CN102489411A - 一种高硅铝土矿浮选两段脱硅方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种高硅铝土矿浮选两段脱硅方法，是一种铝土矿的浮选脱硅技术，属矿物加工工程技术领域。首先将铝土矿粗磨至一定细度，在一定的矿浆浓度下，用碳酸钠作矿浆pH调整剂和分散剂，水玻璃、六偏磷酸钠作为脉石矿物的组合抑制剂，乙酸铅作为铝土矿的活化剂，油酸钠为铝土矿捕收剂，松油作为起泡剂，进行浮选一段脱硅，浮选槽中的底流为一段含硅尾矿，泡沫产品进入磨机再磨至较细粒度后，再顺序加入上述药剂调浆后进行浮选二段脱硅，浮选槽中的底流为二段含硅尾矿，泡沫产品经过多次精选后成为铝土矿精矿。本发明利用“粗磨后浮选一段脱硅，粗精矿再磨后浮选二段脱硅”的分段脱硅方法，大大降低了矿石泥化现象对脱硅的影响，对高硅铝土矿的浮选脱硅效果明显，可以大幅降低铝土矿精矿中的二氧化硅含量，提高铝土矿精矿的铝硅比，且回收率较高。
Description
技术领域
本发明涉及高硅铝土矿浮选两段脱硅方法，属于矿物加工工程领域。
背景技术
高铝硅比是氧化铝工业和耐火材料工业对铝土矿品质最主要的要求。随着氧化铝及耐火材料工业的高速发展，含硅低的优质铝土矿资源日趋减少，对品质较差的高硅铝土矿的选矿已引起了国内外广泛的关注。我国铝土矿资源中80%以上是含硅高的铝土矿，因此选矿脱硅，获得高铝硅比精矿是我国铝土矿选矿的主要目的。
浮选脱硅法是当前研究和应用较多、也是较为有效的方法。我国的铝土矿具有高铝、高硅、含铝矿物多为一水硬铝石且硬度大、难磨、嵌布粒度细，含硅矿物种类多( 高岭石、伊利石、叶蜡石等)且硬度低、密度小、易磨等特点, 对其采用的选矿脱硅工艺主要有一段磨矿一次浮选和阶段磨矿一次浮选等，在矿石磨矿过程中, 这些工艺往往导致含硅矿物过粉碎和泥化, 造成浮选过程中含硅细粒脉石的夹带上浮，脱硅效果较差，影响精矿回收率。因此，如何消除和减少铝土矿磨矿过程中的过粉碎和泥化现象对铝土矿选矿的影响，如何在保证铝土矿较高回收率的前提下进行浮选脱硅，并降低选矿成本和提高选别指标是解决我国高硅铝土矿选矿的重要课题。
发明内容
本发明的目的是提供高硅铝土矿浮选两段脱硅方法，该方法对高硅铝土矿的浮选脱硅，工艺及药剂简单，回收率较高，具有较强的适应性。
为实现本发明的目的所采取的技术方案为：首先将铝土矿粗磨至一定细度，在一定的矿浆浓度下，用碳酸钠作矿浆pH调整剂和分散剂，水玻璃、六偏磷酸钠作为脉石矿物的组合抑制剂，乙酸铅作为铝土矿的活化剂，油酸钠为铝土矿捕收剂，松油作为起泡剂，进行浮选一段脱硅，浮选槽中的底流为一段含硅尾矿，泡沫产品进入磨机再磨至较细粒度后，再顺序加入上述药剂调浆后进行浮选二段脱硅，浮选槽中的底流为二段含硅尾矿，泡沫产品经过多次精选后成为铝土矿精矿。本发明的具体工艺步骤包括如下：（如说明书附图1所示）
（1）首先将铝土矿原矿破碎筛分至-2mm，再将其粗磨至粒度为-0.074mm占70～75 wt%，加水调至矿浆浓度为30～35 wt%，其次向矿浆中一次添加5000～6000g/t碳酸钠，调整pH值为8～9，然后依次加入水玻璃500～600g/t、六偏磷酸钠300～500g/t、乙酸铅200～300g/t、油酸钠800～1000g/t、松油10～20g/t进行调浆，调浆后进行浮选一段脱硅（流程包括两次粗选，即粗选Ⅰ和粗选Ⅱ）的粗选Ⅰ，粗选Ⅰ得到的泡沫为铝土矿粗精矿，槽中底流经过如下（2）中的粗选Ⅱ；
