一种从花岗伟晶岩中提取高纯石英砂的方法

技术领域

本发明属于矿物加工领域，尤其涉及一种从花岗伟晶岩中提取高纯石英砂的方法。

背景技术

石英是一种常见的无机非金属材料，它具有非常稳定的物理和化学性质。石英具有耐热性好、膨胀性低、耐腐蚀性和透光率高等优点，在航空航天、半导体、光伏、光纤等技术领域具有广泛的应用。石英是近代科学技术不可缺少的基础材料。随着科学技术的进步，各领域对石英纯度的要求不断增加，高纯石英砂成为制约这些领域发展的关键材料之一。

常见的制备高纯石英砂的石英矿床有天然水晶、石英砂岩、石英岩和脉石英等。天然水晶杂质含量低，但是其储量不足、分布不均的缺点使它无法成为大规模生产高纯石英砂的原料。石英砂岩和石英岩因石英内部含有大量的金属杂质(如Al、K、Na、Ca、Fe等)无法用于生产高纯石英砂。脉石英杂质含量少，且储量比天然水晶要大，但是，脉石英是由地下岩浆分泌出来的含SiO

花岗伟晶岩是一种结构复杂的火成岩，成矿过程缓慢，具有大颗粒或粗颗粒结构。在矿物形成过程中，有利于杂质元素的析出，因此花岗伟晶岩的羟基和气液包裹体含量远少于脉石英，是制备高纯度，低羟基和气液包裹体含量的石英砂的最佳原料。

为了使用花岗伟晶岩制备高纯石英，人们也进行了相应的技术开发，公布号CN111874914A的专利申请公开了一种以伟晶岩石英为原料制备高纯石英砂的方法，步骤包括：(1)将伟晶岩石英原矿经过破碎制粉；(2)将粉末调成矿浆后，将矿浆的pH调至2～3，向矿浆中加入捕收剂进行浮选处理；(3)将伟晶岩石英精矿进行焙烧水淬处理；(4)将焙烧水淬处理后的精矿在220～250℃进行热压酸浸处理。该方法在酸性pH条件下进行的是反浮选处理，上浮相是长石和云母等杂质相，因为花岗伟晶岩中含有大量的长石和云母，在浮选过程需要用到大量的酸和浮选药剂将长石和云母浮出，导致环境污染增加，提纯成本升高，另外，该方法使采用220～250℃的高温高压条件进行热压酸浸处理，不但设备复杂，成本高昂，而且有设备爆炸的危险，难以大批量生产。授权号CN103272699B的专利公布了一种花岗岩型矿石的分离方法，具体过程为：将长石和石英矿物的含量接近1:1的花岗岩型矿石倒入浮选槽中，依次加入硫酸、强捕收性的选矿药剂，并搅拌；其中，所述选矿药剂的成分为：椰油基丙撑二胺1.0～3.0份、十八烯基胺0.5～2.0份、异辛醇1.0～2.0份；经过一次粗选、三次精选、三次扫选，获得氧化钾+氧化钠含量>12％的长石精矿，并获得二氧化硅含量>94％的石英精矿。该方法需要在pH值为2～3的强酸性条件下进行多次浮选(上浮相是长石和云母，属于一种反浮选方法)，因此浮选过程会产生大量含酸的废液，不利于环保，而且只能用于长石矿物与石英矿物含量接近1:1的花岗岩型矿石，而天然花岗岩矿物是长石，云母和石英相的混合物，因为花岗岩中含有大量的长石和云母，采用反浮选的方法(让大量的长石和云母等杂质相上浮)分离石英会消耗大量的浮选药剂，并且产生大量的酸性废水，而且该提纯方法步骤繁多，不适用于大多数天然的花岗岩矿物的分离，分离出的石英纯度只能达到二氧化硅含量>94％的级别，还达不到高纯石英的纯度要求。

发明内容

本发明的目的是为克服现有技术中的不足之处，提供高效便捷的方法分离提取花岗伟晶岩中的石英。在实际工业生产中，提纯步骤越简单越好，降低时间、人力以及财力等生产成本。本发明提出的方法包括煅烧水淬、破碎筛分、浮选、酸洗，工艺流程简便且效率高，能够得到至少3N6以上纯度的高纯石英砂。

为实现上述目的，本发明提供技术方案如下：

一种从花岗伟晶岩中提取高纯石英砂的方法，该方法包括如下步骤：

(1)将花岗伟晶岩原矿进行煅烧和水淬处理，得到水淬后的原矿；优选的，所述花岗伟晶岩原矿中石英相含量为5wt％～50wt％；优选的，所述花岗伟晶岩原矿中石英相含量为10wt％～40wt％。例如，所述花岗伟晶岩原矿中石英相含量为10wt％、15wt％、20wt％、25wt％、30wt％、35wt％、40wt％、45wt％或50wt％。

(2)将水淬后的原矿进行破碎和筛分，得到破碎和筛分后的原矿；

(3)从破碎和筛分后的原矿中选取粒度为40～220目的原矿样品，在中性pH条件下让石英相上浮的正浮选方式进行浮选，得到富集的石英样品；优选的，所述的粒度为50～140目；

