高硅铝土矿正浮选两段脱硅试验研究.pdf

2 0 1 5 年第2 期有色金属 选矿部分 4 9 d o i l O ．3 9 6 明．i s s n ．1 6 7 l 一9 4 9 2 ．2 0 1 5 ．0 2 ．0 1 2 高硅铝土矿正浮选两段脱硅试验研究 姜亚雄，黄丽娟，朱坤，蒋照宽，杨同正 云南黄金矿业集团北衙矿业有限公司，云南大理6 7 1 5 0 7 摘要本文以云南鲁甸高硅低铝硅比型铝土矿为研究对象，通过正浮选阶段磨矿阶段选别、两段脱硅工艺流程获得了 较好的铝土矿精矿，浮选指标良好。原矿含m 籼6 0 ．7 8 ％、s i O 2 0 ．8 4 ％，铝硅比 A 届 为2 ．9 2 ，主要脉石矿物为白云母、 石英等。通过在粗磨条件下进行一段浮选脱硅，粗精矿再磨再选后进行二段浮选脱硅，产出合格精矿。粗精矿再磨后进行五 次精选，闭路试验获得精矿产率为6 4 ．7 4 ％、A l O ，7 0 ．8 3 ％，s i 0 8 ．4 0 ％、A 届为8 4 3 、A l 舢回收率为7 5 ．8 3 ％的良好指标。 关键词高硅铝土矿；正浮选；脱硅；再磨再选 中图分类号7 I D 9 5 2 ．5 ；，I D 9 2 3 i 7 文献标志码A 文章编号1 6 7 1 9 4 9 2 2 0 1 5 0 2 - 0 0 4 9 _ 0 5 S t I I d yo fS e p a 飓6 0 nS m c o nf r o maH i g hS m ∞nB a u 】d t eb y Ⅸ弛c tn o t a 廿o n 丽t hT w oS t a g e t 黝ⅣG ㈨，Ⅲ鹚ⅣG 工洳，Z 日UK u n ，t 舢ⅣG 撇胁，m ⅣGT 0 够慨 Q 硒够施n { 叼既，L 缸。厂h n 栅G o z d 施，l i 叼G - r o 印阮，L 玩，D 础y 讥眦n 6 7 1 5 D 7 ，C h Z ，b 国 A b s t I 鼍c t T h i sp a p e rr e p o r t sa I li n n o v a t i v ep r o c e s s ， t h es e p a r a t i o no fs i l i c o nf 而mb a u x i t ew i t ht w o s t a g e sb yt h es t a g e 酊n d i n ga n ds t a g en o t a t i o n 、r i at h ed i r e c tn o t a t i o n ，a n do b t a i n e dt l l eh i g hq u a l i t yb a u x i t e c o n c e n m I t e ，t h ei n d e xi sf 打o r a b l e ．T h er a wo r ec o n t a i n sA L ，0 36 0 ．7 8 ％，S i 0 22 0 ．8 4 ％， t l l eA 1 2 0 3t oS i 0 2 m a s sr a t i o A ／S i s2 ．9 2 ，t h em a i ng a n 足u eI I l i n e r a l sa r ek a o l i n i t e ，q u a n ze t c ．T h m u g ht l l ef i r s tn o t a t i o nb y t l l ec o a r s e班n d i n g肌ds e p a r a t eap a r to ft l l es i l i c o n ，t h e nt l l e r o u g h c o n c e n t m t e诵t ht h es e c o n d a r y n o t a t i o na R e rt h er e g r i n d i n ga n ds e p a I 砒eo t } I e rp a r to ft h es i l i c o n ，o b t a i n e dt I l e q u a l i f i e dc o n c e n t r a t e ．