高振国
(阳煤集团盂县铝土矿有限责任公司,山西 阳泉045000)
铝土矿中的硅元素是氧化铝生产中影响最大的有害物质,其产生的铝硅酸钠会残留在管道、管体内壁(生产上称为疤结),无法清除,不仅造成了铝的流失,增加碱液的消耗,而且提高了生产成本。所以,降低矿石中的硅含量,使低铝高硅的低品位矿石变成为氧化铝生产的优良原材料,是铝土矿选矿工艺技术所研究的重点。
铝土矿正浮选脱硅的过程,其实就是抑制硅酸盐矿物上浮,通过加入捕收剂而提取有用含铝矿物的一个过程,从而获得较高铝硅比的精矿。
我国铝土矿正浮选脱硅法已取得突破性进展,但随着铝精矿粒度的变粗要求,又产生了一系列新的问题,如:浮选过程不稳定、矿石分离不好、药剂用量增加等,后经过多次不懈努力,解决了选矿过程中粗粒含铝矿物浮起困难、回收率低和细微含硅矿物难脱硅这几项技术难题,提高了含铝矿物提取率,降低了生产成本。
3.1.1 破碎流程
使用两段一闭路破碎流程,矿石通过振动筛分后被送入颚式破碎机,粒度在-350~-150 mm之间,然后进入二级圆锥式破碎机进行细碎;细碎产品(<35 mm)送至预筛分车间,预筛分振动筛筛上大料返到二级圆锥式破碎机,最后筛下料被送进预均化堆场。
3.1.2 矿石粉磨流程
低品位矿石脱硅加工工艺包括混矿、磨矿、浮选、精、尾矿脱水、药剂配制与水循环等。矿石粉磨利用干湿方法,先经过高压辊磨机破碎,再经过湿法球磨机进行研磨。
3.1.3 选别流程
选用浮选集成系统两套,矿浆处理量480~575 m3/h,原矿处理量120~150 t/h,主要流程:原矿粗选槽—粗选精矿—铝粗精矿—精选槽浮选—铝精矿—精矿槽,粗选尾矿—活化—扫选—尾矿—渣浆泵—尾矿槽。
3.1.4 脱水流程
铝土矿精矿使用浓缩—压滤两段脱水,含水率小于15%;尾矿采用浓缩—压滤两段脱水,含水率18%~22%。
表1 实验所用试剂、仪器、设备
3.3.1 原矿化学成分
1号样品w(Al2O3)为59.16%,w(SiO2)为18.28%,m(Al2O3)/m(SiO2)为3.24;2号样品w(Al2O3)为54.98%,w(SiO2)为21.14%,m(Al2O3)/m(SiO2)为3.04。
3.3.2磨矿条件实验
取1号样品350 g,加2 g现场纯碱,350 g现场循环水,按照磨矿时间8 min、10 min、12 min、14 min、16 min,按照200目做筛分,筛上物烘称质量,计算磨矿细度,原矿水分按5%,要求磨矿细度-200目在88%,1号样品的合适磨矿时间为16 min。
同理,取2号样品350 g按照1号样品的操作步骤进行磨矿,合适磨矿时间为14 min。
3.3.3 开路实验
选用PH9的清水,浮选温度为30℃,每次改变一个条件,分析精矿、中矿、尾矿,计算产率。粗选和扫选泡沫合并后再进行一次精选,尾流当做中矿,加捕收剂1 mL。
3.3.3.1 捕收剂用量实验
将3 mL+2 mL、4 mL+2 mL、5 mL+2 mL、6 mL+2 mL四种捕收剂加入量,比较最优的精矿、中矿产率。实验数据见表2,表3。
表2 1号样品捕收剂用量分析
表3 2号样品捕收剂用量分析
由表2知,1号样品的捕收剂用量为6 mL+2 mL,折合吨原矿1.6 kg时,精矿产率可达到58%左右;2号样品的捕收剂用量为5 mL+2 mL,折合吨原矿1.4 kg时,精矿产率可达到53%左右。
3.3.3.2 六偏磷酸钠(NaPO3)6(m=611.77)用量实验
1)调整剂。调整剂主要是小分子有机抑制剂的抑制性能与所含梭基数目有联系,抑制能力根据所含梭基数目增加而增强。
