BK431在某含铷长石与石英浮选分离中的应用*

李松清 孙 昊 胡晓星 朱阳戈 郑桂兵 张行荣

(1.北京矿冶研究总院；2.矿物加工科学与技术国家重点实验室)

BK431在某含铷长石与石英浮选分离中的应用*

李松清1，2孙 昊1，2胡晓星1，2朱阳戈1，2郑桂兵1，2张行荣1，2

(1.北京矿冶研究总院；2.矿物加工科学与技术国家重点实验室)

以BK431为长石捕收剂，对某强磁—脱泥底流进行了长石与石英的浮选分离试验研究。在其他条件一定的情况下，考察了药剂配比、硫酸用量、BK431用量、BK205用量和捕收剂种类对长石精矿的影响。在酸性条件下，以硫酸作为调整剂，BK431为捕收剂，BK205为起泡剂，经过2次粗选、1次精选的开路浮选流程，获得了K2O品位为6.57%、K2O回收率为62.83%，Rb2O品位为0.190%、Rb2O回收率为74.48%的长石精矿。

BK431 长石 石英 捕收剂 铷 浮选

石英是含硅的氧化矿，长石是一类常见的含钙、钠和钾的铝硅酸盐类造岩矿物[1]。这2种非金属矿物目前在建材、玻璃、电子等很多领域有着广泛的应用，而且钾长石还可以制取钾肥和白炭黑，其经济价值得到极大提升[2]。这2类矿物经常共生在一起，在金属矿中常以脉石的形式存在，因此，石英和长石的高效分离成了研究的重点。目前，石英和长石的浮选分离最成熟的工艺是HF法，虽然产品质量很高但破坏环境，因此无氟浮选分离成为主导研究方向[3]。其中，酸性无氟浮选分离石英和长石工艺在生产实践中已获得广泛应用。铷是一种银白色稀有碱金属，无单独工业矿物，常分散在锂云母、铁锂云母、铯榴石和盐矿层中。

某钠长石化花岗岩K2O品位为3.73%、Na2O品位为4.96%、SiO2品位为75.36%、Rb2O品位为0.091%，主要的矿石矿物为天河石、锂云母等，脉石矿物主要是石英、钠长石等。本研究以原矿强磁选尾矿—脱泥后的给矿为研究对象，以BK431为长石捕收剂，考察BK431对长石与石英的分离效率，同时达到富集铷的目的。

1 矿石性质

对原矿进行化学多元素分析，其结果见表1。

表1 原矿化学多元素分析结果 %

成分SiO2Al2O3Fe2O3TiO2K2O含量75.3613.318.970.303.73成分Na2OCaOMgORb2O含量4.960.560.100.091

矿石工艺矿物学结果表明，主要赋矿岩石为钠长石化含天河石花岗岩，呈灰白色，细粒花岗结构、块状构造，矿物粒径为0.1～1mm，集中在0.5mm粒级左右。岩石矿物组成钠长石呈半自形—自形板状，具聚片双晶，颗粒细小，含量在60%左右；天河石呈半自形—他形粒状，具明显的格子双晶，粒径一般在1mm左右，含量在10%左右；斜长石呈他形粒状，含量为10%；石英呈他形粒状，含量在20%左右；黑云母含量为1%～5%；此外，还见少量的石榴石，局部见钠长石交代天河石现象。

矿石以原生矿石为主，矿石构造为块状构造、斑杂构造、脉状构造、角砾状构造等。矿石结构主要有伟晶结构、细粒花岗结构。矿石中主要的矿石矿物为天河石、锂云母等，脉石矿物主要为石英、钠长石、石榴石、电气石。铷主要分布在铁锂黑云母和钾长石中，天河石属于一种钾长石，少部分钠长石和斜长石也是含铷矿物。

浮选药剂试验中硫酸作为pH值调整剂，BK431作为长石捕收剂，BK205为起泡剂兼助捕剂。所有药剂均为工业品，硫酸配成10%(体积比)的溶液使用，BK431为2种不同组分药剂按一定比例配比制得，使用时配成2%的溶液。

2 试验研究与讨论

试验在实验室条件下进行，主要试验设备有XMQ240mm×90mm锥型球磨机，1.0L-XFD挂槽式浮选机，0.5L-XFD挂槽式浮选机，浮选机搅拌速度为1 750r/min。

