CN101306399A - 一种低品位铝土矿的联合脱硅方法 - Google Patents
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Abstract
一种低品位铝土矿的联合脱硅方法,涉及对一种低品位铝土矿采用选择性脱泥和正浮选的联合工艺技术进行脱硅以提高原矿A/S的方法。其特征在于:铝土矿经过磨矿在细度为-0.074mm占50%-100%时经脱泥后得到产率1%-20%的微细粒细泥尾矿,经脱泥后的粗粒级矿浆直接进入正浮选流程或进一步经磨矿后进行正浮选脱硅。本发明的方法,可以解决细粒级含硅矿物造成铝土矿浮选过程中的精矿夹杂、浮选药耗高等缺点,从而降低生产成本,为拜耳法生产氧化铝提供合格品位的铝土矿精矿原料。
Description
技术领域
一种低品位铝土矿的联合脱硅方法,涉及对一种低品位铝土矿采用选择性脱泥和正浮选的联合工艺技术进行脱硅以提高原矿A/S的方法。
背景技术
我国铝土矿中的主要目的矿物是一水硬铝石,脉石矿物以高岭石、伊利石、叶腊石、绿泥石等为主,这些主要脉石矿物与目的矿物硬度差异较大,它们的莫氏硬度分别是:一水硬铝石6-7、高岭石1-3、伊利石1-2、叶腊石1-2。在铝土矿的碎磨过程中,首先,由于脉石矿物含量低、种类多和结晶微细,破碎和磨矿产物易产生原生矿泥;其次,铝土矿物组分在硬度上的性质差异,一水硬铝石和脉石矿物的可磨性不同,造成磨矿产物易形成次生矿泥。因此,在磨矿产物中,含铝矿物在磨矿产品的粗粒级中相对富集,含硅脉石矿物在细粒级中相对较多。
低品位铝土矿只有经过选矿后才具有较好的经济意义,这也是我国近些年来一直攻关和研究的重点项目课题,选矿学者也提出了诸多工艺和技术以解决中低品位铝土矿的经济利用问题。随着氧化铝的迅速发展,入选原矿品位也越来越低,因此,原有的许多工艺也不断暴露出许多工艺技术和工程问题。
专利CN1393292公开了一种铝土矿全磨正浮选脱硅工艺,将铝土矿磨至合适的细度后进行分级,分为1-2个粗粒级别和细粒级别,粗粒级全部或部分为精矿1,细粒级加入浮选药剂进行浮选,得到的浮选精矿为精矿2,精矿1和精矿2合并为铝土矿选矿精矿,浮选过程粗扫选循环和精选循环分别产出尾矿,作为铝土矿选矿尾矿。
专利CN1883815公开一种铝土矿浮选脱硅方法,在磨矿细度为-0.074mm占30%-95%的条件下,经过预先分级,得到细粒级产物和粗粒级产物,细粒级产物经过与浮选药剂作用直接进入浮选工艺流程,产出精选泡沫;粗粒级产物经过再磨,与浮选药剂作用后给入精选流程,粗粒再磨产物与细粒级浮选泡沫产品合并进行精选,得到最终精矿,精选底流顺序返回,扫选底流成为最终尾矿。
专利CN1947850公开了一种铝土矿反浮选脱泥方法,将铝土矿磨到-0.074mm60%以上;矿浆pH调整到9.9~11.0,然后依次加入分散剂儿茶酚、絮凝剂磷化淀粉,形成絮凝分层。含硅脉石矿物持久分散悬浮,而一水硬铝石则絮凝成团迅速沉降,从而使得泥化的脉石矿物得以脱除,在脱除细粒脉石的同时,有用矿物损失很少,并且很有利于后续反浮选脱硅工艺。
专利CN1778472公开了一种铝土矿反浮选中控制分散-选择性脱泥方法,根据一水硬铝石型铝土矿中不同矿物的可碎性及表面性质等的差异,在磨矿过程中添加分散剂碳酸钠,实现矿浆的有效分散。在铝土矿反浮选脱硅工艺中采用本发明,对铝硅比为5-6左右的铝土矿矿石,通过控制分散-选择性脱泥,获得A/S小于1.7,产率12%左右的矿泥产品,将节省磨矿能耗费20%、节约浮选药剂10%-20%,提高Al2O3回收率5%以上,节省浮选设备20%左右。
以上的正浮选工艺技术利用浮选药剂捕收一水硬铝石而抑制含硅矿物以达到浮选分离的目的。以矿泥为主存在的硅酸盐脉石矿物由于颗粒细小和比表面大等原因,首先因非选择性吸附大量消耗浮选药剂;另外造成矿泥在一水硬铝石矿物表面发生罩盖,阻止浮选药剂与有用矿物表面的作用和接触,降低有用矿物的回收率,并且在矿化泡沫上浮时,矿泥容易产生机械夹带,降低浮选药剂的选择性和精矿品位,结果是大量矿泥使浮选指标恶化、浮选作业的生产能力降低、浮选药剂消耗增加。在目前入选原矿品位也越来越低的情况下,磨矿产物中矿泥含量越来越大,对浮选的影响也更加严重。
对低品位铝土矿经过磨矿后采用脱泥技术然后采用正浮选工艺技术联合脱硅的工艺技术和工艺流程,目前尚未见报导。
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,提供一种能有效提高低品位铝土矿浮选脱硅的指标、降低生产成本、减轻微细粒级含硅矿泥对浮选的影响、降低浮选精矿夹杂和浮选药剂用量的低品位铝土矿的联合脱硅方法。
本发明的目的是通过以下技术方案实现的。
一种低品位铝土矿的联合脱硅方法,包括低品位铝土矿的磨矿、脱泥、正浮选脱硅工序,其特征在于该方法采用脱泥和正浮选结合的联合进行脱硅,首先将低品位的矿石经过磨矿后进行选择性脱泥,然后将脱泥后的沉砂直接或进一步经磨矿后与正浮选药剂作用,在浮选分离设备中采用正浮选工艺技术脱硅,浮选泡沫产品为铝土矿精矿,槽内尾矿与脱泥作业脱出来的矿泥合并为最终尾矿。
