湿法冶金

SiO₂	Al₂O₃	Fe₂O₃	K₂O	Na₂O	CaO	MnO	TiO₂	F	U^*	P₂O₅	ZnO
62.86	15.85	4.01	3.28	3.95	3.69	0.244	0.29	1.2	0.277	0.021	0.022
MgO	SO₃	PbO	ZrO₂	SrO	As₂O₃	Cl	Rb₂O	Dy₂O₃	Y₂O₃	REO	Be^*
0.531	0.071	0.096	0.098	0.017	0.027	0.01	0.049	0.095	0.019	0.114	0.435

SiO₂	Al₂O₃	Fe₂O₃	K₂O	Na₂O	CaO	MnO	TiO₂	F	U^*	P₂O₅	ZnO
62.86	15.85	4.01	3.28	3.95	3.69	0.244	0.29	1.2	0.277	0.021	0.022
MgO	SO₃	PbO	ZrO₂	SrO	As₂O₃	Cl	Rb₂O	Dy₂O₃	Y₂O₃	REO	Be^*
0.531	0.071	0.096	0.098	0.017	0.027	0.01	0.049	0.095	0.019	0.114	0.435

羟硅铍石	硅钙铀矿	沥青铀矿	硅铅铀矿	金红石	赤铁矿	方铅矿	独居石	黄铁矿	氟碳铈镧矿
1.50	0.25	0.04	0.02	0.24	0.14	<0.01	0.01	0.01	0.01
石英	钠长石	钾长石	伊利石	绿泥石	萤石	方解石	闪石类	锆石	其他
38.84	29.60	15.39	8.75	2.89	1.42	0.10	0.21	0.01	0.15

羟硅铍石	硅钙铀矿	沥青铀矿	硅铅铀矿	金红石	赤铁矿	方铅矿	独居石	黄铁矿	氟碳铈镧矿
1.50	0.25	0.04	0.02	0.24	0.14	<0.01	0.01	0.01	0.01
石英	钠长石	钾长石	伊利石	绿泥石	萤石	方解石	闪石类	锆石	其他
38.84	29.60	15.39	8.75	2.89	1.42	0.10	0.21	0.01	0.15

产品	产率/%	Be品位/%	Be回收率/%
萤石精矿	2.89	0.21	1.40
铍精矿	9.98	3.26	74.87
中矿1	2.22	0.335	1.71
中矿2	10.33	0.211	5.02
中矿3	4.04	0.439	4.08
中矿4	3.08	0.269	1.91
尾矿	67.46	0.071	11.02
原矿	100.00	0.435	100.00

产品	产率/%	Be品位/%	Be回收率/%
萤石精矿	2.89	0.21	1.40
铍精矿	9.98	3.26	74.87
中矿1	2.22	0.335	1.71
中矿2	10.33	0.211	5.02
中矿3	4.04	0.439	4.08
中矿4	3.08	0.269	1.91
尾矿	67.46	0.071	11.02
原矿	100.00	0.435	100.00

产品	产率/%	Be品位/%	Be回收率/%
萤石精矿	2.99	0.223	1.53
铍精矿	10.62	3.360	81.99
尾矿	86.39	0.083	16.48
原矿	100.00	0.435	100.00

产品	产率/%	Be品位/%	Be回收率/%
萤石精矿	2.99	0.223	1.53
铍精矿	10.62	3.360	81.99
尾矿	86.39	0.083	16.48
原矿	100.00	0.435	100.00

CaO	F	Al₂O₃	Fe₂O₃	SiO₂	Na₂O	MnO	TiO₂	ZnO	PbO	K₂O	U^*	ZrO₂	Nb₂O₅	GeO₂	CuO
6.77	0.68	12.85	6.94	62.22	3.28	0.36	0.65	0.05	0.06	2.63	0.264	0.28	0.101	0.005	0.009
P₂O₅	SrO	MgO	SO₃	As₂O₃	Ga₂O₃	Cr₂O₃	Cl	Dy₂O₃	CeO₂	Pr₂O₃	Nd₂O₃	La₂O₃	Y₂O₃	Be^*	REO
0.07	0.03	0.53	0.11	0.149	0.005	0.033	0.56	0.123	0.103	0.02	0.041	0.044	0.055	3.36	0.386

