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选矿技术
浮选方法提高三水铝石铝硅比的研究
来源:东北大学 杨小生 李艳军 韩跃新 田祎兰 刘芳2017-04-125743

 Abstract The flotation experiments of Indonesia gibbsite ore were conducted using oxidized paraffin soap and tall oil as the collectors and sodium carbonate, sodium silicate and sodium hexametaphosphate as the regulators. Through the con- ditional experiments of multi-factors such as grinding fineness, collector and regulator dosage and pulp concentration, the factors influencing the improvement of the silicon-aluminum ratio of gibbsite and the suitable flotation conditions were inves- tigated. The experiment results show that a flotation concentrate having a recovery of 63.49% and an aluminum to silicon ratio of 11.18 could be obtained at a grinding fineness of 75% -200 mesh, sodium carbonate dosage of 4000g/t, sodium silicate dosage of 2kg/t, sodium hexametaphosphate dosage of 250g/t , collector dosage of 700g/t and pulp concentration of28.57%.

铝土矿是生产氧化铝、耐火材料及建材的主要原料,随着经济的快速发展,金属铝的消耗量将日益增加。随着铝土矿高品位矿石急剧减少,对中低铝硅比铝土矿采用选矿一拜尔法是生产氧化铝的有效方法,即采用选矿方法脱除矿石中的含硅矿物,获得高铝硅比精矿作为拜尔法生产氧化铝的原料。目前国内外都在探索铝土矿选矿脱硅的方法和工艺。

根据铝土矿的化学组成和晶体结构不同,可分为三水铝石、-水软铝石和-水硬铝石等。铝土矿的分子式为Al203·nH2O,属氢氧化物类。主要形成于外生风化和沉积作用中,与褐铁矿、碳页岩、粘土矿物密切共生,含杂质较多。三水铝石又名水铝氧石、氢氧铝石,分子式为A1203·3H2O,晶体结构属层状。氢氧离子成六方最紧密堆积,铝离子填充于邻接的两层氢氧离子之间的2/3八面体空隙,组成配位八面体的结构层。结构层内属离子键,结构层间属分子键,其层状结构决定了它的片状形态。三水铝石通常与高岭石、针铁矿、赤铁矿、伊利石等共生。三水铝石脱水可变成一水软铝石、一水硬铝石和α刚玉,可以被高岭石、多水高岭石等交代。高岭石为主要含硅矿物,分子式Al4(Si4010)(OH)8,因本身含铝,在选矿脱除高岭石时,会造成少量铝的损失。

浮选的方法包括正浮选和反浮选两种。正浮选一般采用脂肪酸或磺酸盐类捕收剂浮选铝土矿,反浮选则采用胺类捕收剂,以六偏磷酸钠、水玻璃、丹宁和苏打等作为调整剂。早在20世纪30—40年代,美国采用浮选法选别阿肯色地区的三水铝石铝土矿,可以将铝土矿的铝硅比由3—8提高到10~19,不足之处是回收率较低。70年代初,针对含高岭石、石英的三水铝石型铝土矿采用塔尔油、机油和油酸的混合物作捕收剂,硅酸钠、六偏磷酸盐作调整剂进行了浮选回收三水铝石的研究,同样精矿回收率很低[1]。Weston等人的专利提出,将NaOH(或 KOH)、Na2CO3和分散剂六偏磷酸钠等加入球磨机中进行湿磨,pH保持在9.5~12.5进行调浆浮选,可获得满意的结果。前苏联处理乌克兰境内的维考波里斯克铝土矿时,采用塔尔油脂肪酸和阳离子药剂AH lI一14的混合物作捕收剂,并添加苏打和0II-7型药剂,可使铝硅比由原矿的5左右提高到9左右。前苏联对三水铝石铝土矿采用筛洗一脱泥一浮选流程,铝硅比由4.7提高到9.00,回收率为58.80%[2.3 J。V.V.Ishchenko[4]等使用十二胺对铝硅比为2.4~2.7的原矿进行反浮选,获得铝硅比>7的精矿。N.M.Anishchenko[5]等使用月桂胺成功地实现了鲕绿泥石与三水铝石的分离。

