CN110292988B - 一种高硫铝土矿重浮联合脱硫的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种高硫铝土矿重浮联合脱硫的方法，步骤包括：将经磨矿后的高硫铝土矿矿浆，通过重选分离出黄铁矿和重选铝精矿；将得到的重选铝精矿进行浮选脱硫，或者经粗细分级后分别进行浮选脱硫；将得到的泡沫产品与黄铁矿合并为综合硫精矿，得到的底流产品即为铝精矿。本发明工艺流程简单，重选流程没有选矿药剂消耗，可显著降低选矿脱硫成本，解决因矿石堆场酸化而产生的环境问题，实现了高硫铝土矿的资源综合利用，具有显著的经济和环境效益。
Description
技术领域
本发明涉及铝土矿脱硫技术领域，具体涉及一种高硫铝土矿重浮联合脱硫的方法。
背景技术
高硫铝土矿生产氧化铝的应用研究已取得一定进展，其中多数采用浮选脱硫方法。例如中国专利CN101480633B一种高硫铝土矿分步浮选脱硫方法，提供了一种高硫铝土矿分步浮选脱硫方法，第一步首先进行脱硫粗选，分出硫化物中矿和铝精矿，第二步将第一步脱硫粗选的硫化物中矿进行脱硫浮选进一步分出硫粗精矿和铝精矿，两部分铝精矿合并成综合铝精矿。该方法具有操作方法简便、选矿药剂易购、综合成本低、脱硫率和氧化铝回收率高、可综合回收利用硫等特点，但该方法经过实施得到的综合铝精矿硫含量大于0.5％，不能满足氧化铝生产原料要求，需要对脱硫铝精矿指标进一步进行优化。
此外，目前资源丰富、铝硅比较高的硫含量大于4％的高硫铝土矿，受技术所限难以经济利用。尤其是部分矿石因堆放时间较长，氧化酸化较为严重，可选性差，如在酸性条件下进行浮选脱硫，对设备腐蚀严重；如采用碱性条件下进行浮选脱硫，不仅造成浮选药剂成本较高，当pH调整剂用量过多时，会导致泡沫发粘，浮选泡沫夹杂严重，使浮选脱硫分选性变差。
因此，随着当前高品位铝土矿储量日渐减少，供矿品位下降的趋势，硫含量大于4％的高硫铝土矿的合理经济利用已经迫在眉睫，有必要加快开发和完善高硫铝土矿综合利用技术。
发明内容
针对上述已有技术存在的不足，本发明提供一种高硫铝土矿重浮联合脱硫的方法。
本发明是通过以下技术方案实现的。
一种高硫铝土矿重浮联合脱硫的方法，其特征在于，所述方法步骤包括：
(1)将经磨矿后的高硫铝土矿矿浆，通过重选分离出重选黄铁矿和重选铝精矿；
(2)将经步骤(1)得到的重选铝精矿进行浮选脱硫，或者经粗细分级后分别进行浮选脱硫；
(3)将经步骤(2)得到的泡沫产品与经步骤(1)得到的重选黄铁矿合并为综合硫精矿，经步骤(2)得到的底流产品即为铝精矿。
根据上述的方法，其特征在于，所述的高硫铝土矿，其硫含量≥4％(按质量百分比计)。
根据上述的方法，其特征在于，所述步骤(1)磨矿至细度为-0.074mm粒级所占的质量百分含量为60％～85％。
根据上述的方法，其特征在于，所述步骤(1)重选设备为跳汰选矿机、摇床、螺旋溜槽中的一种。
根据上述的方法，其特征在于，所述跳汰选矿机使用的床层厚度为80mm～100mm，冲程为8mm～15mm；所述摇床使用的床面倾角为1.5°～3.5°，冲程为11mm～16mm，冲次为290次～320次/min；所述螺旋溜槽使用的给矿浓度为30％～40％。
根据上述的方法，其特征在于，所述步骤(2)浮选设备为无传动浮选槽、浮选机、浮选柱中的一种。
根据上述的方法，其特征在于，所述重选铝精矿进行浮选脱硫的过程包括：一次粗选、一次或两次的精选、一次或多次的扫选。