2)六偏磷酸钠。六偏磷酸钠在浮选过程与钙镁等其他离子结合成化合物,从而使含有一些离子化合物得到约束,是方解石、磷灰石与碳质页岩、泥质脉石的常用抑制剂。它不仅可以抑制碳酸盐脉石,也可抑制石英和硅酸矿物,还可作为分散剂使用。六偏磷酸钠有吸湿性,在空气中容易潮解,逐渐变成焦磷酸钠、直至最后变为正磷酸钠,其抑制力也逐渐下降。因而在选矿厂使用六偏磷酸钠时,往往现配现用,保证其最好的抑制效果。
3)絮凝剂与硫酸盐。硫酸盐浓度较大会对浮选环境产生负面的影响,对浮选造成一定的困难。过多絮凝剂会使捕收剂失效,造成浮选环境破坏,合理的加入试剂是避免这些现象的主要解决办法。
4)六偏磷酸钠用量实验。依据最佳捕收剂用量,1号样品用6 mL+2 mL捕收剂,2号样品用5 mL+2 mL捕收剂,分别按照20 g(0.7 mL)、40 g(1.4 mL)、60 g(2.1 mL)、80 g(2.8 mL)加入六偏磷酸钠,比较最优的精矿、中矿产率。实验结果表明:1号样品的捕收剂用量为6 mL+2 mL,磨矿时间是16 min时,六偏磷酸钠用量达到1.4 mL,折合吨原矿40 g时,精矿产率可达到56%左右;2号样品使用量为5 mL+2 mL,当磨矿时间是14 min,六偏磷酸钠使用量对精矿产率没有过多变动,设计加入量同1号样品,即为1.4 mL,折合吨原矿40 g。
3.3.3.3 浮选时间实验
依据1号用6 mL+2 mL捕收剂,2号用5 mL+2 mL捕收剂,1号和2号都用1.4 mL的(NaPO3)6做最佳浮选时间实验,粗选分别增加1 min、2 min、3 min,扫选精选时间不变均为3 min,比较最优的精矿、中矿产率。根据实验结果可知,对于捕收剂使用量,1号样品的为6 mL+2 mL,磨矿的时间是16 min,1号样品的(NaPO3)6使用量为1.4 mL,折合吨原矿40 g,浮选时间是12 min,产率可达到62%左右;2号样品的捕收剂使用量是5 mL+2 mL,磨矿时间是14 min,(NaPO3)6使用量1.4 mL,折合吨原矿40 g,浮选时间为12 min时,产率可达到54%左右。
3.3.3.4 闭路实验
按照开路实验得到的最优的药剂条件,1号样品的捕收剂用量是6 mL+2 mL,磨矿时间是16 min时,(NaPO3)6用量是1.4 mL,折合吨原矿40 g,浮选时间是6 min+3 min+3 min;2号样品的捕收剂用量为5 mL+2 mL,磨矿时间是14 min时,(NaPO3)6用量是1.4 mL,折合吨原矿40 g,浮选时间是12 min。做实验时,将本次浮选的中矿加入到下次浮选的粗选中,每次闭路实验均分析精矿、尾矿,看做到第几次闭路时精矿、尾矿质量和与原矿基本相当。
3.3.3.5实验结论
1号样品的捕收剂用量为6 mL+2 mL,磨矿时间是16 min时,(NaPO3)6用量是1.4 mL,折合吨原矿40 g,浮选时间是6 min+3 min+3 min,闭路实验做到第4次时,精矿尾矿质量之和在320 g左右,与原矿重量基本相当,精矿产率可达到65.71%,精矿品位w(Al)=67.64%,m(Al2O3)/m(SiO2)=5.98。
2号样品的捕收剂用量是5 mL+2 mL磨矿时间14 min时,(NaPO3)6用量是1.4 mL,折合吨原矿40 g,浮选时间是6 min+3 min+3 min时,闭路实验做到第6次时,精矿尾矿质量之和在320 g左右,与原矿重量基本相当,精矿产率可达到59.77%,精矿品位w(Al)=62.95,m(Al2O3)/m(SiO2)=5.16。
通过本实验,可以将w(Al)在55%~60%之间、m(Al2O3)/m(SiO2)在3.5左右的低品位石进行综合利用,变废为宝,提高了矿石的利用率,在很大程度上解决了氧化铝原材料供应紧张的问题,对我国氧化铝工业的发展具有重要意义。