西南某地區低品位高硫鋁土礦選礦試驗研究

劉中原,張建強,張站云,姚 杰

(1.中鋁鄭州有色金屬研究院有限公司，河南 鄭州 450041；2.國家鋁冶煉工程技術研究中心，河南 鄭州 450041)

隨著氧化鋁工業的快速發展,鋁土礦資源消耗正逐步加大,國內現有優質鋁土礦資源已難以滿足氧化鋁產能不斷增加的需要。進口鋁土礦附加高昂的陸運費,對于距離港口較遠的氧化鋁企業并不劃算,為滿足內陸地區氧化鋁生產的需求,高硫鋁土礦正顯現出逐漸被工業應用的趨勢。據統計目前已探明高硫鋁土礦儲量超過8.0億噸,遠景儲量約20億噸[1-2],高硫鋁土礦中高品位鋁土礦占57.2%,中低品位鋁土礦占42.8%[3],主要分布在重慶、貴州等西南地區。而低品位高硫鋁土礦中硫和硅的存在一直嚴重限制了其資源的開發利用,因此降低此類礦石中硫和硅雜質的含量,轉化為有價礦石資源,提高資源綜合利用率,對我國鋁土礦資源開發有重要意義[4-]。

本次實驗研究主要為多種預先分級浮選工藝流程,通過試驗研究,西南某地區低品位高硫鋁土礦浮選脫硫鋁精礦硫含量可降低至0.4%以下。通過原礦分級、預先脫硫、正浮選脫硅工藝,經閉路試驗數據表明,鋁精礦與原礦篩分出(-0.023 mm)的綜合產率為78.81%,A/S為5.76;尾礦A/S為1.73。

1 礦石性質

1.1 礦石的化學成分

礦石化學成分主要為Al2O3,其次為SiO2和Fe2O3、及少量的TiO2、 K2O、Na2O、CaO、MgO、S等,礦石主要化學成分分析見表1。由表1可知:Al2O3含量為54.66%、SiO2含量為12.37%、S含量達1.98%。該礦石屬于典型的低品位高硫鋁土礦石。

表1 礦石主要化學成分分析

1.2 礦石的主要礦物組成

原礦粒度分析主要對破碎后的礦石中各個粒級化學成分進行分析,對經均化后的原礦樣進行篩分,并對篩分產品進行化學成分分析和物相組成分析,分析結果見表2和表3。

表2 原礦粒度分析

由表2可知,本次實驗礦樣平均A/S為4.32,微細粒級(-0.023 mm)產品A/S較低,粗粒級產品A/S較高;原礦硫含量1.98%左右,其中+0.15 mm產品S含量較低,0.023～0.075 mm產品S含量較高。

由表3可知,礦石中含鋁礦物主要為一水硬鋁石,一水軟鋁石在各個粒級中亦有存在,其中原生礦-0.023 mm和次生礦-0.023 mm的鋁礦物含量均較低。硅酸鹽礦物種類復雜,主要有綠泥石、高嶺石與伊利石等,它們共生關系密切,且與一水鋁石的嵌布關系較為復雜,在細粒級中脈石礦物含量較高;礦石中的硫以黃鐵礦的形態存在[9-11]。

表3 原礦物相分析

2 浮選試驗研究

取破碎均化后礦樣進行實驗室浮選試驗研究。

2.1 磨礦細度試驗研究

2.1.1 浮選脫硫磨礦細度試驗研究

對原礦樣進行磨礦細度試驗,磨礦細度(-0.075 mm)分別為66%、72%、77%、83%、87%,浮選脫硫磨礦細度試驗工藝流程見圖1,試驗結果見圖2。

圖1 浮選脫硫磨礦細度工藝流程

由圖2可知,隨著磨礦細度的升高,鋁精礦的產率先升后降、其S含量逐步升高;硫尾礦的產率逐步升高、其S含量逐步降低。當磨礦細度為66%時,鋁精礦硫含量低于0.3%,指標較好。說明該地區低品位高硫鋁土礦中硫礦物嵌布粒度粗,在磨礦細度較粗時,能夠實現較好的解離與分選。

