CN106902975B - 一种高铝高硅型铝土矿的分步脱硅提质方法 - Google Patents
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Abstract
本发明属矿物加工工程技术领域,涉及一种高铝高硅型铝土矿的分步脱硅提质方法,先将高铝高硅铝土矿粗磨并调浆，采用螺旋溜槽进行第一步脱硅，经粗选和精选后得到粗粒铝土矿精矿；将第一步的各中矿合并再磨后调浆，依次用水力旋流器和螺旋溜槽进行第二步脱硅，先用水力旋流器脱泥，其沉砂再经螺旋溜槽粗选和精选，得到中粒铝土矿精矿；将第一、二步的中、尾矿合并后浮选脱硅，采用浮选闭路流程得到细粒铝土矿精矿；本发明利用“粗磨后螺旋溜槽富集粗粒矿，中矿再磨后水力旋流器联合螺旋溜槽富集中粒矿，尾矿细泥浮选富集细粒矿”的分步脱硅提质方法，阶段获得不同粒级的铝土矿精矿，具有药耗低、回收率高、脱硅彻底等优点。
Description
技术领域
本发明涉及一种高铝高硅型铝土矿的分步脱硅提质方法，属于矿物加工工程领域。
背景技术
我国是世界上最大的铝生产国和消费国。铝土矿是铝工业的主要原料。我国铝土矿资源量居世界第9位，储量中等且品质不高，铝土矿具有含硅脉石矿物组成复杂、矿物嵌布关系密切、铝硅比(A/S)低、以一水硬铝石型为主的特征，无法满足拜耳法生产氧化铝对原料的要求(A/S＞8)，因此，选矿脱硅以获得高铝硅比精矿是我国铝土矿分选的主要目的。
近年来，随着矿物加工技术的不断进步，对高硅铝土矿的选矿脱硅工艺成效显著，其中正浮选脱硅法是主要采用的方法，具有对矿石适应性强、处理量大和易于提高铝硅比等优点。然而，由于铝土矿精矿产率大，采用正浮选工艺存在磨矿粒度细、流程长、药剂耗量大、选别成本高且尾矿不易沉降和过滤等诸多问题。而与浮选工艺相比，重选工艺(如螺旋溜槽、水力旋流器等)不使用药剂、流程简单且经济环保，但其在铝土矿脱硅中的研究和应用不广泛。
我国有大量高铝高硅型铝土矿资源，具有以一水硬铝石型为主且含铝高、含硅高、铝硅比低的特征，若采用单一的洗矿重选脱硅工艺，则面临中、细粒级铝土矿损失大及回收率低的问题，若采用单一的浮选脱硅工艺，则要求矿石细磨且全粒级浮选，存在浮选药耗高、磨矿能耗高及大量尾矿难沉降等问题，因此，针对高铝高硅型铝土矿的特性，如何充分结合重选和浮选工艺各自的优势，开发出一种经济、环保且高效的选矿脱硅提质方法，对实现我国大量类似资源的选矿开发利用具有重要的意义。
发明内容
本发明的目的是提供一种高铝高硅型铝土矿的分步脱硅提质方法，该方法对高铝高硅铝土矿的铝硅分离具有工艺简单灵活、药剂耗量低，回收率高等优点。本发明通过以下技术方案实现。
一种高铝高硅型铝土矿的分步脱硅提质方法，该方法包括：
(一)粗磨后重选脱硅；将铝土矿原矿破碎筛分后粗磨至一定细度，调至一定矿浆浓度后，用螺旋溜槽进行一次粗选和一次精选，螺旋溜槽精矿为粗粒铝土矿精矿；
(二)中矿再磨后重选脱硅；将步骤(一)中螺旋溜槽的粗选中矿和精选中、尾矿合并再磨至一定细度，调浆后再给入水力旋流器进行两次脱泥，对水力旋流器的沉砂采用螺旋溜槽进行一次粗选和一次精选，螺旋溜槽精矿为中粒铝土矿精矿；
