CN102228869A - 高硅型铝土矿脱硫脱硅的浮选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供一种高硅型铝土矿的脱硫脱硅方法，它是分别采用正浮选脱硫和反浮选脱硅工艺进行同时脱硫和脱硅，首先采用球磨机进行高硅型铝土矿磨矿，磨矿产品直接进行浮选，采用正浮选工艺进行脱硫，然后采用反浮选工艺进行脱硅。本发明采用的浮选药剂，既有利于正浮选脱硫，又利于反浮选脱硅。对含硫>1%、铝硅比>5.5的入选铝土矿，浮选精矿铝硅比可达10以上，精矿中硫的含量低于0.3%，Al2O3回收率大于80%，可大大提高铝土矿的利用率。
Description
技术领域
本发明涉及一种高硅型铝土矿的脱硫脱硅方法，属于冶金矿选领域。
背景技术
铝土矿是炼铝工业的主要原料，也是制取耐火材料、高级磨料、高铝水泥、陶瓷等行业的重要原料。世界铝土矿资源主要分布于澳大利亚、几内亚、巴西、越南、牙买加、印度、苏里南、印尼、希腊及中国。世界铝土矿的矿石类型，按有用矿物成分大致可分为三水铝石型、一水软铝石型、一水硬铝石型等三种基本类型。目前，国外氧化铝的生产主要采用三水铝石，典型生产工艺为拜耳法。中国铝土矿以一水硬铝石型铝土矿为主，铝硅比为4～7的资源占60%以上，而高铝硅比（A/S>10）的矿石仅占6.97%。矿石的性质使得我国90%以上的氧化铝采用能耗较高的联合法和烧结法生产，但这两种工艺约为国外拜尔法生产氧化铝平均能耗的2～4倍，从而使得我国的氧化铝工业在国际上基本上失去了竞争力。随着生产的不断发展，高铝硅比矿石和低硫铝土矿矿源的枯竭，潜在的供矿危机危及我国整个氧化铝工业的健康发展。选矿拜耳法是当前国家鼓励研究的重点产业领域，为了减少资源损失，满足拜耳法生产氧化铝的需要，必须对低铝硅比和高硫铝土矿资源进行开发利用，经济、合理地解决脱硅、脱硫问题，这是充分利用低铝硅比和高硫铝土矿资源的有效途径，对促进区域经济发展、加速铝土矿资源的高效开发和确保国民经济的可持续发展具有重要意义。
贵州铝土矿保有储量近4.1亿吨，远景储量超过6亿吨，占全国铝土矿总储量的20%左右，是我国典型的高硫、高铝、高硅、低铝硅比的一水硬铝石型铝土矿。在贵州南部以织金马场、清镇猫场为中心的高硫、高硅型铝土矿，矿石铝硅比为5.8～8.7，硫含量在1%左右，属中、大型铝土矿矿带，随着高铝硅比和低硫铝土矿资源的消耗，低铝硅比和高硫铝土矿的开发利用势在必行，目前，国外所报道的仅为单一的铝土矿浮选脱硫或脱硅，未见对铝土矿同时进行浮选脱硫或脱硅的报道，国内，虽然章覃教授研究过采用浮选的方式同时进行脱硫和脱硅，但研究的方法采用的是反浮选脱硫和正浮选脱硅，采用正浮选脱硫和反浮选脱硅的方法，在国内外未曾进行过报道。
发明内容
为寻求一种经济有效地方法脱除其中的硅和硫，使之满足拜尔法生产氧化铝的基本要求，本发明的目的在于提供一种高硫、高硅、低铝硅比型铝土矿依次采用正浮选脱硫工艺和反浮选脱硅工艺同时进行脱硫和脱硅，提高铝土矿精矿的铝硅比，充分利用铝土矿资源，依次采用正浮选脱硫工艺和反浮选脱硅工艺进行同时脱硫和脱硅，通过下列技术方案实现。
一种高硅型铝土矿的脱硫脱硅方法，经过下列各工艺步骤：
