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贵州某低品位含硫铝土矿石选矿试验
2015-08-17
贵州某低品位含硫铝土矿Al2 O3 含量为54. 71%,SiO2 含量为11. 35%,铝硅比仅为4. 82,且矿石中含硫 1. 33%。矿石主要含铝矿物为一水硬铝石,主要含硫矿物为黄铁矿。矿石中有用矿物嵌布粒度较 细,脱硫时易产生夹 带,因而较难实现有效分选。为高效开发利用该矿石资源,对有代表性矿石进行了脱硫脱硅浮选闭 路试验。结果表 明:在磨矿细度为-0. 074 mm 占90%时,采用1 粗3 精1 扫脱硫浮选、扫选尾矿经2 粗4 精1 扫脱 硅、脱硫精扫选尾矿 经2 粗1 精1 扫脱硅闭路流程处理该矿石,获得了硫品位为33. 72%、Al2 O3 品...
Series No. 470 ꢀ Augustꢀ 2015 金ꢀ ꢀ 属ꢀ ꢀ 矿ꢀ ꢀ 山 ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ 总第 470期 METAL MINE 2015 年第 8 期 ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ 贵州某低品位含硫铝土矿石选矿试验 1 ,2 3 2 2 3 任少峰 ꢀ 李天霞 ꢀ 刘金海 ꢀ 陈军刚 ꢀ 朱一民 1. 西南能矿集团股份有限公司,贵州 贵阳 550004; 2. 遵义能矿投资股份有限公司, 贵州 遵义 563000;3. 湖南有色金属研究院,湖南 长沙 410015) ( 摘ꢀ 要ꢀ 贵州某低品位含硫铝土矿 Al2 O3 含量为 54. 71% ,SiO2 含量为 11. 35% ,铝硅比仅为 4. 82,且矿石中含硫 . 33% 。 矿石主要含铝矿物为一水硬铝石,主要含硫矿物为黄铁矿。 矿石中有用矿物嵌布粒度较细,脱硫时易产生夹 1 带,因而较难实现有效分选。 为高效开发利用该矿石资源,对有代表性矿石进行了脱硫脱硅浮选闭路试验。 结果表 明:在磨矿细度为ꢁ0. 074 mm 占 90% 时,采用 1 粗 3 精 1 扫脱硫浮选、扫选尾矿经 2 粗 4 精 1 扫脱硅、脱硫精扫选尾矿 经 2 粗 1 精 1 扫脱硅闭路流程处理该矿石,获得了硫品位为 33. 72% 、Al2 O3 品位为 15. 96% 、SiO2 品位为 4. 98% 、硫回 收率为 75. 16% 的硫精矿,Al2 O3 品位为 61. 13% 、SiO2 品位为 7. 39% 、铝硅比为 8. 27、Al2 O3 回收率为 79. 64% 的铝土 矿精矿。 1 次磨矿脱硫脱硅浮选,脱硫精扫选尾矿单独脱硅浮选工艺是该矿石处理的高效工艺,对含硫含硅铝土矿石 的分选具有借鉴意义。 关键词ꢀ 铝土矿ꢀ 浮选ꢀ 脱硫ꢀ 脱硅 ꢀ ꢀ 中图分类号ꢀ TD923ꢀ ꢀ ꢀ 文献标志码ꢀ Aꢀ ꢀ ꢀ 文章编号ꢀ 1001-1250(2015)-08-069-07ꢀ Mineral Dressing Test of a Low Grade Sulfide-containing Bauxite Ore in Guizhou 1 ,2 3 2 2 3 Ren Shaofeng ꢀ Li Tianxia ꢀ Liu Jinhai ꢀ Chen Jungang ꢀ Zhu Yimin ( 1. Southwest Energy and Mineral Resources Corporation Co. ,Ltd. ,Guiyang 550004,China;2. Zunyi Energy and Mineral Investment Co. ,Ltd. ,Zunyi 563000,China;3. Hunan Research Institute of Nonferrous Metals,Changsha 410015,China) Abstractꢀ There is a sulfide-containing low grade bauxite ore in Guizhou Province,with Al2 O3 content of 54. 71% ,SiO2 content of 11. 35% ,alumina-silica ratio is only 4. 82,and 1. 33% S. Aluminum mainly exists in form of diaspore,and mainly sul- fide-containing ore is pyrite. For fine dissemination of the valualde minerals,entrainment may occur when desulfurization,and is difficult to achieve good separation index. In order to high efficiently develop and utilize the resources,desulfurizing and desilica- tion closed circuit flotation experiment was conducted. Results indicated that:at the grinding fineness of 90% passing 0. 