(三)细粒尾矿的浮选脱硅；将步骤(一)中螺旋溜槽的粗选尾矿、步骤(二)中水力旋流器的溢流和螺旋溜槽的中、尾矿合并，调浆后进行浮选脱硅，以碳酸钠为矿浆分散剂，水玻璃、六偏磷酸钠为脉石矿物抑制剂，硝酸铅为铝土矿活化剂，MOH为捕收剂，松醇油为起泡剂，调浆后进行浮选粗选、扫选和多次精选闭路流程，扫选后的底流为浮选尾矿，各次精选产出的中矿顺序返回上一流程，多次精选后最终的泡沫产品为细粒铝土矿精矿。
该方法进一步包括：
(1)将细碎至-2mm的铝土矿磨矿至-200目占70％～75％，加水调至矿浆浓度为15-20％，采用螺旋溜槽分别进行一次粗选和一次精选；螺旋溜槽的精矿为粗粒铝土矿精矿；
(2)将步骤(1)中螺旋溜槽的粗选中矿和精选的中、尾矿合并再磨至-200目占80％～85％；
(3)将步骤(2)中的物料调至矿浆浓度为15％～20％，采用水力旋流器分别进行两次脱泥，得到的沉砂再用螺旋溜槽分别进行一次粗选和一次精选，螺旋溜槽的精矿为中粒铝土矿精矿；
(4)将步骤(1)中螺旋溜槽的粗选尾矿、步骤(3)中水力旋流器的溢流和螺旋溜槽的中、尾矿合并；
(5)对步骤(4)得到的矿浆调至浓度为25％～30％，采用一次粗选、一次扫选、四次精选的浮选闭路流程，浮选精矿为细粒铝土矿精矿。
浮选粗选以碳酸钠5000～7000g/t为矿浆分散剂，水玻璃400～600g/t和六偏磷酸钠400～600g/t为脉石矿物抑制剂，硝酸铅200～300g/t为铝土矿活化剂，MOH900～1100g/t为捕收剂，松醇油10～20g/t为起泡剂；扫选作业加入硝酸铅100～150g/t，MOH 100～200g/t；扫选底流为最终尾矿，扫选的泡沫返回粗选，粗选的泡沫进行四次精选，精选Ⅰ至精选Ⅳ的中矿顺序返回上一作业，形成闭路，精选Ⅳ的泡沫产品为细粒铝土矿精矿。
本发明出现的g/t指的是每吨铝土矿浮选时加入试剂的量为克。
本发明的有益效果是：
(1)本发明中，根据高铝高硅铝土矿中一水硬铝石矿物与硅酸盐矿物、石英等脉石矿物之间存在的密度差异，在粗磨条件下，充分利用重选设备螺旋溜槽对粗粒物料的脱硅优势，及时将已经单体解离的粗粒铝土矿富集回收，首先得到粗粒铝土矿精矿，充分体现了“能拿早拿”优点，这是实现该技术的一个重要支撑点。
(2)对第一步脱硅后剩余的中矿，适度再磨后，利用重选设备水力旋流器对细粒的分级优势脱除大量细泥，再利用螺旋溜槽及时对中粒物料加以脱硅提质，进一步富集得到中粒铝土矿精矿，大大减少了后续浮选工艺的入选矿量，极具降低经济成本的优势，同时避免后续浮选脱硅时粗细粒相互干扰导致的脱硅效果差及粗粒矿物的损失问题，这是实现该技术的另一个重要支撑点。
(3)对第一步和第二步中产出的细泥尾矿，最后采用浮选流程，充分利用浮选对细粒矿物适应性强和易于提高铝硅比的优势，富集得到细粒级铝土矿精矿，切实地保障了铝土矿石具有较高的回收率，这是实现该技术的另一个重要实施手段。
与公知的技术相比，本工艺开发的分步脱硅提质工艺具有各步骤优势互补、流程简单灵活、药耗低、污染小、选矿成本低、回收率高及生产易控制等优点。对高铝高硅铝土矿的经济高效选矿脱硅具有借鉴和示范意义。
附图说明
图1是本发明工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施方式，对本发明作进一步说明。
实施例1
如图1所示，该一种高铝高硅型铝土矿的分步脱硅提质方法，其具体步骤如下：