根据上述的方法，其特征在于，所述重选铝精矿采用0.023mm作为分级界限进行分级，+0.023mm粗粒级和-0.023mm细粒级产物分别进行浮选脱硫，浮选脱硫过程包括：一次粗选、一次或两次的精选、一次或多次的扫选。
本发明的有益技术效果，本发明提供了一种高硫铝土矿重浮联合脱硫的方法，针对原矿硫含量大于4％的高硫铝土矿，得到的铝精矿硫含量小于0.4％，综合硫精矿硫含量大于39％。不仅能解决我国高硫铝土矿的利用难题，为氧化铝企业提供合格的生产原料，缓解部分氧化铝企业的现有供矿危机；而且采用的重选工艺流程简单，重选流程没有选矿药剂消耗，可显著降低选矿脱硫成本，解决因矿石堆场酸化而产生的环境问题，且硫精矿的品位达到了市场要求，可以作为商品出售，实现了高硫铝土矿的资源综合利用，具有显著的经济和环境效益。
具体实施方式
下面结合具体实施方式对本发明进行详细说明。
一种高硫铝土矿重浮联合脱硫的方法，其处理过程包括磨矿、重选、浮选等步骤，具体步骤包括：
(1)将经磨矿后的高硫铝土矿矿浆，通过重选分离出重选黄铁矿和重选铝精矿；其中，高硫铝土矿中硫含量≥4％，高硫铝土矿中黄铁矿比重为4.9～5.2g/cm3；磨矿至细度为-0.074mm粒级所占质量百分含量为60％～85％；重选设备为跳汰选矿机、摇床、螺旋溜槽中的一种；跳汰选矿机使用的床层厚度为80mm～100mm，冲程为8mm～15mm；摇床使用的床面倾角为1.5°～3.5°，冲程为11mm～16mm，冲次为290次～320次/min；螺旋溜槽使用的给矿浓度为30％～40％；根据黄铁矿与一水硬铝石和硅酸盐矿物的密度以及粒度差异，采用重选方法即可实现粗颗粒硫矿物与铝矿物的有效分离，且重选法作为一种节能、高效、环保的选矿方法，有着众多的选矿优势，具有其他选矿方法所不具备的投资小、收益快、运营成本低的特点，通过重选洗矿后再进行浮选脱硫，可有效消除硫酸根离子对浮选脱硫的影响；
(2)将经步骤(1)得到的重选铝精矿经过一次粗选、一次或两次的精选、一次或多次的扫选进行浮选脱硫，或者采用0.023mm作为分级界限进行粗细分级为+0.023mm粗粒级和-0.023mm细粒级，然后分别进行浮选脱硫，浮选脱硫过程包括：一次粗选、一次或两次的精选、一次或多次的扫选；浮选设备为无传动浮选槽、浮选机、浮选柱中的一种；
(3)将经步骤(2)得到的泡沫产品即浮选硫精矿与经步骤(1)得到的重选黄铁矿合并为综合硫精矿，经步骤(2)得到的底流产品(浮选铝精矿)即为铝精矿。
实施例1
遵义某高硫铝土矿，原矿硫含量为4.52％，在磨矿细度为-0.074mm含量占84.8％时，采用摇床对该高硫铝土矿矿浆进行重选脱硫，摇床使用的床面倾角为2.0°，冲程为13mm，冲次为300次/min，重选得到的黄铁矿产率为5.32％，硫含量为40.48％；得到的重选铝精矿采用无传动浮选槽直接进行浮选脱硫，采用pH值调整剂将矿浆pH值调至9.0，然后加入捕收剂、起泡剂、活化剂及抑制剂，浮选脱硫过程为一次粗选、一次精选、三次扫选；浮选得到的浮选铝精矿即为最终铝精矿，产率为89.13％，硫含量为0.31％；浮选得到的浮选硫精矿与重选得到的重选黄铁矿合并为综合硫精矿，产率为10.87％，硫含量为39.04％，具体指标如表1所示。
表1遵义某高硫铝土矿重浮联合脱硫指标
由表1可知，用本发明的高硫铝土矿重浮联合脱硫的方法实施例1与高硫铝土矿分步浮选脱硫方法对比例1效果对比：硫精矿硫含量相近，综合铝精矿硫含量降低0.22％。
实施例2