CaO	F	Al₂O₃	Fe₂O₃	SiO₂	Na₂O	MnO	TiO₂	ZnO	PbO	K₂O	U^*	ZrO₂	Nb₂O₅	GeO₂	CuO
6.77	0.68	12.85	6.94	62.22	3.28	0.36	0.65	0.05	0.06	2.63	0.264	0.28	0.101	0.005	0.009
P₂O₅	SrO	MgO	SO₃	As₂O₃	Ga₂O₃	Cr₂O₃	Cl	Dy₂O₃	CeO₂	Pr₂O₃	Nd₂O₃	La₂O₃	Y₂O₃	Be^*	REO
0.07	0.03	0.53	0.11	0.149	0.005	0.033	0.56	0.123	0.103	0.02	0.041	0.044	0.055	3.36	0.386

CaO	F	Al₂O₃	Fe₂O₃	SiO₂	Na₂O	MnO	TiO₂	ZnO	PbO	K₂O	U	SrO	MgO
68.63	25.95	1.13	0.821	3.85	0.19	0.13	0.14	0.007	0.28	0.18	0.154	0.14	0.12
P₂O₅	CuO	SO₃	As₂O₃	MoO₃	Cl	BaO	Dy₂O₃	Y₂O₃	Gd₂O₃	CeO₂	Pr₂O₃	Nd₂O₃	REO
0.082	0.011	0.057	0.041	0.025	0.015	0.03	0.042	0.057	0.031	0.093	0.026	0.048	0.297

CaO	F	Al₂O₃	Fe₂O₃	SiO₂	Na₂O	MnO	TiO₂	ZnO	PbO	K₂O	U	SrO	MgO
68.63	25.95	1.13	0.821	3.85	0.19	0.13	0.14	0.007	0.28	0.18	0.154	0.14	0.12
P₂O₅	CuO	SO₃	As₂O₃	MoO₃	Cl	BaO	Dy₂O₃	Y₂O₃	Gd₂O₃	CeO₂	Pr₂O₃	Nd₂O₃	REO
0.082	0.011	0.057	0.041	0.025	0.015	0.03	0.042	0.057	0.031	0.093	0.026	0.048	0.297

新疆某羟硅铍石型铀铍矿浮选试验研究

PDF下载

田宇晖 ¹^,² , 李广 ¹^,² , 李镯 ¹^,² , 马嘉 ¹^,² , 李春风 ¹^,² , 张晨 ¹^,² , 张守逊 ¹^,² , 候鲜名 ¹^,²

湿法冶金 | 试验研究 2025,44(4): 433-439

收起

湿法冶金 | 试验研究 2025, 44(4): 433-439

新疆某羟硅铍石型铀铍矿浮选试验研究

全屏

田宇晖¹^,², 李广¹^,², 李镯¹^,², 马嘉¹^,², 李春风¹^,², 张晨¹^,², 张守逊¹^,², 候鲜名¹^,²

作者信息

¹ 核工业北京化工冶金研究院,北京 101149

² 中核矿业科技集团有限公司,北京 101149

田宇晖(1996—),男,硕士,工程师,主要研究方向为铀矿及共伴生多金属矿选矿。

Flotation of a Beryllianite-type Uranium-Beryllium Co-associated Ore in Xinjiang

Yuhui TIAN¹^,², Guang LI¹^,², Zhuo LI¹^,², Jia MA¹^,², Chunfeng LI¹^,², Chen ZHANG¹^,², Shouxun ZHANG¹^,², Xianming HOU¹^,²

Affiliations

¹ Beijing Research Institute of Chemical Engineering and Metallurgy,CNNC,Beijing 101149,China

² China Nuclear Mining Science and Technology Corporation,Beijing 101149,China

出版时间: 2025-08-20 doi: 10.13355/j.cnki.sfyj.2025.04.001

文章导航

摘要

收起

针对新疆某特大型羟硅铍石型铀铍共生矿的浮选精矿中氟含量较高的问题,研究分析了该矿的矿物和元素组成、矿物嵌布特征,并采用“先浮选萤石再浮选铍”工艺对矿石进行浮选,同时对磨矿细度、浮选药剂制度进行了优化。结果表明:针对铍品位0.435%、磨矿细度-325目占93%的原矿,在粗选水玻璃用量1.5 kg/t、NaOH用量2 kg/t、氧化石蜡皂用量700 g/t、扫选氧化石蜡皂用量500 g/t条件下,可得到铍品位为3.36%、铍回收率81.99%的浮选技术指标。该工艺能实现铍矿物的有效富集。

关键词

铀铍共生矿 / 羟硅铍石 / 铍 / 浮选 / 氧化石蜡皂

Abstract

收起

Address to the issue of high fluorine content in the flotation concentrate of a super-large Beryllianite-type uranium-beryllium co-associated ore in Xinjiang,the mineral and elemental composition,as well as the mineral dissemination characteristics were studied.Flotation process of "floating fluorite first and then beryllium" was adopted for flotation.Grinding fineness and flotation reagent system were optimized through systematic flotation condition tests. The results show that for the raw ore with a beryllium grade of 0.435% and a grinding finness of -325 mesh accounting for 93%,under the conditions of 1.5 kg/t for sodium silicate in roughing,2 kg/t for NaOH,700 g/t for oxidized paraffin soap in roughing,and 500 g/t for swept oxidized paraffin soap in scavenging,The technical indicators of flotation with beryllium grade of 3.36% and recovery rate of 81.99% are obtained. The process can achieve effective enrichment of beryllium minerals.