(一)第一步螺旋溜槽重选脱硅：将高铝高硅铝土矿(矿样Ⅰ)，该矿含Al2O365.41wt％，SiO213.15wt％，铝硅比(A/S)为4.97，主要铝矿物为一水硬铝石(48.21wt％)和一水软铝石(17.20wt％)，其余脉石矿物以高岭石、伊利石和石英等为主。将该矿样破碎筛分磨矿至-200目占70％，加水调至矿浆浓度为15％(m/v)，采用螺旋溜槽分别进行一次粗选和一次精选，螺旋溜槽的精矿为粗粒铝土矿精矿。
(二)第二步水力旋流器联合螺旋溜槽重选脱硅：将步骤(一)中螺旋溜槽的粗选中矿和精选的中、尾矿合并再磨至-0.074mm占80％，加水调至矿浆浓度为15％(m/v)，采用水力旋流器分别进行两次脱泥，得到的沉砂再用螺旋溜槽分别进行一次粗选和一次精选，螺旋溜槽的精矿为中粒铝土矿精矿。
(二)第三步浮选脱硅：将步骤(一)中螺旋溜槽的粗选尾矿、步骤(3)中水力旋流器的溢流和螺旋溜槽粗选、精选的中、尾矿合并，调至矿浆浓度为25％，依次加入加入碳酸钠6000g/t，水玻璃500g/t，六偏磷酸钠500g/t，硝酸铅200g/t，MOH 1000g/t，松醇油20g/t，充分搅拌10min后进行浮选粗选，粗选后的底流加入硝酸铅100g/t，MOH 100g/t调浆后进行一次扫选，扫选的泡沫返回粗选，粗选泡沫依次进行四次精选(精选Ⅰ～精选Ⅳ)，各次精选的底流顺序返回上一级精选，形成闭路，精选Ⅳ的泡沫产品为细粒铝土矿精矿。
对该高铝高硅铝土矿，采用上述分步脱硅提质工艺，以铝土矿精矿的品位和回收率计算，上述第一步螺旋溜槽重选脱硅后，粗粒铝土矿精矿的Al2O3品位为71.46％，含SiO29.12％，A/S为7.65，Al2O3回收率为41.08％；第二步水力旋流器联合螺旋溜槽重选脱硅后，中粒铝土矿精矿的Al2O3品位为70.26％，含SiO29.82％，A/S为7.15，Al2O3回收率为20.34％；第三步浮选脱硅后，细粒铝土矿精矿的Al2O3品位为69.89％，含SiO29.75％，A/S为7.17，Al2O3回收率为25.09％；总铝土矿精矿的Al2O3品位为70.02％，含SiO29.18％，A/S为7.63，Al2O3回收率为86.51％，达到了较为理想的选矿脱硅效果。
实施例2
如图1所示，该一种高铝高硅型铝土矿的分步脱硅提质方法，其具体步骤如下：
(一)第一步螺旋溜槽重选脱硅：将高铝高硅铝土矿(矿样Ⅱ)，该矿含Al2O366.57wt％，SiO212.42wt％，铝硅比(A/S)为5.36，主要铝矿物为一水硬铝石(52.03wt％)和一水软铝石(14.54wt％)，其余脉石矿物以高岭石、白云母和石英等为主。将该矿样破碎筛分磨矿至-200目占70％，加水调至矿浆浓度为15％(m/v)，采用螺旋溜槽分别进行一次粗选和一次精选，螺旋溜槽的精矿为粗粒铝土矿精矿。
(二)第二步水力旋流器联合螺旋溜槽重选脱硅：将步骤(一)中螺旋溜槽的粗选中矿和精选的中、尾矿合并再磨至-0.074mm占85％，加水调至矿浆浓度为15％(m/v)，采用水力旋流器分别进行两次脱泥，得到的沉砂再用螺旋溜槽分别进行一次粗选和一次精选，螺旋溜槽的精矿为中粒铝土矿精矿。
