CN102294304A

CN102294304A - 一种铝土矿浮选的方法

Info

Publication number: CN102294304A
Application number: CN201110166649A
Authority: CN
Inventors: 陈湘清; 胡秋云; 陈兴华; 周杰强; 李莎莎
Original assignee: Aluminum Corp of China Ltd
Current assignee: Aluminum Corp of China Ltd
Priority date: 2011-06-21
Filing date: 2011-06-21
Publication date: 2011-12-28

Abstract

一种铝土矿浮选的方法，涉及一种矿物浮选，特别是矿物高浓度浮选的方法。其特征在于是将原矿磨矿后细度合格的矿浆或浓度偏低的浮选中矿矿浆，进行浓缩后，再进行浮选的。本发明的一种铝土矿浮选的方法，采用提高矿浆浓度后再进行浮选的方法，首先可明显的增加浮选机单位体积处理量，有效的降低每吨铝土矿的药剂、水等消耗，节约选矿成本。其次，解决了铝土矿选矿脱硅过程中粗粒难上浮或上浮易掉槽的问题。明显提高了各浮选作业浓度，从而大幅增加浮选机单位体积处理量、降低了选矿成本，而且减少了粗粒级难浮或上浮后掉槽的几率。本发明尤其适合中低铝硅比（3~5.0）一水硬铝石型铝土矿的选矿脱硅。

Description

一种铝土矿浮选的方法

技术领域

一种铝土矿浮选的方法，涉及一种矿物浮选，特别是矿物高浓度浮选的方法。

技术背景

我国铝土矿以一水硬铝石型为主，达98%以上，高铝（＞50%）、高硅(＞10%)是两个最主要的特征，其中占一半以上的铝土矿属于中低品位矿石（A/S≤7），目前比较经济有效的利用方法是先正浮选脱硅然后拜耳法溶出。

我国现有铝土矿正浮选工艺中，浮选作业浓度普遍偏低，一般粗选浓度小于25%，精选浓度小于20%，扫选浓度小于10%，其平均浓度不到20%。究其原因主要有：（1）一水硬铝石型铝土矿正浮选工艺是“抑少浮多”，一般精矿产率为55%~80%，即上浮的目的矿物量大于留在浮选槽中的脉石矿物量，因此，选别次数越多、作业越往后浮选浓度越低；工艺流程越长，整体浮选浓度就越低。（2）铝土矿浮选用的捕收剂主要成分为脂肪酸类及一些表面活性剂，因此大量上浮的泡沫尤其是夹杂微细粒（-10μm）矿物多的泡沫粘稠难消，大量泡沫冲洗水进入浮选体系后大大的降低了各浮选作业浓度。（3）因磨矿条件、矿石性质等原因，磨矿最终矿浆浓度较难提高，一般在40%左右。

由于低浮选浓度会降低浮选设备单位体积处理量，进而导致整套选矿系统的处理量降低，同时，引起浮选机充气效果变差、浮选药剂消耗量增多、粗粒掉槽等问题，最后导致整个浮选系统的精、尾矿品位、产率和回收率等指标都变差。因此，在不影响细粒矿物分选性的前提下尽可能的提高铝土矿的浮选浓度，对提高整套系统的处理量、优化浮选技术指标、降低选矿成本将非常有利。

发明内容

本发明的目的是针对上述已有技术存在的不足，提供一种能有效解决一水硬铝石型铝土矿正浮选过程中浮选作业浓度整体偏低的问题，有效节能降耗的铝土矿浮选的方法。

本发明的目的是通过以下技术方案实现的。

一种铝土矿浮选的方法，其特征在于是将原矿磨矿后细度合格的矿浆或浮选中矿矿浆，进行浓缩后，再进行浮选的。

本发明的一种铝土矿浮选的方法，其特征在于进行浓缩后的矿浆浓度为30%~70%。

本发明的一种铝土矿浮选的方法，其特征在于所述的合格矿浆矿物细度为-74μm含量占65%~98%。

本发明的一种铝土矿浮选的方法，其特征在于所述的进行浓缩的过程采用浓缩的设备是水力旋流器、浓密箱、浓泥斗或卧螺机。

本发明的一种铝土矿浮选的方法，采用提高矿浆浓度后再进行浮选的方法，首先可明显的增加浮选机单位体积处理量，有效的降低每吨铝土矿的药剂、水等消耗，节约选矿成本。其次，解决了铝土矿选矿脱硅过程中粗粒难上浮或上浮易掉槽的问题。

附图说明

图1为本发明方法的示意图。

图2为实例1工艺流程示意图。

图3为实例2工艺流程示意图。

图4为实例3工艺流程示意图。

具体实施方式

一种铝土矿浮选的方法，将原矿磨矿后的矿物细度为-74μm含量占65%~98%的合格矿浆或浓度偏低的浮选中矿矿浆，采用水力旋流器、浓密箱、浓泥斗或卧螺机的浓缩设备进行浓缩，浓缩后的矿浆浓度为30%~70%，再进行浮选的。

实施例1

该实例涉及某河南某铝土矿的工业试验，原矿Al₂O₃含量53.71%，SiO₂含量18.44%，铝硅比（A/S）2.91。前期采用一段磨矿粗粒快速精选工艺，为一粗两精一扫闭路浮选流程，日处理矿石总量50吨。后期在原来工艺流程的基础上加了1#浓泥斗，见图2。其中，磨矿合格产品经旋流器分级后，高浓度粗粒级底流进入精选Ⅰ，较低浓度的旋流器溢流和精选Ⅰ的底流都进1#浓泥斗，经浓缩后底流进粗选，溢流做循环水；精选Ⅱ底流直接返回精选1，精选Ⅱ泡沫为最终精矿；扫Ⅰ底流直接为最后尾矿丢弃，扫Ⅰ泡沫返回粗选。