(4)将浮选所得到的富集的石英样品进行酸洗处理，得到石英精矿。

优选的，在煅烧时样品应为块状原矿，精确控制煅烧条件确保水淬能使不同矿物相充分解离；

优选的，在煅烧时，温度为500～1100℃，保温时间为0.5～3h；

优选的，浮选在中性条件下进行正浮选，采用短链胺类药剂乙二胺、丙二胺为云母、长石抑制剂，阳离子捕收剂聚醚胺、十二胺、油基丙撑二胺、十八胺等胺类阳离子捕收剂为石英捕收剂；

优选的，在酸洗过程中，所选酸种类包括氢氟酸、盐酸、硫酸和硝酸，氢氟酸可以去除含有的少量云母、长石等杂质，盐酸和硫酸有良好的金属溶解能力，硝酸能有效地氧化金属元素生产可溶性盐；

优选的，在酸洗过程中，氢氟酸与其它酸的摩尔浓度配比为氢氟酸：(盐酸、硫酸、硝酸)＝1：(1～10)；并加入1-10倍水进行稀释，

优选的，在酸洗过程中，矿粉和稀酸的固液比为1：10～50；

优选的，常压下酸洗时间为2～8h，温度为60～100℃；

优选的，在酸洗过程中，氢氟酸所用量不能超过腐蚀掉所有样品所需氢氟酸的20％，防止过度腐蚀掉石英。

本发明相对于现有技术的有益效果是：

本发明提供了一种从花岗伟晶岩中提取高纯石英砂的方法。该方法工艺流程简单，仅包含煅烧水淬、破碎筛分、浮选、酸洗，易于实现工业化生产。除酸洗外，其余步骤均不涉及酸碱的使用，降低了酸碱的用量，绿色环保。特别是浮选是在中性条件下正浮选石英，由于花岗岩中石英相含量较少，因此浮选药剂用量小，并且在浮选过程中无废酸废液产生。该方法提纯效率高，能从花岗伟晶岩中提取得到高纯石英砂，纯度达到3N6以上。

附图说明

图1一种从花岗伟晶岩中提取高纯石英砂的工艺流程图。

具体实施方式

下面结合附图和具体实施方式对本发明作进一步详细的描述。

如图1所示，一种从花岗伟晶岩中提取高纯石英砂的方法，包括如下步骤：

S1将块状花岗伟晶岩原矿进行煅烧、水淬处理；

S2将水淬后的原矿进行破碎、筛分；

S3选取合适粒度的原矿样品，进行浮选；得到浮选精矿和浮选尾矿

S4将浮选所得到的浮选精矿进行酸洗处理，得到石英精矿。

实例一：

本实例选用安徽滁州的花岗伟晶岩，其中石英相含量约为30wt％，进行如下处理：

(1)将花岗伟晶岩原矿放入井式电阻炉内，在900℃下保温1h，取出煅烧后样品迅速倒进室温的水中进行水淬处理15min，再将样品在80℃烘干；

(2)将煅烧水淬后的原矿用对辊破碎机破碎，筛分得到不同粒度样品；

(3)取15g 60-80目样品放入1.5L的浮选槽中，添加水至1.5L，在中性条件下进行浮选，向浮选槽中加入从阿拉丁公司购买的乙二胺至浓度为1.5×10

(4)将浮选所得到的富集的石英样品用混合酸进行酸洗处理，其中混合酸中，氢氟酸浓度为0.3mol/L，盐酸浓度为0.5mol/L，硝酸浓度为0.5mol/L。酸洗的条件为：以石英样品与混合酸的固液重量比为1：10，在常压80℃下酸洗6h，得到石英精矿。

浮选过程中石英的回收率为30.8％，酸洗过程中石英精矿的回收率为90.1％，实施例1石英精矿总回收率为27.8％。将石英精矿进行ICP-OES测试，所得结果如表1所示，表中所列为主要杂质元素，其它元素未列出。石英精矿杂质含量为77.2ppmw，纯度达到4N2。

表1实施例1中石英精矿的ICP-OES测试结果(ppmw)

实例二：

本实例选用河南三门峡市的花岗伟晶岩，其中石英相含量约为40wt％，进行如下处理：

(1)将花岗伟晶岩原矿放入井式电阻炉内，在900℃下保温1h，取出煅烧后样品迅速倒进室温的水中进行水淬处理15min，再将样品在80℃烘干；

(2)将煅烧水淬后的原矿用对辊破碎机破碎，筛分得到不同粒度样品；

(3)取15g 60-80目样品放入1.5L的浮选槽中，添加水至1.5L，在中性条件下进行浮选，向浮选槽中加入从阿拉丁公司购买的乙二胺至浓度为1.5×10

(4)将浮选所得到的富集的石英样品用混合酸进行酸洗处理，其中混合酸中，氢氟酸浓度为0.3mol/L，盐酸浓度为0.5mol/L，硝酸浓度为0.5mol/L。酸洗的条件为：以石英样品与混合酸的固液重量比为1：20，在常压80℃下酸洗6h，得到石英精矿。

