一、引言
我国铝土矿具有资源丰富、铝高、硅高的特点,不能满足拜耳法生产氧化铝的要求。通过采用经济高效的选矿技术脱硅获得高铝硅比精矿,而后选精矿采用拜耳法生产氧化铝,即选矿——拜耳法,是近期内增强我国氧化铝工业生存与竞争能力,并使之充满活力的重要途径。
在微细物料分选技术中,浮选机曾经是普遍应用的设备。但随着贫、细铝土矿资源的开发,浮选机对微细物料分选效率低的劣势更加明显,因而造成现有分选流程复杂,生产成本高,进而影响了铝土矿选矿技术的推广。
由中国矿业大学自主开发研制的旋流——静态微泡浮选柱,由于其独特的设计和对物料强化的矿化方式因而形成了对细粒级物料非常理想的分选效果。通过近几年的不断创新,中国矿业大学开发了一系列微泡柱分选设备与简洁分选工艺,广泛应用于煤矿、非金属矿和金属矿领域,取得了显著的社会经济效益。本文就是依托旋流——静态微泡浮选柱对铝土矿进行分选研究,以探索其在铝土矿分选中的应用效果及前景。
二、矿石性质
此次实验所用矿石采自河南某矿区,该矿区铝土矿原矿的A/S一般在5.2-5.7。取代表性原矿做化学成分和物相分析,其结果分别见表1、表2。
表1 原矿化学分析结果(%)及A/S
Al203 | SiO2 | Fe2O3 | TiO2 | CaO | MgO | K2O | Na2O | A/S |
61.9 | 11.22 | 7.37 | 3.24 | 0.39 | 0.15 | 1.5 | 0.12 | 5.52 |
表2 原矿矿物组成(%)
一水硬铝石 | 高岭石 | 伊利石 | 赤铁矿 | 锐钛矿 | 金红石 | 方解石 |
62.86 | 9.7 | 14.35 | 6.67 | 2.52 | 0.74 | 微量 |
从表1可以看出该矿区铝土矿属中低品位铝土矿,除碱法生产氧化铝过程最为有害的杂质SiO2含量较高外,有害杂质铁矿物和TiO2含量也比较高,如有需要在产品中可做进一步的分析并采取适当方法削弱二者的影响。
从表2中可以看出该矿区铝土矿中主要的脉石矿物为高岭石和伊利石。
三、实验设备和药剂
矿石破碎和磨矿分别采用了XMQ- 240×90颚式破碎机和小型球磨机。分选系统采用了Φ75mm×2000mm旋流-静态微泡浮选柱作为主体分选设备,Φ300mm×450mm搅拌桶作调浆设备,采用功率0.75kw的热水泵作为中矿循环泵,采用两台型号BT00-600M的蠕动泵分别作为给料泵和排尾泵。化验分析及其它辅助设备在此不再一一赘述。分选系统的设备联系示意图见图1。
实验中采用Na2CO3作为pH调整剂,六偏磷酸钠作为分散剂和抑制剂,捕收剂为BK-420。
四、主体分选设备旋流-静态微泡浮选柱分选方法及原理简介
旋流-静态微泡浮选柱分选原理如图2所示。其主体结构包括柱分离段、旋流分离段、气泡发生与管浮选段三部分。整个浮选柱为一柱体,柱分离段位于整个柱体上部,用于原料预选,并借助其选择性优势得到高质量精矿;旋流分离段采用柱-锥相连的水介质旋流器结构,并与柱分离段呈上、下结构的直通连接。
从旋流分选角度,柱分离段相当于放大了的旋流器溢流管。在柱分离段的顶部,设置了喷淋水管和泡沫精矿收集槽;给矿点位于柱分离段中上部,最终尾矿由旋流分离段底口排出。气泡发生器与管浮选段直接相连成一体,单独布置在柱体体外;其出流沿切向方向与旋流分离段柱体相连,相当于旋流器的切线给料管。
这种浮选柱的原理优势主要有:1)将浮选与重选方法相结合,形成综合力场优势,提高了分选效率;2)形成以重选、浮选为核心的多重循环强化分选链;3)过饱和溶解气体析出及采用高效射流成泡方式形成微泡;4)填料和筛板的混合充填方式,构成了柱体内的“静态”分离环境。