主要技术参数

磨矿合格产品平均矿浆浓度42.50%，细度-74μm含量占87.38%；旋流器分级后粗粒级的底流浓度为57±2%，1#浓泥斗底流浓度45±2%。

浮选作业浓度：粗选浓度35±2%，精选1浓度35±2%，精选2浓度25±2%，扫选浓度20±2%，整个浮选系统平均浮选浓度＞25%。

该实例通过浓缩提高部分入选矿浆浓度后，各浮选作业浓度得到大幅提高，用同样的浮选设备日处理总矿量提高到了90吨，即浮选设备单位处理量提高到了原来的1.8倍。同时，捕收剂用量减少了约15%，新水用量减少了20%，达到了节能降耗的目的。且30个班连续运转浮选指标良好：精矿铝硅比9.68，铝回收率69.76%，尾矿铝硅比1.11。达到了节能降耗的目的。

实施例2

该实例涉及某山西某铝土矿的工业试验，原矿Al₂O₃含量56.79%，SiO₂含量15.25%，铝硅比（A/S）3.72。浮选采用常规一粗两精两扫闭路浮选工艺流程，日处理矿石总量50吨。后期在原来工艺流程的基础上加了斜板浓密机和浓泥斗，见图3。磨矿合格产品经1#斜板浓密箱浓缩后进粗选，粗选泡沫进精选，粗选底流进扫选，各作业中矿顺序返回上一级浮选作业，其中精选Ⅰ的底流返回粗选之前先进1#斜板浓密机浓缩，精选Ⅱ的底流返回精选Ⅰ作业之前先进2#斜板浓密机浓缩。精选Ⅱ泡沫为最终精矿，扫选Ⅱ底流为最终尾矿。

主要技术参数

磨矿合格产品平均矿浆浓度38.74%，细度-74μm含量占85.52%；1#斜板浓密机底流浓度为62±2%，2#斜板浓密机底流浓度45±2%。

浮选作业浓度：粗选浓度43±2%，精选1浓度38±2%，精选2浓度27±2%，扫选1浓度25±2%，扫选2浓度20±2%，整个浮选系统平均浮选浓度＞25%。

该实例通过浓缩提高部分入选矿浆浓度后，各浮选作业浓度得到大幅提高，用同样的浮选设备日处理总矿量提高到了100吨，即浮选设备单位处理量提高到了原来的2倍。同时，捕收剂用量减少了15%，新水用量减少了20%，达到了节能降耗的目的。且30个班连续运转浮选指标良好：铝精矿铝硅比10.05，回收率76.67%，尾矿铝硅比1.21。

实施例3

该实例涉及某新型浮选设备的工业试验，前期采用常规阶段磨矿阶段浮选工艺流程。日处理矿石总量60吨。后期在原来工艺流程的基础上加了水力旋流器机和浓泥斗，见图4。1#磨合格产品经进粗选，粗选泡沫为最终精矿；粗选底流进水力旋流器分级，其粗粒级底流经2#磨再磨后返回粗选，低浓度溢流经1#浓泥斗浓缩后进扫Ⅰ，扫Ⅰ泡沫返回粗选；扫Ⅱ泡沫返回1#浓泥斗，扫Ⅱ底流为最终尾矿。

主要技术参数

1#磨合格粒度产品平均矿浆浓度44.50%，细度-74μm含量占77.63%；2#磨合格粒度产品平均矿浆浓度42.60%，细度-74μm含量占78.90%；水力旋流器分级后粗粒级底流的浓度为67±2，细度-74μm含量占58.50%，1#浓泥斗底流浓度32±2%。

浮选作业浓度：粗选浓度42±2%，扫选Ⅰ浓度32±2%，扫选Ⅱ浓度25±2%，整个浮选系统平均浮选浓度≥30%。

该实例通过浓缩提高部分入选矿浆浓度后，各浮选作业浓度得到大幅提高，因此用同样的浮选设备日处理总矿量提高到了130吨，即浮选设备单位处理量提高到了原来的2.16倍。同时，捕收剂用量减少了约20%，新水用量减少了25%，达到了节能降耗的目的。且30个班连续运转浮选指标良好：氧化铝仅为57.30%，铝硅比4.26的原矿，经过浮选后，精矿氧化铝含量为62.42%，铝硅比7.13，精矿产率78.23%，氧化铝回收率达到85.23%。

Claims

1.一种铝土矿浮选的方法，其特征在于是将原矿磨矿后细度合格的矿浆或浓度偏低的浮选中矿矿浆，进行浓缩后，再进行浮选的。

2.根据权利要求1所述的一种铝土矿浮选的方法，其特征在于是将浮选中矿矿浆，进行浓缩后，再进行浮选的。

3.根据权利要求1所述的一种铝土矿浮选的方法，其特征在于进行浓缩后的矿浆浓度为30%~70%。

4.根据权利要求1所述的一种铝土矿浮选的方法，其特征在于所述的合格矿浆矿物细度为-74μm含量占65%~98%。

5.根据权利要求1所述的一种铝土矿浮选的方法，其特征在于所述的进行浓缩的过程采用浓缩的设备是水力旋流器、浓密箱、浓泥斗或卧螺机。