T h e r o u g hc o n c e n t r a t ev i at h ef i v et i m e s c l e a nn o t a t i o na f t e rr e g r i n d i n g ．T h ec l o s e d c i r c u i tt e s to b t a i n e dt h e i n d e x e s 诚t l lt h ec o n c e n 砸t ec o n t a i n sA 1 2 0 37 0 ．8 3 ％，S i 0 28 ．4 0 ％，t h eA 届i s8 ．4 3 ，t } l ey i e l di s6 4 ．7 4 ％，t l l e r e c o V e r yr a t eo fA 1 2 0 3i s7 5 ．8 3 ％． K e yw o r d I s h i g } Is i l i c o nb 籼【i t e ；d i r e c t - n o t a t i o n ；d e s i l i c a t i o n ；r e 酣n d i n ga n dr e c o n c e n t r a t i o n 我国铝土矿资源丰富，基础储量为7 ．9 8 亿吨， 资源量达1 9 ．1 4 亿t ，居世界第五位，但是8 0 ％以 上属中低品位矿石，铝硅比 躺 在4 。7 的占 5 9 ．5 ％。这些矿石不能满足通过拜耳法生产氧化铝 的基本条件 A ／S 8 。我国铝土矿主要以高岭石一 一水硬铝石 A 1 2 0 ，H 2 0 型为主，约占总储量的 9 8 ％以上，具有高铝、高硅、低铁的特点，矿物组 成复杂。这决定了我国氧化铝生产方法和工艺大多 采用烧结法和混联法，使得我国氧化铝生产流程复 杂、能耗高、成本高。而国外生产氧化铝的原料是 三水铝石 A 1 2 0 ，3 H 2 0 型矿石，生产方法为拜耳 法，工艺简单，生产成本较低⋯。 选矿脱硅提高铝硅比的方法主要有物理选矿、 化学选矿和生物选矿三种方法。而物理选矿由于具 有处理量大、成本低、能耗低、易于提高铝硅比、 容易实现工业化等特点而具有广阔的应用前景[ 2 ] 。 本文以云南鲁甸高硅一水硬铝石型铝土矿为研 究对象，通过多次试验探索，选择了正浮选工艺流 程，对高硅一水硬铝石型铝土矿正浮选脱硅的技术 和工艺参数进行研究，提出了阶段磨矿阶段选别、 两段浮选脱硅的选矿工艺流程。该工艺流程可以有 效地减少脉石矿物的泥化和脉石矿物对浮选造成的 影响，同时增加了后续作业的处理量，提高了铝土 矿的浮选指标。 收稿日期2 0 1 4 _ 0 l - 0 5修回日期2 0 1 5 加l - 0 8 作者简介姜亚雄 1 9 8 6 - ，男，甘肃西和人，硕士，助理工程师，主要从事选矿工艺与技术管理工作。 万方数据 5 0 有色金属 选矿部分2 0 1 5 年第2 期 1 矿石性质 铝土矿原矿的多元素分析结果见表1 ，物相分 析见表2 ，矿物组成分析见表3 。 表1原矿多元素分析结果 T a b l elM u h h l e 啪n ta n a l y s i sr e s u l to fm 帆釉曲e o r e／％ 矿物组成 1 2 0 3S i 0 2F e 舢T i 0 2C a 0M 9 0K 2 0N a 2 0 SP 含量6 0 ．7 82 0 ．8 40 ．5 5 2 ．0 6 0 ．3 7 0 ．5 2 3 ．