圖2 浮選脫硫磨礦細度指標

2.1.2 浮選脫硅磨礦細度試驗研究

對脫硫后的鋁精礦進行磨礦細度試驗,考察后續浮選脫硅的指標,磨礦細度(-0.075 mm)分別為77%、81%、86%、91%、95%,浮選脫硅磨礦細度試驗工藝流程見圖3,試驗結果見圖4。

圖3 浮選脫硅磨礦細度工藝流程

由圖4可知,隨著磨礦細度的升高,尾礦A/S呈下降趨勢;粗選泡沫A/S先下降后上升、其產率呈上升趨勢。提高磨礦細度,在保證粗選泡沫品位的情況下,能降低尾礦品位,且粗選泡沫產率較穩定。表明該鋁土礦一水鋁石礦物嵌布粒度細,只有細磨才能充分解離。浮選脫硅磨礦細度控制為95%左右。

圖4 浮選脫硅磨礦細度指標

2.2 浮選工藝試驗研究

本次實驗礦樣經過浮選脫硫后的鋁精礦硫含量可降低至0.3%以下,但A/S僅為4.4左右,用做氧化鋁生產的原礦其指標偏低,需進行浮選脫硅提高品位。

2.2.1 預先脫硫-直接浮選脫硅

為提高最終精礦品位,對礦樣進行預先脫硫-直接浮選脫硅工藝研究,即先將磨礦后的礦石進行預先脫硫,脫硫詳細工藝流程見圖1;脫硫所得鋁精礦通過磨礦-0.074 mm占95%,磨礦后產品全部進行浮選脫硅,浮選脫硅采用一次粗選一次精選工藝,工藝流程見圖5,試驗結果見表4。

圖5 預先脫硫-直接浮選工藝流程

由表4可知,預先脫硫-直接浮選獲得精礦產率為60.67%,A/S為5.62;尾礦A/S為2.69,該指標偏高,分選效果較差。初步判斷原因是浮選脫硅過程中微細粒物料對藥劑吸附較強,且微細粒在粗粒表面形成覆蓋,影響了粗粒的分選。另外,微細粒硫含量較高,浮選脫硅時微細粒隨著泡沫被帶入精礦產品中,造成精礦硫含量偏高。

表4 預先脫硫-直接浮選試驗結果

2.2.2 預先脫硫-分級浮選脫硅

為減少微細粒級物料對浮選脫硅的不利影響,該礦樣浮選脫硫后,將粗粒和微細粒進行分級,再分別浮選脫硅,預先脫硫工藝流程見圖1;脫硫所得鋁精礦以0.023 mm進行分級,分級后-0.023 mm物料進行浮選脫硅,分級后+0.023 mm物料先進行磨礦,磨礦后再進行浮選脫硅。浮選脫硅采用一次粗選一次精選工藝,工藝流程見圖6,試驗結果見表5。

圖6 預先脫硫-分級浮選工藝流程

表5 預先脫硫-分級浮選試驗結果

由表5可知,預先脫硫-分級浮選獲得精礦產率為61.19%,A/S為5.95,尾礦A/S為2.25。分級浮選工藝可降低微細粒對浮選的影響,精礦和尾礦的指標均優于預先脫硫-直接浮選的試驗結果。但因-0.023mm浮選脫硅分選性較差,造成脫硅尾礦合量的A/S仍然較高。

2.2.3 原礦預先分級-浮選脫硫脫硅

預先脫硫所得鋁精礦分級后進行浮選脫硅具有一定效果,主要表現為脫硫鋁精礦+0.023 mm粒級具有較好的分選性,但細粒級-0.023 mm礦物的分選效果較粗粒級礦物差。

為減少微細粒級-0.023 mm礦物對浮選過程產生的不利影響,嘗試將微細粒級礦物分離不進入浮選系統。現對原礦進行篩分,將分選效果較差的-0.023 mm礦物篩選出來單獨作為一種產品,僅對+0.023 mm礦物進行浮選脫硫脫硅實驗研究。工藝流程見圖7,試驗結果見表6。

