周长春,刘炯天,黄根,闫波,任新春
(中国矿业大学 化工学院,江苏 徐州,221116)
我国铝土矿资源丰富,保有地质储量居世界第 4位,但绝大多数为中低铝硅比w(Al)/w(Si)的一水硬铝石型[1],氧化铝工业大多采用能耗高的烧结法或混联法[2-3]。为提高铝土矿品位,降低生产能耗,需要预先脱除矿石中的硅矿物[4]。铝土矿矿石中主要矿物嵌布粒度细,嵌镶关系复杂,洗选困难[5-6]。“九五”期间,中南大学、北京矿冶研究总院、沈阳铝镁设计研究院等先后开展了“一次细磨正浮选”、“阶段磨矿阶段选别”、“阶段磨矿一次选别”和“分级—浮选”等工艺研究,推动了我国铝土矿选矿事业的发展,但普遍存在精矿粒度细、脱水困难和分选指标不够理想等缺点[7-10]。2001年,北京矿冶研究总院[11-12]开发了“选择性磨矿—粗细分选”工艺,克服了粗细粒混合浮选对浮选环境的要求不同以及粗粒不易回收的难题。2003年,中南大学[13]的“选择性磨矿—聚团浮选”工艺,在中州铝业公司“选矿-拜耳法”生产氧化铝生产线获得成功应用,提高了选别指标和经济效益。目前,工业化的铝土矿分选以浮选机为主体设备,采用“一粗两精两扫”共 5段分选工艺,流程长,能耗高[14-15]。本文作者采用一种高效浮选设备即旋流-静态微泡浮选柱,在铝土矿浮选生产现场开展分流工业试验,借助其高选择性和高回收率的优势[16-17],缩短铝土矿浮选流程,简化工艺,为中低品位铝土矿的开发提供了一种新的模式。
试验矿样为某铝土矿选矿厂实际生产中的浮选入料,w(Al)/w(Si)一般在4.5~5.5之间,属于中低品位铝土矿,有用矿物为一水硬铝石,一般呈粒状、粗糙状、豆状和球粒状集合体,被高岭石(褐铁矿) 和隐晶质与微晶质一水硬铝石组成的基质胶结。单体解离比较困难,脉石矿物包括高岭石、伊利石、赤铁矿、锐钛矿、金红石和方解石等。
1.2.1 浮选机分选工艺
浮选机工艺流程为:原矿经磨矿和分级后溢流进入粗选搅拌槽,加药调浆自流给入浮选机组,采用一粗一扫两精一精扫共5段分选作业,2次精选泡沫为最终精矿,粗扫选底流与精扫选底流合并作为最终尾矿,见图1。
图1 浮选机“一粗一扫两精一精扫”工艺流程图Fig.1 Flow chart of floatation machine of “one roughing, one scavenging, two cleanings, one cleaning and scavenging”
1.2.2 浮选柱分选系统及工艺
为了确保分流试验矿浆与浮选机分选矿浆性质相一致,确定在二段分级溢流槽泵出口处为分流工业试验取样点。通过手动阀门控制入料量,浮选入料浓度为(30±2)%。
根据实验室研究结果,铝土矿分选采用一粗一精工艺。试验系统采用中国矿业大学自行研制的旋流-静态微泡浮选柱系统,包括调浆系统、柱分选系统和液位自动控制系统组成,粗选、精选作业各采用1台直径为0.4 m,长度为3.8 m的旋流-静态微泡浮选柱,设备联系图见图2。
式中:α为给矿中Al2O3质量分数;β为精矿中Al2O3质量分数;θ为尾矿中Al2O3质量分数;γ为精矿产率;ε为Al2O3回收率。
图2 铝土矿一粗一精分选工艺系统设备联系图Fig.2 Schematic diagram of one scavenging, one cleaning of bauxite separating process
试验首先考察了捕收剂的用量。加药地点为粗选搅拌桶,精选不加捕收剂。由于二级溢流已经加入28 g/t分散剂,所以,试验过程中粗选不再添加分散剂,精选补加 18 g/t,与浮选机分散剂用量一致。浮选柱运行条件见表 1,不同药剂条件下浮选柱分选指标见图3。
表1 捕收剂用量试验浮选柱运行条件Table 1 Operating condition of flotation column with different collector dosage
图3 捕收剂用量对浮选指标的影响Fig.3 Influence of collector dosage on flotation indexes
由图 3可以看出:增加捕收剂用量有利于提高Al2O3回收率,但精矿 w(Al)/w(Si)也随之下降。其主要原因是:随捕收剂用量的增加,浮出泡沫量加大,部分硅矿物(高岭石、伊利石和叶腊石等)夹杂进入精矿,导致精矿铝硅比降低;同时,由于硅矿物中含有一定量的氧化铝,氧化铝回收率相应增加。为保证精矿品质(精矿w(Al)/w(Si)>10),捕收剂用量1.3 kg/t较为适宜,比浮选机药剂用量少(1.4~1.5 kg/t)。
旋流-静态微泡浮选柱独有的中矿循环,不仅发挥扫选的作用,同时完成进气、形成微泡和管流矿化等多重作用,在浮选柱的运行中发挥着极其重要的作用[18]。循环泵压力不仅反映中矿循环量,同时对矿化程度影响很大。试验考察了粗选循环压力对粗选作业的影响。保持其他条件不变,调整循环泵转速,改变粗选循环泵出口压力,以调整循环量的大小。粗选浮选柱运行条件见表 2,粗选循环泵压力对浮选指标的影响见图4。
表2 粗选循环泵压力试验浮选柱运行条件Table 2 Operating condition of flotation column with different roughing circulation pressures
图4 粗选循环泵压力对浮选指标的影响Fig.4 Influence of roughing circulation pump pressure on flotation indexes