原矿磨矿细度为-0.074mm80%，经过强磁作业的尾矿再经过旋流器脱泥得到的底流为本浮选分离试验的给矿，给矿中含铷矿物大部分为钾长石或者随钾富集，因此以精矿K2O含量和精矿K2O回收率来间接衡量铷的富集和回收情况。

2.1 BK431药剂配比试验

考虑到BK431两组分药剂(A和B)质量配比往往要根据矿石中矿物种类和含量来进行调整，为确定其最佳配比，在硫酸、BK431和BK205药剂用量不变的情况下，改变A和B组分的质量配比(即m(A)∶m(B))，进行正浮选捕收长石的试验。浮选pH值为3.0，试验采用1次粗选开路工艺流程，试验流程见图1，试验结果见图2。

图1 BK431药剂配比试验流程

由图2可见，随着BK431中B组分相对含量的增加，长石精矿K2O品位先升高后下降，长石精矿K2O回收率出现明显波动。BK431中A组分是一种阳离子表面活性剂，起主要捕收作用，B组分是一种阴离子表面活性剂，捕收能力较弱，当B组分相对含量适当时可以发挥2种药剂最大的协同作用，但B组分相对含量超过一定值时，会和部分A组分发生电性中和产生沉淀，反而降低了药剂的捕收能力。当m(A)∶m(B)=1∶0.5时，长石精矿指标最好，精矿K2O品位为5.40%，精矿K2O回收率为61.26%。

图2 药剂配比对长石精矿指标的影响

2.2 硫酸用量试验

固定BK431中m(A)∶m(B)=1∶0.5，BK431用量为300 g/t，BK205用量为40 g/t，考察硫酸用量对长石精矿指标的影响。试验流程见图3，试验结果见图4。

图3 硫酸用量试验流程

图4 硫酸用量对长石精矿指标的影响

无氟有酸法分离长石和石英工艺中最关键的是在酸性范围内确定一个最合适的浮选pH值。在该pH值条件下，石英表面基本上不带电荷且对石英表面起到清洗金属离子的作用，降低了对阳离子捕收剂的静电吸附作用和对阴离子捕收剂的特性吸附作用，石英表面只存在微弱的静电吸附和分子吸附作用；长石表面带负电且长石表面形成正电荷空洞，有利于阳离子捕收剂在长石表面的吸附，长石是一种架状铝硅酸盐矿物，其暴露出来的晶格表面上的Al3+会对阴离子捕收剂产生特性吸附作用[4]。BK431是一种阴阳离子混合捕收剂，合适的pH值环境扩大了其在长石和石英表面的吸附差异，能进一步提高2种矿物的分选效率。由图4可见，随着硫酸用量增加，浮选pH值降低，长石精矿K2O品位提高，长石精矿K2O回收率降低。从浮选现象来看，当浮选pH值增加时，石英和长石上浮量都在增加，酸性太强，石英和长石都会被强烈抑制，而且对设备腐蚀严重。因此，长石与石英分离的最佳pH值为3～4，即硫酸用量为900 g/t。在小型试验过程中，随着长石精矿不断被刮出和补加水的添加，浮选pH值提高。因此，需要控制浮选时间以保证浮选pH值处于合适范围，并采取分批加药、多段浮选的方法，尽可能提高分离效率。

2.3 BK431用量试验

固定BK431中m(A)∶m(B)=1∶0.5，硫酸用量为900 g/t，BK205用量为40 g/t，考察BK431用量对长石精矿指标的影响。试验流程见图5，试验结果见图6。

图5 BK431用量试验流程

图6 BK431用量对长石精矿指标的影响

由图6可见，随着BK431用量的增加，长石精矿K2O品位降低，长石精矿K2O回收率增加，粗选作业控制BK431用量在280～350 g/t为宜。

2.4 BK205用量试验

固定BK431中m(A)∶m(B)=1∶0.5，BK431用量为300 g/t，硫酸用量为900 g/t，考察BK205用量对长石精矿指标的影响。试验流程见图7，试验结果见图8。

由图8可见，起泡剂BK205用量对长石精矿K2O回收率的影响很明显，长石精矿K2O品位受起泡剂BK205用量影响不明显。不添加BK205，长石精矿K2O回收率仅17.32%，BK205用量过大时，长石精矿K2O品位会有所下降，分选环境有所恶化。粗选作业控制BK205用量在40～50 g/t为宜。

