CN101249475A - 一种铝土矿浮选脱除石英的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明的涉及一种铝土矿浮选脱除石英的方法,其特征在于其过程是将杂质矿物为石英的含一水软铝石的三水铝石型铝土矿进行磨矿后,加入调整剂和有机胺类捕收剂,调节矿浆pH值至8.5-11.5,保持浮选体系的捕收剂浓度进行浮选,以石英为主的浮选泡沫或经分级后得到粗粒作为尾矿,停留在浮选槽中的含铝矿物作为精矿。本发明具有工艺简单、成本低廉、精矿粒度组成好、尾矿易于处理等优点。本发明分选了铝土矿中的石英杂质,扩大了可经济利用的铝土矿资源量,具有较好的应用前景。

Description

一种铝土矿浮选脱除石英的方法
技术领域
一种铝土矿浮选脱除石英的方法,涉及一种铝土矿的浮选方法,特别是杂质矿物为石英的含一水软铝石的三水铝石型低品位铝土矿分离脱除石英的浮选方法。
背景技术
拜尔法是氧化铝生产工艺中最为经济的方法,但随着铝土矿品位的下降,拜尔法生产氧化铝的碱耗、矿耗、能耗显著增加,从而经济性显著变差。当铝土矿原料的铝硅比小于6时,拜尔法工艺的经济性将受到严重挑战。随着优质铝土矿资源的减少,中、低铝硅比的铝土矿逐渐应用于生产氧化铝,采用洗矿或选矿的方法提高矿石的铝硅比,然后采用拜尔法生产氧化铝是经济有效利用中低品位铝土矿的有效途径,选矿—拜尔法已经逐渐成为中国生产氧化铝的主要途径。
中国在铝土矿的选矿技术开发上起步早,也拥有了大量技术和生产经验,但其选矿研究主要对象为一水硬铝石型铝土矿,其中的含硅矿物主要为高岭石、伊利石、叶腊石等,几乎不含石英杂质矿物。世界上的其它国家对铝土矿进行以脱出高岭石为主的选矿仅在70年代早期有少量研究,由于选矿技术难度大,存在的问题较多,国外铝土矿的选矿研究逐渐减少,最后以失败告终。随着氧化铝生产规模的扩大和迅速发展,世界其它氧化铝生产国也面临铝土矿资源告急的局面,矿石品位也急剧下降,急需对高硅铝土矿进行选矿,从而降低生产成本。但国外的铝土矿资源一般为三水铝石型铝土矿,并且常常含有少量需高温溶出的一水软铝石矿物,其主要含硅矿物为高岭石和石英等。当用于生产氧化铝的铝土矿同时含有一定量的一水软铝石和石英时,采用低温溶出工艺仅对三水铝石进行溶出,造成一水软铝石资源的不能利用而浪费,资源利用率低,矿耗高;而若采用高温溶出工艺使得一水软铝石也能够被溶出,这时原料中的石英会大量参与反应,杂质石英的溶出同时带走有用铝资源和造成碱耗和能耗的浪费,经济性同样非常差。因此,对于同时含有三水铝石和一水软铝石的铝土矿进行选矿去除石英的研究和生产具有非常重要的现实和经济意义。
在中国的铝土矿选矿技术中,主要可分为正浮选脱硅技术和反浮选脱硅技术,其中的正浮选脱硅技术是采用油酸等阴离子捕收剂对一水硬铝石目的矿物进行捕收成为泡沫产品,使得高岭石、叶腊石、伊利石几种硅酸盐含硅脉石矿物留在矿浆内而达到分离的目的的技术和工艺;其中的反浮选技术是采用季铵盐类等阳离子捕收剂对高岭石、叶腊石、伊利石几种硅酸盐含硅脉石矿物进行捕收成为泡沫,使得一水硬铝石目的矿物留在矿浆内而达到分离的目的的技术和工艺。澳大利亚等外国对于中低品位的铝土矿主要采用洗矿的方法脱除其中的矿泥,提高原料的铝硅比,但这种方法不能有效脱除原料中的石英等矿物,其原因是在通过磨矿制备氧化铝溶出料浆的粒度条件下,铝土矿中含有的石英矿物硬度大仍然难以成为微细矿泥,不能通过洗矿方式脱除;其中的少量微细石英矿物却和铝矿物共生或嵌布关系较为复杂,也不能通过洗矿达到脱除的目的。洗矿的方法只能除去粘附在铝土矿颗粒上的粘土等微细粒子。因此,为达到高效脱除含一水软铝石的三水铝石型铝土矿中的高含量的石英矿物,必须采用选矿的方法,进一步提高原矿品位从而提高氧化铝生产的经济性,并进一步提高资源利用率。
