CN101176863A - 一种铝硅矿物选矿分离的方法 - Google Patents
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Abstract
一种铝硅矿物选矿分离的方法，涉及一种一水硬铝石型铝土矿浮选脱硅的方法。其特征在于是将原铝硅矿物磨矿后直接进行粗选，浮出的泡沫作为精矿产品或进入精选；将粗选底流进行分级，粗粒级进入二段磨矿，磨矿产物返回粗选；细粒级进入扫选作业；精选底流、扫选泡沫顺序返回前一作业。本发明的方法解决了磨矿与入选矿浆合理粒级分布问题，精矿微细粒级大大减少，粗粒级增加，解决了过滤产品水分高的问题。
Description
技术领域
一种铝硅矿物选矿分离的方法，涉及一种一水硬铝石型铝土矿浮选脱硅的方法。
技术背景
随着我国铝工业的高速发展，优质铝土矿资源日益减少将严重影响我国氧化铝工业的可持续发展。应用经济合理的选矿方法提高铝土矿品位，除去一水硬铝石型铝土矿中的有害铝硅酸盐杂质，是解决该问题行之有效的途径。目前，铝土矿的正浮选脱硅技术和工艺已相对成熟，其技术关键体现在铝土矿磨矿后的粗细粒级的处理方式上。其中，将原矿磨矿后分级的粗粒直接作为精矿、细粒进入浮选的工艺，粗粒精矿品位偏低，且由于入选矿石品位波动会明显影响综合精矿品位；同时，粗粒矿物的分离，造成参与浮选作业的细粒级矿物的矿浆浓度偏低，使实际入选矿石单位耗药量大，泡沫发粘、难碎，泡沫流动性差；在粗细粒级全闭路浮选工艺流程中，铝土矿需要细磨，能耗高、磨机产能小，加上粗细粒级表面性质差异，造成粗粒沉槽严重，尾矿品位高，回收率低，产品脱水困难；在尾矿再分级流程中，工艺流程非常复杂，尾矿难于沉降，回水利用率低。况且铝土矿中目的矿物一水硬铝石较脉石矿物的密度大、性脆，加上设备分级效率不高，多次循环磨矿，易于过磨，造成磨矿机生产能力下降、能耗上升，选矿成本加大；而且，过磨而产生的矿泥，对选别、产品脱水、尾矿沉降造成很大困难。总之，磨矿与入选矿浆的粒级分布是正浮选必须解决的关键问题，正浮选工业生产中存在的系列的问题，与矿浆的粒级组成有很大的关系。
发明内容
本发明的目的就是针对上述已有技术存在的不足，提供一种能使入选矿浆的粒级分布合理、有效降低选矿成本、提高浮选回收率的铝硅矿物选矿分离的方法。
本发明的目的是通过如下技术方案实现的。
一种铝硅矿物选矿分离的方法，其特征在于是将原铝硅矿物磨矿后直接进行粗选，浮出的泡沫作为精矿产品或进行精选；将粗选底流进行分级，粗粒级进入二段磨矿，磨矿产物返回粗选；细粒级进入扫选作业；精选底流、扫选泡沫顺序返回前一作业。
本发明的一种铝硅矿物选矿分离的方法，其特征在于所述的原矿磨矿过程，其磨矿细度为小于0.074mm含量为30％-80％。
本发明的一种铝硅矿物选矿分离的方法，其特征在于所述的粗选过程，当粗选泡沫的铝硅比大于等于8.5时，浮选泡沫作为精矿。
本发明的一种铝硅矿物选矿分离的方法，其特征在于所述的粗选过程，当粗选泡沫的铝硅比小于8.5时，粗选泡沫再进行1-2次精选，最后一次精选作业泡沫作为精矿产品，各次精选底流顺序返回到前一作业。
本发明的一种铝硅矿物选矿分离的方法，其特征在于所述的粗选底流经过分级，细粒进行扫选，粗粒进入二段磨矿。
本发明的一种铝硅矿物选矿分离的方法，其特征在于所述的分级过程，分级后细粒小于0.074mm含量为80％-100％。
本发明的一种铝硅矿物选矿分离的方法，其特征在于所述的粗粒进入二段磨矿后，排矿产物返回到粗选。
本发明的一种铝硅矿物选矿分离的方法，其特征在于所述的二段磨矿过程，磨矿细度为小于0.074mm含量为30％～90％。
本发明的一种铝硅矿物选矿分离的方法，其特征在于所述的细粒进行扫选，当扫选底流铝硅比小于等于1.2，扫选泡沫返回到粗选，底流作尾矿排放。