1 7 0 ．1 0O ．0 2 3O ．0 1 7 表2原矿物相分析结果 7 I a b l e2A n a l y s i sr e s u l t0 fa l u r n i n u mp h 嬲eo f1 1 J n o f _ m i n eo r e 表3原矿矿物组成分析结果 T a b l e3A n a l y s i sr e s u l to fr n i n e r a l c o m p o s i t i o no f r u n o f ．m i n eo I e／％ 矿物名称一水铝石白云母石英锐钛矿针铁矿其它合计 含量5 9 ．7 72 7 ．5 28 ．7 62 ．0 8O ．8 71 ．0 0l o o ．0 由多元素分析结果可以看出，该矿石属于高铝、 高硅、低铝硅比矿石，含铁较低，同时含有一定量 的金红石，其它杂质金属较少。由物相分析结果可 知，该矿石属于一水硬铝石型铝土矿。由矿物组成 分析结果可知，该矿石属于一水硬铝石一白云母一 石英型铝土矿。 2 选矿试验 2 ．1 原矿破碎后 一2 ．O 舢 的粒度组成分析 本试验对破碎后的一2 ．0m m 的铝土矿原矿矿样 分另0 进行了一2 ．O 1 ．0 ，一1 ．0 0 ．5 ，一0 ．5 0 ．2 5 ，一0 ．2 5 0 ．0 7 4 ，一0 。0 7 4 0 ．0 3 7 ，一O ．0 3 7 咖6 个粒级的粒度 筛分分析，考察了各粒级的产率，并对各个粒级中 的A l O ，和S i O 含量进行了分析，得出了不同粒级 中A 1 2 0 ，和S i O 的分布率。原矿 一2 咖 粒度分 析及金属分布试验结果见表4 。 从表4 粒度筛分分析结果可以看出，A 1 2 0 ，在 各粒级中基本呈均匀分布状态，表明该铝土矿不宜 进行分粒级选别，也不宜进行预先抛尾。 2 ．2 浮选试验 参考原矿性质，本试验研究主要内容包括粗 磨粗选脱硅捕收剂种类及用量试验、p H 调整剂及 表4 原矿 一2m m 粒度分析及金属分布试验结果 T a b l e4T e s tr e s u l t so fp a n i d es i z e 锄a l y s i sa n dm e t a l d i s t r i b u t i o n0 f1 1 l n ．0 f L I I l i n eo m 一2m m 分散剂用量试验、抑制剂用量试验、活化剂用量试 验，综合开路试验及小型闭路试验。 2 ．2 ．1 粗磨浮选药剂种类及用量试验 对一水硬铝石和三水铝石的正浮选研究表明， 铝土矿正浮选捕收剂一般采用阴离子型捕收剂，如 脂肪酸及皂类 油酸、氧化石蜡皂、塔尔油 和磺 酸盐类、异羟肟酸类等，调整剂一般为六偏磷酸 钠、硅酸钠、碳酸钠、磷酸钠等药剂[ 3 】。 本试验选用的捕收剂主要为羧酸类捕收剂，有 氧化石蜡皂、油酸钠、塔尔油，它们共同的化学特 性是带有活泼的羧基官能团，可以与多价金属离子 如M 矿、C a 2 、B a 2 、Z n 2 、F e “、F e “、A 1 3 等形成沉 淀，因而广泛用于氧化矿的浮选[ 4 ‘。 粗选时磨矿细度为一7 4 斗m7 0 ％、矿浆浓度为 3 5 ％、p H8 ～9 。粗磨浮选药剂种类及用量试验流程 如图1 所示。 药剂用量单位加 搅拌、浮选时间单 下同 3 碳酸钠6 3 水玻璃5 3 六偏磷酸朝 3 c 乙酸铅2 3 c 捕收剂1 3 松醇油2 粗精矿尾矿 图1 铝土矿浮选试验流程 F i g ．1 n o w s h e e to fb a u 【i t en o t a t i o nt e s t 1 捕收剂种类试验 为了选出适合该矿石的最佳捕收剂，分别就不 同捕收剂进行了选矿试验。试验分别采用铝土矿常 见捕收剂氧化石蜡皂、塔尔油、油酸钠及两者组 合，在捕收剂用量为10 0 0 趴时进行粗选试验。 