（2）将步骤（1）得到的槽中底流中加入乙酸铅100～150g/t，油酸钠100～200g/t，调浆后进行浮选一段脱硅的粗选Ⅱ，得到的泡沫为铝土矿粗精矿，槽中底流为一段含硅尾矿；
（3）将浮选粗选Ⅰ和粗选Ⅱ的泡沫合并进行再磨，磨矿细度为-0.037mm占90～95 wt%，再磨后的铝土矿粗精矿进入浮选二段脱硅（流程包括一次精选和一次精扫选，即精选Ⅰ和精扫选）；
（4）再磨后的铝土矿粗精矿矿浆中加入1000～2000 g/t碳酸钠，调pH值为8～9，然后依次加入水玻璃250～300g/t，六偏磷酸钠100～200g/t，调浆后进行精选Ⅰ，得到精选Ⅰ的泡沫产品和槽中尾矿，向精选Ⅰ后的槽中尾矿中加入乙酸铅100～200g/t，油酸钠100～150g/t后进行精扫选，得到精扫选的泡沫产品，槽中底流为二段含硅尾矿；
（5）将精选Ⅰ和精扫选得到的泡沫产品合并后再进行4次精选（精选Ⅱ～Ⅴ），精选Ⅴ之前过程中得到的中矿均返回上一步精选中反复精选，最终得到的泡沫产品为铝土矿精矿。
所述铝土矿中主要成分为Al2O3 56.70~62.20wt%，SiO2 17.32~18.68wt%，TiO22.06~2.47wt%，Fe2O3 0.55~1.43wt%，CaO 0.37~0.55wt%，MgO 0.52~0.76wt%，K2O 1.20~3.17 wt%，Na2O 0.10~0.32%，铝硅比3.24~3.40（质量比），含铝矿物主要为一水硬铝石，含硅矿物主要为高岭石、伊利石、绿泥石、叶腊石、石英、白云母等。
所述水玻璃（分析纯）模数为2~3，水玻璃的浓度为1.0wt%，六偏磷酸钠（分析纯）的浓度为1.0wt%，乙酸铅（分析纯）的浓度为1.0wt%，油酸钠采用油酸（分析纯）和碳酸钠（分析纯）按比例配制得到，按重量百分比的配制比例（wt%）为：油酸:碳酸钠:水=1:1:100，油酸钠的浓度为1.0wt%，松油（工业用）的浓度为60wt%。
所述乙酸铅的浓度为1.0wt%、油酸钠的浓度为1.0wt%。
所述步骤（5）中4次精选过程中均不加任何药剂。
针对难选高硅铝土矿的浮选脱硅，本发明巧妙利用了分段磨矿分段浮选脱硅工艺方法，避免了直接细磨后浮选过程的矿石严重泥化现象，降低了矿泥对铝土矿浮选过程的干扰，使铝土矿和硅酸盐类脉石矿物有效分离，降低了铝土矿精矿中的二氧化硅含量，实现了铝土矿的高效富集回收。
与公知的技术比本发明具有的优点及积极效果：
（1）由于铝土矿质脆易碎，且容易泥化，本发明首先在较粗的磨矿细度下预先脱硅，将一部分粗磨条件下单体解离程度较好的含硅脉石矿物提前脱除，避免了泥化现象对脱硅过程的影响，为后续进一步浮选脱硅创造了有利条件；其次对浮选得到的铝土矿粗精矿再细磨至一定粒度，使含硅脉石矿物进一步解离后，实现了第二次浮选过程中的有效脱硅，本发明采用的粗磨正浮选一段脱硅，粗精矿再磨后正浮选二段脱硅的两段脱硅方法，可降低磨矿能耗且脱硅效果好，是实现该技术的重要支撑点。
（2）浮选过程中，矿浆中水玻璃与六偏磷酸钠产生协同作用抑制含硅脉石矿物，提高了浮选指标和浮选速率；以乙酸铅作为铝土矿活化剂，以捕收能力较强的油酸钠为捕收剂，实现了铝土矿在弱碱性条件下浮选，以上的药剂组合方法是实现该技术的另一个重要支撑点。
本技术与公知的技术相比，本工艺对矿石的适应性强，浮选药剂简单，脱硅效果好，生产上容易控制。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
实施例1：