（1）将高硅型铝土矿进行湿磨至磨矿细度为74μm的矿占85～95%，调节矿浆的质量浓度为28～38%，并进入常温正浮选脱硫，整个过程调节矿浆pH为6.0~6.5：按每吨高硅型铝土矿添加捕收剂50~150g、添加起泡剂40~80g进行粗选作业，去除粗选的浮选泡沫后，在粗选的剩余矿浆中按每吨高硅型铝土矿添加捕收剂40~80g、添加起泡剂20~60g进入第一次扫选作业，第一次扫选的浮选泡沫返回到粗选作业中按每吨高硅型铝土矿添加捕收剂50~150g、添加起泡剂40~80g再次粗选，第一次扫选的剩余矿浆中按每吨高硅型铝土矿添加捕收剂15~40g、添加起泡剂10~30g后进入第二次扫选作业，第二次扫选的浮选泡沫返回到第一次扫选作业中按每吨高硅型铝土矿添加捕收剂40~80g、添加起泡剂20~60g再次扫选，两次浮选泡沫如上述反复返回后作业，直到第二次扫选的剩余矿浆中硫含量低于0.3%时停止脱硫；
（2）将步骤（1）脱硫后的剩余矿浆调节至质量浓度为28～38%，再进行常温反浮选脱硅，整个过程调节矿浆pH为5.0~5.8：按每吨高硅型铝土矿添加抑制剂500~900g、添加捕收剂100~300g后进行第一次粗选作业，第一次粗选作业的剩余矿浆中按每吨高硅型铝土矿添加抑制剂200~400g、添加捕收剂50~150g后进入第二次粗选作业，第一次粗选作业后的浮选泡沫和第二次粗选作业后的浮选泡沫合并进入扫选作业，按每吨高硅型铝土矿添加抑制剂40~100g、添加捕收剂20~60g后进行扫选作业；第二次粗选的剩余矿浆按每吨高硅型铝土矿添加抑制剂50~150g、添加捕收剂40~60g后进行第一次精选作业，第一次精选作业的剩余矿浆按每吨高硅型铝土矿添加抑制剂50~90g、添加捕收剂30~80g后进行第二次精选作业，第一次精选作业的浮选泡沫和第二次精选作业的浮选泡沫以及扫选作业的剩余矿浆合并按每吨高硅型铝土矿添加抑制剂500~900g、添加捕收剂20~50g后进入扫精选作业，扫精选作业的浮选泡沫和扫选作业的浮选泡沫合并即为尾矿，扫精选作业的剩余矿浆和第二次精选作业的剩余矿浆即为精矿，此时精矿中Al2O3/SiO2大于10。
所述调节矿浆pH时，采用质量浓度为2~4%的H2SO4溶液。
所述步骤（1）中的捕收剂为乙基黄药、丁基黄药、戊基黄药、异戊基黄药中的一种或几种。
所述步骤（1）中的起泡剂为2号油或松油。
所述步骤（2）中的捕收剂为十二烷基季胺盐、十六烷基季胺盐、十八烷基季胺盐中的一种或几种。
所述步骤（2）中的抑制剂为氟硅酸钠。
本发明与现有技术相比，具有可实现高硅型铝土矿中一水硬铝石和高岭石等矿物与硫化矿物的浮选分离，同时也提高了高硅型铝土矿中一水硬铝石与含硅脉石矿物（如高岭石、含水埃洛石等）浮选分离的效率，使高硫、低铝硅比铝土矿资源的利用率大大提高。采用的浮选药剂，既有利于正浮选脱硫，又利于反浮选脱硅。对含硫>1%、铝硅比>5.5的入选铝土矿，浮选精矿铝硅比可达10以上，精矿中硫的含量低于0.3%，Al2O3回收率大于80%。
附图说明
图1为本发明所采用的正浮选脱硫、反浮选脱硅的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合实施例对本发明做进一步描述。
实施例1
（1）将1吨高硅型铝土矿进行湿磨至磨矿细度为74μm的矿占85%，调节矿浆的质量浓度为38%，并进入常温正浮选脱硫，整个过程采用质量浓度为3%的H2SO4溶液调节矿浆pH为6.5：添加丁基黄药和异戊基黄药50g、添加2号油60g进行粗选作业，去除粗选的浮选泡沫后，在粗选的剩余矿浆中添加乙基黄药80g、添加2号油20g进入第一次扫选作业，第一次扫选的浮选泡沫返回到粗选作业中添加丁基黄药和戊基黄药100g、添加松油80g再次粗选，第一次扫选的剩余矿浆中添加丁基黄药15g、添加2号油20g后进入第二次扫选作业，第二次扫选的浮选泡沫返回到第一次扫选作业中添加乙基黄药和丁基黄药80g、添加松油60g再次扫选，两次浮选泡沫如上述反复返回后作业，直到第二次扫选的剩余矿浆中硫含量低于0.3%时停止脱硫；