074 mm, through one roughing-three cleaning-one scavenging desulfuration flotation,tailings of scavenging endure two roughing-four clean- ing-one scavenging desilication flotation,tailings of scavenging from desulfuration cleaning endure two roughing-one cleaning-one scavenging desilication flotation process cleal with the ore,sulfide concentrate with 33. 72% S,15. 96% Al2 O3 ,4. 98% SiO2 ,and sulfide recovery rate of 75. 16% ,and bauxite concentrate with 61. 13% Al2 O3 ,7. 39% SiO2 ,mass ratio of Al2 O3 to SiO2 is 8. 27, aluminum recovery rate of 79. 64% was obtained. One time grinding,desulfurization and desilication flotation process is an effec- tive process for dealing with the ore and can provide reference for the concentration of sulfide-containing bauxite ore. Keywordsꢀ Bauxite ore,Flotation,Desulfuration,Desilicication [ 2-5] 。 当铝土矿含硫超标时会影响拜耳法生产 ꢀ ꢀ 铝土矿是铝工业中提炼金属铝,生产耐火材料、 用工艺 [ 1] [6-7] ,高效脱硫脱硅技术是高硫 研磨材料以及高铝水泥的重要原料 。 我国铝土矿 主要为一水硬铝石型铝土矿,80% 以上属中低品位矿 石,铝硅比在 4 ~ 7 的就占 59. 5% 。 多年的研究成果 表明,通过选矿方法提高铝土矿的铝硅比,然后采用 拜耳法工艺生产氧化铝是该类铝土矿资源利用的常 氧化铝工艺的稳定性 高硅铝土矿工业应用的重点和难点,一方面要保证 硫、硅的脱除率,另一方面还需解决脱硫、脱硅过程中 [ 8] 。 铝土矿的夹带问题 1ꢀ 矿石性质 试验矿石取自贵州正安县旦坪铝土矿区,矿石中 收稿日期ꢀ 2015-05-09 基金项目ꢀ 贵州省科技厅社会发展科技支撑计划项目(编号:SY 字[2015]3007)。 作者简介ꢀ 任少峰(1983—),男,博士,高级工程师。 · 69· 总第 470 期ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ 金ꢀ ꢀ 属ꢀ ꢀ 矿ꢀ ꢀ 山ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ 2015 年第 8 期 的主要含铝矿物为一水硬铝石,主要含硅矿物为高岭 石、绿泥石、伊利石、石英等,主要含硫矿物为黄铁矿, 褐铁矿在矿石中广泛存在,除少部分呈团粒状、细脉 状聚集外,多数呈微细质点弥散浸染,难以单体解离; 矿石中的钛主要以锐钛矿形式存在,且嵌布粒度微 细,多为 0. 01 ~ 0. 035 mm,不易回收。 矿石化学多元 回收。 2ꢀ 试验结果及分析 2. 1ꢀ 磨矿细度试验 为确定合理的脱硫脱硅浮选磨矿细度,采用图 1 流程在 1. 5 L XFD 型单槽浮选机中进行不同磨矿细 度的脱硫脱硅浮选试验,结果见表 2。 素分析结果见表 1。 表 1ꢀ 矿石化学多元素分析结果 Table 1ꢀ Main chemical composition analysis results of the ore % 成ꢀ 分 TFe 含ꢀ 量 7. 30 S Al 54. 71 11. 35 0. 003 TiO 2. 61 2 O 3 SiO 2 Ga MgO 2. 63 Li 1. 33 Na 0. 02 C 成ꢀ 分 CaO 2 O K 2 O 2 Sc 0. 003 含ꢀ 量 0. 35 0. 02 0. 1 0. 15 ꢀ ꢀ 表 1 表明:矿石 Al2 O3 品位为 54. 71% ,SiO2 含量 为 11. 35% ,铝硅比为 4. 82,需进行选矿作业提高铝硅 比,才能满足拜耳法对铅硅比的要求;有害组分铁、硫 的含量分别为7. 30% 和1. 