Key words

uranium-beryllium co-associated ore / Beryllianite / beryllium / flotation / oxidized paraffin soap

引用本文

田宇晖, 李广, 李镯, 马嘉, 李春风, 张晨, 张守逊, 候鲜名. 新疆某羟硅铍石型铀铍矿浮选试验研究. 湿法冶金, 2025 , 44 (4) : 433 -439 . DOI: 10.13355/j.cnki.sfyj.2025.04.001

Yuhui TIAN, Guang LI, Zhuo LI, Jia MA, Chunfeng LI, Chen ZHANG, Shouxun ZHANG, Xianming HOU. Flotation of a Beryllianite-type Uranium-Beryllium Co-associated Ore in Xinjiang[J]. Hydrometallurgy of China, 2025 , 44 (4) : 433 -439 . DOI: 10.13355/j.cnki.sfyj.2025.04.001

正文

收起

金属铍(Be)具有熔点高、密度小、比强度高的特点,可用作原子能反应堆材料、宇航工程材料,在国防建设中发挥着至关重要的作用,是国家重要的战略资源^[1-2]。我国已探明的铍矿资源大多品位较低,通常低于0.1%。绿柱石和羟硅铍石是主要的铍赋存矿物。其中,绿柱石是我国铍的主要来源^[3],从中提铍技术已经相对成熟。但随着铍需求的不断增长,仅从绿柱石中提铍已难以满足需求^[4]。

新疆某铀铍矿床的铍平均品位为0.14%,主要铍矿物为羟硅铍石^[5-7],是我国唯一的羟硅铍石型铀铍多金属矿床,且属特大型铍矿床,开发利用价值巨大^[8-11]。但该矿中萤石含量较高,易导致浮选精矿氟含量高,后续在铍精矿水冶过程中易生成HF气体并逸出;同时矿物易泥化,有用矿物泥化后损失在尾矿中,会影响精矿中铍回收率。

目前,有关羟硅铍石型铍多金属矿的浮选研究主要集中在铍矿物浮选富集的药剂和流程优化方面,一般浮选精矿中BeO品位为3%~10%,回收率为70%~80%^[12-14],而针对铍氟分离的相关研究较少。在研究过程中发现,铍矿物与萤石矿物的共浮选现象较为严重,如何有效控制共浮选现象,以确保获得铍精矿的品位和回收率,仍然是一个亟待解决的问题。

针对以上矿床浮选存在的问题,研究了采用“先浮选萤石再浮选铍”的工艺开展浮选试验,同时考察了磨矿细度、药剂种类及用量、流程参数等条件对浮选指标的影响,在铍氟有效分离的同时,尽可能提高铍精矿品位和回收率,最终确定了适宜的浮选工艺流程和药剂制度。

1 试验部分

收起

1.1 试验原料

1.1.1 矿物组成及多元素分析

试验用矿石样品来自新疆某铀铍矿,X荧光多元素分析结果见表1。

样品中主要脉石矿物为石英、钠长石、钾长石、伊利石、绿泥石和萤石等。铍元素主要赋存于羟硅铍石中;铀矿物主要为硅钙铀矿,其次为沥青铀矿和硅铅铀矿。可浮性较好的萤石占1.42%,易与铍矿物一起上浮影响精矿Be品位,需优先浮选出来,矿物组成分析结果见表2。

1.1.2 主要矿物嵌布特征

使用AMICS矿物参数自动定量分析系统对破碎至-2 mm原矿中羟硅铍石的嵌布特征进行分析,结果如图1所示。

羟硅铍石(Ber,Be₄(Si₂O₇)(OH)₂)主要以细小柱状或板状集合体形式分布,矿物晶体粒径较小,以10~20 μm为主,部分集合体直径在0.15~0.8 mm范围内,且多与萤石共生,因此只有在较细的磨矿细度下才能实现羟硅铍石的解离。羟硅铍石集合体发育成完整晶型并有整齐的边缘,而萤石穿插在羟硅铍石集合体内,并与羟硅铍石颗粒共同填充在裂隙中,二者互相包裹,关系密切,穿插在羟硅铍石集合体内部的萤石会影响铍精矿的品位。铍矿物与其他矿物共生情况如图2所示。约42.7%的铍矿物与钠长石共生或被包裹,需细磨使矿物解离,之后再分选。