试验流程见图1 ，试验结果见表5 。 万方数据 2 0 1 5 年第2 期姜亚雄等高硅铝土矿正浮选两段脱硅试验研究 5 1 表5捕收剂种类试验结果 T a b l e5 R e s u l t so fc o U e c t o r ’st y p et e s t 药剂名称产品貅产率，％鹏羔差鼍 氧化石蜡皂 粗精矿 5 4 ．6 54 ．0 46 5 ．6 01 6 ．2 45 8 ．9 8 4 2 ．5 9 油酸钠 1 1 尾矿4 5 ．3 52 ．0 85 4 ．9 7 2 6 ．3 84 1 ．0 2 5 7 ．4 1 钠 1 1 尾矿4 5 ．3 52 ．2 l5 6 ．9 5 2 5 ．7 34 2 ．4 9 5 6 ．0 0 原矿1 0 0 ．02 ．9 26 0 ．7 8 2 0 ．8 4l ∞．O1 0 0 ．O 从表5 的选矿试验结果可见，采用不同捕收剂 时，选矿指标有所不同。可以看出，单独采用油酸 钠时，指标最佳。此时，粗精矿躺为4 ．8 7 ，A 1 2 0 ， 回收率为7 6 ．“％。因此，本试验确定以油酸钠为 该铝土矿捕收剂。 2 油酸钠用量试验 油酸钠是异极性有机化合物，羧基一端是极性 基，烯基一端是非极性基。在浮选过程中，羧基借 吸附、化合或生成络合物而固着在铝土矿表面，而 非极性基朝外伸向介质 水 起排水亲气作用，造 成矿物表面的疏水而起捕收作用，并使其易于向气 泡黏附。机理研究表明，油酸钠与矿物表面的铝发 生化学吸附在p H7 。1 0 时，与矿物表面铝形成分 子、离子吸附形式。因此，矿物表面油酸钠吸附量 不同是影响分离铝土矿与白云母的原因[ 5 】。 试验分别考察浮选粗选捕收剂油酸钠用量为 2 0 0 、4 0 0 、6 0 0 、8 0 0 和10 0 0g ，t 时的选矿效果， 试验固定条件及流程见图2 ，试验结果见图2 。 堡 斟 娶 回 Q 乏 油酸钠用量／ g t 。 图2 油酸钠用量试验结果 F i g ．2 T e s tr e s u l t So fs 础u mo l e a t ed o s a g e 从图2 可以看出，当油酸钠用量增加时，粗精 矿的回收率逐渐增加，但粗精矿品位却迅速下降。 综合考虑，油酸钠用量为8 0 0 趴时，指标最佳。 此时，粗精矿A 俗为4 ．9 5 ，A 1 2 0 3 回收率8 2 ．3 4 ％。 因此，确定油酸钠用量为8 0 0 鼽。 3 碳酸钠用量试验 碳酸钠在铝土矿浮选中起重要的作用，它可调 节铝土矿浮选适宜p H ，同时对含铝硅酸盐矿物起 分散作用，减少矿浆中M 矿、C a z 讨铝土矿浮选的 影响。 试验在碳酸钠用量分别为0 、2 ．0 、4 ．0 、6 ．0 、 8 ．0k 趴时，进行了浮选粗选试验，试验其它固定 条件及流程见图1 ，试验结果见图3 。 蓬 谢 擎 圄 碳酸钠用量／ k g ’t 。 图3 碳酸钠用量试验结果 F i g ．3 T e s tr e s u l t so fs o d i u mc a r b o n a t ed o s a g e 从图3 可以看出，当碳酸钠用量增加时，粗精 矿回收率呈先增加后下降趋势，粗精矿A ／s 逐渐升 高。综合考虑，碳酸钠用量为6 ．0k 趴时，指标最 佳。此时，粗精矿～S 为5 ．0 2 ，A 1 2 0 ，回收率为 8 6 ．3 4 ％。因此，确定碳酸钠用量为6 ．Ok 趴。 4 水玻璃用量试验 水玻璃 硅酸钠 在水溶液中通过水解和聚合 作用，形成带负电荷的带电胶粒及相应的水解组 分。由于它们和硅酸盐矿物具有相同的酸根，容易 吸附在含硅矿物表面，吸附较牢固。一方面，由于 硅酸组分的强亲水性，增强对矿物的抑制效果；另 一方面，由于它的吸附使得矿物具有较高的负电 位，增强矿物之间的排斥作用力，提高含硅矿物的 分散性[ 6 ] 。 