因而,最近几年中国研发的铝土矿选矿的正浮选脱硅技术和反浮选脱硅技术均不能满足和达到去除铝土矿中石英的目的,同时,综上也可看出,对含有石英的铝土矿的选矿研究尚属世界首次,难度非常大,意义却非常显著。
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,提供一种能有效地从含一水软铝石的三水铝石型铝土矿中脱除石英矿物杂质的铝土矿浮选脱除石英的方法。
本发明的目的是通过以下技术方案实现的。
一种铝土矿浮选脱除石英的方法,其特征在于其过程是将杂质矿物为石英的含一水软铝石的三水铝石型铝土矿进行磨矿后,加入调整剂和有机胺类捕收剂,调节矿浆pH值,保持浮选体系的捕收剂浓度进行浮选,以石英为主的浮选泡沫直接作为尾矿或对泡沫进行再分级后得到的底流作为尾矿,分级的溢流作为中矿返回浮选,停留在浮选槽中的含铝矿物作为精矿。
本发明的一种铝土矿浮选脱除石英的方法,其特征在于其杂质矿物为石英的含一水软铝石的三水铝石型铝土矿进行磨矿粒度为-0.074mm占30%-100%。
本发明的一种铝土矿浮选脱除石英的方法,其特征在于其浮选矿浆经过一次到两次粗选、零次或一次扫选、一次到三次精选的浮选工艺,浮选作业的总时间为15-80分钟。
本发明的一种铝土矿浮选脱除石英的方法,其特征在于其调整剂为磷酸盐或含羧酸根盐类的一种或几种,调整剂直接加入到磨矿工艺或磨矿产品中,调整剂用量为100-4000g/t原矿。
本发明的一种铝土矿浮选脱除石英的方法,其特征在于其浮选捕收剂为有机胺类的一种或几种,有机胺类包括伯胺、仲胺、叔胺、多胺、醚胺。
本发明的一种铝土矿浮选脱除石英的方法,其特征在于是采用氢氧化钠调节浮选矿浆pH值至8.5-11.5,也可配合使用碳酸钠调节浮选矿浆pH值,其中碳酸钠占氢氧化钠总重量的0%-50%。
本发明的一种铝土矿浮选脱除石英的方法,其特征在于浮选过程多次分散加入捕收剂以稳定保持浮选体系的捕收剂浓度为1×10-5-1×10-3mol/L。
本发明提出了一种从含有一水软铝石的三水铝石型铝土矿中分选石英脉石矿物的方法,工艺流程简单、高效、易于操作。采用胺类捕收剂反浮选分离石英有效去除原矿中的石英杂质,符合“浮少抑多”的浮选原则,经济技术指标良好,具有流程简单,药剂消耗低,浮选成本低的优点。
本发明成功的解决了铝土矿中石英的分选问题,大大提高了富含石英的高硅铝土矿的利用价值,保证了拜尔法生产氧化铝对原料的要求,降低了氧化铝生产的能耗、矿耗和碱耗。该发明对于富含石英的高硅铝土矿资源的综合利用具有重要的指导意义。
附图说明
图1为采用本发明的方法的一粗二精一扫的浮选工艺流程图;
图2为采用本发明的方法的一粗二精的浮选工艺流程图;
图3为采用本发明的方法的一粗二精的半开半闭的浮选工艺流程图;
图4为采用本发明的方法的一粗一精的浮选工艺流程图;
图5为采用本发明的方法的一粗一精尾矿分级的浮选工艺流程图。
具体实施方式