（2）将步骤（1）脱硫后的剩余矿浆调节至质量浓度为28%，再进行常温反浮选脱硅，整个过程采用质量浓度为4%的H2SO4溶液调节矿浆pH为5.0：添加氟硅酸钠500g、添加十二烷基季胺盐300g后进行第一次粗选作业，第一次粗选作业的剩余矿浆中添加氟硅酸钠300g，添加十六烷基季胺盐和十八烷基季胺盐50g后进入第二次粗选作业，第一次粗选作业后的浮选泡沫和第二次粗选作业后的浮选泡沫合并进入扫选作业，添加氟硅酸钠100g，添加十二烷基季胺盐和十六烷基季胺盐20g后进行扫选作业；第二次粗选的剩余矿浆添加氟硅酸钠50g，添加十六烷基季胺盐50g后进行第一次精选作业，第一次精选作业的剩余矿浆添加氟硅酸钠90g，添加十二烷基季胺盐、十六烷基季胺盐和十八烷基季胺盐80g后进行第二次精选作业，第一次精选作业的浮选泡沫和第二次精选作业的浮选泡沫以及扫选作业的剩余矿浆合并添加氟硅酸钠900g、添加十八烷基季胺盐30g后进入扫精选作业，扫精选作业的浮选泡沫和扫选作业的浮选泡沫合并即为尾矿，扫精选作业的剩余矿浆和第二次精选作业的剩余矿浆即为精矿，此时精矿中Al2O3/SiO2大于10。
添加的浮选药剂有效地提高了一水硬铝石和含硅脉石矿物（如高岭石、含水埃洛石等）的表面性质差异，使得一水硬铝石表面具有亲水性，不与浮选捕收剂发生作用。通过一水硬铝石与含硅脉石矿物（如高岭石、含水埃洛石等）的反浮选分离，可减少由于含硅脉石矿物中的不溶硅在拜尔法溶出过程中易形成结疤现象。浮出的产品作为尾矿，剩余矿浆为铝土矿精矿，其品位Al2O3为64.55%，SiO2含量为6.28%，精矿的铝硅比为10.28，精矿中Al2O3的回收率为85.41%。
实施例2
（1）将1吨高硅型铝土矿进行湿磨至磨矿细度为74μm的矿占95%，调节矿浆的质量浓度为28%，并进入常温正浮选脱硫，整个过程采用质量浓度为2%的H2SO4溶液调节矿浆pH为6.0：添加戊基黄药150g、添加2号油40g进行粗选作业，去除粗选的浮选泡沫后，在粗选的剩余矿浆中添加异戊基黄药60g、添加松油60g进入第一次扫选作业，第一次扫选的浮选泡沫返回到粗选作业中添加乙基黄药、丁基黄药、戊基黄药和异戊基黄药150g、添加2号油40g再次粗选，第一次扫选的剩余矿浆中添加戊基黄药和异戊基黄药40g、添加起泡剂10g后进入第二次扫选作业，第二次扫选的浮选泡沫返回到第一次扫选作业中添加丁基黄药和戊基黄药60g、添加2号油20g再次扫选，两次浮选泡沫如上述反复返回后作业，直到第二次扫选的剩余矿浆中硫含量低于0.3%时停止脱硫；
（2）将步骤（1）脱硫后的剩余矿浆调节至质量浓度为38%，再进行常温反浮选脱硅，整个过程采用质量浓度为3%的H2SO4溶液调节矿浆pH为5.8：添加氟硅酸钠900g，添加十二烷基季胺盐、十六烷基季胺盐和十八烷基季胺盐200g后进行第一次粗选作业，第一次粗选作业的剩余矿浆中添加氟硅酸钠400g，添加十二烷基季胺盐和十六烷基季胺盐150g后进入第二次粗选作业，第一次粗选作业后的浮选泡沫和第二次粗选作业后的浮选泡沫合并进入扫选作业，添加氟硅酸钠80g，十六烷基季胺盐和十八烷基季胺盐60g后