本发明的一种铝硅矿物选矿分离的方法，其特征在于所述的细粒进行扫选，当扫选底流铝硅比大于1.2，再进行2-3次扫选，扫选泡沫依次顺序返回前一作业，最后一次扫选底流作尾矿排放。
本发明的一种铝硅矿物选矿分离的方法，其特征在于所述的原矿磨矿过程，磨矿设备可采用球磨机、棒磨机或自磨机；分级设备为振动筛、水力旋流器、胡基圆锥分级机等。
本发明方法采用降低一段磨矿细度，减少了合格粒级在磨机中的循环次数，避免了目的矿物的过磨和大量脉石矿物的微细粒级的产生，降低了选矿成本；粗磨后的矿浆，采用浮选设备进行快速浮选，将矿浆中的合格粒级快速浮出，而且大量的微泡能够将矿化完全的品位较高的粗粒矿物及富集合体“拱抬”浮出，减轻了过磨，节省了磨矿能耗，提高了有价矿物的回收率；粗选泡沫产品如果品位不高，就进行一次或两次精选，保证精矿的品质；粗选底流进入分级装备，细粒级进入扫选作业，控制了尾矿的粗粒级含量，降低了尾矿品位，保证了选别指标；精矿微细粒级大大减少，粗粒级增加，有利于沉降和产品脱水，过滤产品水份低，与拜尔法溶出要求粒度较粗、低水份的精矿相一致。
本发明的方法解决了磨矿与入选矿浆合理粒级分布问题，精矿微细粒级大大减少，粗粒级增加，解决了过滤产品水份高的问题。
附图说明
图1本发明的方法的原则工艺流程图。
具体实施方式
一种铝硅矿物选矿分离的方法，将原铝硅矿物进入一段磨矿机进行粗磨，粗磨矿浆经与选矿药剂作用后进入到浮选设备进行粗选；浮出的泡沫产品或作为精矿产品，或进入进行一次或两次精选，最后一次精选作业泡沫作为最终精矿，精选作业底流依次顺序返回；粗选底流进入分级装备，粗粒级进入二段磨矿，细粒级进入扫选作业；二段磨矿排矿产品返回粗选作业；扫选作业可以是一次扫选也可以是多次扫选，最后一次扫选底流作为尾矿排出，扫选泡沫依次顺序返回，第一次扫选泡沫返回粗选作业。
下面结合实例对本发明的方法作进一步的说明。
实施例1
以山西晋南低品位铝土矿为试验矿样，其化学组分见表1，矿物组成见表2。
表1 山西晋南低品位铝土矿化学组分
| 化学组分 | Al2O3 | SiO2 | Fe2O3 | TiO2 | K2O | Na2O | CaO | MgO |
| 含量％ | 60.58 | 13.99 | 4.68 | 2.71 | 0.33 | 0.10 | 0.71 | 0.15 |
表2 山西晋南低品位铝土矿物相组成
| 物相 | 一水硬铝石 | 伊利石 | 高玲土 | 赤铁矿 | 方解石 | 金红石 | 锐钛矿 |
| 含量％ | 60.1 | 4.7 | 24.6 | 4.7 | 1.8 | 0.9 | 1.3 |
工艺设备：一段磨矿采用格子型球磨机，粗选设备为微泡浮选机，二段磨矿采用溢流型磨矿机，分级装备为水力旋流器。
工艺流程：见工艺原则流程图(附图1)，采用两次精选、两次扫选流程。
工艺参数：一段磨矿细度为40.7％，二段磨矿细度为65.5％，分级细粒级-0.074mm含量为98％，药剂制度为常规的正浮选药剂制度。
工艺指标：见表3。
表3 实例1浮选指标
| 产品 | Al2O3(％) | SiO2(％) | A/S | 产率％ | 回收率％ |
| 原矿精矿尾矿 | 60.5867.9139.16 | 13.996.3436.35 | 4.3310.711.08 | 100.0074.5025.50 | 100.0083.5216.48 |
由表3可知，通过发明专利工艺指标的选别，获得精矿铝硅比10.71，产率为74.5％的良好指标。
对精矿进行了进行了筛分，筛分结果见表4。
表4 实例1精矿筛分分析
| 粒级(mm) | 产率(％) | |
| 部分 | 累计 | |