1.2 试验方法及试剂

采用浮选法富集铍铀矿中的铍矿物,球磨后产品加入实验室浮选槽内调浆,矿浆加温至40 ℃后,依次加入调节剂、捕收剂、起泡剂。充气浮选,将浮选后的泡沫精矿产品和浮选槽内的尾矿产品分别在干燥箱内烘干、称重,然后制样测定品位,计算回收率。

浮选试验药剂:碳酸钠、氢氧化钠、苯甲羟肟酸、十二胺、苯乙烯磷酸、十二烷基硫酸钠,以上均为分析纯;氧化石蜡皂、水玻璃,均为工业纯。

2 试验结果与讨论

收起

2.1 磨矿细度对铍矿浮选的影响

磨矿细度对浮选有很大的影响,铍铀矿中铍矿物的晶体粒径多为10~20 μm,被脉石矿物包裹,无法和药剂进行有效接触,因此需要细磨使矿物充分解离,但应避免过磨,以防止过多微细粒矿泥恶化浮选。磨矿细度条件试验流程及结果如图3、4所示。

从图4看出,随磨矿细度增大,铍精矿品位先升高后降低:当磨矿细度为-325目占93%时,精矿中Be品位最高;继续增大磨矿细度,铍精矿中Be品位降低,在磨矿细度-325目占96%时,Be回收率最高,为53.73%。综合考虑,确定最佳浮选磨矿细度为-325目占93%。

2.2 调整剂种类及用量对铍矿浮选的影响

2.2.1 NaOH

NaOH是常用的浮选矿浆pH调节剂,通过调节pH调节羟硅铍石等矿物表面电性,从而获得有利于捕收剂吸附的浮选条件。试验采用一次粗选,取磨矿细度-325目占93%的矿石1 kg,在矿浆浓度30%、水玻璃加入量500 g/t、氧化石蜡皂加入量500 g/t条件下,考察NaOH用量对浮选精矿回收率及Be品位的影响,试验结果如图5所示。

从图5看出:随NaOH用量增加,精矿中Be回收率升高,品位先上升后下降,说明NaOH对铍矿物有一定的活化作用;NaOH用量增至2 kg/t时,Be回收率为86.87%,之后趋于平稳,此时品位为0.993%,之后明显下降。综合考虑,确定适宜的NaOH用量为2 kg/t。

2.2.2 水玻璃

铍矿中含有较多的硅酸盐矿物,黏土矿物总量接近12%,这部分矿物可能会罩盖在浮选精矿表面,使精矿中Be品位降低,因此,试验选用水玻璃作为抑制剂,以确保浮选效果。试验采用一次粗选一次精选,精选中矿合并至尾矿。取磨矿细度-325目占93%矿石1 kg,在矿浆浓度30%、NaOH用量2 kg/t、氧化石蜡皂用量500 g/t条件下,考察水玻璃用量对浮选精矿中Be回收率及品位的影响,试验结果如图6所示。

从图6看出:随水玻璃用量增加,精矿中Be回收率逐渐降低,品位先升高后下降,说明少量水玻璃对脉石矿物的抑制作用较强,而过量的水玻璃会对铍矿物产生较强的抑制作用。综合考虑,确定适宜的水玻璃用量为500 g/t。

2.3 捕收剂对铍矿浮选的影响

2.3.1 捕收剂的筛选

浮选捕收剂种类较多,适用于羟硅铍石浮选的主要有烃酸类捕收剂、胺类捕收剂等。因此,试验分别选用苯甲羟肟酸、十二胺、苯乙烯磷酸、十二烷基硫酸钠、混合脂肪酸(氧化石蜡皂)作为捕收剂。采用一次粗选,取磨矿细度-325目占93%矿石1 kg,在矿浆浓度30%、水玻璃用量500 g/t、NaOH用量2 kg/t、不同捕收剂用量均为500 g/t条件下,考察不同捕收剂对浮选精矿中Be回收率及品位的影响,试验结果如图7所示。

从图7看出:苯甲羟肟酸、十二胺、苯乙烯磷酸对铍矿物的捕收能力均较弱,精矿中Be品位和回收率均较低,富集效果较差;十二烷基硫酸钠对浮选精矿中Be回收率较高,但Be品位均较低;相较而言,混合脂肪酸(氧化石蜡皂)对浮选精矿Be品位1.096%时,回收率可达73.59%,回收率和品位均较高,这是因为氧化石蜡皂是一种混合脂肪酸,属于长链羧酸类捕收剂,其分子含有长的烷基链,这些长链结构能使其具有较强的疏水性,适合低品位矿石的浮选。因此推断,长碳链羧酸类捕收剂是铍矿物浮选适宜的捕收剂。

