Fe2O3含量逐渐减少，除铁率增加，当磁场强度由0.8T增大到1.1T时，精矿中Fe2O3含量从0.19%降低到0.15%，除铁率由27.77%增加至40.98%。因设备励磁场强限制，未能取得更高的场强和磁选除杂效果，综合考虑除铁率与精矿中Fe2O3含量，选定磁场强度为1.0T。

2.2.2 矿浆流速条件试验

固定磁场强度为1.1T，脉动频率为300次/min，给矿浓度25%，改变矿浆流速进行条件试验，矿浆流速分别为0.6、0.8、1.0、1.2cm/s，其它条件不变，不同流速条件的强磁选除杂试验结果见表3。

图3 连续磨矿-分级闭路试验流程图

图4 不同磨矿分级方式的粒级分布图

图5 不同磨矿分级方式的累积粒级分布图

表2 不同场强条件的强磁选试验结果

表3 不同矿浆流速条件的强磁选除杂试验结果

可见矿浆流速加快，精矿中Fe2O3含铁量变

高，而除铁率也随之降低，当矿浆流速由0.8cm/s增加到1.2cm/s时，精矿中Fe2O3含量从0.14%上升至0.18%，除铁率由47.13%减少到31.66%，综合考虑精矿产率与Fe2O3含量，选定矿浆流速1.0cm/s为入选条件。

2.2.3 矿浆流速条件试验

固定磁场强度为1.1T，矿浆流速1.0cm/s，改变磁选机脉动频率进行条件试验，脉动频率分别为100次/min、200次/min、300次/min、400次/min，其它条件不变，脉动频率条件试验结果见表4。

由表4可知，强磁选机脉动频率逐渐增大时，长石精矿产率减少，精矿中Fe2O3含量减少，除铁率增加。当脉动频率从300次/min增大到400次/min，精矿产率由98.43%减少到98.32%，除铁率由43.21%增大至45.38%，这意味着脉动频率增大时，有利于矿浆中铁杂质与磁介质充分接触与清洗，除铁效果增强，选择强磁选脉动频率为300次/min。

2.2.4 不同磨矿分级试样的磁选试验

确定磁选条件为磁选强度1.1T，矿浆流速1.0cm/s，脉动频率300次/min后，分别对实验室磨矿试样、螺旋溢流试样、高频细筛试样进行强磁选除杂试验，试验结果见表5。

表4 脉动频率条件试验结果

表5 不同磨矿产品的磁选试验结果

在相同强磁选的条件下，磁选后的3种试样均能除去一部分含铁杂质，高频细筛试样和螺旋溢流试样的除杂效率相近，精矿中含量Fe2O3均为0.15%，除铁率为43.21%～43.27%，且均高于实验室磨矿试样，后续除杂与分离效果有待进一步在浮选中探索。

2.3 不同磨矿分级试样的浮选除杂试验

试样经过磨矿、强磁选作业后，长石精矿中Fe2O3为0.15%，未达到玻璃陶瓷工业长石特级品对铁小于0.1%的要求，为提高长石品级，需要对强磁选产品进行浮选除杂，以去除精矿中存在的伊利石、金红石、石榴子石等含铁脉石矿物，进一步降低长石中的铁、钛、钙含量，提升长石品质，选用皂化油酸与石油磺酸钠按质量配比2∶1浮选铁氧化物、金红石和碳酸盐矿物［5］。试验操作条件见图6，扫选药剂用量为粗选捕收剂用量的一半，试验结果见表6。

图6 浮选除杂捕收剂用量试验流程图

表6 浮选除杂捕收剂用量试验结果

由表6可知，随着捕收剂用量增加，3种试样的除杂精矿产率逐渐减少，除杂（铁）率增加。对实验室磨矿试样，适宜的皂化油酸用量为200g/t，石油磺酸钠用量为100g/t，此时，除杂精矿产率对原矿为84.30%，精矿中Fe2O3含量为0.08%，除铁率为74.06%；对螺旋分级溢流试样，最佳药剂用量为皂化油酸150g/t、石油磺酸钠75g/t，精矿产率对原矿为81.21%，精矿中Fe2O3含量为0.08%，除铁率达75.01%；对高频细筛试样，皂化油酸用量为90g/t、

石油磺酸钠用量为45g/t时，达到最好条件，精矿产率对原矿为83.12%，精矿中Fe2O3含量为0.07%，除铁率77.62%。可见，其浮选除铁效率依次为：高频细筛试样＞螺旋分级溢流试样＞实验室磨矿试样。

2.4 不同磨矿分级试样的长石与石英分离试验

虽然长石与石英分离的研究方向集中在清洁环保的无氟无酸法，但工业应用少，稳定性差。考虑到工业生产质量的需要，添加少量氢氟酸对长石矿进行分选［6-8］。试验以硫酸和少量氢氟酸作调整剂，将矿浆p H值调节至3～5，釆用捕收剂Sa优先浮选出长石，改变长石粗选捕收剂用量，长石扫选和中矿再选Sa用量为粗选的0.32倍，石英反浮捕收剂用量为粗选的0.24倍。长石与石英浮选试验流程见图7，不同磨矿分级产品试样的试验结果见图8～10。

