CN105080730A - 一种低品位铝土矿降硅除杂方法 - Google Patents
一种低品位铝土矿降硅除杂方法 Download PDFInfo
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Abstract
一种低品位铝土矿降硅除杂方法，在反浮选工艺中向矿浆Ⅰ添加絮凝剂并搅拌均匀，静置、沉淀后的精矿加入合成脂肪酸捕收剂并配成矿浆Ⅱ，然后向矿浆Ⅱ内充入空气进行正浮选除杂，浮选后的上层溢流产物进行固液分离处理得到精矿。本发明所述的低品位铝土矿降硅除杂方法，与现有选矿流程相比，同等矿物的选别部分由传统的正浮选改进为反浮选和正浮选连用的加工工艺，且在反浮选工艺中使用特定配方的絮凝剂对矿浆Ⅰ进行絮凝沉淀，使得铝硅比多提高2-3个点；对二次沉淀产生的中矿进行回选能够多提高30%的精矿产率，尾矿中硅酸盐的含量较高，能够达到伊利石的标准，可作为陶瓷、耐火砖原材料再利用。
Description
技术领域
本发明属于选矿技术领域，具体为一种低品位铝土矿降硅除杂方法。
背景技术
氧化铝广泛应用于金属铝的生产、耐火材料、陶瓷、造纸及建材领域。铝土矿是生产氧化铝的唯一原材料，我国现有生产氧化铝的方法是采用选矿——拜耳法，拜耳法生产氧化铝的先决条件就是铝土矿的铝硅比必须大于8以上，而天然形成的铝土矿矿藏高品位矿石占总储量的比例很低，特别是我国境内铝硅比8点以上的矿石比例占总储量的30%左右。
为了充分利用和最大利益的开发，几十年来国内业内的专家与学者长期致力于低品位铝矿石降硅除杂提高铝硅比的研究。至2005年终于有了可喜的成果，先后出台了烧结法、酸洗溶出法以及正、反浮选法等等，考虑到社会效益、环境保护以及拜耳法工艺的特殊性，氧化铝厂都采用了正浮选法使低品位矿石通过选矿提高品位后再入系统生成，但现有工艺也只能将铝硅比提高2至3个点，且由于正浮选工艺的局限性精矿的产率最高不超过55%，这样原矿流失大，产值低，经济效益低，单独不能形成工业化，至今不能推广适用，致使大量资源浪费。
发明内容
为了解决原矿流失大，产值低的问题，本发明的目的是提出一种低品位铝土矿降硅除杂方法，通过采用反浮选、正浮选连用，且粗精矿二次机械分离的选矿方法，成功实现精矿铝硅比提高4个点以上，精矿产率提高至75%以上。
本发明为了解决上述问题所采取的技术方案为：
一种低品位铝土矿降硅除杂方法，先将铝土矿破碎并磨矿筛分制成矿浆Ⅰ，然后利用正浮选工艺浮选脱硅后浓缩脱水即得到精矿，矿浆Ⅰ先经过一次反浮选工艺浮选脱硅，得到的矿浆Ⅱ再通过正浮选工艺处理，在反浮选工艺中向矿浆Ⅰ添加絮凝剂并搅拌均匀，添加比例为1800-3600g/t，经3-10min静置，沉淀后的精矿加入合成脂肪酸捕收剂并配成浓度为20-35%的矿浆Ⅱ，然后向矿浆Ⅱ内充入空气进行正浮选除杂15-25min，0.5-0.8m3/m2·min，浮选后的上层溢流产物进行固液分离处理得到精矿，其中合成脂肪酸捕收剂为市售。
絮凝剂为碱性磷化淀粉液，制备方法为将市售磷化淀粉与氢氧化钠按照质量比4-5:1的比例混合均匀，加水配置成4%的溶液，加热溶液至80-90℃，水浴冷却即得碱性磷化淀粉液。
上层溢流产物进行固液分离处理时，1000目以上固体物质为最终精矿，-1000目液体产物为尾矿。