图7 BK205用量试验流程

图8 BK205用量对长石精矿指标的影响

2.5 捕收剂种类试验

改变捕收剂种类进行正浮选捕收长石，试验流程见图9，各捕收剂在最优条件下的试验结果对比见图10。

图9 不同捕收剂试验流程

图10 不同捕收剂对长石精矿指标的影响

由图10可见，BK431作为正浮选长石捕收剂的浮选性能是最佳的；十二胺醋酸盐的捕收能力和甜菜碱相近，但比十八胺醋酸盐要强；十八胺醋酸盐对长石捕收的选择性与BK431和甜菜碱相近，但捕收能力相对较弱；甜菜碱是一种酰胺类季胺盐，属于一种两性表面活性剂，其捕收能力相对要弱于BK431。

3 试验流程及结果

固定BK431中m(A)∶m(B)=1∶0.5，控制每道浮选作业浮选pH值为3～4，开路试验流程见图11，试验结果见表2。

图11 开路试验流程

表2 开路试验结果 %

由表2可知，2次粗选精矿进行1次空白精选，可以获得K2O品位为6.57%，K2O回收率为62.83%，Rb2O品位为0.190%，Rb2O回收率为74.48%的长石精矿。原矿中的长石以钠长石为主，其次是天河石和斜长石，在进行长石与石英分离的过程中，长石精矿中的K2O的富集程度较Na2O明显要高，说明BK431对含钾长石的捕收更具有选择性，同时也更能达到富集铷的目的。

4 结 论

(1)某钠长石化花岗岩含K2O品位为3.73%，Na2O品位为4.96%，SiO2品位为75.36%，Rb2O品位为0.091%，主要的矿石矿物为天河石、锂云母等，脉石矿物主要是石英、钠长石等。

(2)BK431是一种复配药剂，通过调整组分比例为m(A)∶m(B)=1∶0.5时，可以获得较高的长石与石英分离效率。

(3)与常见的几种阳离子捕收剂比较，BK431作长石正浮选捕收剂，浮选指标最佳。

(4)在酸性条件下，以硫酸作为调整剂，BK431为捕收剂，BK205为起泡剂，经过2次粗选、1次精选的开路浮选流程，可以获得K2O品位为6.57%﹑K2O回收率为62.83%，Rb2O品位为0.190%、Rb2O回收率为74.48%的长石精矿。

[1] 孙传尧，印万忠.硅酸盐矿物浮选原理[M].北京:科学出版社，2001.

[2] 姚卫棠，韩效钊，胡 波，等.论钾长石的研究现状及开发前景[J].化工矿产地质，2002，24(3):151-156.

[3] 戴 强，唐甲莹，程正柄.石英-长石浮选分离的进展[J].非金属矿，1996(2):16-21.

[4] 拉 奥，KH，孙宝歧.阴/阳离子混合捕收剂的溶液化学及长石与石英的浮选分离[J].国外金属矿选矿，1994，31(10)：36-45.

Application of BK431 in Flotation Separation of Feldspar from Quartz Containing Rubidium

Li Songqing1,2Sun Hao1,2Hu Xiaoxing1,2Zhu Yangge1,2Zheng Guibing1,2Zhang Xingrong1,2

(1.Beijing General Research Institute of Mining and Metallurgy;2.State Key Laboratory of Mineral Processing Science and Technology)

Flotation separation of feldspar from quartz on underflow of high intensity magnetic concentrate was conducted using BK431 as feldspar collector. The ratio of reagents, dosage of sulfuric acid, BK431 and BK205, types of collector on index of feldspar concentrate is investigated with other conditions in a certain case. With acidic condition, using sulfuric acid as the regulator, BK431 as collector, BK205 as foaming agent, through two roughing and one cleaning open circuit flotation process, feldspar concentrates with 6.57% K2O and recovery rate of 62.83%, 0.190% RbO2and recovery of 74.48% was obtained.

BK431， Feldspar， Quartz， Collector， Rubidium， Flotation

*国家高技术研究发展计划(863计划)项目(编号：2013AA064102)。

2014-10-16)

李松清(1981—)，男，硕士，工程师，102600 北京市大兴区北兴路东段22号。