2.3.2 不同混合脂肪酸捕收剂的筛选

为进一步确定适宜的捕收剂,试验选用氧化石蜡皂和油酸钠2种不同的混合脂肪酸作为捕收剂,并采用一次粗选二次精选,精选中矿合并至尾矿,取磨矿细度-325目占93%矿石1 kg,在矿浆浓度30%、水玻璃用量500 g/t、NaOH用量 2 kg/t、不同捕收剂用量均为500 g/t条件下,对比氧化石蜡皂和油酸钠对浮选精矿中铍回收率及品位的影响,试验结果如图8所示。

从图8看出:在相同的工艺和药剂用量条件下,氧化石蜡皂浮选铍精矿中Be品位和回收率都高于油酸钠。氧化石蜡皂与油酸钠都是长碳链羧酸类捕收剂,其中氧化石蜡皂为混合物,分子结构包含了不同长度的烷基链(如硬脂酸)和极性的羧基(—COOH)。长链结构使得氧化石蜡皂具有更强的疏水性,不同长度烷基链对不同表面性质的矿物产生相适应的捕收能力,可以更好地与矿物表面结合,从而促进矿物的浮选;而油酸钠是含十八个碳原子的不饱和羧酸盐,分子中虽也包含一个疏水的长链部分,但其亲水的钠离子使得其分子与矿物表面的亲和力较弱,浮选捕收能力相对较弱。因此,确定选择氧化石蜡皂为捕收剂。

2.4 浮选工艺流程优化试验

为进一步提高精矿中Be品位和回收率,考虑同时增加抑制剂和捕收剂用量,并多次进行精选和扫选的效果。由于萤石的可浮性比羟硅铍石更好,而氧化石蜡皂是浮选萤石常用的捕收剂,易导致铍精矿中萤石含量较高,因此为降低铍精矿中萤石含量,需增加萤石分选流程,在粗选捕收剂用量较低时将可浮性较好的萤石矿物优先浮选出来。

在水玻璃用量1.5 kg/t、氧化石蜡皂用量200 g/t、NaOH用量2 kg/t、铍粗选氧化石蜡皂用量700 g/t、扫选氧化石蜡皂用量500 g/t药剂制度下进行开路浮选试验。试验流程如图9所示,试验结果见表3。

从表3看出:经过一次粗选两次精选可获得Be品位3.26%、回收率74.87%的铍精矿,与原矿Be品位0.435%相比,铍精矿中Be品位富集了7.5倍。

2.5 闭路浮选试验

在开路浮选试验基础上,使用相同药剂制度进行闭路浮选试验,考察中矿返回对浮选指标的影响。萤石浮选流程中矿返回粗选,铍矿物浮选采用一粗二精二扫中矿顺序返回的流程。试验流程如图10所示,试验结果见表4。

从表4看出:通过“先选萤石再浮选铍”工艺可获得Be品位3.36%、回收率81.99%的铍精矿,铍精矿品位富集约8倍,换算BeO品位为9.33%,与现有研究相比,品位和回收率均有所提高,实现了铍矿物的有效富集。

2.6 产品成分分析

对闭路试验所得铍精矿、萤石精矿产品进行X荧光多元素分析,结果见表5、6。可以看出:浮选所得萤石精矿中主要元素为Ca和F,经化学分析可知CaF₂质量分数为85.75%;铍精矿中Ca和F含量比原矿直接浮选结果大幅降低,说明优先浮选萤石方案是可行的。尾矿中铀品位为0.226%,与原矿在同一数量级,需要进行浸出回收。

3 结论

收起

通过“先浮选萤石再浮选铍”工艺可实现对新疆某羟硅铍石型铀铍矿中品位为0.435%铍矿物的浮选。为了提高羟硅铍石浮选工艺指标,降低浮选精矿中氟含量,采用增大磨矿细度促进羟硅铍石与其他矿物的解离,进而与药剂充分接触;同时增加捕收剂与抑制剂用量,在强捕收强抑制作用下,增强易泥化矿浆的分散性及捕收羟硅铍石的能力;在较低捕收剂用量下,优先浮选可浮性较好的萤石矿物,降低铍精矿中氟含量,提高产品品质,有利于减少后续铍精矿水冶过程中生成HF气体。在磨矿细度-325目占93%、粗选水玻璃用量1.5 kg/t、NaOH用量2 kg/t、氧化石蜡皂用量700 g/t、扫选氧化石蜡皂用量500 g/t浮选工艺条件下,可获得Be品位3.36%、回收率81.99%的精矿。该工艺与其他方法相比,精矿中Be品位和回收率均有所提高,能实现铍矿物的有效富集。

