绿柱石选矿方法

本发明涉及一种选矿方法，尤其是一种绿柱石选矿方法。

绿柱石是一种硅酸盐矿物，多产于伟晶岩矿床中，主要用于生产稀有金属铍及 其化合物。而铍及其化合物又是国民经济中许多部门的重要原材料。如铍铜合金具 有硬度大、强度高和导热性能好等优点，是电子、电器和汽车工业的重要材料；氧 化铍的导热性能好、导电性差，适于制成散热器和电绝缘体而用在微信息处理机、 雷达和晶体管器件的制造上；金属铍具有熔点高、密度小、比强度高、常温下不易 氧化、膨胀系数小、形变稳定性好等优点，大量用作航空、航天工业的结构材料、 反应堆防护材料和制备中子源，因此已成为一种重要的“空间金属”。现有的绿柱 石选矿方法多为酸法或碱法，而且多用强酸或强碱进行选别，甚至还要在选矿过程 中加温，水洗，脱水，并需预先脱除磁性矿物和易浮矿物，不仅工艺复杂，工艺流 程长，设备投资大，能耗高，经济效益低，再者强酸或强碱对设备的腐蚀较大，直 接影响设备的使用寿命，加大运行费用，更为严重的是强酸或强碱还对环境造成很 大污染。此外在矿产资源日趋减少的当今社会，如何充分、有效地利用品位较低的 贫矿或尾矿，也是人们研究的一个重要课题。因此，必须对现有技术进行改进，以 满足工业生产和生态环境的要求。

本发明的目的在于克服现有技术之不足，提供一种工艺简单、流程短、不污染 环境、运行费用低、产率高，并能从贫矿或尾矿中选出铍精矿的方法。

本发明通过下列技术方案实现：它包括尾矿或贫矿重选以及萤石浮选，其特征 在于它在矿物中加入下列成分：

碳酸钠300-800克/吨，捕收剂400-1300克/吨，

硅酸钠  200-1200 克/吨，氢 氧 化  钠    50-300   克/吨，

硫酸铝  250-1000 克/吨，铁        盐    100-600  克/吨，

起泡剂  10-30    克/吨，阳离子捕收剂    50-200   克/吨， 进行萤石浮选后，再进行绿柱石反浮选，得氧化铍精矿。

本发明的具体工艺过程是：

1，采用现有工艺对尾矿进行重选，重选得钨精矿；

2，在余下的尾矿中加入下列成分进行萤石浮选：

  碳酸钠300-800  克/吨，

  硅酸钠200-1200 克/吨，

  硫酸铝250-1000 克/吨，

  捕收剂300-1000 克/吨，

  调整PH值为7.5-9.5，选出的杂质用现有工艺从中选出萤石精矿；

3，在余下的尾矿中加入下列成分进行萤石扫选：

  捕收剂 100-300克/吨，起泡剂 20-30克/吨，

  选出的杂质送往萤石浮选工艺选出萤石精矿；

4，在余下的尾矿中加入下列成分进行绿柱石粗选(绿柱石反浮选)：

  氢 氧 化  钠    50-300   克/吨，

  铁        盐    100-600  克/吨，

  阳离子捕收剂    50-200   克/吨，

  起   泡   剂    10-20    克/吨，

  调整PH值为7.5-9，选出的杂质经一次扫选后，泡沫杂质作为尾矿

  排弃，扫选精矿再返回绿柱石粗选工序；

5，在余下的尾矿中加入下列成分进行绿柱石精选(绿柱石反浮选)：

  阳离子捕收剂  20-60克/吨，起泡剂  5-10克/吨，

  得氧化铍精矿，精选出的尾矿再返回绿柱石的粗选工序。

本发明工艺方法中所述的捕收剂为氧化石腊皂或者油酸。所述起泡剂为松油。 所述铁盐为三氯化铁或者硫酸铁或硫酸亚铁。所述阳离子捕收剂为10-18个碳 原子的伯铵，或者仲铵，或者醚二铵。