图7 长石与石英浮选试验流程图

图8 实验室磨矿试样长石浮选结果

图9 螺旋分溢流试样长石浮选结果

图10 高频细筛试样长石浮选结果

对不同磨矿分级试样，当捕收剂用量增加时，长石精矿1产率和收率逐渐增加，而长石中的Na2O含量则缓慢降低。对实验室磨矿试样，当捕收剂用量为800g/t时，长石精矿1产率为52.27%，精矿1中Na2O含量为10.80%，收率为66.19%；继续增大药量时，Na2O含量急剧降低，选定磨矿试样长石粗选捕收剂用量为800g/t。此时，长石精矿2产率为6.51%，精矿2中Na2O含量为9.83%，收率为8.04%；石英精矿产率为18.03%，石英精矿中SiO2含量为97.27%。

对螺旋溢流试样，当长石粗选捕收剂用量为800g/t，长石精矿1产率为53.80%，精矿1中Na2O含量为10.77%，收率为72.76%；长石精矿2产率为4.89%，精矿2中Na2O含量为9.86%，Na2O收率为6.00%；石英精矿产率为16.84%，石英精矿中SiO2含量为97.32%。

对高频细筛试样，长石浮选的捕收剂用量较前两者大幅减少（图10），选定粗选捕收剂用量为200g/t，长石精矿1产率为50.64%，精矿1中Na2O含量为11.04%，收率为70.25%；长石精矿2产率为9.16%，精矿2中Na2O含量为9.28%，收率为10.68%；石英精矿产率为18.63%，石英精矿中SiO2含量为97.34%。

3种磨矿分级试样的长石浮选试验发现，选用高频细试样时能获得更好的浮选效果，不但能节省

大量的捕收剂，获得的长石精矿的质量和总收率也较高，表明入选物料的粒度与粒度组成对长石分选效果具有较大的影响。

2.5 精矿产品质量检查

对辽宁本溪长石矿试样，经连续磨矿-高频细筛闭路分级后，采用强磁选除杂-浮选除杂-长石浮选的原则流程试验，将流程试验结果所得的最终精矿进行多元素化学成份分析，不同精矿产品主要元素化学分析结果列于表7。

表7 精矿产品化学多元素分析结果/wt%

由表7可知，获得的长石精矿1中Na2O含量为11.04%，SiO2含量为68.88%，Al2O3含量为19.63%，CaO含量为0.16%，Fe2O3含量为0.07%，TiO2含量为0.02%，达到了陶瓷工业用长石特级品的质量要求。

3 结 论

1）本溪长石矿储量丰富，结晶粒度较粗，长石和石英与其它杂质组分嵌布关系简单，较易解离。试样中的主要杂质矿物为褐铁矿、伊利石、金红石；其Na2O、K2O含量为7.96%和0.249%，且含Fe2O3为0.26%，需要通过除杂和提纯才能获得较好的长石产品。

2）通过对比实验室磨矿、连续磨矿-螺旋闭路分级、连续磨矿-高频细筛闭路分级3种磨矿分级方式，表明连续磨矿-高频振动细筛闭路分级3种磨矿方式的产品粒度与粒度组成较好，以其产品经强磁选-浮选除杂-长石浮选原则流程，高频细筛试样能取得更好分选效果。

3）强磁选试验确定了除铁最佳条件为磁选强度1.1T，矿浆流速1.0cm/s，脉动频率300次/min；浮选除杂药剂为皂化油酸90g/t和石油磺酸钠45g/t，浮选除杂后精矿中的Fe2O3降至0.07%。

4）长石与石英浮选试验流程为长石浮选（一粗一扫二精，中矿再选）和石英反浮（三扫），以Sa为浮选捕收剂，高频细筛试样长石粗选捕收剂为200g/t，获得长石精矿1产率为50.64%，精矿1中Na2O含量为11.04%，收率为70.25%，满足陶瓷工业用长石精矿特级品的标准。

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Effect of different grinding and classification methods on separation efficiency of feldspar ore

LUO Li-qun，SUN Wei，WEN Xin-yu，AN Feng-wen
（1.College of Resources and Environmental Engineering，Wuhan University of Technology，Wuhan 430070，China；2.Mineral Resources Processing and Environment Laboratory of Hubei，Wuhan University of Technology，Wuhan 430070，China）

A feldspar ore in Benxi contains limonite，illite，rutile and other mineral impurities.In order to improve the grade of feldspar，The effect successfully demonstrated to carry out the experimental study by different grinding and classification methods and mineral processing.By laboratory grinding，continuous grinding-spiral classification and continuous grinding-high frequency vibrating screen closed circuit，particle size after grinding products is minus 0.074 mm up to 52%.Removing impurities，separating feldspar and quartz by high-intensity magnetic separation（HIMS）and flotation，in turn.The method on continuous grinding-high frequency vibrating screen closed circuit can achieve the best beneficiation results.Finally，yield 50.64%，Na2O content 11.04%and Na2O recovery 70.25%of the feldspar concentrate can be obtained by magnetic separation and flotation.The credible results will be provided the basis data for the feldspar engineering application in the future.

feldspar；grinding-classification；high-intensity magnetic separation；flotation；particle size distribution

TD921；TD923；TD97

A

1004-4051（2016）09-0105-06

2016-02-06

国家科技支撑计划项目资助（编号：2013BAE03B03）

罗立群（1968-），男，湖南长沙人，博士，高级工程师，主要从事矿物资源的高效利用与清洁生产研究。E-mail：lqluollq@ hotmail.com。