33% ,应考虑对硫加以综合 图 1ꢀ 脱硫脱硅粗选磨矿细度试验流程 Fig. 1ꢀ Flowsheet of condition test at different grinding fineness for desulphurization and desilication flotation 表 2ꢀ 脱硫脱硅粗选磨矿细度试验结果 Table 2ꢀ Results of condition test at different grinding fineness for desulphurization and desilication flotation % 品ꢀ ꢀ 位 回 收 率 磨矿细度 ꢁ0. 074 mm) 产ꢀ 品 产ꢀ 率 ( Al2 O3 SiO2 S Al2 O3 SiO2 S 硫粗精矿 铝粗精矿 尾ꢀ 矿 5. 37 58. 74 35. 89 100. 00 6. 40 30. 03 61. 14 48. 13 54. 80 32. 96 60. 48 47. 57 54. 64 34. 21 59. 66 46. 82 54. 34 42. 79 58. 75 48. 10 54. 81 8. 14 8. 87 18. 56 0. 34 0. 29 1. 30 15. 67 0. 31 0. 27 1. 28 14. 93 0. 35 0. 29 1. 32 14. 60 0. 39 0. 31 1. 34 2. 94 65. 54 31. 52 100. 00 3. 86 3. 81 45. 40 50. 79 100. 00 4. 49 76. 64 15. 36 8. 00 6 8 9 9 5 0 0 5 16. 24 11. 48 8. 28 原矿 100. 00 78. 33 15. 01 6. 66 硫粗精矿 铝粗精矿 尾ꢀ 矿 62. 01 31. 59 100. 00 6. 77 9. 23 68. 64 27. 50 100. 00 4. 26 48. 50 47. 01 100. 00 4. 91 17. 56 11. 80 8. 54 原矿 100. 00 76. 56 17. 29 6. 15 硫粗精矿 铝粗精矿 尾ꢀ 矿 65. 22 28. 01 100. 00 6. 84 8. 92 71. 60 24. 13 100. 00 5. 34 49. 39 45. 70 100. 00 5. 20 19. 22 11. 78 9. 06 原ꢀ 矿 100. 00 74. 49 19. 32 6. 19 硫粗精矿 铝粗精矿 尾ꢀ 矿 66. 41 26. 75 100. 00 9. 42 71. 18 23. 48 100. 00 52. 48 42. 32 100. 00 18. 86 11. 92 原ꢀ 矿 100. 00 ꢀ ꢀ 由表 2 可知:随着磨矿细度的增加,硫粗精矿中 2. 2ꢀ 脱硫浮选条件试验 硫回收率和铝粗精矿中 Al2 O3 回收率都呈先增加后 降低的趋势,硫粗精矿硫回收率的高点在ꢁ0. 074 mm 含量为 80% 时, 铝 粗 精 矿 Al2 O3 回 收 率 的高点在 为确定最优的脱硫浮选药剂条件,采用图 2 流程在 1. 5 L XFD 型单槽浮选机中进行脱硫浮选条件试验。 2. 2. 1ꢀ 碳酸钠用量试验 碳酸钠在铝土矿浮选中极其重要,其可调节矿浆 ꢁ 0. 074 mm 含量为 90% 时。 由于硫仅作为综合回收 的 pH,并对矿泥起到分散作用,还可抑制矿泥及钙、 对象,对铝土矿精矿而言是有害杂质,在不影响铝土 矿精矿品质的情况下,主要考虑 Al2 O3 的回收,因此 确定脱硫脱硅浮选试验磨矿细度为 ꢁ0. 074 mm 占 [ 9-10] 镁离子等对浮选作业的影响 。 固定硫酸铜用量 为 200 g / t、捕收剂丁基黄药+丁铵黑药为 100+45 g / t,进行碳酸钠用量条件试验,结果见表 3。 9 0% 。 · 70· ꢀ ꢀ ꢀ 任少峰等:贵州某低品位含硫铝土矿石选矿试验ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ 2015 年第 8 期 ꢀ 表 3 表明:随着碳酸钠用量的增加,硫粗精矿硫 ꢀ 品位小幅升高,硫回收率先升高后降低,Al2 O3 的回 收率小幅下降。 综合考虑,确定硫粗选的碳酸钠用量 为 2 000 g / t。 2. 2. 2ꢀ 硫酸铜用量试验 固定碳酸钠用量为 2 000 g/ t、丁基黄药+丁铵黑药 为 100+45 g/ t,进行硫酸铜用量条件试验,结果见表 4。 表 4 表明:随着硫酸铜用量的增加,硫粗精矿硫 品位呈先快后慢的下降趋势,硫回收率升幅先高后 图 2ꢀ 脱硫浮选条件试验流程 Fig. 2ꢀ Flowsheet of condition test for desulphurization flotation 表 3ꢀ 脱硫浮选碳酸钠用量试验结果 Table 3ꢀ Test results on dosage of sodium carbonate for desulphurization flotation 品位/ % 回收率/ % 碳酸钠用量 / (g/ t) 产ꢀ 率 / % 产ꢀ 品 Al2 O3 SiO2 S Al2 O3 SiO2 S 硫粗精矿 尾ꢀ 矿 6. 