| +0.15-0.15+0.106-0.106+0.074-0.074+0.038-0.038+0.021-0.021合计 | 0.453.8612.7332.4423.7926.73100.00 | 0.454.3117.0449.4873.27100.00100.00 |
由表4可知，精矿中-21μm含量仅为26.73％，-38μm含量为50.52％，而常规工艺流程精矿-21μm含量为40％左右，较大幅度的降低了精矿中的细粒级，为快速沉降和产品脱水打下了良好的基础。
实施例2
以山西晋南低品位铝土矿为试验矿样，矿样性质见表1、表2。
工艺设备：一段磨矿采用格子型球磨机，粗选设备为充气式机械搅拌浮选机，二段磨矿采用溢流型磨矿机，高效分级装备为水力旋流器。
工艺流程：见工艺原则流程图(附图1)，采用两次精选、两次扫选流程。
工艺参数：一段磨矿细度为77.23％，二段磨矿细度为88.69％，高分级细粒级-0.074mm含量为90.0％，药剂制度为常规的正浮选药剂制度。
工艺指标：见表5。
表5 实例2浮选指标
| 产品 | Al2O3(％) | SiO2(％) | A/S | 产率％ | 回收率％ |
| 原矿精矿尾矿 | 60.5867.6940.23 | 13.997.0433.88 | 4.339.621.19 | 100.0074.1125.89 | 100.0082.8117.19 |
由表5可以看出，改变了某些工艺参数和粗选浮选机，采用发明专利的流程，获得了产率为74.11％，铝硅比为9.62的良好指标，较微泡浮选机指标稍差，主要原因可能是细度较细，机械夹杂严重，泡沫结构也没有微泡浮选机好的原因所致。对精矿进行了筛析，筛析结果见表6。
表6 实例2精矿筛分分析
| 粒级(mm) | 产率(％) | |
| 部分 | 累计 | |
| +0.15-0.15+0.106-0.106+0.074-0.074+0.038-0.038+0.021 | 0.042.5712.6931.5322.06 | 0.042.6115.346.8368.89 |
| -0.021合计 | 31.11100.00 | 100.00100.00 |
由表6可以看出，精矿粗粒级较实例1有所减少，细粒级增加，但也比常规浮选工艺的精矿粒级分布改善了很多。
实施例3
以山西晋南低品位铝土矿为试验矿样，矿样性质见表1、表2。
工艺设备：一段磨矿采用格子型球磨机，粗选设备为浮选柱，二段磨矿采用溢流型磨矿机，分级装备为振动筛。
工艺流程：见工艺原则流程图(附图1)，采用两次精选、两次扫选流程。
工艺参数：一段磨矿细度为62.4％，二段磨矿细度为71.2 3％，分级细粒级-0.074mm含量为95％，药剂制度为常规的正浮选药剂制度。
工艺指标：见表7。
表7 实例3浮选指标
| 产品 | Al2O3(％) | SiO2(％) | A/S | 产率％ | 回收率％ |
| 原矿精矿尾矿 | 60.5867.9839.29 | 13.996.7734.76 | 4.3310.041.13 | 100.0074.2125.79 | 100.0083.2716.73 |
对精矿进行了筛析，筛析结果见表8。
表8 实例3精矿筛分分析
| 粒级(mm) | 产率(％) | |
| 部分 | 累计 | |
| +0.15-0.15+0.106-0.106+0.074-0.074+0.038-0.038+0.021-0.021合计 | 0.574.3214.1731.9923.1125.84100.00 | 0.574.8919.0651.0574.16100.00100.00 |
实施例4
以河南巩义低品位铝土矿为试验矿样，矿样性质见表9。
表9 河南巩义某矿样化学组分