(二)第三步浮选脱硅：将步骤(一)中螺旋溜槽的粗选尾矿、步骤(3)中水力旋流器的溢流和螺旋溜槽粗选、精选的中、尾矿合并，调至矿浆浓度为30％，依次加入加入碳酸钠7000g/t，水玻璃500g/t，六偏磷酸钠500g/t，硝酸铅300g/t，MOH 1100g/t，松醇油10g/t，充分搅拌10min后进行浮选粗选，粗选后的底流加入硝酸铅150g/t，MOH 200g/t调浆后进行一次扫选，扫选的泡沫返回粗选，粗选泡沫依次进行四次精选(精选Ⅰ～精选Ⅳ)，各次精选的底流顺序返回上一级精选，形成闭路，精选Ⅳ的泡沫产品为细粒铝土矿精矿。
对该高铝高硅铝土矿，采用上述分步脱硅提质工艺，以铝土矿精矿的品位和回收率计算，上述第一步螺旋溜槽重选脱硅后，粗粒铝土矿精矿的Al2O3品位为72.29％，含SiO29.14％，A/S为7.91，Al2O3回收率为40.75％；第二步水力旋流器联合螺旋溜槽重选脱硅后，中粒铝土矿精矿的Al2O3品位为70.71％，含SiO29.61％，A/S为7.36，Al2O3回收率为21.18％；第三步浮选脱硅后，细粒铝土矿精矿的Al2O3品位为69.67％，含SiO29.53％，A/S为7.31，Al2O3回收率为25.30％；总铝土矿精矿的Al2O3品位为71.14％，含SiO29.75％，A/S为7.30，Al2O3回收率为87.23％，达到了较为理想的选矿脱硅效果。
实施例3
如图1所示，该一种高铝高硅型铝土矿的分步脱硅提质方法，其具体步骤如下：
(一)第一步螺旋溜槽重选脱硅：将高铝高硅铝土矿(矿样Ⅲ)，该矿含Al2O364.78wt％，SiO212.82wt％，铝硅比(A/S)为5.05，主要铝矿物为一水硬铝石(49.53wt％)和一水软铝石(15.25wt％)，其余脉石矿物以石英、叶蜡石、高岭石等为主。将该矿样破碎筛分磨矿至-200目占75％，加水调至矿浆浓度为20％(m/v)，采用螺旋溜槽分别进行一次粗选和一次精选，螺旋溜槽的精矿为粗粒铝土矿精矿。
(二)第二步水力旋流器联合螺旋溜槽重选脱硅：将步骤(一)中螺旋溜槽的粗选中矿和精选的中、尾矿合并再磨至-0.074mm占85％，加水调至矿浆浓度为15％(m/v)，采用水力旋流器分别进行两次脱泥，得到的沉砂再用螺旋溜槽分别进行一次粗选和一次精选，螺旋溜槽的精矿为中粒铝土矿精矿。
(二)第三步浮选脱硅：将步骤(一)中螺旋溜槽的粗选尾矿、步骤(3)中水力旋流器的溢流和螺旋溜槽粗选、精选的中、尾矿合并，调至矿浆浓度为30％，依次加入加入碳酸钠5000g/t，水玻璃600g/t，六偏磷酸钠600g/t，硝酸铅200g/t，MOH 9000g/t，松醇油20g/t，充分搅拌10min后进行浮选粗选，粗选后的底流加入硝酸铅150g/t，MOH 200g/t调浆后进行一次扫选，扫选的泡沫返回粗选，粗选泡沫依次进行四次精选(精选Ⅰ～精选Ⅳ)，各次精选的底流顺序返回上一级精选，形成闭路，精选Ⅳ的泡沫产品为细粒铝土矿精矿。
