山西岢嵐鋁土礦選礦試驗研究

張 坤，郭珍旭，方 霖，衛(wèi) 敏，劉長淼

（1.中國地質科學院鄭州礦產綜合利用研究所，河南 鄭州450006；2.國土資源部多金屬礦評價與綜合利用重點實驗室，河南 鄭州450006）

我國鋁土礦資源主要為沉積型一水硬鋁石型鋁土礦，礦石特點是鋁、硅含量高，鋁硅比較低，且貧礦資源比重較大，截至2008年底，我國鋁土礦保有資源儲量30.56億t，其中鋁硅比在3～7間的貧礦保有資源儲量為13.18億t，約占43%，鋁硅比小于9的礦石占81.38%［1－2］。為了有效利用我國大量的中低品位的鋁土礦，常用的辦法是采用選冶聯(lián)合方法，即通過選礦的方法預先脫除部分硅質脈石以提高鋁硅比，再采取先進的拜耳法（或石灰拜耳法）工藝生產氧化鋁，經改良的石灰拜耳法對原料鋁硅比的要求可下降至7左右，大大降低了鋁土礦選礦的難度［3－4］。

一水硬鋁石型鋁土礦中有用礦物一水硬鋁石的硬度較大，比較難磨；脈石礦物以鋁硅酸鹽礦物為主，硬度小，易泥化［5］，因此采用選擇性磨礦的方法可以預先分離出一部分高鋁硅比的精礦。目前對于細粒級鋁土礦降硅提鋁的主要方法是浮選脫硅，其中正浮選應用最廣［5－7］。采用選擇性磨礦，可以獲得粗粒的鋁土礦精礦，不僅滿足了氧化鋁冶金工業(yè)對原料粒度的要求，而且提高了生產效率，降低了成本，消除或者減少了粗粒級沉槽現(xiàn)象，再結合正浮選脫硅工藝，強化對細粒鋁土礦的回收，可以取得較好的綜合效果［5－6］。

山西岢嵐鋁土礦品位較低，但儲量豐富，開發(fā)利用潛力較大。筆者以山西岢嵐低品位鋁土礦為研究對象，經過多種實驗方案探索研究，以期為該鋁土礦的開發(fā)利用提供技術支撐。

1 原礦性質

原礦的主要化學成分分析結果見表1，礦石中主要礦物組成與含量見表2，原礦（－2mm）粒度篩析結果見表3。

表1 原礦化學分析結果／%

表2 礦石中主要礦物組成與含量／%

表3 原礦篩析各粒級化學分析結果／%

由表1可知，原礦中主要有用元素為鋁，雜質元素以硅、鈦、硫、鐵為主。由表2可知，主要有用礦物為一水硬鋁石，主要含硅脈石礦物為高嶺石、伊利石、石英等。礦石中硅、鋁含量較高，因此該礦主要選礦工作內容是降硅、提高鋁硅比。由表3可知，該礦樣的中間粒級（0.15～0.074mm）含量較少，主要集中在粗粒級和細粒級。由各粒級的化學分析結果可知，粗粒級樣品的鋁硅比較高，說明該鋁土礦存在選擇性磨礦獲取粗粒精礦的可能，選擇合適的磨礦方式，將有助于獲得一部分鋁硅比較高的粗粒級精礦。

2 選礦試驗研究

根據原礦性質的研究結果，擬通過選擇性磨礦預先富集粗粒級精礦，然后對細粒級的鋁土礦則采用正浮選的方法加以分離。

2.1 選擇性磨礦實驗

2.1.1 磨礦時間條件試驗

為了探究選擇性磨礦對該鋁土礦的分選效果，首先考察了不同磨礦時間下鋁土礦的磨礦效果。試驗中磨礦濃度控制為66.7%，磨礦時間分別控制為5min、7min、8min和10min，對磨礦產品進行篩分分級，粒度控制為0.1mm，磨礦時間對＋0.1mm粒級產品的鋁硅比和氧化鋁回收率的影響如圖1所示。

圖1 磨礦時間對＋0.1mm產品鋁硅比和氧化鋁回收率的影響關系

由圖1可知，隨著磨礦時間的增加，＋0.1mm粒級的氧化鋁回收率從50.67%下降到35.50%，鋁硅比則從7.69提高到9.34，磨礦產品中的粗粒產品（＋0.1mm）的氧化鋁回收率較高，粗粒產品的鋁硅比有很大提高。當磨礦時間為8min時，＋0.1mm粒級氧化鋁回收率為44.24%，鋁硅比為8.76，達到了拜耳法生產氧化鋁合格精礦的標準，因此確定磨礦時間為8min。

2.1.2 磨礦濃度條件試驗

在上述試驗結果的基礎上，繼續(xù)考察了不同磨礦濃度對該鋁土礦的磨礦效果。磨礦濃度分別控制為54.5%、60%、66.7%和70.5%。不同磨礦濃度對＋0.1mm磨礦產品的鋁硅比和氧化鋁回收率的影響見圖2。