92 93. 08 100. 00 6. 91 36. 22 56. 01 54. 64 35. 27 56. 41 54. 95 34. 95 56. 41 54. 94 34. 54 56. 27 54. 79 9. 37 11. 96 11. 78 9. 12 13. 97 0. 38 1. 32 14. 23 0. 34 1. 30 14. 87 0. 28 1. 28 15. 00 0. 31 1. 31 4. 59 95. 41 100. 00 4. 44 5. 50 94. 50 100. 00 5. 34 73. 21 26. 79 100. 00 75. 65 24. 35 100. 00 79. 61 20. 39 100. 00 77. 95 22. 05 100. 00 1 000 500 000 500 原ꢀ 矿 硫粗精矿 尾ꢀ 矿 1 93. 09 100. 00 6. 85 12. 01 11. 81 8. 59 95. 56 100. 00 4. 36 94. 66 100. 00 5. 02 原ꢀ 矿 硫粗精矿 尾ꢀ 矿 2 2 93. 15 100. 00 6. 81 11. 94 11. 71 8. 25 95. 64 100. 00 4. 29 94. 98 100. 00 4. 75 原ꢀ 矿 硫粗精矿 尾ꢀ 矿 93. 19 100. 00 12. 08 11. 82 95. 71 100. 00 95. 25 100. 00 原ꢀ 矿 表 4ꢀ 脱硫浮选硫酸铜用量试验结果 Table 4ꢀ Test results on dosage of copper sulphate for desulphurization flotation 品位/ % 回收率/ % 硫酸铜用量 / (g/ t) 产ꢀ 率 / % 产ꢀ 品 Al2 O3 SiO2 S Al2 O3 SiO2 S 硫粗精矿 尾ꢀ 矿 6. 01 93. 99 100. 00 6. 85 34. 48 56. 11 54. 81 34. 95 56. 41 54. 94 35. 00 55. 96 54. 49 8. 37 12. 03 11. 81 8. 59 15. 89 0. 41 1. 34 14. 87 0. 28 1. 28 14. 83 0. 28 1. 30 3. 78 96. 22 100. 00 4. 36 4. 26 95. 74 100. 00 5. 02 71. 25 28. 75 100. 00 79. 61 20. 39 100. 00 79. 97 20. 03 100. 00 150 200 250 原ꢀ 矿 硫粗精矿 尾ꢀ 矿 93. 15 100. 00 7. 01 11. 94 11. 71 8. 71 95. 64 100. 00 4. 50 94. 98 100. 00 5. 19 原ꢀ 矿 硫粗精矿 尾ꢀ 矿 92. 99 100. 00 11. 99 11. 76 95. 50 100. 00 94. 81 100. 00 原ꢀ 矿 低、Al2 O3 回收率上升。 综合考虑,确定硫酸铜用量 为 200 g / t。 合考虑,确定硫粗选捕收剂采用丁基黄药 +丁铵黑 药,用量为 120+40 g / t。 此时获得的硫粗精矿硫品位 为 16. 01% 、 Al2 O3 含 量 为 34. 73% 、 SiO2 含 量 为 8. 62% ,硫回收率为 81. 06% 。 2 . 2. 3ꢀ 捕收剂种类及用量试验 固定碳酸钠用量为 2 000 g / t、硫酸铜为 200 g / t, 进行捕收剂种类及用量条件试验,结果见表 5。 表 5 表明:采用丁基黄药与丁铵黑药组合作为捕 收剂时,硫粗精矿指标较好;丁基黄药用量一定时,随 着丁胺黑药用量的增加,硫粗精矿硫回收率增加。 综 2. 3ꢀ 脱硅浮选条件试验 经过 一 系 列 条 件 试 验, 确 定 在 磨 矿细度为 ꢁ0. 074 mm 占 90% 条件下,采用 1 粗 3 精 1 扫、精选 尾 矿返回、精扫选尾矿作为脱硫尾矿2、扫选尾矿作 · 71· 总第 470 期ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ 金ꢀ ꢀ 属ꢀ ꢀ 矿ꢀ ꢀ 山ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ 2015 年第 8 期 表 5ꢀ 脱硫浮选捕收剂种类及用量试验结果 Table 5ꢀ Test results on kinds and dosage of collectors for desulphurization flotation % 捕收剂 品位/ % SiO 回收率 / % SiO 产ꢀ 率 产ꢀ 品 / % 种ꢀ 类 用量 / (g/ t) Al 2 O 3 2 S Al 2 O 3 2 S 硫粗精矿 尾ꢀ 矿 5. 56 94. 44 100. 00 6. 41 34. 40 55. 97 54. 77 40. 12 55. 