在研究过程中发现,选矿尾矿固液分离较困难,这是由于铀铍矿中绿泥石、伊利石等微细粒黏土矿物含量较高,后续可在固液分离方面进行针对性工艺优化。

基金

收起

国家重点研发计划项目(2024YFC2909703)
国家自然科学基金资助项目(U2341266)
中核集团研发平台稳定支持科研项目(中核科发2023-431号)

参考文献

收起

文献

收起

参考文献引证文献

排序方式：

[1]

毛素荣, 李光明, 钟乐乐, 等. 铍的选矿研究现状和展望[J]. 有色金属(选矿部分), 2022(6):17-24.

MAO

Surong

, LI

Guangming

, ZHONG

Lele

, et al. Present situation and prospect of mineral processing of beryllium[J]. Nonferrous Metals(Mineral Processing Section), 2022(6):17-24.

[2]

邓伟, 颜世强, 谭洪旗, 等. 我国铍矿资源概况及选矿技术研究现状[J]. 矿产综合利用, 2023, 44(1):148-154.

DENG

Wei

, YAN

Shiqiang

, TAN

Hongqi

, et al. General situation of beryllium ore resources and research status of mineral processing technology in China[J]. Multipurpose Utilization of Mineral Resources, 2023, 44(1):148-154.

[3]

陈子瞻, 郭冉启, 韩梅, 等. 中国铍资源供给风险分析[J]. 地球学报, 2023, 44(2):369-377.

CHEN

Zizhan

, GUO

Ranqi

, HAN

Mei

, et al. Supply risk analysis of beryllium in China[J]. Acta Geoscientica Sinica, 2023, 44(2):369-377.

[4]

李爱民, 蒋进光, 王晖, 等. 含铍矿物浮选研究现状与展望[J]. 稀有金属与硬质合金, 2008, 36(3):58-61.

Aimin

, JING

Jinguang

, WANG

Hui

, et al. The latest development and prospects of beryllium minerals flotation[J]. Rare Metals and Cemented Carbides, 2008, 36(3):58-61.

[5]

赵笑益, 齐建云. 某羟硅铍石矿石选冶试验研究[J]. 现代矿业, 2015, 31(10):85-88.

ZHAO

Xiaoyi

, QI

Jianyun

. Experimental study on beneficiation and metallurgy of beryllium ore[J]. Modern Mining, 2015, 31(10):85-88.

[6]

郑惠敏, 李丽匣, 马嘉, 等. 新疆某含羟硅铍石矿分选实验[J]. 矿产综合利用, 2024, 45(5):24-30.

ZHENG

Huimin

, LI

Lixia

, MA

Jia

, et al. Beneficiation of bertrandite ores in Xinjiang[J]. Multipurpose Utilization of Mineral Resources, 2024, 45(5):24-30.

[7]

耿志强, 孙伟. 捕收剂预先混合对新疆某羟硅铍石浮选的影响[J]. 矿产保护与利用, 2019, 39(2):10-13.

GENG

Zhiqiang

, SUN

Wei

. Experimental study on flotation Xinjiang bertrandite using combination collectors[J]. Conservation and Utilization of Mineral Resources, 2019, 39(2):10-13.

[8]

耿志强, 黄红军, 孙伟. 某羟硅铍石矿中浮选富集含铍矿物的试验研究[J]. 矿冶工程, 2018, 38(4):54-56.

GENG

Zhiqiang

, HUANG

Hongjun

, SUN

Wei

. Reclaiming of beryllium minerals from bertrandite ore by flotation[J]. Mining and Metallurgical Engineering, 2018, 38(4):54-56.

[9]

芮海锋. 金绿宝石型铍矿中铍的提取工艺研究[D]. 长沙: 湘潭大学, 2017.

[10]

邵伟华, 曾永杰, 常学勇, 等. 某含萤石铍矿综合回收铍和萤石的试验研究[J]. 矿产保护与利用, 2023, 43(1):98-104.

SHAO

Weihua

, ZENG

Yongjie

, CHANG

Xueyong

, et al. Experimental study on comprehensive recovery of beryllium and fluorite from a fluorite-beryllium ore[J]. Conservation and Utilization of Mineral Resources, 2023, 43(1):98-104.

[11]

艾永亮, 李伯平, 郭冬发, 等. 影响白杨河铀铍矿提取工艺的矿物学因素探讨[J]. 有色金属(选矿部分), 2015(3):1-3.