（1）首先将云南省昭通鲁甸铝土矿(铝土矿中主要成分为Al2O3 60.50wt%，SiO2 18.68wt%，TiO2 2.06wt%，Fe2O3 0.55wt%，CaO 0.55wt%，MgO 0.52wt%，K2O 3.17 wt%，Na2O 0.10%，铝硅比3.24，含铝矿物主要为一水硬铝石，含硅矿物主要为高岭石、伊利石、绿泥石、叶腊石、石英、白云母等)原矿破碎筛分至-2mm，再将其粗磨至粒度为-0.074mm占75 wt%，加水调至矿浆浓度为35 wt%，其次向矿浆中一次添加5000g/t碳酸钠，调整pH值为8，然后依次加入水玻璃500g/t、六偏磷酸钠300g/t、乙酸铅200g/t、油酸钠900g/t、松油20g/t进行调浆，调浆后进行浮选一段脱硅的粗选Ⅰ，粗选Ⅰ得到的泡沫为铝土矿粗精矿，槽中底流经过如下（2）中的粗选Ⅱ；采用的水玻璃（化学纯）模数为2，水玻璃的浓度为1.0wt%，六偏磷酸钠（化学纯）的浓度为1.0wt%，乙酸铅（化学纯）的浓度为1.0wt%，油酸钠采用油酸（工业用，纯度为70%）和碳酸钠（化学纯）按比例配制得到，按重量百分比的配制比例（wt%）为：油酸:碳酸钠:水=1:1:100，油酸钠的浓度为1.0wt%，松油（工业用）的浓度为60wt%。
（2）将步骤（1）得到的槽中底流中加入乙酸铅100g/t，油酸钠100g/t，调浆后进行浮选一段脱硅的粗选Ⅱ，得到的泡沫为铝土矿粗精矿，槽中底流为一段含硅尾矿；采用的乙酸铅的浓度为1.0wt%、油酸钠的浓度为1.0wt%。
（3）将浮选粗选Ⅰ和粗选Ⅱ的泡沫合并进行再磨，磨矿细度为-0.037mm占95 wt%，再磨后的铝土矿粗精矿进入浮选二段脱硅（流程包括一次精选和一次精扫选，即精选Ⅰ和精扫选）；
（4）再磨后的铝土矿粗精矿矿浆中加入2000 g/t碳酸钠，调pH值为8，然后依次加入水玻璃250g/t，六偏磷酸钠100g/t，调浆后进行精选Ⅰ，得到精选Ⅰ的泡沫产品和槽中尾矿，向精选Ⅰ后的槽中尾矿中加入乙酸铅200g/t，油酸钠100g/t后进行精扫选，得到精扫选的泡沫产品，槽中底流为二段含硅尾矿；
（5）将精选Ⅰ和精扫选得到的泡沫产品合并后再进行4次精选（精选Ⅱ～Ⅴ），精选Ⅴ之前过程中得到的中矿均返回上一步精选中反复精选，最终得到的泡沫产品为铝土矿精矿。精选后得到铝土矿精矿中含SiO2 10.32%、Al2O3 69.23%，铝硅比6.71，Al2O3回收率71.79%，两段脱硅的总脱硅率为66.36%，大幅降低了铝土矿中的硅含量，得到了品质较好、回收率较高的铝土矿精矿。
实施例2
（1）首先将贵州遵义铝土矿铝土矿(铝土矿中主要成分为Al2O3 56.70wt%，SiO2 17.32wt%，TiO2 2.31wt%，Fe2O3 0.95wt%，CaO 0.45wt%，MgO 0.76wt%，K2O 2.18wt%，Na2O 0.32%，铝硅比3.27，含铝矿物主要为一水硬铝石，含硅矿物主要为高岭石、伊利石、绿泥石、叶腊石、石英、白云母等)原矿破碎筛分至-2mm，再将其粗磨至粒度为-0.074mm占70 wt%，加水调至矿浆浓度为33 wt%，其次向矿浆中一次添加5500g/t碳酸钠，调整pH值为8.7，然后依次加入水玻璃550g/t、六偏磷酸钠330g/t、乙酸铅260g/t、油酸钠1000g/t、松油15g/t进行调浆，调浆后进行浮选一段脱硅的粗选Ⅰ，粗选Ⅰ得到的泡沫为铝土矿粗精矿，槽中底流经过如下（2）中的粗选Ⅱ；采用的水玻璃（化学纯）模数为2.5，水玻璃的浓度为1.0wt%，六偏磷酸钠（化学纯）的浓度为1.0wt%，乙酸铅（化学纯）的浓度为1.0wt%，油酸钠采用油酸（工业用，纯度为70%）和碳酸钠（化学纯）按比例配制得到，按重量百分比的配制比例（wt%）为：油酸:碳酸钠:水=1:1:100，油酸钠的浓度为1.0wt%，松油（工业用）的浓度为60wt%。