河南巩义某高硫铝土矿，原矿硫含量为5.31％，在磨矿细度为-0.074mm含量占85.0％时，采用摇床对该高硫铝土矿矿浆进行重选脱硫，摇床使用的床面倾角为1.5°，冲程为16mm，冲次为290次/min，重选得到的黄铁矿产率为7.07％，硫含量为40.66％；得到的重选铝精矿采用无传动浮选槽直接进行浮选脱硫，采用pH值调整剂将矿浆pH值调至9.0，然后加入捕收剂、起泡剂、活化剂及抑制剂，浮选脱硫过程为一次粗选、一次精选、三次扫选；浮选得到的铝精矿为最终铝精矿，产率为87.27％，硫含量为0.32％；浮选得到的浮选硫精矿与重选得到的重选黄铁矿合并为综合硫精矿，产率为12.73％，硫含量为39.53％，具体指标如表2所示。
表2河南巩义某高硫铝土矿重浮联合脱硫指标
由表2可知，用本发明的高硫铝土矿重浮联合脱硫的方法实施例2与高硫铝土矿分步浮选脱硫方法对比例1效果对比：硫精矿硫含量相近，综合铝精矿硫含量降低0.21％。
实施例3
河南三门峡某高硫铝土矿，原矿硫含量为5.31％，在磨矿细度为-0.074mm含量占80.2％时，采用摇床对该高硫铝土矿进行重选脱硫，摇床使用的床面倾角为3.5°，冲程为11mm，冲次为320次/min，重选得到的黄铁矿产率为7.97％，硫含量为40.75％；得到的重选铝精矿采用无传动浮选槽直接进行浮选脱硫，采用pH值调整剂将矿浆pH值调至9.0，然后加入捕收剂、起泡剂、活化剂及抑制剂，浮选脱硫过程为一次粗选、一次精选、三次扫选；浮选得到的铝精矿为最终铝精矿，产率为85.96％，硫含量为0.33％；浮选得到的硫精矿与重选得到的黄铁矿合并为综合硫精矿，产率为14.04％，硫含量为39.86％，具体指标如表3所示。
表3河南三门峡某高硫铝土矿重浮联合脱硫指标
由表3可知，用本发明的高硫铝土矿重浮联合脱硫的方法实施例3与高硫铝土矿分步浮选脱硫方法对比例1效果对比：硫精矿硫含量相近，综合铝精矿硫含量降低0.20％。
实施例4
重庆某高硫铝土矿，原矿硫含量为9.65％，在磨矿细度为-0.074mm含量占72.5％时，采用螺旋溜槽对该高硫铝土矿进行重选脱硫，螺旋溜槽使用的给矿浓度为35％，重选得到的黄铁矿产率为12.83％，硫含量为41.80％；重选得到的铝精矿采用浮选柱直接进行浮选脱硫，采用pH值调整剂将矿浆pH值调至9.0，然后加入捕收剂、起泡剂、活化剂及抑制剂，浮选脱硫过程为一次粗选两次精选两次扫选；浮选得到的铝精矿为最终铝精矿，产率为77.04％，硫含量为0.34％；浮选得到的硫精矿与重选得到的黄铁矿合并为综合硫精矿，产率为22.96％，硫含量为40.88％，具体指标如表4所示。
表4重庆某高硫铝土矿重浮联合脱硫指标
由表4可知，用本发明的高硫铝土矿重浮联合脱硫的方法实施例4与高硫铝土矿分步浮选脱硫方法对比例2效果对比：硫精矿硫含量提高4.82％，综合铝精矿硫含量降低0.38％。
实施例5
云南某高硫铝土矿，原矿硫含量为8.36％，在磨矿细度为-0.074mm含量占70.3％时，采用螺旋溜槽对该高硫铝土矿进行重选脱硫，螺旋溜槽使用的给矿浓度为30％，重选得到的黄铁矿产率为11.16％，硫含量为41.25％；重选得到的铝精矿采用浮选柱直接进行浮选脱硫，采用pH值调整剂将矿浆pH值调至9.0，然后加入捕收剂、起泡剂、活化剂及抑制剂，浮选脱硫过程为一次粗选两次精选两次扫选；浮选得到的铝精矿为最终铝精矿，产率为79.99％，硫含量为0.33％；浮选得到的硫精矿与重选得到的黄铁矿合并为综合硫精矿，产率为20.01％，硫含量为40.46％，具体指标如表5所示。