41 54. 43 33. 75 56. 11 54. 72 34. 95 56. 41 54. 94 33. 96 55. 91 54. 49 34. 73 56. 27 54. 82 35. 06 56. 01 54. 57 9. 09 11. 97 11. 81 9. 89 11. 69 0. 71 1. 32 14. 75 0. 39 1. 31 15. 48 0. 38 1. 32 14. 87 0. 28 1. 28 15. 51 0. 35 1. 33 16. 01 0. 27 1. 33 15. 85 0. 27 1. 34 3. 49 96. 51 100. 00 4. 72 4. 28 95. 72 100. 00 5. 37 49. 22 50. 78 100. 00 72. 15 27. 85 100. 00 72. 99 27. 01 100. 00 79. 61 20. 39 100. 00 75. 40 24. 60 100. 00 81. 06 18. 94 100. 00 81. 24 18. 76 100. 00 戊基黄药 120 原ꢀ 矿 硫粗精矿 尾ꢀ 矿 戊基黄药+ 丁铵黑药 1 1 1 1 1 1 00+20 00+20 00+45 20+20 20+40 30+40 93. 59 100. 00 6. 22 11. 93 11. 80 8. 19 95. 28 100. 00 3. 84 94. 63 100. 00 4. 32 原ꢀ 矿 硫粗精矿 尾ꢀ 矿 丁基黄药+ 丁铵黑药 93. 78 100. 00 6. 85 12. 04 11. 80 8. 59 96. 16 100. 00 4. 36 95. 68 100. 00 5. 02 原ꢀ 矿 硫粗精矿 尾ꢀ 矿 丁基黄药+ 丁铵黑药 93. 15 100. 00 6. 47 11. 94 11. 71 8. 42 95. 64 100. 00 4. 03 94. 98 100. 00 4. 64 原ꢀ 矿 硫粗精矿 尾ꢀ 矿 丁基黄药+ 丁铵黑药 93. 53 100. 00 6. 73 11. 98 11. 75 8. 62 95. 97 100. 00 4. 26 95. 36 100. 00 4. 92 原ꢀ 矿 硫粗精矿 尾ꢀ 矿 丁基黄药+ 丁铵黑药 93. 27 100. 00 6. 87 12. 03 11. 80 8. 89 95. 74 100. 00 4. 41 95. 08 100. 00 5. 15 原ꢀ 矿 硫粗精矿 尾ꢀ 矿 丁基黄药+ 丁铵黑药 93. 13 100. 00 12. 09 11. 87 95. 59 100. 00 94. 85 100. 00 原ꢀ 矿 为脱硫尾矿 1 的流程进行脱硫浮选闭路试验,获得了 硫品位为 33. 72% 、Al2 O3 含量为 15. 96% 、SiO2 含量 为 4. 98% ,硫回收率为 75. 16% 的硫精矿;硫品位为 低,铝硅比随着碳酸钠用量增加而上升。 当碳酸 钠用量为 5 600 g / t(pH = 9. 5) 时,铝粗精矿中 Al2 O3 作业 回 收 率 最 高, 同 时 铝 硅 比 相 对 较 高, 与 [ 12-13] 0 . 31% 、Al2 O3 含量为 55. 52% 、SiO2 含量为 11. 70% , Al2 O3 回收 率 为 87. 97% 的 脱 硫 尾 矿 1; 硫 品 位 为 . 71% 、Al2 O3 含量为 52. 41% 、SiO2 含量为 12. 79% , P. I. Andreev 的研究结果较为相近 。 当碳酸钠 和氢氧化钠混合使用时,铝粗精矿 Al2 O3 品位和铝硅 比较单独使用碳酸钠明显下降。 综合考虑,采用碳酸 钠为调整剂,用量为 5 600 g / t。 0 Al2 O3 回收率为 10. 86% 的脱硫尾矿 2。 以脱硫浮选 闭路试验尾矿 1 为给矿,在 0. 75 L XFD 型单槽浮选 机中按图 3 流程进行铝土矿脱硅正浮选条件试验,试 验药剂用量均按原矿计。 2. 3. 2ꢀ 抑制剂种类及用量试验 固定碳酸钠用量为 5 600 g / t,AP ꢁ1 +APꢁ2 为 1 120+280 g / t,进行正浮选脱硅抑制剂种类及用量 试验,结果见表 7。 表 7 表明:单独使用 SYꢁ1 时,随着 SYꢁ1 用量的 增加,铝粗精矿 Al2 O3 品位和铝硅比均小幅升高、 Al2 O3 作业回收率先升高后降低;SYꢁ1 用量一定时, 随着 SYꢁ2 用量的增加,铝粗精矿铝硅比小幅升高、 Al2 O3 品位变化不明显,但会降低 Al2 O3 作业回收率。 综合考虑,确定抑制剂为 SYꢁ1,用量为 60 g / t。 图 3ꢀ 正浮选脱硅条件试验流程 Fig. 3ꢀ Flowsheet of condition test for desilication direct flotation 2. 3. 3ꢀ 捕收剂用量试验 2 . 3. 1ꢀ 调整剂种类及用量试验 固定碳酸钠用量为 5 600 g/ t、SYꢁ1 用量为 60 g/ t, 正浮选脱硅 pH 调整剂一般采用碳酸钠、氢氧化 [ 11] 进行正浮选脱硅 APꢁ1+APꢁ2 用量试验,结果见表 8。 