（2）将步骤（1）得到的槽中底流中加入乙酸铅120g/t，油酸钠180g/t，调浆后进行浮选一段脱硅的粗选Ⅱ，得到的泡沫为铝土矿粗精矿，槽中底流为一段含硅尾矿；采用的乙酸铅的浓度为1.0wt%、油酸钠的浓度为1.0wt%。
（3）将浮选粗选Ⅰ和粗选Ⅱ的泡沫合并进行再磨，磨矿细度为-0.037mm占93 wt%，再磨后的铝土矿粗精矿进入浮选二段脱硅（流程包括一次精选和一次精扫选，即精选Ⅰ和精扫选）；
（4）再磨后的铝土矿粗精矿矿浆中加入1500 g/t碳酸钠，调pH值为8.5，然后依次加入水玻璃300g/t，六偏磷酸钠200g/t，调浆后进行精选Ⅰ，得到精选Ⅰ的泡沫产品和槽中尾矿，向精选Ⅰ后的槽中尾矿中加入乙酸铅100g/t，油酸钠150g/t后进行精扫选，得到精扫选的泡沫产品，槽中底流为二段含硅尾矿；
（5）将精选Ⅰ和精扫选得到的泡沫产品合并后再进行4次精选（精选Ⅱ～Ⅴ），精选Ⅴ之前过程中得到的中矿均返回上一步精选中反复精选，最终得到的泡沫产品为铝土矿精矿。精选后得到铝土矿精矿中含SiO2 8.90%、Al2O3 71.19%，铝硅比8.00，Al2O3回收率75.28%，两段脱硅的总脱硅率为69.19%，大幅降低了铝土矿中的硅含量，得到了品质较好、回收率较高的铝土矿精矿。
实施例3
（1）首先将广西田东铝土矿铝土矿(铝土矿中主要成分为Al2O3 62.20wt%，SiO2 18.30wt%，TiO2 2.47wt%，Fe2O3 1.43wt%，CaO 0.37wt%，MgO 0.68wt%，K2O1.20wt%，Na2O 0.22%，铝硅比3.40，含铝矿物主要为一水硬铝石，含硅矿物主要为高岭石、伊利石、绿泥石、叶腊石、石英、白云母等)原矿破碎筛分至-2mm，再将其粗磨至粒度为-0.074mm占72 wt%，加水调至矿浆浓度为30 wt%，其次向矿浆中一次添加6000g/t碳酸钠，调整pH值为9，然后依次加入水玻璃600g/t、六偏磷酸钠500g/t、乙酸铅300g/t、油酸钠800g/t、松油10g/t进行调浆，调浆后进行浮选一段脱硅的粗选Ⅰ，粗选Ⅰ得到的泡沫为铝土矿粗精矿，槽中底流经过如下（2）中的粗选Ⅱ；采用的水玻璃（化学纯）模数为3，水玻璃的浓度为1.0wt%，六偏磷酸钠（化学纯）的浓度为1.0wt%，乙酸铅（化学纯）的浓度为1.0wt%，油酸钠采用油酸（工业用，纯度为70%）和碳酸钠（化学纯）按比例配制得到，按重量百分比的配制比例（wt%）为：油酸:碳酸钠:水=1:1:100，油酸钠的浓度为1.0wt%，松油（工业用）的浓度为60wt%。
（2）将步骤（1）得到的槽中底流中加入乙酸铅150g/t，油酸钠200g/t，调浆后进行浮选一段脱硅的粗选Ⅱ，得到的泡沫为铝土矿粗精矿，槽中底流为一段含硅尾矿；采用的乙酸铅的浓度为1.0wt%、油酸钠的浓度为1.0wt%。
（3）将浮选粗选Ⅰ和粗选Ⅱ的泡沫合并进行再磨，磨矿细度为-0.037mm占90 wt%，再磨后的铝土矿粗精矿进入浮选二段脱硅（流程包括一次精选和一次精扫选，即精选Ⅰ和精扫选）；
（4）再磨后的铝土矿粗精矿矿浆中加入1000 g/t碳酸钠，调pH值为9，然后依次加入水玻璃280g/t，六偏磷酸钠180g/t，调浆后进行精选Ⅰ，得到精选Ⅰ的泡沫产品和槽中尾矿，向精选Ⅰ后的槽中尾矿中加入乙酸铅130g/t，油酸钠120g/t后进行精扫选，得到精扫选的泡沫产品，槽中底流为二段含硅尾矿；
