贵州某地铝土矿浮选脱硅试验研究.pdf

第3 2 卷 2 0 1 2 年0 8 月 矿冶工程 M I N I N GA N DM E T A L L U R G I C A LE N G I N E E R I N G V 0 1 ．3 2 A u g u s t2 0 1 2 贵州某地铝土矿浮选脱硅试验研究① 卯松1 ”，张覃1 2 1 ．贵州大学矿业学院，贵州贵阳5 5 0 0 0 3 ；2 ．贵州省非金属矿产资源综合利用重点实验室，贵州贵阳5 5 0 0 0 3 摘要针对贵州铝土矿的特点，对铝土矿进行了浮选试验研究，试验结果表明当原矿A 1 2 0 ，含量为6 5 ．3 3 ％，S i O 含量为 1 2 ．6 4 ％，A ／S 为5 ．1 7 时，采用“阶段磨矿，阶段选别”工艺流程，获得精矿A ／S 为7 ．3 1 ，精矿A 1 2 0 3 回收率8 5 ．6 7 ％的结果，有效降低 了精矿S i O 含量。 ’ 关键词铝土矿；阶段磨矿阶段选别；脱硅；浮选 中图分类号T D 9 2 3文献标识码A 文章编号0 2 5 3 6 0 9 9 2 0 1 2 0 8 0 3 0 0 0 2 贵州铝土矿资源丰富，但由于硅含量高而不能直 接利用，通过选矿脱硅是解决高硅铝土矿利用的重要 手段。铝土矿浮选脱硅方法主要是正浮选脱硅和反浮 选脱硅，正浮选脱硅已经在工业中得到运用，而反浮选 尚处于研究阶段⋯，陈晓青旧1 等对某铝土矿 A 1 O ， 5 7 ．1 2 ％，S i 0 21 0 ．6 4 ％ ，采用选择性磨矿一粗细粒分 选工艺，获得精矿A ／S8 ．2 3 ，回收率9 1 ．4 2 ％的指标。 本研究用“阶段磨矿，阶段选别”工艺流程，对贵州某 铝土矿进行了正浮选试验脱硅，显著降低了精矿中 S i O ，。 1 原矿性质 对原矿进行加工之后，进行了原矿多元素分析，分 析结果见表1 。 表1原矿多元素分析结果 质量分数 ／％ A 1 2 0 3S i 0 2F e 2 0 3T i 0 2K 2 0C 0 2 M ．g o S P 烧失量 6 5 ．3 3 1 2 ．6 41 ．2 82 ．9 80 ．8 00 ．4 5 0 ．1 00 ．1 00 ．7 71 3 ．0 0 从表1 可以看出，原矿的A I O 。含量为6 5 ．3 3 ％， S i 0 2 含量为1 2 ．6 4 ％，A ／S5 ．1 7 ，烧失量1 3 ．0 0 ％。要 提高精矿的铝硅比，就必须有效脱硅。 2 试验方案 在大量探索试验基础上，试验采用“阶段磨矿，阶 段选别”试验流程。即一段磨矿一0 ．0 7 4m m 粒级占 7 6 ％左右，三段磨矿一0 ．0 7 4m m 粒级占9 7 ％左右进 行选别。试验工艺流程见图1 。 精矿 尾矿 图1 “阶段磨矿。阶段选别”试验流程 由图1 可知，试验采用3 种药剂T Z 、G L 、B S 。第一 段磨矿采用“一粗一精”流程，获得精矿1 ，第二段磨矿 采用“一粗一精”流程，获得精矿2 ，精矿1 、精矿2 合并 为最终精矿。 按图1 工艺流程，对T z 的用量进行探索试验，初 步确定合适的T Z 用量，再进行G L 和B s 用量探索试 验，初步确定合适的药剂用量。 3 试验结果与讨论 在试验过程中，以T Z 用量为变量，固定G L 用量 为1 0 0g ／t ，B S 为15 0 0g ／t 。试验结果见表2 。 ①收稿日期2 0 1 2 - 0 6 - 2 5 基金项目贵阳市科技局工业攻关项目 [ 2 0 1 0 ] 筑科I 合同字第1 5 4 号 作者简介卯松 1 9 8 3 一 ，男，贵州人，硕士，实验师，主要研究方向为难选矿石的选矿技术及资源综合利用。 万方数据 2 0 1 2 年0 8 月 卯松等贵州某地铝士矿浮选脱硅试验研究 3 0 1 表2 粗选T Z 用量探索试验结果 从表2 可以看出，在T Z 用量为15 0 0g ／t 时，精矿 A 1 2 0 3 含量为6 8 ．