进行扫选作业；第二次粗选的剩余矿浆添加氟硅酸钠50g，添加十二烷基季胺盐和十八烷基季胺盐60g后进行第一次精选作业，第一次精选作业的剩余矿浆添加氟硅酸钠70g，十八烷基季胺盐30g后进行第二次精选作业，第一次精选作业的浮选泡沫和第二次精选作业的浮选泡沫以及扫选作业的剩余矿浆合并添加氟硅酸钠700g，十二烷基季胺盐20g后进入扫精选作业，扫精选作业的浮选泡沫和扫选作业的浮选泡沫合并即为尾矿，扫精选作业的剩余矿浆和第二次精选作业的剩余矿浆即为精矿，此时精矿中Al2O3/SiO2大于10。
添加的浮选药剂有效地提高了一水硬铝石和含硅脉石矿物（如高岭石、含水埃洛石等）的表面性质差异，使得一水硬铝石表面具有亲水性，不与浮选捕收剂发生作用。通过一水硬铝石与含硅脉石矿物（如高岭石、含水埃洛石等）的反浮选分离，可减少由于含硅脉石矿物中的不溶硅在拜尔法溶出过程中易形成结疤现象。浮出的产品作为尾矿，剩余矿浆为铝土矿精矿，其品位Al2O3为63.93%，SiO2含量为6.35%，精矿的铝硅比为10.07，精矿中Al2O3的回收率为83.20%。
实施例3
（1）将1吨高硅型铝土矿进行湿磨至磨矿细度为74μm的矿占90%，调节矿浆的质量浓度为30%，并进入常温正浮选脱硫，整个过程采用质量浓度为4%的H2SO4溶液调节矿浆pH为6.5：添加丁基黄药100g、添加2号油80g进行粗选作业，去除粗选的浮选泡沫后，在粗选的剩余矿浆中添加丁基黄药40g、添加2号油40g进入第一次扫选作业，第一次扫选的浮选泡沫返回到粗选作业中添加丁基黄药50g、添加2号油60g再次粗选，第一次扫选的剩余矿浆中添加丁基黄药20g、添加2号油30g后进入第二次扫选作业，第二次扫选的浮选泡沫返回到第一次扫选作业中添加丁基黄药40g、添加2号油40g再次扫选，两次浮选泡沫如上述反复返回后作业，直到第二次扫选的剩余矿浆中硫含量低于0.3%时停止脱硫；
（2）将步骤（1）脱硫后的剩余矿浆调节至质量浓度为30%，再进行常温反浮选脱硅，整个过程采用质量浓度为2%的H2SO4溶液调节矿浆pH为5.0：添加氟硅酸钠700g，添加十二烷基季胺盐100g后进行第一次粗选作业，第一次粗选作业的剩余矿浆中添加氟硅酸钠200g，添加十二烷基季胺盐100g后进入第二次粗选作业，第一次粗选作业后的浮选泡沫和第二次粗选作业后的浮选泡沫合并进入扫选作业，添加氟硅酸钠40g，添加十二烷基季胺盐40g后进行扫选作业；第二次粗选的剩余矿浆添加氟硅酸钠150g，添加十二烷基季胺盐40g后进行第一次精选作业，第一次精选作业的剩余矿浆添加氟硅酸钠50g，添加十二烷基季胺盐60g后进行第二次精选作业，第一次精选作业的浮选泡沫和第二次精选作业的浮选泡沫以及扫选作业的剩余矿浆合并添加氟硅酸钠500g，添加十二烷基季胺盐50g后进入扫精选作业，扫精选作业的浮选泡沫和扫选作业的浮选泡沫合并即为尾矿，扫精选作业的剩余矿浆和第二次精选作业的剩余矿浆即为精矿，此时精矿中Al2O3/SiO2大于10。
添加的浮选药剂有效地提高了一水硬铝石和含硅脉石矿物（如高岭石、含水埃洛石等）的表面性质差异，使得一水硬铝石表面具有亲水性，不与浮选捕收剂发生作用。通过一水硬铝石与含硅脉石矿物（如高岭石、含水埃洛石等）的反浮选分离，可减少由于含硅脉石矿物中的不溶硅在拜尔法溶出过程中易形成结疤现象。浮出的产品作为尾矿，剩余矿浆为铝土矿精矿，其品位Al2O3为63.32%，SiO2含量为6.31%，精矿的铝硅比为10.03，精矿中Al2O3的回收率为80.25%。