Yongliang

, LI

Boping

, GUO

Dongfa

, et al. Investigate of-Be extraction process on mineralogy factors of Baiyanghe deposit[J]. Nonferrous Metals(Mineral Processing Section), 2015(3):1-3.

[12]

胡聪. 萤石与金云母浮选分离研究[D]. 长沙: 中南大学, 2012.

[13]

郑元泽, 王国全. 新疆杨庄羟硅铍石的浮选试验研究[J]. 新疆有色金属, 2012, 35(1):66-68.

ZHENG

Yuanze

, WANG

Guoquan

. Experimental study on flotation of beryllite in Yangzhuang,Xinjiang[J]. Xinjiang Nonferrous Metals, 2012, 35(1):66-68.

[14]

叶开凯, 苏学斌, 梁耕宇, 等. 从铀铍浮选尾矿中回收铀的工艺研究[J]. 铀矿冶, 2023, 42(2):34-38.

Kaikai

, SU

Xuebin

, LIANG

Gengyu

, et al. Study on recovery uranium from uranium-beryllium flotation tailings[J]. Uranium Mining and Metallurgy, 2023, 42(2):34-38.

2025年第44卷第4期

PDF下载

526

215

引用本文

BibTeX

文章信息

doi: 10.13355/j.cnki.sfyj.2025.04.001

接收时间：2025-01-10
首发时间：2025-09-09
出版时间：2025-08-20

补充材料

相关文章

文章信息

作者

出版历史

收稿日期：2025-01-10

基金

国家重点研发计划项目(2024YFC2909703)

国家自然科学基金资助项目(U2341266)

中核集团研发平台稳定支持科研项目(中核科发2023-431号)

作者信息

¹ 核工业北京化工冶金研究院,北京 101149

² 中核矿业科技集团有限公司,北京 101149

参考文献

分享链接

https://castjournals.cast.org.cn/joweb/sfyj/CN/10.13355/j.cnki.sfyj.2025.04.001

分享至

全文二维码

扫描看全文

引用本文

BibTeX

本文的引用情况

2种不同金属材料的力学参数

科 Family	属数 Number of genus	种数 Number of species	占总种数比例 Percentage of total species (%)	属 Genus	种数 Number of species	占总种数比例 Percentage of total species (%)
鹅膏菌科Amanitaceae	2	11	5.26	鹅膏菌属 Amanita	10	4.78
小菇科 Mycenaceae	2	12	5.74	丝盖伞属 Inocybe	5	2.39
多孔菌科 Polyporaceae	8	14	6.70	蜡蘑属 Laccaria	5	2.39
红菇科 Russulaceae	3	23	11.00	小皮伞属 Marasmius	6	2.87
				小菇属 Mycena	11	5.26
				光柄菇属 Pluteus	5	2.39
				红菇属 Russula	17	8.13
				栓菌属 Trametes	5	2.39

关闭全屏

BibTeX
EndNote
RefWorks
TxT

SiO₂	Al₂O₃	Fe₂O₃	K₂O	Na₂O	CaO	MnO	TiO₂	F	U^*	P₂O₅	ZnO
62.86	15.85	4.01	3.28	3.95	3.69	0.244	0.29	1.2	0.277	0.021	0.022
MgO	SO₃	PbO	ZrO₂	SrO	As₂O₃	Cl	Rb₂O	Dy₂O₃	Y₂O₃	REO	Be^*
0.531	0.071	0.096	0.098	0.017	0.027	0.01	0.049	0.095	0.019	0.114	0.435

SiO₂

Al₂O₃

Fe₂O₃

K₂O

Na₂O

CaO

MnO

TiO₂

U^*

P₂O₅

ZnO

62.86

15.85

4.01

3.28

3.95

3.69

0.244

0.29

1.2

0.277

0.021

0.022

MgO

SO₃

PbO

ZrO₂

SrO

As₂O₃

Rb₂O

Dy₂O₃

Y₂O₃

REO

Be^*

0.531

0.071

0.096

0.098

0.017

0.027

0.01

0.049

0.095

0.019

0.114

0.435

羟硅铍石	硅钙铀矿	沥青铀矿	硅铅铀矿	金红石	赤铁矿	方铅矿	独居石	黄铁矿	氟碳铈镧矿
1.50	0.25	0.04	0.02	0.24	0.14	<0.01	0.01	0.01	0.01
石英	钠长石	钾长石	伊利石	绿泥石	萤石	方解石	闪石类	锆石	其他
38.84	29.60	15.39	8.75	2.89	1.42	0.10	0.21	0.01	0.15