3 8 ％，S i 0 2 含量为9 ．1 3 ％，A ／S 为 7 ．4 9 ，精矿A 1 2 0 3 回收率为7 2 ．6 4 ％；当T Z 用量为 25 0 0g ／t 时，精矿A 1 2 0 3 含量为6 8 ．9 1 ％，S i 0 2 含量为 8 ．6 5 ％，A ／S 为7 ．9 7 ，精矿A 1 2 0 3 回收率为6 4 ．2 4 ％； A ／S 比提高，而精矿A 1 0 ，回收率下降；当T Z 用量为 35 0 0g ／t 时，精矿A l 0 3 含量为6 9 ．7 3 ％，S i 0 2 含量为 8 ．7 1 ％，A ／S 为8 ．0 0 ，精矿A 1 2 0 3 回收率6 9 ．4 0 ％；A ／S 略有提高，而精矿A 1 0 ，回收率则上升；当T Z 用量为 45 0 0g ／t 时，精矿A 1 2 0 3 含量为7 1 ．1 7 ％，S i 0 2 含量为 7 ．4 4 ％，A ／S 为9 ．5 7 ，精矿A 1 2 0 3 回收率为5 9 ．8 7 ％； A ／S 大幅提高，但精矿A I 0 ，回收率下降较多。综合 考虑，继续增加r I Z 用量则药剂消耗太大，但在r I Z 用量 从35 0 0g ／t 提高到45 0 0g ／t ，A ／S 从8 提高到9 ．5 7 ，降 硅效果十分明显，因此，在这种情况下，将，I Z 用量45 0 0 s ／t 作为较适宜的用量。在此用量条件下进行回收率提 高试验。G L 用量对浮选效果的影响见表3 4 。 表3 粗选G L 用量探索试验结果 从表3 可以看出，在分散剂G L 用量为5 0g c t 时， 精矿A 1 2 0 3 含量为6 8 ．9 5 ％，S i 0 2 含量为8 ．8 7 ％，A ／S 为7 ．7 7 ，A 1 2 0 3 回收率7 9 ．1 3 ％；当G L 用量为1 5 0g ／t 时，精矿A 1 0 ，含量为6 4 ．6 2 ％，S i 0 2 含量为6 ．6 7 ％， A ／S 为9 ．6 9 ，A 1 2 0 3 回收率5 0 ．9 0 ％；当G L 用量为2 0 0 g ／t 时，精矿A 1 0 3 含量为6 9 ．9 6 ％，S i O 含量为 8 ．3 4 ％，A ／S 为8 ．3 9 ，A 1 2 0 3 回收率7 2 ．6 9 ％。综合考 虑，5 0g ／t 为适宜条件。在此条件下，进行捕收剂用量 的探索试验，试验结果见表4 。 表4 粗选B S 用量探索试验结果 从表4 可知，在B s 用量为20 0 0g ／t 时，精矿 A 1 2 0 3 含量为6 7 ．9 8 ％，S i 0 2 含量为9 ．7 9 ％，A ／S 为 6 ．9 4 ，A 1 2 0 3 回收率为8 3 ．9 2 ％；当增加B s 用量为 25 0 0g ／t 时，精矿A 1 2 0 3 含量为6 8 ．0 0 ％，S i 0 2 含量为 9 ．3 0 ％，A ／S 为7 ．3 1 ，精矿A 1 0 ，回收率为8 5 ．6 7 ％。 4 结论 铝土矿的脱硅是解决高硅铝土矿开发利用过程中 必须要解决的问题，开展铝土矿浮选脱硅，是解决铝土 矿特别是一水硬铝石型铝土矿利用的有效方法，本试 验针对高硅铝土矿原矿 A ／S 为5 。1 7 ，采用“阶段磨 矿，阶段选别”工艺流程，初步获得了A ／S 为7 ．3 1 ，精 矿A 1 0 ，回收率为8 5 ．6 7 ％的结果，为该铝土矿的应用 奠定了基础。 参考文献 [ 1 ] 刘水红，方启学．铝土矿选矿脱硅技术研究现状述评[ J ] 。矿冶， 2 0 0 4 ，1 3 4 2 4 2 9 ． [ 2 ] 陈晓青，杨进忠，毛益林，等．重庆赵家坝中低品位铝土矿选矿试 验研究fJ ] ．矿产综合利用．2 0 1 1 5 1 1 1 4 ． 万方数据