在铝土矿原矿破碎过程中添加碳酸钠并混匀，碳酸钠的添加比例为1-5kg/t，原矿破碎至粒度为2-3cm的颗粒，碳酸钠既可调节矿浆pH值，又具有分散作用。当要求矿浆pH值不十分高又希望分散矿浆时，碳酸钠是一种有效的药剂，有时为了增强碳酸钠的分散作用。
磨矿筛分是将破碎过的铝土矿原矿研磨并筛分至70%-200目，矿浆Ⅰ的浓度为10-15%，在矿浆Ⅰ中添加合成淀粉并搅拌均匀，添加比例为1800-3600g/t。
反浮选上层产物、正浮选底流产物和固液分离得到的液体产物混合后进行二次沉淀，沉淀得到溢流产物经过压滤得到最终尾矿，底流产物为铝土矿中矿，直接返回磨矿筛分。
选矿方法中矿浆Ⅰ和矿浆Ⅱ通过饱和氢氧化钠溶液调整其pH值保持在8-12，碳酸钠在溶液中电离不完全，使得溶液体系成弱酸性，在铝土矿降硅除杂的过程中要求溶液体系保持在强碱的环境，能够提高精矿的铝硅比，所以使用价格相对便宜且能够在溶液中完全电离的氢氧化钠作为缓冲液对溶液体系的pH值进行调节。
本发明的有益效果：
本发明所述的一种低品位铝土矿降硅除杂方法，与现有选矿流程相比，同等矿物的选别部分由传统的正浮选改进为反浮选和正浮选连用的加工工艺，且在反浮选工艺中使用特定配方的絮凝剂，即碱性磷化淀粉对矿浆Ⅰ进行絮凝沉淀，使得铝硅比多提高2-3个点；对二次沉淀产生的中矿进行回选能够多提高30%的精矿产率，尾矿中硅酸盐的含量较高，能够达到伊利石的标准，可作为陶瓷、耐火砖原材料再利用，本发明所述的低品位铝土矿降硅除杂方法的有效利用开发，可为我国氧化铝生产增加提供优质的铝精矿，具有良好的社会经济效益，对我国铝工业可持续发展和循环建设也具有十分重要的意义。
附图说明
图1为本发明低品位铝土矿降硅除杂方法的工艺流程图；
图2为本发明实施案例中现有工艺增加反浮选处理工艺后的数据分析；
图3为本发明实施案例中现有工艺增加反浮选处理工艺和沉淀箱二次沉降处理工艺后的数据分析；
图4为本发明实施案例中现有工艺增加反浮选处理工艺、沉淀箱二次沉降处理工艺和固液分离工艺后的数据分析。
具体实施方式
结合以下具体实施例，对本发明作进一步的详细说明，本发明的保护范围不局限于以下实施例。实施本发明的过程、条件、试剂、实验方法等，除以下专门提及的内容之外，均为本领域的普遍知识和公知常识，本发明没有特别限制内容。
实施例1
对低品位铝土矿进行选矿处理，包括以下步骤：
步骤一、在铝土矿原矿中添加碳酸钠并混匀，碳酸钠的添加比例为1kg/t，原矿破碎至粒度为2cm的颗粒；
步骤二、将破碎过的原矿研磨并筛分至70%-200目，调制成矿浆Ⅰ，矿浆Ⅰ的浓度为10%；
步骤三、矿浆Ⅰ先经过一次反浮选工艺浮选脱硅，得到的矿浆Ⅱ再通过正浮选工艺处理，在反浮选工艺中向矿浆Ⅰ添加碱性磷化淀粉并搅拌均匀，添加比例为1800g/t，经3min静置，沉淀后的精矿加入合成脂肪酸捕收剂并配成浓度为20%的矿浆Ⅱ，然后向矿浆Ⅱ内充入空气进行正浮选除杂15min，0.5m3/m2·min，浮选后的上层溢流产物进行固液分离处理得到精矿；
步骤四、反浮选上层产物、正浮选底流产物和浓缩脱水的液体产物混合后进行二次沉淀，沉淀得到溢流产物经过压滤得到最终尾矿，底流产物为铝土矿中矿，直接返回磨矿筛分。
实施例2
对低品位铝土矿进行选矿处理，包括以下步骤：