本发明与现有技术相比具有下列优点和效果：

1，不需脱水、加温、洗矿，也不必脱除磁性矿物和易浮矿物，只需一粗、一 精、一扫选就能获得品位较高的氧化铍精矿，其工艺简单，流程短，设备投资少；

2，整个工艺过程只需要加入少量碱、盐类、捕收剂及起泡剂，即可一次性获 得氧化铍精矿，弱碱性处理剂不腐蚀设备，处理后的废水排放大大超过国家标准， 且生产中不产生有毒、有害气体，因此不会造成环境的污染；

3，一条生产线可同时获得钨、铍、萤石精矿，设备利用率高，产品品位高， 综合回收率达60-80％，其经济效益较为可观。

因此，本发明对伟晶岩矿床中绿柱石的浮选提供了一个新的突破，从根本上解 决了该类矿床在实际生产应用中的许多问题，可充分、有效地利用宝贵的矿资源。

图1为本发明之工艺流程图。

下面结合实施例对本发明做进一步描述。

实施例1

本发明选用云南省中甸县虎跳峡钨矿厂废弃的尾矿作为原料，其尾矿化学成分 为：WOa＞0.73％，BeO＞1.3％，CaF2＞42.4％，Al2O3 2.4％，CaO 4.6％，脉石中石英 含量43.42％，云母2％，方解石8.2％，有机物3.5％，黄铁矿1.5％，其余矿物微量。其 具体工艺步骤是：

1，采用现有工艺对尾矿进行重选，重选得钨精矿；

2，在余下的尾矿中加入下列成分进行萤石浮选：

   碳  酸  钠 400  克/吨，

   硅  酸  钠 500  克/吨，

   硫  酸  铝 300  克/吨，

   氧化石腊皂 600  克/吨，

   调整PH值为7.5-9.5，选出的杂质用现有工艺从中选出萤石精矿；

3，在余下的尾矿中加入下列成分进行萤石扫选：

   氧化石腊皂  200克/吨，松油  30克/吨，

   选出的杂质送往萤石浮选工艺选出萤石精矿；

4，在余下的尾矿中加入下列成分进行绿柱石粗选(绿柱石反浮选)：

   氢氧化钠  100  克/吨，

   氯 化 铁  500  克/吨，

   十 八 铵  160  克/吨，

   松    油  20   克/吨，

   调整PH值为7.5-9，选出的杂质经一次扫选后，泡沫杂质作为尾矿

   排弃，扫选精矿再返回绿柱石粗选工序；

5，在余下的尾矿中加入下列成分进行绿柱石精选(绿柱石反浮选)：

   十八铵  60克/吨，松油  10克/吨，

   得氧化铍精矿，精选出的尾矿再返回绿柱石的粗选工序。

  步骤4和步骤5使用的十八铵为含18个碳原子的伯铵。

  选出的氧化铍精矿、钨矿、萤石的品位及回收率如下：

           BeO               WO3                CaF2

品位％     9.62             70.81              97.40

回收率％   72.47            72.86              84.90

下表为实施例2、实施例3和实施例4的每一步骤的处理剂加入量，其工艺步 骤及方法均与实施例1相同。其中实施例2为扩大试验时的处理剂加入量，扩大试 验共处理500吨钨尾矿，获如下指标：

          BeO             WO3               CaF2

品位％    8.70            65.00             97.80

回收率％  65              50                62 处理剂     实施例2   实施例3 实施例4 步 骤 碳酸钠 硅酸钠 硫酸铝 氧化石腊皂 400克/吨 1200克/吨 800克/吨 600克/吨 800克/吨 150克/吨 200克/吨 400克/吨 600克/吨 300克/吨 100克/吨 800克/吨 步 骤 氧化石腊皂 起泡剂 200克/吨 20克/吨 200克/吨 20克/吨 100克/吨 25克/吨 四 步 骤 氢氧化钠 氯化铁 十八铵 起泡剂 180克/吨 500克/吨 160克/吨 20克/吨 300克/吨 600克/吨 20克/吨 15克/吨 100克/吨 200克/吨 100克/吨 12克/吨 五 步 骤 十八铵 起泡剂 40克/吨 10克/吨 40克/吨 8克/吨 60克/吨 10克/吨