水玻璃用量分别为0 、2 0 0 、4 0 0 、6 0 0 和8 0 0 趴时，进行了浮选粗选试验，试验其它固定条件及 流程见图1 ，试验结果见图4 。 从图4 可知，当水玻璃用量增加时，粗精矿产 品回收率迅速下降，A ／S 逐渐升高。综合考虑，水 玻璃用量为6 0 0 趴时，指标最佳。此时，粗精矿 A ／s 为4 ．9 7 ，A 1 2 0 3 回收率8 1 ．6 7 ％。因此，确定水 万方数据 5 2 有色金属 选矿部分2 0 1 5 年第2 期 辞 、 褂 娶 筐 水玻璃用量／ g t 。 图4 水玻璃用量试验结果 F i g ．4 7 r e s tr e s u l t so fs o d i u ms i l i c a t ed o s a g e 玻璃用量为6 0 0 趴。 5 六偏磷酸钠用量试验 少量的六偏磷酸钠可以提高铝土矿的回收率和 铝硅比。机理研究表明，六偏磷酸钠与捕收剂在矿 物表面发生竞争吸附，解吸高岭石表面的捕收剂， 抑制高岭石的浮选，另一方面，六偏磷酸钠对矿泥 有较好的分散作用，提高浮选分离的选择性。油酸 钠对高岭石也有一定的抑制作用[ 7 ．1 0 ] 。 试验在六偏磷酸钠用量分别为0 、2 0 0 、4 0 0 、 6 0 0 和8 0 0 趴时，进行了粗选试验，试验其它固 定条件及流程见图l ，试验结果见图5 。 零 、 瓣 擎 回 六偏磷酸钠用量／ g ．f - 1 图5 六偏磷酸钠用量试验结果 F i g ．5 7 r b s tr e s u l t so fs o d i u mh e x a m e t a p h o s p h a t e d o s a g e 从图5 可以看出，当六偏磷酸钠用量增加时， 粗精矿回收率逐渐下降，朋逐渐升高。综合考 虑，六偏磷酸钠用量为4 0 0 加时，指标最佳，粗 精矿鹏为4 ．9 2 ，A 1 2 0 ，回收率8 0 ．6 1 ％。因此，确 定六偏磷酸钠用量为4 0 0 趴。 6 乙酸铅用量试验 铅离子可以不同程度地活化铝土矿的浮选。乙 酸铅用量分别为0 、2 0 0 、4 0 0 、6 0 0 和8 0 0 加时， 进行了浮选粗选试验，试验其它固定条件及流程见 图1 ，试验结果见图6 。 堡 瓣 擎 回 占 J d 乙酸铅用量／ g ．f _ 。 图6 乙酸铅用量试验结果 F i g ．6 T e s tr e s u l t so fl e a da c e t a t ed o s a g e 从图6 的结果可以看出，当乙酸铅用量增加 时，粗精矿回收率逐渐升高，但刖S 却有所下降。 综合考虑，乙酸铅的用量为2 0 0 加时，指标最佳。 此时，粗精矿朋为4 ．8 7 ，A 1 2 0 3 回收为8 1 ．4 5 ％。 因此，确定乙酸铅用量为2 0 0 虮。 经过上述条件试验可得，粗磨浮选最佳工艺条 件为磨矿细度一7 4 斗m7 0 ％，N a 2 C 0 36 ．0k 虮， 水玻璃6 0 0 趴，六偏磷酸钠4 0 0 虮，乙酸铅2 0 0 趴，油酸钠8 0 0 趴；粗磨后采用一次粗选、一次 扫选浮选工艺，可除去一部分脉石矿物，为后续的 粗精矿再磨再选提供良好的条件。 2 ．2 ．2 铝土矿粗磨浮选一粗精矿再磨浮选开路试验 根据试验结果，扫选时添加碳酸钠为2 ．0k 矾、 乙酸铅1 0 0 趴、油酸钠1 0 0 加。粗精矿再磨细度 试验表明，再磨细度为一3 7 斗m9 3 ％时精选指标最 佳。精选I 时药剂制度为碳酸钠1 ．0k 趴、水玻璃 3 0 0 卧、六偏磷酸钠1 0 0 矾，精选I 尾矿扫选时 添加乙酸铅2 0 0 趴、油酸钠1 0 0 矾，后四次精选不 再加药。在以上条件下可以获得理想的选矿指标。 综合再磨细度试验和药剂试验，进行了全流程 开路试验。