近年来,我国主要是对一水硬铝石型铝土矿浮选脱硅进行了研究,而对三水铝石型铝土矿的选矿研究很少。20世纪90年代,正浮选铝硅分离研究获得进展,具代表性的是选择性磨矿一选择性聚团浮选分离工艺和阶段磨浮分离工艺。根据铝土矿中各种矿物可磨性差异,通过选择性磨矿+分级获得部分粗粒级合格产品,再脱泥后对剩余窄级别物料进行浮选[6]。针对我国一水硬铝石型铝土矿含硅矿物硬度低、密度小、易磨,一水硬铝石嵌布粒度细等特点,近年来开展了铝土矿反浮选研究[78]。本研究以印尼的三水铝土矿为原料,通过磨矿细度、捕收剂和调整剂用量、浮选浓度等多因素条件试验,探讨正浮选方法脱硅影响因素和适宜工艺条件。

一、矿石性质与试验方法

印尼三水铝石型铝土矿主要含铝矿物为三水铝石,含硅矿物主要为高岭石和石英,并含赤铁矿、钛针铁矿、锐钛矿等。原矿矿物含量和化学组成如表1和表2所示。原矿粒度组成如表3所示。

表1  原矿矿物含量       %

矿物名称

三水铝石

高岭石

石英

赤铁矿

钛针铁矿

锐钛矿

含量

75

9~10

2

5

4

2

表2  原矿化学组成       %

矿物名称

SiO2

Al2O3

Fe2O3

TiO2

MgO

CaO

含量

5.65

50.3

17.34

1.18

0.10

0.17

原矿铝硅比为8.67。为了分析+200目、-200目级别的铝硅比,原矿用-200目筛子分为+200目和-200目两个级别,分别进行了化学分析。其分析结果见表4。

从表4可看出,原矿中+200目和-200目级别铝硅比明显不同,+200目级别的铝硅比达到10以上。

浮选试验采用XFDl-63型单槽式浮选机,浮选槽容量500mL,浮选温度32℃,调浆时间3min,浮选时间为10min。试验以氧化石蜡皂和塔尔油作为捕收剂,碳酸钠、水玻璃、六偏磷酸钠作为调整剂。碳酸钠在磨矿过程中加入。

二、试验结果与分析

(一)磨矿细度对浮选精矿铝硅比和回收率的影响。不同磨矿细度的浮选试验结果如表5所示。其中碳酸钠用量5kg/t,捕收剂用量0.5kg/t,矿浆浓度28.6%。

从表5可看出,浮选精矿A1203品位和铝硅比随着磨矿细度的增加而逐渐增加,在磨矿细度为75%-200目时分别达到最大值50.67%和10.92;当磨矿细度大于75%-200目时精矿A12O3品位和铝硅比开始下降。精矿A1203回收率则随着磨矿细度的增加不断增加,磨矿细度为一200目含量92%时精矿中A1203的回收率达到66.19%。可认为磨矿细度为75%一200目时铝土矿中含铝矿物基本达到单体解离,随着磨矿细度继续增大,脉石矿物产生泥化,从而使浮选精矿中夹杂了更多脉石矿物,导致精矿的铝硅比降低。

(二)碳酸钠用量对浮选的影响。在磨矿细度为75%一200目条件下,进行了不同碳酸钠用量浮选试验。试验结果如表6所示。

从表6可见,随着碳酸钠用量从3000g/t增加到7000g/t,精矿A1203品位和铝硅比变化不大, A1203品位介于50.03%~50.54%,铝硅比介于10.52-lO.88;而精矿A1203回收率随着碳酸钠用量增加先增大而后逐渐降低,在4000g/t时达到最大值64.07%。因为精矿Al203品位和铝硅比受碳酸钠用量影响不大,所以可认为碳酸钠主要是起调整矿浆pH的作用,而在矿浆中的分散作用并不明显。碳酸钠用量增大使捕收剂在高碱性条件下有更强的捕收性,从而提高精矿A1203回收率。

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