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我国铝土矿主要为岩溶型(沉积型铝土矿成因)

我国铝土矿主要为岩溶型(沉积型铝土矿成因) 一水硬铝石型堆积铝土矿的分支浮选

黄胡张龙凤

分支浮选是将原矿矿浆分成几个分支,前一个的粗精矿加入下一个,与第二个分支的原矿一起粗选,提高原矿品位,逐步降低下一个的用量。

分支浮选最适合贫矿,在低品位黑钨矿泥浮选中取得了良好的效果[1]。但是原矿品位高的铝土矿选矿合适吗?怎么分支?二科浮选处方如何确定?这是本文要研究的问题。

样品为华南中部某矿区一水硬铝石型堆积铝土矿。主要矿物及其含量(%):一水硬铝石60.3,针铁矿13.0,赤铁矿7.5,高岭石13.7,锐钛矿2.0,三水铝石1.9,少量绿泥石、水云母和应时。一水硬铝石为微晶结构,结晶良好,粒度一般为0.048 ~ 0.0096 mm,原矿化学成分(%): Al2O3 56.17,SiO2 5.90,Fe2O3 19.64,TiO2 3.10,Ca 0.05,Mg 0.04,烧失量13.34,铝硅比9.52。

分支浮选的第一种试验方法与常规浮选试验相同。经过浮选脱硅试验[2],获得了一次分支浮选的最佳指标和配方:铝精矿产率为80.20%,Al2O3含量为62.30%,SiO2含量为4.09%,铝硅比为15.23,Al2O3回收率为88.19%。用量,g/t:碳酸钠2000,六偏磷酸钠325,腐植酸钠675,氧化石蜡皂1425。

(a)第一次浓缩的“负载”能力

由于精铝矿的产率高达80%,不能像产率小的贫矿那样,用等量的原矿加入第二支。为了确定合适的精矿加入量,即确定第二原矿与第一原矿的比例关系,并确定第二次浮选的用量,需要找出第一精矿(泡沫)的“装载”能力,即在适当的pH条件下,不加其他药剂,只加入第一精矿,从第二原矿浆中“装载”精矿的能力。实验按照图1进行。第二种原矿的用量分别是第一种原矿的1、2、3、4倍,其矿浆用碳酸钠调至合适的pH值(8 ~ 8.5)。在不添加其他化学品的情况下,添加的第一精矿可以在第二原矿中“装载”45%、42%、39%和30%的铝土矿

表1第一次浓缩的“负载”容量

第一个分支

原矿量

第一次粗精矿

第二个分支

原矿体积g

第二种浓缩物被“装载”

生产率

%

官阶

%

第一座原始矿山

Al2O3回收率%

等级%

铝硅比

第二种原矿

Al2O3回收率%

*来自第二种原矿

回收的Al2O3的量,g

氧化铝

二氧化硅

125

82.22

60.37

88.44

1×125

64.35

3.51

18.33

45.88

32.2

125

82.42

60.09

88.15

2×125

65.80

3.24

20.31

42.64

59.4

125

82.88

59.89

88.61

3×125

65.49

3.17

20.66

39.37

82.2

125

83.4

59.86

89.15

4×125

64.78

3.74

17.32

30.48

84.7

注*不包括第一次精矿中Al2O3的含量,假设所有第一次精矿将在第二次浮选中浮选出来。

图1第一次浓缩的“负载”容量测试

可以看出,第一精矿具有一定的“负载”能力,随着第二原矿的增加,Al2O3的“负载”量也明显增加,第二原矿为第一原矿的3倍为宜。这样,为了从二次原矿中收集剩余的55% ~ 70%的铝土矿,所需用量可以显著减少。

(2)二次浮选的用量

一次精矿的加入不仅带入了部分药剂,而且提高了二次矿石的品位,改变了二次矿浆的离子组成和泡沫结构,甚至浮选指标也可能得到提高[1]。

二次浮选加药量试验流程见图2。第一个浮选配方不变,用最陡斜率法(最陡爬坡法)寻求第二个最佳用量[3]。

▲1.因子试验设计和结果,使用24个因子并根据正交表L8安排试验。设计和测试结果见表2和表3。

▲表2各因素水平排列

A

(碳酸钠)

B

(六偏磷酸钠)

C

(腐植酸钠)