Claims (6)
1.一种高硅型铝土矿的脱硫脱硅方法，其特征在于经过下列各工艺步骤：
（1）将高硅型铝土矿进行湿磨至磨矿细度为74μm的矿占85～95%，调节矿浆的质量浓度为28～38%，并进入常温正浮选脱硫，整个过程调节矿浆pH为6.0~6.5：按每吨高硅型铝土矿添加捕收剂50~150g、添加起泡剂40~80g进行粗选作业，去除粗选的浮选泡沫后，在粗选的剩余矿浆中按每吨高硅型铝土矿添加捕收剂40~80g、添加起泡剂20~60g进入第一次扫选作业，第一次扫选的浮选泡沫返回到粗选作业中按每吨高硅型铝土矿添加捕收剂50~150g、添加起泡剂40~80g再次粗选，第一次扫选的剩余矿浆中按每吨高硅型铝土矿添加捕收剂15~40g、添加起泡剂10~30g后进入第二次扫选作业，第二次扫选的浮选泡沫返回到第一次扫选作业中按每吨高硅型铝土矿添加捕收剂40~80g、添加起泡剂20~60g再次扫选，两次浮选泡沫如上述反复返回后作业，直到第二次扫选的剩余矿浆中硫含量低于0.3%时停止脱硫；
（2）将步骤（1）脱硫后的剩余矿浆调节至质量浓度为28～38%，再进行常温反浮选脱硅，整个过程调节矿浆pH为5.0~5.8：按每吨高硅型铝土矿添加抑制剂500~900g、添加捕收剂100~300g后进行第一次粗选作业，第一次粗选作业的剩余矿浆中按每吨高硅型铝土矿添加抑制剂200~400g、添加捕收剂50~150g后进入第二次粗选作业，第一次粗选作业后的浮选泡沫和第二次粗选作业后的浮选泡沫合并进入扫选作业，按每吨高硅型铝土矿添加抑制剂40~100g、添加捕收剂20~60g后进行扫选作业；第二次粗选的剩余矿浆按每吨高硅型铝土矿添加抑制剂50~150g、添加捕收剂40~60g后进行第一次精选作业，第一次精选作业的剩余矿浆按每吨高硅型铝土矿添加抑制剂50~90g、添加捕收剂30~80g后进行第二次精选作业，第一次精选作业的浮选泡沫和第二次精选作业的浮选泡沫以及扫选作业的剩余矿浆合并按每吨高硅型铝土矿添加抑制剂500~900g、添加捕收剂20~50g后进入扫精选作业，扫精选作业的浮选泡沫和扫选作业的浮选泡沫合并即为尾矿，扫精选作业的剩余矿浆和第二次精选作业的剩余矿浆即为精矿，此时精矿中Al2O3/SiO2大于10。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述调节矿浆pH时，采用质量浓度为2~4%的H2SO4溶液。
3.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于：所述步骤（1）中的捕收剂为乙基黄药、丁基黄药、戊基黄药、异戊基黄药中的一种或几种。
4.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于：所述步骤（1）中的起泡剂为2号油或松油。
5.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于：所述步骤（2）中的捕收剂为十二烷基季胺盐、十六烷基季胺盐、十八烷基季胺盐中的一种或几种。
6.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于：所述步骤（2）中的抑制剂为氟硅酸钠。
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