一种铝土矿浮选脱除石英的方法,是根据含石英矿物粒子在含有一水软铝石的三水铝石型铝土矿中的粒度嵌布特性及各矿物的物化性质,通过选择性磨矿技术使得三水铝石、一水软铝石等有用矿物与脉石矿物石英等产生高效的解离作用,在磨矿细度为-0.074mm占30%~100%时,其浮选矿浆的重量百分比浓度为5%-28%,在pH值8.5~11时,采用磷酸盐或含羧酸根盐类等的一种或几种、用量为100-4000g/t-原矿的调整剂,以胺类或其改性产品的一种或几种作为捕收剂,在捕收剂用量范围为50-1500g/t-原矿时,在浮选矿浆中通过多次分散加入少量捕收剂以保持浮选体系的捕收剂浓度为1×10-5-1×10-3mol/L,经过一次到两次粗选、零次或一次扫选、一次到三次精选的浮选工艺,并保持浮选作业的总时间为15-80分钟,以石英为主的泡沫产品作为尾矿,铝土矿停留在浮选槽中作为精矿,从而实现铝土矿和石英等之间采用浮选技术进行分离的目的。
下面结合实例对本发明作进一步的说明。
以澳大利亚昆士兰州北部的含一水软铝石的三水铝石型铝土矿为试验矿样,原矿中主要矿物含量见表1。
               表1澳大利亚铝土矿中主要矿物的含量(%)
Figure S2008101032305D00041
原矿Al2O354.37%,SiO212.80%,矿石铝硅比为4.25。矿石主要由形状规则或不规则的豆状颗粒组成,直径一般小于60mm,矿粒的外层是一圈铁质外壳,内部结构致密或含有小豆石。由工艺矿物学研究可知,三水铝石主要呈致密块状集合体、微粒分散状、鲕粒状、脉状等形态存在;一水软铝石以星点状形状分布在碎屑颗粒、豆鲕粒环带和岩石的胶结物之中,其大小一般为10微米左右,常常与三水铝石相互交生在一起形成有用矿物的富集合体;高岭石分布在三水铝石空隙和其表面上,或是和赤铁矿等铁质矿物交生在一起,嵌布关系较为复杂;石英主要是复杂嵌布于矿粒内部的致密状结构部分,晶体大小一般为0.002~0.7mm。
对于该类型的铝土矿进行了两种方法脱除其中的石英。
(1)洗矿—磨矿—浮选的联合脱硅法
对采自矿区的矿样,经过混匀、缩分后,采用1.18mm标准筛进行筛分试验,其中+1.18mm为洗精矿,洗矿后对粗粒精矿和细粒尾矿样品进行缩分、制样、送化学分析,试验指标见表2。
                  表2澳大利亚铝土矿洗矿工艺指标
Figure S2008101032305D00042
洗后的精矿主要是由较大颗粒的规则或是不规则的豆状颗粒组成,豆状颗粒的外壳是一层铁质矿物,石英主要分布在铁质外壳包含的致密状结构中。首先采用棒磨机或球磨机对铝土矿进行磨矿,在磨矿细度为-0.074mm占86%时,通过添加矿浆总重量的0.05%的氢氧化钠和矿浆总重量的5ppm的碳酸钠调整矿浆pH值至约9.5。
采用如附图1所示的一粗二精一扫的工艺流程,粗选加入100克/吨-原矿的六偏磷酸钠,加入100克/吨-原矿的十二胺盐酸盐,捕收剂分三次均匀加入,在浮选过程中每次间隔5min钟加入;扫选加入50克/吨-原矿的六偏磷酸钠,加入60克/吨-原矿的十二胺盐酸盐,捕收剂分四次均匀加入,在浮选过程中每次间隔5min钟加入,精选二得到泡沫产品作为尾矿,扫选的槽内产品作为精矿,其选矿产品指标见表3。
                表3澳大利亚洗精矿浮选脱硅工艺指标
Figure S2008101032305D00051
采用如附图2所示的一粗二精的工艺流程,粗选加入200克/吨-原矿的六偏磷酸钠,加入300克/吨-原矿的(十二烷基-1,3丙二胺)盐酸盐,捕收剂分五次均匀加入,在浮选过程中每次间隔10min钟加入;精选二得到泡沫产品作为尾矿,粗选的槽内产品作为精矿,其选矿产品指标见表4。
                   表4澳大利亚洗精矿浮选脱硅工艺指标
Figure S2008101032305D00052