对该高铝高硅铝土矿，采用上述分步脱硅提质工艺，以铝土矿精矿的品位和回收率计算，上述第一步螺旋溜槽重选脱硅后，粗粒铝土矿精矿的Al2O3品位为70.08％，含SiO29.62％，A/S为7.28，Al2O3回收率为39.57％；第二步水力旋流器联合螺旋溜槽重选脱硅后，中粒铝土矿精矿的Al2O3品位为69.41％，含SiO29.75％，A/S为7.12，Al2O3回收率为20.22％；第三步浮选脱硅后，细粒铝土矿精矿的Al2O3品位为69.70％，含SiO29.85％，A/S为7.08，Al2O3回收率为25.15％；总铝土矿精矿的Al2O3品位为69.81％，含SiO29.73％，A/S为7.17，Al2O3回收率为84.94％，达到了较为理想的选矿脱硅效果。
以上结合附图对本发明的具体实施方式作了详细说明，但是本发明并不限于上述实施方式，在本领域普通技术人员所具备的知识范围内，还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种相应的变化。
Claims (3)
1.一种高铝高硅型铝土矿的分步脱硅提质方法,其特征在于：该方法包括：
(一)粗磨后重选脱硅；将铝土矿原矿破碎筛分后粗磨，调制矿浆，用螺旋溜槽进行一次粗选和一次精选，螺旋溜槽精矿为粗粒铝土矿精矿；
(二)中矿再磨后重选脱硅；将步骤(一)中螺旋溜槽的粗选中矿和精选中、尾矿合并再研磨，调浆后再给入水力旋流器进行两次脱泥，对水力旋流器的沉砂采用螺旋溜槽进行一次粗选和一次精选，螺旋溜槽精矿为中粒铝土矿精矿；
(三)细粒尾矿的浮选脱硅；将步骤(一)中螺旋溜槽的粗选尾矿、步骤(二)中水力旋流器的溢流和螺旋溜槽的中、尾矿合并，调浆后进行浮选脱硅，以碳酸钠为矿浆分散剂，水玻璃、六偏磷酸钠为脉石矿物抑制剂，硝酸铅为铝土矿活化剂，MOH为捕收剂，松醇油为起泡剂，调浆后进行浮选粗选、扫选和多次精选闭路流程，扫选后的底流为浮选尾矿，各次精选产出的中矿顺序返回上一流程，多次精选后最终的泡沫产品为细粒铝土矿精矿。
2.按权利要求1所述的一种高铝高硅型铝土矿的分步脱硅提质方法，其特征在于：
(1)将细碎至-2mm的铝土矿磨矿至-200目占70％～75％，加水调至矿浆浓度为15-20％，采用螺旋溜槽分别进行一次粗选和一次精选；螺旋溜槽的精矿为粗粒铝土矿精矿；
(2)将步骤(1)中螺旋溜槽的粗选中矿和精选的中、尾矿合并再磨至-200目占80％～85％；
(3)将步骤(2)中的物料调至矿浆浓度为15％～20％，采用水力旋流器分别进行两次脱泥，得到的沉砂再用螺旋溜槽分别进行一次粗选和一次精选，螺旋溜槽的精矿为中粒铝土矿精矿；
(4)将步骤(1)中螺旋溜槽的粗选尾矿、步骤(3)中水力旋流器的溢流和螺旋溜槽的中、尾矿合并；
(5)对步骤(4)得到的矿浆调至浓度为25％～30％，采用一次粗选、一次扫选、四次精选的浮选闭路流程，浮选精矿为细粒铝土矿精矿。
3.按权利要求2所述的一种高铝高硅型铝土矿的分步脱硅提质方法，其特征在于：浮选粗选以碳酸钠5000～7000g/t为矿浆分散剂，水玻璃400～600g/t和六偏磷酸钠400～600g/t为脉石矿物抑制剂，硝酸铅200～300g/t为铝土矿活化剂，MOH900～1100g/t为捕收剂，松醇油10～20g/t为起泡剂；扫选作业加入硝酸铅100～150g/t，MOH100～200g/t；扫选底流为最终尾矿，扫选的泡沫返回粗选，粗选的泡沫进行四次精选，精选Ⅰ至精选Ⅳ的中矿顺序返回上一作业，形成闭路，精选Ⅳ的泡沫产品为细粒铝土矿精矿。
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