铝土矿粗磨浮选一粗精矿再磨一浮选开 路试验条件及流程见图7 ，试验结果见表6 。 表6铝土矿浮选开路试验结果 T a b l e6R e s u l to fo p e n c i r c u i tt e s to fb a u x i t e n o t a t i o n O 5 O 5 O 5 O 5 0 万方数据 2 0 1 5 年第2 期姜亚雄等高硅铝土矿正浮选两段脱硅试验研究 5 3 原矿 精矿中矿l 中矿2 中矿3中矿4 尾矿2尾矿l 图7 铝土矿浮选开路试验流程 F i g ．7 n o w s h e e to fo p e n c i r c u i tt e s to fb 删- 【i t en o t a t i o n 由表6 试验结果可见，采用图7 粗磨浮选一粗 精矿再磨浮选开路试验流程，可以得到的精矿产率 为5 0 ．4 4 ％、A J 2 0 37 0 ．3 l ％、S i 0 28 ．2 9 ％、刖S 为 8 ．4 8 、A 1 2 0 3 回收率为5 7 ．8 1 ％的良好指标。 2 ．2 ．3 铝土矿粗磨浮选粗精矿再磨浮选闭路试验 在全流程综合开路试验的基础上，进行了闭路 试验。原矿粗磨后，采用一次粗选、一次扫选后抛 尾，粗精矿再磨后进行五次精选，第一次精选尾矿 扫选一次后抛尾，其余精选中矿顺序返回。试验结 果见表7 。 由表7 试验结果可见，采用粗磨浮选粗精矿 再磨浮选闭路试验流程，可以得到的精矿产率为 6 4 ．7 4 ％、A 1 2 0 37 0 ．8 3 ％、S i 0 28 ．4 0 ％、刖S 为8 ．4 3 ， 表7铝土矿浮选闭路试验试验结果 7 I 汕I l e7R e s u l to fc l o s e dc i r c u i tt e s to fb 叭x i t e n o t a t i o n A 1 2 0 ，回收率为7 5 ．8 3 ％的良好指标。 3 结论 1 云南鲁甸铝土矿含铝矿物主要为一水硬铝 石 5 6 ．5 0 ％ 。同时，含有少量的一水软铝石 下转第6 3 页 万方数据 2 0 1 5 年第2 期刘佳鹏等陕西某石煤钒矿的新型选矿工艺研究 6 3 [ 2 ] 李昌林，周向阳，王辉，等．强化氧化对石煤钙化焙烧 提钒的影响[ J ] ．中南大学学报 自然科学版 ，2 0 1 1 ，4 2 1 7 一1 0 ． [ 3 ] 孙伟，王丽，曹学锋，等．石煤提钒的浮选工艺及吸 附机理[ J ] ．中国有色金属学报，2 0 1 2 ，2 2 7 2 0 6 9 2 0 7 4 ． [ 4 ] 何东升，冯其明，张国范，等．含钒石煤的氧化焙烧机理 [ J ] ．中国有色金属学报，2 0 0 9 ，1 9 1 1 9 5 2 0 0 ． [ 5 ] 边颖，张一敏，包申旭，等．含钒石煤选矿预富集技术 [ J ] ．金属矿山，2 0 1 3 9 9 4 ．9 9 ． [ 6 ] 向平，冯其明，钮因健，等．选矿富集阿克苏石煤钒矿 中的钒[ J ] ．材料研究与应用，2 0 1 0 。4 1 6 5 7 0 ． [ 7 ] 谢传理．石煤型钒矿的选矿研究[ J ] ．有色金属 选矿部 分 ，1 9 8 9 1 4 5 粕． [ 8 ] 李茂林，刘鹏，王帆，等．湖北某石煤钒矿工艺矿物 学研究[ J ] ．矿产保护与利用，2 0 1 3 3 4 1 4 6 ． [ 9 ] 徐晓辉，刘大学，王玲．某石煤钒矿的工艺矿物学研究 [ J ] ．有色金属 冶炼部分 ，2 0 1 3 8 3 2 3 5 ． [ 1 0 ] 李茂林，刘鹏．某石煤钒矿选矿预富集探索研究[ J ] ． 有色金属 选矿部分 ，2 叭4 3 4 5 - 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