羟硅铍石

硅钙铀矿

沥青铀矿

硅铅铀矿

金红石

赤铁矿

方铅矿

独居石

黄铁矿

氟碳铈镧矿

1.50

0.25

0.04

0.02

0.24

0.14

<0.01

0.01

石英

钠长石

钾长石

伊利石

绿泥石

萤石

方解石

闪石类

锆石

其他

38.84

29.60

15.39

8.75

2.89

1.42

0.10

0.21

0.01

0.15

产品	产率/%	Be品位/%	Be回收率/%
萤石精矿	2.89	0.21	1.40
铍精矿	9.98	3.26	74.87
中矿1	2.22	0.335	1.71
中矿2	10.33	0.211	5.02
中矿3	4.04	0.439	4.08
中矿4	3.08	0.269	1.91
尾矿	67.46	0.071	11.02
原矿	100.00	0.435	100.00

产品

产率/%

Be品位/%

Be回收率/%

萤石精矿

2.89

0.21

1.40

铍精矿

9.98

3.26

74.87

中矿1

2.22

0.335

1.71

中矿2

10.33

0.211

5.02

中矿3

4.04

0.439

4.08

中矿4

3.08

0.269

1.91

尾矿

67.46

0.071

11.02

原矿

100.00

0.435

100.00

产品	产率/%	Be品位/%	Be回收率/%
萤石精矿	2.99	0.223	1.53
铍精矿	10.62	3.360	81.99
尾矿	86.39	0.083	16.48
原矿	100.00	0.435	100.00

产品

产率/%

Be品位/%

Be回收率/%

萤石精矿

2.99

0.223

1.53

铍精矿

10.62

3.360

81.99

尾矿

86.39

0.083

16.48

原矿

100.00

0.435

100.00

CaO	F	Al₂O₃	Fe₂O₃	SiO₂	Na₂O	MnO	TiO₂	ZnO	PbO	K₂O	U^*	ZrO₂	Nb₂O₅	GeO₂	CuO
6.77	0.68	12.85	6.94	62.22	3.28	0.36	0.65	0.05	0.06	2.63	0.264	0.28	0.101	0.005	0.009
P₂O₅	SrO	MgO	SO₃	As₂O₃	Ga₂O₃	Cr₂O₃	Cl	Dy₂O₃	CeO₂	Pr₂O₃	Nd₂O₃	La₂O₃	Y₂O₃	Be^*	REO
0.07	0.03	0.53	0.11	0.149	0.005	0.033	0.56	0.123	0.103	0.02	0.041	0.044	0.055	3.36	0.386

CaO

Al₂O₃

Fe₂O₃

SiO₂

Na₂O

MnO

TiO₂

ZnO

PbO

K₂O

U^*

ZrO₂

Nb₂O₅

GeO₂

CuO

6.77

0.68

12.85

6.94

62.22

3.28

0.36

0.65

0.05

0.06

2.63

0.264

0.28

0.101

0.005

0.009

P₂O₅

SrO

MgO

SO₃

As₂O₃

Ga₂O₃

Cr₂O₃

Dy₂O₃

CeO₂

Pr₂O₃

Nd₂O₃

La₂O₃

Y₂O₃

Be^*

REO

0.07

0.03

0.53

0.11

0.149

0.005

0.033

0.56

0.123

0.103

0.02

0.041

0.044

0.055

3.36

0.386

CaO	F	Al₂O₃	Fe₂O₃	SiO₂	Na₂O	MnO	TiO₂	ZnO	PbO	K₂O	U	SrO	MgO
68.63	25.95	1.13	0.821	3.85	0.19	0.13	0.14	0.007	0.28	0.18	0.154	0.14	0.12
P₂O₅	CuO	SO₃	As₂O₃	MoO₃	Cl	BaO	Dy₂O₃	Y₂O₃	Gd₂O₃	CeO₂	Pr₂O₃	Nd₂O₃	REO
0.082	0.011	0.057	0.041	0.025	0.015	0.03	0.042	0.057	0.031	0.093	0.026	0.048	0.297

CaO

Al₂O₃

Fe₂O₃

SiO₂

Na₂O

MnO

TiO₂

ZnO

PbO

K₂O

SrO

MgO

68.63

25.95

1.13

0.821

3.85

0.19

0.13

0.14

0.007

0.28

0.18

0.154

0.14

0.12

P₂O₅

CuO

SO₃

As₂O₃

MoO₃

BaO

Dy₂O₃

Y₂O₃

Gd₂O₃

CeO₂

Pr₂O₃

Nd₂O₃

REO

0.082

0.011

0.057

0.041

0.025

0.015

0.03

0.042

0.057

0.031

0.093

0.026

0.048

0.297