表 8 表明:随着 APꢁ1+APꢁ2 用量的增加,铝粗 精矿铝硅比和 Al2 O3 品位均降低,Al2 O3 作业回收率 增加。 综合考虑,确定 AP ꢁ1 +AP ꢁ2 用量为 1 536+ 384 g / t。 钠 ,固定抑制剂 SYꢁ1 用量为 60 g / t、捕收剂 APꢁ1 + APꢁ2 为 1 120+280 g / t,进行正浮选脱硅调整剂种 类及用量试验,结果如表 6 所示。 由表 6 可知:随着碳酸钠用量的增加,铝粗精矿 中 Al2 O3 品位变化不明显,作业回收率先升高后降 · 72· ꢀ ꢀ ꢀ 任少峰等:贵州某低品位含硫铝土矿石选矿试验ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ 2015 年第 8 期 表 6ꢀ 正浮选脱硅调整剂种类及用量试验结果 Table 6ꢀ Test results on kinds and dosage of regulators for desilication direct flotation % 调整剂 用量/ (g/ t) 作业产率 / % 品位/ % 作业回收率/ % SiO 2 pH 7 产ꢀ 品 铝硅比 种类 Al 2 O 3 SiO 2 Al 2 O 3 铝粗精矿 尾ꢀ 矿 66. 10 33. 90 100. 00 66. 81 33. 19 100. 00 67. 31 32. 69 100. 00 66. 25 33. 75 100. 00 63. 31 36. 69 100. 00 67. 21 32. 79 100. 00 68. 56 31. 44 100. 00 60. 08 48. 46 56. 14 60. 02 48. 87 56. 32 60. 05 48. 43 56. 25 61. 47 47. 01 56. 59 61. 52 47. 24 56. 28 58. 92 50. 69 56. 22 58. 67 50. 44 56. 08 9. 93 15. 92 11. 96 9. 87 6. 05 3. 04 4. 69 6. 08 3. 09 4. 76 6. 08 3. 06 4. 76 6. 89 2. 67 4. 77 7. 11 2. 79 4. 81 5. 91 3. 23 4. 75 5. 71 3. 26 4. 71 70. 74 29. 26 100. 00 71. 20 28. 80 100. 00 71. 86 28. 14 100. 00 71. 96 28. 04 100. 00 69. 20 30. 80 100. 00 70. 44 29. 56 100. 00 71. 72 28. 28 100. 00 54. 88 45. 12 100. 00 55. 69 44. 31 100. 00 56. 27 43. 73 100. 00 49. 83 50. 17 100. 00 46. 83 53. 17 100. 00 56. 60 43. 40 100. 00 59. 18 40. 82 100. 00 碳酸钠 2000 3200 4400 5600 6800 给ꢀ 矿 铝粗精矿 尾ꢀ 矿 碳酸钠 碳酸钠 碳酸钠 碳酸钠 8 9 15. 81 11. 84 9. 88 给ꢀ 矿 铝粗精矿 尾ꢀ 矿 15. 81 11. 82 8. 92 给ꢀ 矿 铝粗精矿 尾ꢀ 矿 9. 5 9. 5 9 17. 63 11. 86 8. 65 给ꢀ 矿 铝粗精矿 尾ꢀ 矿 16. 95 11. 70 9. 97 给ꢀ 矿 铝粗精矿 尾ꢀ 矿 碳酸钠+ 氢氧化钠 2800+ 1000 15. 67 11. 84 10. 28 15. 46 11. 91 给ꢀ 矿 铝粗精矿 尾ꢀ 矿 碳酸钠+ 氢氧化钠 2800+ 1100 9 . 5 给ꢀ 矿 表 7ꢀ 正浮选脱硅抑制剂种类及用量试验结果 Table 7ꢀ Test results on kinds and dosage of inhibitors for desilication direct flotation 抑ꢀ 制ꢀ 剂 品位 / % 作业回收率/ % SiO 2 作业产率 产ꢀ 品 铝硅比 / % 种类 用量/ (g/ t) Al 2 O 3 SiO 2 Al 2 O 3 铝粗精矿 尾矿 66. 25 33. 75 100. 00 68. 87 31. 13 100. 00 62. 59 37. 41 100. 00 68. 03 31. 97 100. 00 66. 76 33. 24 100. 00 62. 68 37. 32 100. 00 61. 47 47. 01 56. 59 62. 12 43. 24 56. 24 62. 27 46. 15 56. 24 62. 34 43. 57 56. 34 62. 34 44. 02 56. 25 62. 54 45. 63 56. 23 8. 92 17. 63 11. 86 8. 86 6. 89 2. 