| 化学组分 | Al2O3 | SiO2 | Fe2O3 | TiO2 | K2O | Na2O | CaO | A/S |
| 含量％ | 61.02 | 12.93 | 6.47 | 3.04 | 0.78 | 0.53 | 0.68 | 4.72 |
工艺设备：一段磨矿采用格子型球磨机，粗选设备为微泡浮选机，二段磨矿采用溢流型磨矿机，分级装备为水力旋流器。
工艺流程：见工艺原则流程图(附图1)，采用一次精选、两次扫选流程。
工艺参数：一段磨矿细度为50.16％，二段磨矿细度为65.73％，分级细粒级-0.074mm含量为97.24％，药剂制度为常规的正浮选药剂制度。
工艺指标：见表10。
表10 实例4浮选指标
| 产品 | Al2O3(％) | SiO2(％) | A/S | 产率％ | 回收率％ |
| 原矿精矿尾矿 | 61.0267.1139.76 | 12.936.7434.54 | 4.729.961.15 | 100.0077.7322.27 | 100.0085.4914.51 |
对精矿进行了筛析，筛析结果见表11。
表8 实例11精矿筛分分析
| 粒级(mm) | 产率(％) | |
| 部分 | 累计 | |
| +0.15-0.15+0.106-0.106+0.074-0.074+0.038-0.038+0.021-0.021合计 | 1.034.3914.6130.9424.3624.67100.00 | 1.035.4220.0350.9775.33100.00100.00 |
Claims (10)
1.一种铝硅矿物选矿分离的方法，其特征在于将原铝硅矿物磨矿后直接进行粗选，浮出的泡沫作为精矿产品或进行精选；将粗选底流进行分级，粗粒级进入二段磨矿，磨矿产物返回粗选；细粒级进入扫选作业；精选底流、扫选泡沫顺序返回前一作业。
2.根据权利要求1所述的一种铝硅矿物选矿分离的方法，其特征在于所述的原矿磨矿过程，其磨矿细度为小于0.074mm含量为30％-80％。
3.根据权利要求1所述的一种铝硅矿物选矿分离的方法，其特征在于所述的粗选过程，当粗选泡沫的铝硅比在大于等于8.5时，浮选泡沫作为精矿。
4.根据权利要求1所述的一种铝硅矿物选矿分离的方法，其特征在于所述的粗选过程，当粗选泡沫的铝硅比小于8.5时，粗选泡沫再进行1-2次精选，精选底流顺序返回前一作业，最后一次精选泡沫作为精矿产品。
5.根据权利要求1所述的一种铝硅矿物选矿分离的方法，其特征在于所述的粗选底流经过分级，细粒进行扫选，粗粒进入二段磨矿。
6.根据权利要求1所述的一种铝硅矿物选矿分离的方法，其特征在于所述的分级过程，分级后细粒级小于0.074mm含量为80％-100％。
7.根据权利要求1所述的一种铝硅矿物选矿分离的方法，其特征在于所述的粗粒进入二段磨矿后，排矿产物返回到粗选。
8.根据权利要求1所述的一种铝硅矿物选矿分离的方法，其特征在于所述的二段磨矿过程，其磨矿细度为小于0.074mm含量为30％～90％。
9.根据权利要求1所述的一种铝硅矿物选矿分离的方法，其特征在于所述的细粒进行扫选，当扫选底流铝硅比小于等于1.2，扫选泡沫返回到粗选，底流作尾矿排放。
10.根据权利要求1所述的一种铝硅矿物选矿分离的方法，其特征在于所述的细粒进行扫选，当扫选底流铝硅比大于1.2，再进行2-3次扫选，扫选泡沫顺序返回前一作业，最后一次扫选底流作尾矿排放。
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- 2007-12-17 CN CNA2007101796545A patent/CN101176863A/zh active Pending
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