圖7 原礦預先分級-浮選脫硫脫硅試驗工藝流程

表6 原礦預先分級-浮選脫硫脫硅試驗結果

由表6可知,原礦預先分級出微細粒級(-0.023 mm)后浮選脫硫脫硅所得精礦產率為68.03%、A/S為6.01;尾礦A/S為1.77,該指標明顯優于前兩組試驗的尾礦A/S。因該原礦中微細粒的鋁礦物含量均較低,微細粒中綠泥石與一水軟鋁石緊密結合,且一水軟鋁石嵌布粒度很細,浮選時分選效果差,導致尾礦A/S偏高。所以,微細粒處理更適合先原礦分級再浮選。

2.3 脫硅捕收劑優化試驗研究

為進一步提高精礦品位、降低脫硅尾礦A/S,對脫硅捕收劑的捕收性能進行優化。以油酸為主要成分,按不同比例添加羥肟酸復配捕收劑。油酸和羥肟酸的比例分別為15∶1、121、10∶1、7∶1、5∶1,采用“原礦預先分級-浮選脫硫脫硅”工藝,浮選脫硅采用一次粗選兩次精選,在此增加一次精選,以達到提升精礦Al2O3含量的目的,試驗工藝流程見圖8,試驗結果見圖9。

圖8 復配脫硅捕收劑試驗研究工藝流程

圖9 復配脫硅捕收劑不同配置比例試驗指標

由圖9可知,油酸和羥肟酸復配捕收劑時,隨著羥肟酸配置比例的增大,精礦產率先升后降,精礦A/S呈上升趨勢,尾礦A/S先降后升。當油酸和羥肟酸的比例分為7∶1時,指標最好,效果最佳。試驗結果見表7。

表7 藥劑配置比例7:1的試驗結果

2.4 閉路試驗研究

閉路試驗工藝流程與原礦預先分級浮選試驗研究相同,閉路試驗數質量流程見圖10。閉路試驗過程中,中礦進行順序返回,平衡后指標見表8。

圖10 原礦預先分級-浮選脫硫脫硅閉路試驗數質量流程

由表8可知,最終鋁精礦產品的產率為66.92 %、其Al2O3含量為59.43%、S含量為0.36%、SiO2含量為8.94%、A/S為6.65;尾礦A/S為1.73。鋁精礦達到后續氧化鋁生產的原料品質要求。

表8 原礦分級閉路浮選試驗研究結果

3 結 論

本系列試驗主要進行了西南某地區低品位高硫鋁土礦礦石性質研究、浮選工藝研究、脫硅捕收劑優化試驗研究及閉路試驗研究,對該低品位高硫鋁土礦浮選脫硫、脫硅提質工藝進行了探索,得出以下結論:

(1) 該鋁土礦中硫礦物嵌布粒度粗,磨礦細度為66%時,硫礦物能夠實現較好的解離與分選;而該鋁土礦中一水鋁石礦物嵌布粒度細,磨礦細度為95%時,鋁礦物能較充分解離,因此適合先粗磨脫硫后細磨脫硅的浮選方法。

(2) 該鋁土礦通過反浮選脫硫后,鋁精礦硫含量可降低至0.4%以下。脫硫后鋁精礦通過預先分級浮選脫硅方法可以進一步提高鋁精礦品位。

(3) 該鋁土礦微細粒級物料分選效果較差,影響到鋁精礦的產率及品位,適宜先將-0.023 mm物料從原礦中篩選分離后對+0.023 mm物料進行浮選。

(4) 通過閉路試驗可得產率為66.92 %、Al2O3含量為59.43%、S含量為0.36%、SiO2含量為8.94、A/S為6.65的鋁精礦和A/S為1.73的尾礦。從產率和品位講,該鋁精礦適合作為后續氧化鋁生產的原料。