步骤一、在铝土矿原矿中添加碳酸钠并混匀，碳酸钠的添加比例为2kg/t，原矿破碎至粒度为3cm的颗粒；
步骤二、将破碎过的原矿研磨并筛分至70%-200目，调制成矿浆Ⅰ，矿浆Ⅰ的浓度为10%；
步骤三、矿浆Ⅰ先经过一次反浮选工艺浮选脱硅，得到的矿浆Ⅱ再通过正浮选工艺处理，在反浮选工艺中向矿浆Ⅰ添加碱性磷化淀粉并搅拌均匀，添加比例为2000g/t，经4min静置，沉淀后的精矿加入合成脂肪酸捕收剂并配成浓度为23%的矿浆Ⅱ，然后向矿浆Ⅱ内充入空气进行正浮选除杂18min，0.6m3/m2·min，浮选后的上层溢流产物进行固液分离处理得到精矿；
步骤四、反浮选上层产物、正浮选底流产物和浓缩脱水的液体产物混合后进行二次沉淀，沉淀得到溢流产物经过压滤得到最终尾矿，底流产物为铝土矿中矿，直接返回磨矿筛分。
实施例3
对低品位铝土矿进行选矿处理，包括以下步骤：
步骤一、在铝土矿原矿中添加碳酸钠并混匀，碳酸钠的添加比例为2.5kg/t，原矿破碎至粒度为2.5cm的颗粒；
步骤二、将破碎过的原矿研磨并筛分至70%-200目，调制成矿浆Ⅰ，矿浆Ⅰ的浓度为10%；
步骤三、矿浆Ⅰ先经过一次反浮选工艺浮选脱硅，得到的矿浆Ⅱ再通过正浮选工艺处理，在反浮选工艺中向矿浆Ⅰ添加碱性磷化淀粉并搅拌均匀，添加比例为2700g/t，经6min静置，沉淀后的精矿加入合成脂肪酸捕收剂并配成浓度为28%的矿浆Ⅱ，然后向矿浆Ⅱ内充入空气进行正浮选除杂20min，0.6m3/m2·min，浮选后的上层溢流产物进行固液分离处理得到精矿；
步骤四、反浮选上层产物、正浮选底流产物和浓缩脱水的液体产物混合后进行二次沉淀，沉淀得到溢流产物经过压滤得到最终尾矿，底流产物为铝土矿中矿，直接返回磨矿筛分。
实施例4
对低品位铝土矿进行选矿处理，包括以下步骤：
步骤一、在铝土矿原矿中添加碳酸钠并混匀，碳酸钠的添加比例为4kg/t，原矿破碎至粒度为2cm的颗粒；
步骤二、将破碎过的原矿研磨并筛分至70%-200目，调制成矿浆Ⅰ，矿浆Ⅰ的浓度为10%；
步骤三、矿浆Ⅰ先经过一次反浮选工艺浮选脱硅，得到的矿浆Ⅱ再通过正浮选工艺处理，在反浮选工艺中向矿浆Ⅰ添加碱性磷化淀粉并搅拌均匀，添加比例为3000g/t，经9min静置，沉淀后的精矿加入合成脂肪酸捕收剂并配成浓度为32%的矿浆Ⅱ，然后向矿浆Ⅱ内充入空气进行正浮选除杂23min，0.7m3/m2·min，浮选后的上层溢流产物进行固液分离处理得到精矿；
步骤四、反浮选上层产物、正浮选底流产物和浓缩脱水的液体产物混合后进行二次沉淀，沉淀得到溢流产物经过压滤得到最终尾矿，底流产物为铝土矿中矿，直接返回磨矿筛分。
实施例5
对低品位铝土矿进行选矿处理，包括以下步骤：
步骤一、在铝土矿原矿中添加碳酸钠并混匀，碳酸钠的添加比例为5kg/t，原矿破碎至粒度为3cm的颗粒；
步骤二、将破碎过的原矿研磨并筛分至70%-200目，调制成矿浆Ⅰ，矿浆Ⅰ的浓度为10%；
步骤三、矿浆Ⅰ先经过一次反浮选工艺浮选脱硅，得到的矿浆Ⅱ再通过正浮选工艺处理，在反浮选工艺中向矿浆Ⅰ添加碱性磷化淀粉并搅拌均匀，添加比例为3600g/t，经10min静置，沉淀后的精矿加入合成脂肪酸捕收剂并配成浓度为35%的矿浆Ⅱ，然后向矿浆Ⅱ内充入空气进行正浮选除杂25min，0.8m3/m2·min，浮选后的上层溢流产物进行固液分离处理得到精矿；