浮选过程中石英的回收率为41.2％，酸洗过程中石英精矿的回收率为85.2％，实施例2石英精矿总回收率为35.1％。将石英精矿进行ICP-OES测试，所得结果如表2所示，表中所列为主要杂质元素，其他元素未列出。石英精矿杂质含量为332.8ppmw，纯度达到3N7。

表2实施例2中石英精矿的ICP-OES测试结果(ppmw)

实例三：

本实例选用安徽六安市花岗伟晶岩，其中石英相含量约为45wt％，，进行如下处理：

(1)将花岗伟晶岩原矿放入井式电阻炉内，在900℃下保温1h，取出煅烧后样品迅速倒进室温的水中进行水淬处理15min，再将样品在80℃烘干；

(2)将煅烧水淬后的原矿用对辊破碎机破碎，筛分得到不同粒度样品；

(3)取15g 60-80目样品放入1.5L的浮选槽中，添加水至1.5L，在中性条件下进行浮选，向浮选槽中加入从阿拉丁公司购买的乙二胺至浓度为1.5×10

(4)将浮选所得到的富集的石英样品用混合酸进行酸洗处理，其中混合酸中，氢氟酸浓度为0.3mol/L，盐酸浓度为0.5mol/L，硝酸浓度为0.5mol/L。酸洗的条件为：以石英样品与混合酸的固液重量比为1：30，在常压80℃下酸洗6h，得到石英精矿。

浮选过程中石英的回收率为46.5％，酸洗过程中石英精矿的回收率为81.6％，实施例3石英精矿总回收率为37.9％。将石英精矿进行ICP-OES测试，所得结果如表3所示，表中所列为主要杂质元素，其他元素未列出。石英精矿杂质含量为286.7ppmw，纯度达到3N7。

表3实施例3中石英精矿的ICP-OES测试结果(ppmw)

对比例1：

本对比选用河南三门峡市的花岗伟晶岩，在样品矿石中手工选取石英相含量高的样品，其石英相含量约为70wt％，再进行如下处理：

(1)将花岗伟晶岩原矿放入井式电阻炉内，在900℃下保温1h，取出煅烧后样品迅速倒进室温的水中进行水淬处理15min，再将样品在80℃烘干；

(2)将煅烧水淬后的原矿用对辊破碎机破碎，筛分得到不同粒度样品；

(3)取15g 60-80目样品放入1.5L的浮选槽中，添加水至1.5L，在中性条件下进行浮选，向浮选槽中加入从阿拉丁公司购买的乙二胺至浓度为1.5×10

(4)将浮选所得到的富集的石英样品用混合酸进行酸洗处理，其中混合酸中，氢氟酸浓度为0.3mol/L，盐酸浓度为0.5mol/L，硝酸浓度为0.5mol/L。酸洗的条件为：以石英样品与混合酸的固液重量比为1：10，在常压80℃下酸洗6h，得到石英精矿。

浮选过程中石英的回收率为70.6％，酸洗过程中石英精矿的回收率为91.3％，石英精矿总回收率为64.5％。将石英精矿进行ICP-OES测试，所得结果如表4所示，表中所列为主要杂质元素，其它元素未列出。石英精矿杂质含量为599.1ppmw，纯度达到3N4，相比实施例2，石英精矿纯度明显下降。

表4对比例1中石英精矿的ICP-OES测试结果(ppmw)

对比例2：

本对比例选用河南三门峡市的花岗伟晶岩，其中石英相含量约为40wt％，进行如下处理：

(1)将花岗伟晶岩原矿放入井式电阻炉内，在900℃下保温1h，取出煅烧后样品迅速倒进室温的水中进行水淬处理15min，再将样品在80℃烘干；

(2)将煅烧水淬后的原矿用对辊破碎机破碎，筛分得到不同粒度样品；

(3)取15g 60-80目样品放入1.5L的浮选槽中，添加水至1.5L，加入0.5ml HF,再滴加硫酸将pH调整到2.3，再加入6×10

(4)将浮选所得到的富集的石英相样品用混合酸进行酸洗处理，其中混合酸中，氢氟酸浓度为0.3mol/L，盐酸浓度为0.5mol/L，硝酸浓度为0.5mol/L。酸洗的条件为：以石英样品与混合酸的固液重量比为1：20，在常压80℃下酸洗6h，得到石英精矿。

浮选过程中石英的回收率为38.5％，酸洗过程中石英精矿的回收率为91.0％，石英精矿总回收率为35.0％。将石英精矿进行ICP-OES测试，所得结果如表5所示，表中所列为主要杂质元素，其他元素未列出。石英精矿杂质含量为7866.2ppmw，纯度只达到2N2，相比实施例2，石英精矿纯度大幅度下降，而且采用有氟有酸的反浮选，在浮选过程中产生了含酸废液，浮选药剂用量也较高。

表5对比例2中石英精矿的ICP-OES测试结果(ppmw)

以上所述实施方式仅为本发明最优的实施条件，并非对本发明的范围进行限定。在不脱离本发明设计精神的前提下，本领域普通技术人员对本发明的技术方案做出的各种变形和改进，均应落入本发明的权利要求书确定的保护范围内。