D

(氧化石蜡皂)

0个基点

2000

160

225

700

步长

200

20

25

100

高水平+

2200

一百八

250

八百

低水平-

1800

140

200

600

图2第二次浮选剂量试验

▲表3析因试验安排和结果

试验结果

A

B

C

AB型血

英亩

广告

D

产量%

等级%

铝硅比

Al2O3回收率%

氧化铝

二氧化硅

①基点

0

0

0

0

79.74

60.27

3.90

15.45

86.10

0

0

0

0

79.17

60.29

3.78

15.95

85.54

L8 ①

-

-

-

+

+

+

-

80.8

60.23

3.81

15.81

80.35

-

-

+

+

-

-

+

82.36

60.23

3.90

15.44

87.46

-

+

-

-

+

-

+

82.15

60.10

3.82

15.73

87.43

-

+

+

-

-

+

-

78.91

60.61

3.68

16.47

84.66

+

-

-

-

-

+

+

80.95

60.17

3.86

15.59

86.18

+

-

+

-

+

-

-

77.30

60.40

3..80

15.89

83.43

+

+

-

+

-

-

-

78.76

60.52

3.81

15.88

84.59

+

+

+

+

+

+

+

80.21

60.51

3.80

15.92

85.76

效果b

-1.49

-0.25

-0.81

0.62

0.02

0.01

1.9

2.当精矿的铝硅比大于15时,以Al2O3回收率为标准。

在中心(基点)布置两次重复试验估计试验误差,计算出各试验指标的标准差σ = 0.4%,回归系数的标准差σ b = 0.141。

t检验用于检验各种因素影响的显著性。根据T分布表,当自由度为8时,t0.05=2.306,Tσ b = 0.335。比较A、C、D的效应,B值(-分别为-1.49、-0.81和+1.9)均大于tσb值(0.335),说明A、C、D的效应显著,AB的交互作用明显。最佳综合条件为:A-、B-、C-和D+。

3.登山测试安排和结果

以最显著的因子D-氧化石蜡皂为单位步长,D的新步长为40g/吨,对应的A的新步长为60g/吨,C的新步长为5g/吨。以最佳条件A-D+800、B-140、C-200、D+800g/吨的起点为起点,继续爬升,各试点项目的条件和试验结果。

表4登山测试安排和结果

可以看出,先导⑩铝硅比为15.84,回收率为88.63%,达到了最佳区间,达到了常规浮选的标准(铝硅比为15.3,回收率为88.19%),即达到了“顶峰”。

(3)分支浮选与常规浮选的比较

一水硬铝石型堆积铝土矿分支浮选结果与常规浮选结果对比见表5。

表5分支浮选和常规浮选的结果比较

常规浮选[3]

分支浮选

原矿品位%

氧化铝

56.65

55.88

树枝

浮选

减少

使用

剂量

,%

二氧化硅

6.33

5.87

精矿产量%

80.20

82.92

精矿品位%

氧化铝

62.30

59.73

二氧化硅

4.09

3.77

铝硅比

15.23

15.87

Al2O3回收率%

88.19

88.63

化学品用量,克/吨

苏打

2000

1805

9.8

六偏磷酸钠

325

185

43.1

腐植酸钠

675

259

61.7

氧化石蜡皂

1425

980

31.2

可以看出,原矿浆分为两股,第一股占1/4,第二股占3/4,第一股精矿加入第二股。分支浮选与二次原矿矿浆一起进行,在铝硅比(15)和回收率(88%)与常规浮选相同的情况下,分支浮选用量(以原矿计)显著降低。

这说明分支浮选不仅对原矿品位低、精矿产量低的钨细泥有效,而且对原矿品位高、精矿产量大的铝土矿也有效。

参考

[1]中南矿冶研究总院,钨矿浆浓矿浆曝气搅拌分支粗选、异速分选和浮选新工艺试验,有色金属(选冶部分),1977年第12期。

[2]李龙凤,张国祥,黄,胡,一水硬铝石型堆积型铝土矿的脱硅除铁研究,中南矿业学院学报,1980,第4期.

[3]徐实,孟淑清,刘金华.选矿试验常用优化方法的比较与应用(续).有色金属(选矿与冶金),1979年第4期.

本文最初发表于《轻金属》1982年第2期第1页。&# 9786;

 

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