步骤四、反浮选上层产物、正浮选底流产物和浓缩脱水的液体产物混合后进行二次沉淀，沉淀得到溢流产物经过压滤得到最终尾矿，底流产物为铝土矿中矿，直接返回磨矿筛分。
实施案例：
河南省禹州市自建一小型铝土矿选矿厂，使用本发明所述的选矿方法进行作业后得到的数据对比如下：
第一、在现有工艺的基础上增加了反浮选处理工艺，其指标如图2所示：
入选原矿320吨，得到精矿180吨，产率56%，精矿铝硅比为4.23，比原矿的2.2提高了2.03。
第二、在现有工艺的基础上增加了反浮选处理工艺和沉淀箱二次沉降处理工艺，其指标如图3所示：
入选原矿260吨，得到精矿200吨，产率79%，精矿铝硅比5.53，比原矿的2.2提高了3.33。
第三、在现有工艺的基础上增加了反浮选处理工艺、沉淀箱二次沉降处理工艺和固液分离工艺，其指标如图4所示：
入选原矿390吨，得到精矿296吨，产率75%，精矿铝硅比5.53，比原矿的2.2提高了3.33。
Claims (7)
1.一种低品位铝土矿降硅除杂方法，先将铝土矿破碎并磨矿筛分制成矿浆Ⅰ，然后利用正浮选工艺浮选脱硅后浓缩脱水即得到精矿，其特征在于：矿浆Ⅰ先经过一次反浮选工艺浮选脱硅，得到的矿浆Ⅱ再通过正浮选工艺处理，在反浮选工艺中向矿浆Ⅰ添加絮凝剂并搅拌均匀，添加比例为1800-3600g/t，经3-10min静置，沉淀后的精矿中按照原矿500-1200g/t的比例加入合成脂肪酸捕收剂并配成浓度为20-35%的矿浆Ⅱ，然后向矿浆Ⅱ内充入空气进行正浮选除杂15-25min，0.5-0.8m3/m2·min，浮选后的上层溢流产物进行固液分离处理得到精矿，其中合成脂肪酸捕收剂为市售。
2.如权利要求1所述的一种低品位铝土矿降硅除杂方法，其特征在于：所述的絮凝剂为碱性磷化淀粉液，制备方法为将市售磷化淀粉与氢氧化钠按照质量比4-5:1的比例混合均匀，加水配置成4%的溶液，加热溶液至80-90℃，水浴冷却即得碱性磷化淀粉液。
3.如权利要求1所述的一种低品位铝土矿降硅除杂方法，其特征在于：所述上层溢流产物进行固液分离处理时，800-1000目以上固体物质为最终精矿，液体产物为尾矿。
4.如权利要求1所述的一种低品位铝土矿降硅除杂方法，其特征在于：所述破碎是在铝土矿原矿中添加碳酸钠并混匀，碳酸钠的添加比例为1-5kg/t，原矿破碎至粒度为2-3cm的颗粒。
5.如权利要求1所述的一种低品位铝土矿降硅除杂方法，其特征在于：所述磨矿筛分是将破碎过的铝土矿原矿研磨并筛分至70%-200目，调制成矿浆Ⅰ，矿浆Ⅰ的浓度为10-15%，在矿浆Ⅰ中添加絮凝剂并搅拌均匀，添加比例为1800-3600g/t。
6.如权利要求1所述的一种低品位铝土矿降硅除杂方法，其特征在于：所述反浮选上层产物、正浮选底流产物和固液分离得到的液体产物混合后进行二次沉淀，沉淀得到溢流产物经过压滤得到最终尾矿，底流产物为铝土矿中矿，直接返回磨矿筛分。
7.如权利要求1所述的一种低品位铝土矿降硅除杂方法，其特征在于：所述选矿方法中矿浆Ⅰ和矿浆Ⅱ通过饱和氢氧化钠溶液调整其pH值保持在8-12。
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