五、选矿实验研究
在用浮选机做过初步探索实验研究后,根据旋流-静态微泡浮选柱的分选回收能力强、富集比高、选择性强的特点,确定的分选流程为一次粗选一次精选流程,由于实验室条件限制,采用了开路流程。实验流程见图3。
(一)磨矿粒度确定
由于铝土矿矿石中存在一水硬铝石富集合体,并且铝土矿选矿脱硅不需要完全单体解离,为减少磨矿不必要的功耗和矿物泥化的影响,铝土矿浮选入药粒度控制在-200目占75~80%即可。由于旋流——静态微泡浮选柱对细粒分选存在优势,所以选择浮选入料的磨矿粒度组成为-200目占80%。在把原矿破碎至-3mm后缩分出300份1kg矿样作为实验样,而后做了磨矿实验,并绘制出磨矿粒度曲线见图4,从中查得磨到-200目占80%的物料组成需要磨矿时间为10min。
在磨矿时间10min条件下对所得磨矿物料做了进一步的粒度分析,结果列于表3中。从中可以看到+0.5mm粒级铝硅比明显高,可直接做为精矿,符合要求.
表3 -200目占80%时的磨矿粒度组成及品位分析
粒径 | 质量(g) | 百分含量 | 铝硅比 |
>0.5 | 55.0 | 5.50% | 10.57 |
0.5-0.125 | 82.1 | 8.21% | 5.78 |
0.125-0.074 | 102.3 | 10.23% | 6.31 |
0.074-0.045 | 118.9 | 11.89% | 6.43 |
<0.045 | 641.7 | 64.17% | 5.64 |
(二)分选条件实验
通过查阅相关资料,我们将实验中的pH值一般控制在9~10之间,这是因为:当pH<8.5时,高岭石层面与端面之间的总相互作用表现为吸引作用,极易形成强烈的聚团;当pH>9时高岭石颗粒之间总相互作用势能均为正值,表现为排斥作用,颗粒之间的分散较好。对于分散剂兼有抑制作用的六偏磷酸钠,其用量的增加不利于一水硬铝石和高岭石的正浮选分离,这是因为高岭石的铝活性少,较低用量的六偏磷酸钠就覆盖了高岭石上的铝活性位,从而抑制了捕收剂对高岭石的捕收。因此在正浮选中分散剂六偏磷酸钠的量应该保持在较低水平,方能更好的实现一水硬铝石与高岭石等的分离[10]。因此在实验中我们采取了少加或不加的策略,并且通过实验观察发现在量少至不加之间六偏磷酸钠用量变化的影响不是非常明显。
由于铝土矿正浮选中采用的是皂类捕收剂,提高矿浆温度对降低药耗和获得较好的浮选指标都有重要作用。一般矿浆温度保持在42℃左右,这是由氧化石蜡皂所含的脂肪酸熔点较高、水溶性较差等因素所决定的。
上述的条件确定不光是查阅了相关文献,也是在实验过程中得到过检验的。因为其不作为日后大型化的主导分析因素,在此不做过多分析。下面将主要介绍下捕收剂用量、处理量、磨矿细度三个实验。
1、捕收剂用量实验
pH控制在9到10之间,所用捕收剂量及相应指标见表4。
表4 不同捕收剂用量下的分选情况
捕收剂(g/t) | 抑制剂(g/t) | A/S | 回收率 | |||
粗选 | 精选 | 精选 | 浮选精矿 | 精选尾矿 | 粗选尾矿 | |
1800 | 250 | 18 | 10.55 | 1.95 | 1.49 | 87.04 |
1800 | 250 |
| 11.66 | 1.82 | 1.42 | 89.71 |
1600 | 250 |
| 8.35 | 1.83 | 1.62 | 85.35 |
1300 | 250 |