本发明的一种低品位铝土矿的联合脱硅方法,其特征在于铝土矿原矿A/S为2.6-4.5,磨矿细度为-0.074mm占50%-100%,脱出矿泥的产率为1%-20%。
本发明的一种低品位铝土矿的联合脱硅方法,其特征在于经脱泥后的沉砂产品的细度为-0.074mm大于90%时,直接进入正浮选工艺流程进行正浮选脱硅;当沉砂产品的细度为-0.074mm小于90%时,采用第二段磨矿工艺对沉砂进行再磨后,进入正浮选工艺流程进行正浮选脱硅。
本发明的方法适用于A/S2.6-4.5的低品位铝土矿的脱硅,根据低品位铝土矿含泥量大的特点和铝土矿选择性磨矿差异特性,采用选择性脱泥技术和正浮选脱硅工艺技术相联合的方法,实现铝硅的选择性分离。具有工艺流程简单,可有效解决目前单一正浮选或反浮选工艺存在的一些技术和工程化难题,为高效利用我国中低铝硅比铝土矿资源提供一条新的途径。
附图说明
图1为本发明方法的工艺流程图。
具体实施方式
一种低品位铝土矿的联合脱硅方法,对A/S为2.6-4.5的低品位铝土矿原矿,在磨矿细度为-0.074mm占50%-100%时,对磨矿产物进行选择性脱泥,脱出矿泥的产率为1%-20%,当脱泥后的沉砂产品的细度为-0.074mm占78%-100%时,直接进入正浮选工艺流程进行正浮选脱硅;当沉砂产品的细度为-0.074mm小于90%时,将沉砂返回第一段磨矿工艺或采用第二段磨矿工艺对沉砂进行再磨后,进入正浮选工艺流程进行正浮选脱硅,最终的沉砂或磨矿产物与正浮选药剂作用后,在浮选分离设备中采用正浮选工艺技术脱硅,浮选泡沫产品即为铝土矿精矿,槽内尾矿与脱泥作业脱出来的矿泥合并为最终尾矿。
实施例1
以河南铝土矿为试验矿样,原矿Al2O356.10%、SiO215.57%,铝硅比为3.60。采用的原则工艺流程图见附图1,其脱硅的具体工艺如下:
河南低品位铝土矿以5t/h的处理量在的球磨机中进行磨矿,磨机内加入适量碳酸钠分散剂,得到的磨矿产物的磨矿细度为-0.074mm占53.6%,磨矿产物采用分散剂和pH值调整剂处理后泵入2000×2000倾斜板浓密箱进行脱泥,脱泥时间为15分钟,微细粒级溢流即为脱泥产品,其产率为8.74%,经脱泥后的沉砂的细度为-0.074mm占49.16%,由于所含粗粒较多,采用第二段球磨机对沉砂进行再磨,再磨矿浆与浮选药剂作用后在浮选机中分离,得到泡沫精矿和槽内尾矿,浮选尾矿与脱泥尾矿合并作为最终尾矿。
其选矿脱硅结果见下表:
实施例2
以山西铝土矿为试验矿样,原矿Al2O352.95%、SiO218.07%,铝硅比为2.93。采用的原则工艺流程图见附图1,其脱硅的具体工艺如下:
山西低品位铝土矿经球磨机磨矿后,得到的磨矿产物的磨矿细度为-0.074mm占95.6%,磨矿产物采用分散剂和pH值调整剂处理后泵入脱泥斗进行脱泥,脱泥时间为18分钟,微细粒级溢流即为脱泥产品,其产率为12.53%,经脱泥后的沉砂的细度为-0.074mm占94.97%,沉砂矿浆直接与浮选药剂作用后在浮选机中分离,得到泡沫精矿和槽内尾矿,浮选尾矿与脱泥尾矿合并作为最终尾矿。
其选矿脱硅结果见下表:
Claims (3)
1.一种低品位铝土矿的联合脱硅方法,包括低品位铝土矿的磨矿、脱泥、正浮选脱硅工序,其特征在于该方法采用脱泥和正浮选结合的联合进行脱硅,首先将低品位的矿石经过磨矿后进行选择性脱泥,然后将脱泥后的沉砂直接或进一步经磨矿后与正浮选药剂作用,在浮选分离设备中采用正浮选工艺技术脱硅,浮选泡沫产品为铝土矿精矿,槽内尾矿与脱泥作业脱出来的矿泥合并为最终尾矿。
2.根据权利要求1所述的一种低品位铝土矿的联合脱硅方法,其特征在于铝土矿原矿A/S为2.6-4.5,磨矿细度为-0.074mm占50%-100%,脱出矿泥的产率为1%-20%。
3.根据权利要求1所述的一种低品位铝土矿的联合脱硅方法,其特征在于经脱泥后的沉砂产品的细度为-0.074mm大于90%时,直接进入正浮选工艺流程进行正浮选脱硅;当沉砂产品的细度为-0.074mm小于90%时,采用第二段磨矿工艺对沉砂进行再磨后,进入正浮选工艺流程进行正浮选脱硅。
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PB01 | Publication | ||
C10 | Entry into substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
C02 | Deemed withdrawal of patent application after publication (patent law 2001) | ||
WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |
Open date: 20081119 |