67 4. 77 7. 01 2. 37 4. 77 7. 21 2. 70 4. 77 7. 37 2. 33 1. 33 7. 63 2. 32 4. 78 7. 66 2. 52 1. 33 71. 96 28. 04 100. 00 76. 07 23. 93 100. 00 69. 30 30. 70 100. 00 75. 28 24. 72 100. 00 73. 99 26. 01 100. 00 69. 71 30. 29 100. 00 49. 83 50. 17 100. 00 51. 80 48. 20 100. 00 45. 82 54. 18 100. 00 49. 10 50. 90 100. 00 46. 38 53. 62 100. 00 43. 05 56. 95 100. 00 SYꢁ1 40 给ꢀ 矿 铝粗精矿 尾矿 SYꢁ1 60 18. 24 11. 78 8. 64 给ꢀ 矿 铝粗精矿 尾矿 SYꢁ1 80 17. 09 11. 80 8. 46 给ꢀ 矿 铝粗精矿 尾矿 SYꢁ1+SYꢁ2 SYꢁ1+SYꢁ2 SYꢁ1+SYꢁ2 60+150 60+200 60+250 18. 66 11. 72 8. 17 给ꢀ 矿 铝粗精矿 尾矿 18. 97 11. 76 8. 16 给ꢀ 矿 铝粗精矿 尾矿 18. 13 11. 88 给ꢀ 矿 2 . 4ꢀ 脱硫脱硅浮选闭路试验 在条件试验的基础上,确定采用图 4 流程进行脱 硫的影响,同时减少了铝土矿细泥对脱硅的影响。 闭 路试 验 获 得 了 硫 品 位 为 33. 72% 、 Al2 O3 品 位 为 15. 96% 、SiO2 品位为4. 98% 、硫回收率为75. 16% 的硫 精矿,Al2 O3 品位为 61. 13% 、SiO2 品位为 7. 39% 、铝硅 比为 8. 27、Al2 O3 回收率为 79. 64% 的铝土矿精矿。 硫脱硅浮选闭路试验,结果见表 9。 由表 9 可知:采用脱硫精扫选尾矿单独进行脱硅 浮选流程,消除了脱硫过程中夹带的易浮铝土矿对脱 · 73· 总第 470 期ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ 金ꢀ ꢀ 属ꢀ ꢀ 矿ꢀ ꢀ 山ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ 2015 年第 8 期 表 8ꢀ 正浮选脱硅 APꢁ1+APꢁ2 用量试验结果 Table 8ꢀ Test results on dosage of AP-1+AP-2 for desilication direct flotation APꢁ1+ APꢁ2 用量 作业 产率 品位/ % 作业回收率/ % 产ꢀ 品 铝硅比 / % Al2 O3 SiO2 Al2 O3 SiO2 / (g/ t) 铝粗精矿 67. 94 62. 06 8. 26 7. 51 74. 76 024+256 尾ꢀ 矿 32. 06 44. 41 19. 24 2. 31 25. 24 47. 64 52. 36 1 1 1 1 1 1 给ꢀ 矿 100. 00 56. 40 11. 78 4. 79 100. 00 100. 00 铝粗精矿 71. 56 61. 53 8. 58 7. 17 78. 18 51. 99 48. 01 280+420 尾ꢀ 矿 28. 44 43. 21 19. 94 2. 17 21. 82 给ꢀ 矿 100. 00 56. 32 11. 81 4. 77 100. 00 100. 00 铝粗精矿 72. 13 61. 13 8. 93 6. 85 78. 19 54. 31 45. 69 280+320 尾ꢀ 矿 27. 87 44. 12 19. 44 2. 27 21. 81 给ꢀ 矿 100. 00 56. 39 11. 86 4. 75 100. 00 100. 00 铝粗精矿 73. 09 60. 17 9. 04 6. 66 78. 27 55. 85 44. 15 333+267 尾ꢀ 矿 26. 91 45. 64 19. 41 2. 35 21. 73 给ꢀ 矿 100. 00 56. 26 11. 83 4. 76 100. 00 100. 00 铝粗精矿 72. 07 59. 54 9. 16 6. 50 78. 24 56. 28 43. 72 372+228 尾ꢀ 矿 27. 93 47. 87 18. 36 2. 61 21. 76 给ꢀ 矿 100. 00 56. 28 11. 73 4. 80 100. 00 100. 00 铝粗精矿 79. 62 58. 36 9. 23 6. 32 82. 64 62. 28 37. 72 536+384 尾ꢀ 矿 20. 38 47. 91 21. 84 2. 19 17. 36 给ꢀ 矿 100. 00 56. 23 11. 80 4. 77 100. 00 100. 00 铝粗精矿 80. 69 57. 81 9. 77 5. 92 82. 88 66. 19 33. 