| 7.73 | 1.69 | 1.64 | 88.69 |
1100 | 250 |
| 10.96 | 2.40 | 2.00 | 72.92 |
从表4中我们可以看到捕收剂作用效果在尾矿(指粗选尾矿,下同)端呈现出很明显的变化规律:随捕收剂用量的减少,尾矿A/S逐渐增加。回收率除1600g/t的点外也符合一般情况下的回收率随捕收剂用量的变化规律,主要原因是实验室所用浮选柱直径小,因而管壁效应大,造成药剂损失大,使实验中其它影响因素不能简单忽略。从其中一组对比实验中看出抑制剂六偏磷酸钠的作用效果并不明显。通过实验我们发现在粗选捕收剂1800g/t,精选250g/t情况下就能获得很好的分选指标,可见浮选柱还是具有很好的应用前景的。由于实验是采用的开路流程,故回收率还有提升的空间,在闭路后回收率还会有所提高,但精矿A/S比会稍有下降。
2、处理量实验
在做处理量实验时pH都是控制在9到10之间,实验中没有加抑制剂,实验中采用变化给料泵读数来得到不同处理量,具体结果见表5。表5中处理量是通过计算的来的。
表5 处理量与分选指标表
捕收剂(g/t) | 给料泵读数 | 处理量(Kg/h) | A/S | 回收率 | |||
粗选 | 精选 | 精选 | 浮选精矿 | 精选尾矿 | 粗选尾矿 | ||
1800 | 250 | 60 | 3.6 | 11.66 | 1.82 | 1.42 | 89.71 |
1800 | 250 | 80 | 4.8 | 9.51 | 1.6 | 1.48 | 91.91 |
1800 | 250 | 100 | 5.7 | 9.39 | 1.83 | 1.57 | 84.67 |
1800 | 250 | 120 | 6.7 | 10.18 | 1.72 | 1.66 | 83.86 |
通过表5处理量与分选指标表我们可以看到,随着处理量的增加,浮选精矿指标变差,尾矿A/S增加,回收率有所下降,这主要是因为随着处理量增加导致浮选时间缩短,因而矿浆没能充分分选,使得分选效果变差。
3、磨矿细度实验
药剂加入量和处理量实验中的相同,不同磨矿细度下的分选指标见表6。
表6 不同磨矿细度下的分选指标
-200目含量(%) | A/S | 回收率 | ||
浮选精矿 | 精选尾矿 | 粗选尾矿 | ||
75 | 9.06 | 1.65 | 1.45 | 86.63 |
80 | 9.77 | 1.63 | 1.56 | 85.94 |
85 | 11.66 | 1.82 | 1.42 | 89.71 |
95 | 8.31 | 1.83 | 1.52 | 83.05 |
磨矿实验如果磨得太细则会使细泥增加,进而出现泥化现象,将会影响分选系统,从而使指标变差;如果磨得太粗将有可能使解离不充分。从表6中看磨矿细度-200目占85%分选指标最好。但是通过前面实验我们看到在-200目占80%时分选指标也是不错的,只是由于分选系统太小造成指标波动比较大,所以对于细粒物料处理效果较好的浮选柱而言,当其处理铝土矿时,磨矿粒度控制在-200目占80~85%之间是比较好的。
六、总结
通过实验我们可以看到旋流——静态微泡浮选柱在分选铝土矿方面还是有着很好的应用前景的。在经过一粗一精两次分选的情况下可获得A/S11.66的浮选精矿,A/S1.42的粗选尾矿和接近90%的回收率分选指标,这对于提高资源利用率来说是有很大优势的。由于本次实验是探索性实验,在抑制剂用量、温度变化等方面未展开细致的研究,在这方面还有待进一步的完善。