由圖2可知，隨著磨礦濃度的增加，磨礦產品中＋0.1mm粒級產品的氧化鋁回收率增大，但鋁硅比則先增加后減小。當磨礦濃度分別為66.7%和70%時，均可獲得鋁硅比大于8，氧化鋁回收率大于40%的合格粗精礦，而當濃度為66.7%時的鋁硅比稍高一些，因此選擇磨礦濃度為66.7%較為適宜。綜上所述，確定磨礦時間為8min，磨礦濃度為66.7%，此時磨礦細度－0.1mm含量62.67%。

2.2 鋁土礦正浮選試驗

在選擇性磨礦的基礎上，采用自制的改性捕收劑ZMC－3，在磨礦細度－0.1mm含量62.67%的條件下，進行－0.1mm級別樣品的浮選條件試驗。

2.2.1 粗選捕收劑種類探索試驗

正浮選法是鋁土礦物理選礦的主要方法之一［5－7］。試驗中采用正浮選方法，探索不同捕收劑油酸、ZMC－3和ZMC－8對細粒級鋁土礦的浮選效果。其中ZMC－3和ZMC－8為各種植物油酸的改性產物。浮選試驗流程及工藝條件見圖3，試驗結果見圖4。

圖2 磨礦濃度對＋0.1mm產品鋁硅比和氧化鋁回收率的影響關系

圖3 粗選捕收劑種類探索試驗流程

由圖4可知，當新型捕收劑ZMC－3的用量為800g／t時，只經過一道粗選，精礦的鋁硅比就可以達到8以上，回收率為35.99%，說明新型捕收劑ZMC－3的浮選效果最好，而且可以兼顧精礦鋁硅比和回收率。因此，確定ZMC－3為后續(xù)試驗的捕收劑。

2.2.2 粗選捕收劑ZMC－3用量試驗

在上述實驗的基礎上，為了考察捕收劑ZMC－3用量對選別指標的影響，開展ZMC－3用量試驗，試驗結果見圖5。

圖4 粗選捕收劑種類探索試驗結果

圖5 粗選捕收劑ZMC－3用量對精礦產品鋁硅比及氧化鋁回收率的影響

由圖5可知，隨著新型捕收劑ZMC－3用量的增加，氧化鋁回收率逐漸增加，而鋁硅比卻在逐漸下降。當ZMC－3用量分別為700g／t和800g／t時，粗精礦鋁硅比都大于8，滿足石灰拜耳法的精礦要求，而當其用量增大到1000g／t時，粗精礦鋁硅比下降到6.88，降幅十分明顯。兼顧考慮氧化鋁的回收率，故選擇粗選捕收劑ZMC－3的用量為800g／t。

2.2.3 調整劑選擇試驗

在鋁土礦正浮選體系中，調整劑的選擇十分重要，常用的調整劑有六偏磷酸鈉和水玻璃［8－9］。本實驗在磨礦細度－0.1mm含量62.67%，粗選捕收劑ZMC－3為800g／t的條件下，探索常用的調整劑六偏磷酸鈉和水玻璃以及一種新型調整劑ZMD－1對此鋁土礦浮選效果的影響，試驗結果見圖6。

由圖6實驗結果可知，采用水玻璃可以在回收率差別不大的情況下，獲得鋁硅比9.09的精礦，遠遠優(yōu)于另外兩個指標。因此，選用水玻璃為調整劑，初步確定用量為800g／t。

2.2.4 正浮選閉路試驗

在以上各試驗因素最佳條件的基礎上，進行大量的探索試驗，最終確定如圖7所示的全閉路流程試驗，試驗結果見表4。

圖6 調整劑選擇試驗結果

表4 閉路試驗結果

圖7 閉路試驗流程圖

由閉路試驗的結果可知，粗粒級精礦產品的氧化鋁品位為55.35%，二氧化硅品位為6.65%，鋁硅比為8.32，氧化鋁回收率為43.50%；浮選精礦的氧化鋁品位為61.27%，二氧化硅品位為5.48%，鋁硅比為11.18，氧化鋁回收率為29.10%；混合精礦產品的氧化鋁品位為57.58%，二氧化硅品位為6.21%，鋁硅比可達9.27，氧化鋁總回收率為72.60%。

3 結 論

1）原礦中主要有用礦物為一水硬鋁石；脈石礦物主要為高嶺石、伊利石、石英等，礦石中有用礦物品位較低。

2）選擇性磨礦試驗結果表明，當磨礦時間為8 min，磨礦濃度為66.7%時，＋0.1mm粒級的產率為37.33%，氧化鋁回收率為44.24%，鋁硅比為8.76，粗粒級產品可以作為石灰拜耳法生產氧化鋁的合格精礦。

3）鋁土礦正浮選條件試驗結果表明，捕收劑ZMC－3的選擇性和捕收能力更強，適宜作為本次樣品的捕收劑。獲得適宜的藥劑用量ZMC－3為800g／t，水玻璃為800g／t。

4）采用選擇性磨礦富集粗粒級—新藥捕收劑ZMC－3浮選細粒級有用礦物的工藝，獲得的混合精礦產品的氧化鋁品位為57.58%，二氧化硅品位為6.21%，鋁硅比可達9.27，氧化鋁總回收率為72.60%。該研究為山西岢嵐鋁土礦的開發(fā)提供了良好的技術依據。

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