采用如附图3所示的一粗二精的半开半闭的工艺流程,粗选加入200克/吨-原矿的六偏磷酸钠,加入300克/吨-原矿的十二烷基二甲基叔胺盐酸盐,捕收剂分五次均匀加入,在浮选过程中每次间隔10min钟加入;精选二得到泡沫产品作为尾矿,粗选的槽内产品与精选一的槽内产品合并作为精矿,其选矿产品指标见表5。
                   表5澳大利亚洗精矿浮选脱硅工艺指标
Figure S2008101032305D00053
(2)直接磨矿—浮选脱硅法
对铝土矿原矿采用棒磨机或球磨机对铝土矿进行磨矿,在磨矿细度为-0.075mm占92%时,通过添加矿浆总重量的0.06%的氢氧化钠和矿浆总重量的100ppm的碳酸钠调整矿浆pH值至约10.5。
采用如附图4所示的一粗一精的工艺流程,粗选加入200克/吨-原矿的柠檬酸钠,加入50克/吨-原矿的六偏磷酸钠;300克/吨-原矿的十二烷基丙基醚胺盐酸盐,捕收剂分八次均匀加入,在浮选过程中每次间隔6min钟加入;精选得到泡沫产品作为尾矿,粗选的槽内产品作为精矿,其选矿产品指标见表6。
                 表6澳大利亚铝土矿浮选脱硅工艺指标
Figure S2008101032305D00061
采用如附图5所示的一粗一精尾矿分级的工艺流程,粗选加入50克/吨-原矿的聚丙烯酸钠,加入100克/吨-原矿的六偏磷酸钠;400克/吨-原矿的捕收剂,该捕收剂由十二胺和正辛胺按10∶1的比例混合后配成相应的盐酸盐,捕收剂分6次均匀加入,在浮选过程中每次间隔8min钟加入;精选泡沫经Φ25mm水力旋流器分级后的沉砂产品作为尾矿,水力旋流器溢流产品返回精选,粗选的槽内产品作为精矿,其选矿产品指标见表6。
                 表6澳大利铝土矿浮选脱硅工艺指标
Figure S2008101032305D00062

Claims (7)

1.一种铝土矿浮选脱除石英的方法,其特征在于其过程是将杂质矿物为石英的含一水软铝石的三水铝石型铝土矿进行磨矿后,加入调整剂和有机胺类捕收剂,调节矿浆pH值,保持浮选体系的捕收剂浓度进行浮选,以石英为主的浮选泡沫直接作为尾矿或对泡沫进行再分级后得到的底流作为尾矿,分级的溢流作为中矿返回浮选,停留在浮选槽中的含铝矿物作为精矿。
2.根据权利要求1所述的一种铝土矿浮选脱除石英的方法,其特征在于其杂质矿物为石英的含一水软铝石的三水铝石型铝土矿进行磨矿粒度为-0.074mm占30%-100%。
3.根据权利要求1所述的一种铝土矿浮选脱除石英的方法,其特征在于其浮选经过一次到两次粗选、零次或一次扫选、一次到三次精选的浮选工艺,浮选作业的总时间为15-80分钟。
4.根据权利要求1所述的一种铝土矿浮选脱除石英的方法,其特征在于其调整剂为磷酸盐或含羧酸根盐类的一种或几种,调整剂直接加入到磨矿工艺或磨矿产品中,调整剂用量为100-4000g/t原矿。
5.根据权利要求1所述的一种铝土矿浮选脱除石英的方法,其特征在于其浮选捕收剂为有机胺类的一种或几种,有机胺类包括伯胺、仲胺、叔胺、多胺、醚胺。
6.根据权利要求1所述的一种铝土矿浮选脱除石英的方法,其特征在于是采用氢氧化钠调节浮选矿浆pH值至8.5-11.5,也可配合使用碳酸钠调节浮选矿浆pH值,其中碳酸钠占氢氧化钠总重量的0%-50%。
7.根据权利要求1所述的一种铝土矿浮选脱除石英的方法,其特征在于浮选过程多次分散加入捕收剂以稳定保持浮选体系的捕收剂浓度为1×10-5-1×10-3mol/L。
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