81 1 792+448 尾ꢀ 矿 19. 31 49. 89 20. 85 2. 39 17. 12 给ꢀ 矿 100. 00 56. 28 11. 91 4. 73 100. 00 100. 00 3 ꢀ 结ꢀ 语 ( 1)贵州某低品位含硫铝土矿为一水硬铝石型 铝土矿,主要含硅矿物为高岭石、绿泥石、伊利石,主 要含硫矿物为黄铁矿。 矿物间共生关系密切,相当一 部分嵌布粒度极细,选矿难度较大。 ( 2)采用 1 次磨矿脱硫脱硅浮选工艺,闭路试验 图 4ꢀ 脱硫脱硅浮选闭路试验流程 Fig. 4ꢀ Flowsheet of desulfurization and desilication closed circuit flotation test 获 得了硫品位为33. 72% 、Al2 O3 品位为15. 96 % 、 表 9ꢀ 脱硫脱硅浮选闭路试验结果 Table 9ꢀ Results of desulfurization and desilication closed circuit flotation test 产ꢀ 率 品位 / % 回收率/ % 产ꢀ 品 铝硅比 / % Al2 O3 61. 06 62. 37 61. 13 15. 96 40. 88 54. 54 SiO2 S Al2 O3 75. 47 4. 17 SiO2 S 铝土矿精矿 1 铝土矿精矿 2 精矿合计 硫精矿 67. 41 3. 65 7. 38 7. 67 0. 25 0. 27 0. 25 33. 72 0. 56 1. 31 8. 27 8. 13 8. 27 3. 20 1. 81 4. 83 44. 10 2. 48 12. 87 0. 75 71. 06 2. 92 7. 39 79. 64 0. 86 46. 58 1. 29 13. 62 75. 16 11. 22 100. 00 4. 98 尾ꢀ 矿 26. 02 100. 00 22. 60 11. 28 19. 50 100. 00 52. 13 100. 00 原ꢀ 矿 SiO2 品位为 4. 98% 、硫回收率为 75. 16% 的硫精矿, Al2 O3 品位为 61. 13% 、SiO2 品位为 7. 39% 、铝硅比为 参ꢀ 考ꢀ 文ꢀ 献 [ 1]ꢀ 孙志伟,鹿爱莉. 我国铝土矿资源开发利用现状、问题与对策 J]. 中国矿业,2008,17(5):13-15. 8 . 27、Al2 O3 回收率为 79. 64% 的铝土矿精矿。 实现 [ 了该铝土矿石的有效分选,对同类型铝土矿开发具有 借鉴意义。 Sun Zhiwei,Lu Aili. Status quo and issue and countermeasures of bauxite exploitation in our country [ J]. China Mining Magazine, · 74· ꢀ ꢀ ꢀ 任少峰等:贵州某低品位含硫铝土矿石选矿试验ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ ꢀ 2015 年第 8 期 2 008,17(5):13-15. sulfur bauxite[J]. Metal Mine,2012(1):108-110. [8]ꢀ 李长凯. 提高高硫铝土矿脱硫效率的基础研究[ D]. 长沙:中南 大学,2011. [ 2] ꢀ 刘家瑞,刘祥民. 应用选矿—拜耳法工艺处理一水硬铝石型中 低品位铝土矿生产氧化铝的工业实践[ J]. 轻金属,2005(4): 1 1-14. Li Changkai. Investigation on Desulfurization Efficiency of High-sul- fur Bauxite[D]. Changsha:Central South University,2011. [9] ꢀ 曾克文,刘俊星,周ꢀ 凯,等. 低铝硅比铝土矿选矿试验研究 [J]. 有色金属:选矿部分,2008(5):1-4. Liu Jiarui, Liu Xiangmin. Application of treating middle and low grade bauxite by ore dressing Bayer Process in alumina production [ J]. Light Metals,2005(4):11-14. 3]ꢀ 刘水红,方启学. 铝土矿选矿脱硅技术研究现状述评[J]. 矿冶, 004,13(4):24-29. [ [ [ Zeng Kewen,Liu Junxing,Zhou Kai,et al. Mineral dressing test re- search of bauxite with low alumina silica ratio[J]. Nonferrous Met- als:Mineral Processing Section,2008(5):1-4. 2 Liu Shuihong,Fang Qixue. 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