由图4可以看出:随循环压力的增加,气泡发生器中流体紊流度加大,微细颗粒的矿化程度增强,氧化铝回收率提高,精矿w(Al)/w(Si)下降;当循环压力达到0.25 MPa时,粗选作业段氧化铝回收率90.11%,粗选泡沫铝硅比w(Al)/w(Si)为7.26,继续增加循环压力,粗选泡沫铝硅比与氧化铝回收率同时下降。其主要原因是:循环中矿中一水硬铝石贫连生体部分表面没有吸附药剂,在气泡表面附着力不强,循环压力过大,浮选柱下部旋流力场过强,将会导致气泡与颗粒脱离,粗颗粒贫连生体进入尾矿,使氧化铝回收率下降;另一方面,随循环压力增加,微细颗粒的矿化程度加强,部分微细颗粒硅矿物也将随矿化气泡上浮进入精矿,导致泡沫产品质量恶化。经综合考虑,粗选循环泵压力选定0.25 MPa为宜。
保持粗选浮选柱循环泵出口压力0.25 MPa,其他条件不变,仅改变精选循环泵出口压力,以调整精选浮选柱循环量。浮选柱运行条件见表 3,分选指标见图5。
表3 精选循环泵试验浮选柱运行条件Table 3 Operating condition of flotation column with different cleaning circulation
图5 精选循环泵压力对浮选指标的影响Fig.5 Influence of cleaning circulation pump pressure on flotation indexes
由图5可以看出:随精选循环泵压力的增加,循环量的增大,精选作业段氧化铝回收率提高,精矿w(Al)/w(Si)下降;当精选循环泵压力为0.22 MPa时,精矿铝硅比w(Al)/w(Si)为10.03,精选作业段氧化铝回收率达92.31%;继续增大循环泵压力,精矿铝硅比不能满足10.0以上的要求,并且氧化铝回收率下降,因此,精选循环泵压力选定为0.22 MPa左右为宜。压力影响原因与粗选的相似。
为充分发挥设备潜能,提高运行效益,在稳定药剂制度、浮选柱操作参数以及其他基本条件的基础上进行处理量放大试验,处理量调整范围 2.40~5.60 t/(m2·h),浮选柱运行条件见表4,分选指标见图6。
由图 6可以看出:随着处理量增加,精矿w(Al)/w(Si)下降,氧化铝回收率降低;当浮选柱处理量在 4.00 t/(m2·h)左右时,精矿 w(Al)/w(Si)能够满足10.0以上的要求,此时氧化铝回收率为81.55%;继续增大处理量,精矿铝硅比以及氧化铝回收率均有所下降。其主要原因是:随着处理量增加,矿浆在浮选柱内停留时间越来越短,夹杂现象越来越严重,分选不够充分,指标恶化。考虑到产能及成本,在稳定条件下进行连选试验时,处理量定为4.00 t/(m2·h)。
为考察浮选柱运行的可靠性,在条件试验的基础上,进行72 h连选试验,稳定试验基本条件如表5所示。浮选柱分选指标见表 6,同期浮选机运行指标见表7。
表4 处理量试验浮选柱运行条件Table 4 Operating condition of flotation column with different throughput
图6 处理量对浮选指标的影响Fig.6 Influence of flotation indexes with different throughput
表5 稳定试验基本条件Table 5 Basic condition of stable text
从表6和表7以看出:浮选柱在一粗一精闭路流程的情况下可获得浮选精矿w(Al)/w(Si)为10.85,尾矿w(Al)/w(Si)为1.43,浮选作业段氧化铝回收率80.43%的良好指标。与浮选机相比,在精矿w(Al)/w(Si)大致相同的条件下,回收率提高了3.43%。
表6 浮选柱72 h稳定试验结果Table 6 Stable test results of flotation column worked for 72 h
表7 同期浮选机生产指标Table 7 Corresponding period of production quota of flotation machine
(1) 铝土矿浮选柱分选时,增加捕收剂用量有利于提高 Al2O3回收率,当粗选捕收剂用量为 1.3 kg/t时,精矿铝硅比w(Al)/w(Si)为10.08,氧化铝回收率达84.36%,药剂消耗比浮选机的消耗略少。
(2) 浮选柱循环泵压力影响铝土矿选别效果:随循环泵压力增加,氧化铝回收率提高,泡沫铝硅比下降,当粗选循环泵压力0.25 MPa时,粗选作业段氧化铝回收率为90.11%,粗选泡沫w(Al)/w(Si)为7.26;当精选循环泵压力为0.22 MPa时,精矿 w(Al)/w(Si)为10.03,精选作业段氧化铝回收率达92.31%;
(3) 随处理量的增加,精矿 w(Al)/w(Si)下降,氧化铝回收率降低,当浮选柱处理量4.00 t/(m2·h)时,精矿w(Al)/w(Si)为10.27,氧化铝回收率为81.55%;继续增大处理量,精矿w(Al)/w(Si)以及氧化铝回收率均有所下降。
(4) 处理量 4.00 t/(m2·h)的 72 h稳定试验结果表明:浮选柱“一粗一精”工艺,浮选精矿w(Al)/w(Si)为10.85,尾矿w(Al)/w(Si)为1.43,浮选作业段氧化铝回收率为80.43%。与浮选机相比,在精矿品位大致相同的条件下,回收率提高了3.43%。
(5) 旋流-静态微泡浮选柱选择性好,回收率高,“一粗一精”两段工艺可以代替浮选机“一粗一扫两精一精扫”5段工艺。
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