（5）将精选Ⅰ和精扫选得到的泡沫产品合并后再进行4次精选（精选Ⅱ～Ⅴ），精选Ⅴ之前过程中得到的中矿均返回上一步精选中反复精选，最终得到的泡沫产品为铝土矿精矿。精选后得到铝土矿精矿中含SiO2 9.34%、Al2O3 71.30%，铝硅比7.63，Al2O3回收率78.62%，两段脱硅的总脱硅率为64.99%，大幅降低了铝土矿中的硅含量，得到了品质较好、回收率较高的铝土矿精矿。
Claims (5)
1.一种高硅铝土矿浮选两段脱硅方法，其特征在于具体步骤包括如下：
（1）首先将铝土矿原矿破碎筛分至-2mm，再将其粗磨至粒度为-0.074mm占70～75 wt%，加水调至矿浆浓度为30～35 wt%，其次向矿浆中一次添加5000～6000g/t碳酸钠，调整pH值为8～9，然后依次加入水玻璃500～600g/t、六偏磷酸钠300～500g/t、乙酸铅200～300g/t、油酸钠800～1000g/t、松油10～20g/t进行调浆，调浆后进行浮选一段脱硅的粗选Ⅰ，粗选Ⅰ得到的泡沫为铝土矿粗精矿，槽中底流经过如下（2）中的粗选Ⅱ；
（2）将步骤（1）得到的槽中底流中加入乙酸铅100～150g/t，油酸钠100～200g/t，调浆后进行浮选一段脱硅的粗选Ⅱ，得到的泡沫为铝土矿粗精矿，槽中底流为一段含硅尾矿；
（3）将浮选粗选Ⅰ和粗选Ⅱ的泡沫合并进行再磨，磨矿细度为-0.037mm占90～95 wt%，再磨后的铝土矿粗精矿进入浮选二段脱硅；
（4）再磨后的铝土矿粗精矿矿浆中加入1000～2000 g/t碳酸钠，调pH值为8～9，然后依次加入水玻璃250～300g/t，六偏磷酸钠100～200g/t，调浆后进行精选Ⅰ，得到精选Ⅰ的泡沫产品和槽中尾矿，向精选Ⅰ后的槽中尾矿中加入乙酸铅100～200g/t，油酸钠100～150g/t后进行精扫选，得到精扫选的泡沫产品，槽中底流为二段含硅尾矿；
（5）将精选Ⅰ和精扫选得到的泡沫产品合并后再进行4次精选，精选Ⅴ之前过程中得到的中矿均返回上一步精选中反复精选，最终得到的泡沫产品为铝土矿精矿。
2.根据权利要求书1所述的高硅铝土矿浮选两段脱硅方法，其特征在于：所述铝土矿中主要成分为Al2O3 56.70~62.20wt%，SiO2 17.32~18.68wt%，TiO22.06~2.47wt%，Fe2O3 0.55~1.43wt%，CaO 0.37~0.55wt%，MgO 0.52~0.76wt%，K2O 1.20~3.17 wt%，Na2O 0.10~0.32%，铝硅比3.24~3.40。
3.根据权利要求书1所述的高硅铝土矿浮选两段脱硅方法，其特征在于：所述步骤（1）中的水玻璃模数为2~3，水玻璃的浓度为1.0wt%，六偏磷酸钠的浓度为1.0wt%，乙酸铅的浓度为1.0wt%，油酸钠采用油酸纯度为70%和碳酸钠按重量百分比的配制为：油酸:碳酸钠:水=1:1:100，油酸钠的浓度为1.0wt%，松油的浓度为60wt%。
4.根据权利要求书1所述的高硅铝土矿浮选两段脱硅方法，其特征在于：所述步骤（2）中的乙酸铅的浓度为1.0wt%、油酸钠的浓度为1.0wt%。
5.根据权利要求书1所述的高硅铝土矿浮选两段脱硅方法，其特征在于：所述步骤（5）中4次精选过程中均不加任何药剂。
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