表5云南某高硫铝土矿重浮联合脱硫指标
由表5可知，用本发明的高硫铝土矿重浮联合脱硫的方法实施例5与高硫铝土矿分步浮选脱硫方法对比例2效果对比：硫精矿硫含量提高4.4％，综合铝精矿硫含量降低0.39％。
实施例6
广西某高硫铝土矿，原矿硫含量为10.26％，在磨矿细度为-0.074mm含量占74.6％时，采用螺旋溜槽对该高硫铝土矿进行重选脱硫，螺旋溜槽使用的给矿浓度为40％，重选得到的黄铁矿产率为14.06％，硫含量为42.05％；重选得到的铝精矿采用浮选柱直接进行浮选脱硫，采用pH值调整剂将矿浆pH值调至9.0，然后加入捕收剂、起泡剂、活化剂及抑制剂，浮选脱硫过程为一次粗选两次精选两次扫选；浮选得到的铝精矿为最终铝精矿，产率为75.66％，硫含量为0.35％；浮选得到的硫精矿与重选得到的黄铁矿合并为综合硫精矿，产率为24.34％，硫含量为41.07％，具体指标如表6所示。
表6广西某高硫铝土矿重浮联合脱硫指标
由表6可知，用本发明的高硫铝土矿重浮联合脱硫的方法实施例6与高硫铝土矿分步浮选脱硫方法对比例2效果对比：硫精矿硫含量提高5.01％，综合铝精矿硫含量降低0.37％。
实施例7
贵州苟江某高硫铝土矿，原矿硫含量为15.52％，在磨矿细度为-0.074mm含量占60.4％时，采用跳汰选矿机对该高硫铝土矿进行重选脱硫，跳汰选矿机使用的床层厚度为90mm，冲程为10mm；重选得到的黄铁矿产率为23.36％，硫含量为43.86％；重选得到的铝精矿采用水力旋流器进行分级，分级产品分别进行浮选脱硫，采用pH值调整剂将矿浆pH值调至9.0，然后加入捕收剂、起泡剂、活化剂及抑制剂；+0.023mm粗粒级产品采用浮选机进行浮选脱硫，浮选脱硫过程为一次粗选两次精选两次扫选；-0.023mm细粒级产品采用无传动浮选槽进行浮选脱硫，浮选脱硫过程为一次粗选两次精选两次扫选；粗粒级浮选脱硫及细粒级浮选脱硫得到的铝精矿合并为综合铝精矿，产率为64.22％，硫含量为0.39％；粗粒级浮选脱硫及细粒级浮选脱硫得到的硫精矿与重选得到的黄铁矿合并为综合硫精矿，产率为35.78％，硫含量为42.67％，具体指标如表7所示。
表7贵州苟江某高硫铝土矿重浮联合脱硫指标
由表7可知，用本发明的高硫铝土矿重浮联合脱硫的方法实施例7与高硫铝土矿分步浮选脱硫方法对比例2效果对比：硫精矿硫含量提高6.61％，综合铝精矿硫含量降低0.33％。
实施例8
贵州务川某高硫铝土矿，原矿硫含量为13.26％，在磨矿细度为-0.074mm含量占62.8％时，采用跳汰选矿机对该高硫铝土矿进行重选脱硫，跳汰选矿机使用的床层厚度为80mm，冲程为8mm；重选得到的黄铁矿产率为19.72％，硫含量为42.98％；重选得到的铝精矿采用水力旋流器进行分级，分级产品分别进行浮选脱硫，采用pH值调整剂将矿浆pH值调至9.0，然后加入捕收剂、起泡剂、活化剂及抑制剂；+0.023mm粗粒级产品采用浮选机进行浮选脱硫，浮选脱硫过程为一次粗选两次精选两次扫选；-0.023mm细粒级产品采用无传动浮选槽进行浮选脱硫，浮选脱硫过程为一次粗选两次精选两次扫选；粗粒级浮选脱硫及细粒级浮选脱硫得到的铝精矿合并为综合铝精矿，产率为68.84％，硫含量为0.38％；粗粒级浮选脱硫及细粒级浮选脱硫得到的硫精矿与重选得到的黄铁矿合并为综合硫精矿，产率为31.16％，硫含量为41.72％，具体指标如表8所示。
表8贵州务川某高硫铝土矿重浮联合脱硫指标
由表8可知，用本发明的高硫铝土矿重浮联合脱硫的方法实施例8与高硫铝土矿分步浮选脱硫方法对比例2效果对比：硫精矿硫含量提高5.66％，综合铝精矿硫含量降低0.34％。
实施例9
贵州清镇某高硫铝土矿，原矿硫含量为14.68％，在磨矿细度为-0.074mm含量占64.5％时，采用跳汰选矿机对该高硫铝土矿进行重选脱硫，跳汰选矿机使用的床层厚度为100mm，冲程为15mm；重选得到的黄铁矿产率为22.92％，硫含量为43.36％；重选得到的铝精矿采用水力旋流器进行分级，分级产品分别进行浮选脱硫，采用pH值调整剂将矿浆pH值调至9.0，然后加入捕收剂、起泡剂、活化剂及抑制剂；+0.023mm粗粒级产品采用浮选机进行浮选脱硫，浮选脱硫过程为一次粗选两次精选两次扫选；-0.023mm细粒级产品采用无传动浮选槽进行浮选脱硫，浮选脱硫过程为一次粗选两次精选两次扫选；粗粒级浮选脱硫及细粒级浮选脱硫得到的铝精矿合并为综合铝精矿，产率为65.84％，硫含量为0.39％；粗粒级浮选脱硫及细粒级浮选脱硫得到的硫精矿与重选得到的黄铁矿合并为综合硫精矿，产率为34.16％，硫含量为42.23％，具体指标如表9所示。
表9贵州清镇某高硫铝土矿重浮联合脱硫指标
由表9可知，用本发明的高硫铝土矿重浮联合脱硫的方法实施例9与高硫铝土矿分步浮选脱硫方法对比例2效果对比：硫精矿硫含量提高6.17％，综合铝精矿硫含量降低0.33％。
以上所述的仅是本发明的较佳实施例，并不局限发明。应当指出对于本领域的普通技术人员来说，在本发明所提供的技术启示下，还可以做出其它等同改进，均可以实现本发明的目的，都应视为本发明的保护范围。
Claims (2)
1.一种高硫铝土矿重浮联合脱硫的方法，其特征在于，所述方法步骤包括：(1)将经磨矿后的高硫铝土矿矿浆，通过跳汰选矿机使用的床层厚度为90mm，冲程为10mm，重选分离出重选黄铁矿和重选铝精矿，所述的高硫铝土矿，其硫含量为15.52％，高硫铝土矿中黄铁矿比重为4.9～5.2g/cm3，重选得到的黄铁矿产率为23.36％；(2)将经步骤(1)得到的重选铝精矿经水力旋流器进行分级后分别进行浮选脱硫，采用pH值调整剂将矿浆pH值调至9.0，+0.023mm粗粒级产品采用浮选机进行浮选脱硫，浮选脱硫过程为一次粗选两次精选两次扫选；-0.023mm细粒级产品采用无传动浮选槽进行浮选脱硫，浮选脱硫过程为一次粗选两次精选两次扫选；(3)将经步骤(2)得到的泡沫产品与经步骤(1)得到的重选黄铁矿合并为综合硫精矿，经步骤(2)得到的底流产品即为铝精矿，粗粒级浮选脱硫及细粒级浮选脱硫得到的铝精矿合并为综合铝精矿，产率为64.22％，硫含量为0.39％；粗粒级浮选脱硫及细粒级浮选脱硫得到的硫精矿与重选得到的黄铁矿合并为综合硫精矿，产率为35.78％，硫含量为42.67％。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤(1)磨矿至细度为-0.074mm粒级所占的质量百分含量为60.4％。
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| 用重选和浮选联合的方法除去煤中的硫;詹姆斯·S·布朗宁;《矿产保护与利用》;19830228(第1期);第44-48页 * |
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