CN115069401A - 一种铝土矿的处理方法 - Google Patents
一种铝土矿的处理方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN115069401A CN115069401A CN202210751934.3A CN202210751934A CN115069401A CN 115069401 A CN115069401 A CN 115069401A CN 202210751934 A CN202210751934 A CN 202210751934A CN 115069401 A CN115069401 A CN 115069401A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- impurity removal
- centrifugal
- separation
- gravity
- bauxite
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Pending
Links
- 229910001570 bauxite Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 53
- 238000003672 processing method Methods 0.000 title claims description 4
- 239000012535 impurity Substances 0.000 claims abstract description 83
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 78
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 61
- 230000005484 gravity Effects 0.000 claims abstract description 60
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 53
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 39
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 claims abstract description 22
- 239000011707 mineral Substances 0.000 claims abstract description 22
- 238000012545 processing Methods 0.000 claims abstract description 5
- 229910000519 Ferrosilicon Inorganic materials 0.000 claims description 22
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 14
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 12
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 12
- UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L Calcium chloride Chemical compound [Cl-].[Cl-].[Ca+2] UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 11
- 239000001110 calcium chloride Substances 0.000 claims description 11
- 229910001628 calcium chloride Inorganic materials 0.000 claims description 11
- 239000012047 saturated solution Substances 0.000 claims description 11
- 239000004115 Sodium Silicate Substances 0.000 claims description 8
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N sodium silicate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-][Si]([O-])=O NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 229910052911 sodium silicate Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 abstract description 18
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 18
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 8
- 230000008569 process Effects 0.000 description 17
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 15
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 15
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 15
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 12
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 11
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- 229910001648 diaspore Inorganic materials 0.000 description 8
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 6
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 6
- CSDREXVUYHZDNP-UHFFFAOYSA-N alumanylidynesilicon Chemical compound [Al].[Si] CSDREXVUYHZDNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 6
- 230000001965 increasing effect Effects 0.000 description 6
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 6
- 229910052604 silicate mineral Inorganic materials 0.000 description 6
- 229910001579 aluminosilicate mineral Inorganic materials 0.000 description 5
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 5
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 5
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 5
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 5
- 238000004131 Bayer process Methods 0.000 description 4
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 4
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 4
- 229910021532 Calcite Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910001593 boehmite Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910001919 chlorite Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910052619 chlorite group Inorganic materials 0.000 description 3
- QBWCMBCROVPCKQ-UHFFFAOYSA-N chlorous acid Chemical compound OCl=O QBWCMBCROVPCKQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000011161 development Methods 0.000 description 3
- 238000010494 dissociation reaction Methods 0.000 description 3
- 230000005593 dissociations Effects 0.000 description 3
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 3
- FAHBNUUHRFUEAI-UHFFFAOYSA-M hydroxidooxidoaluminium Chemical compound O[Al]=O FAHBNUUHRFUEAI-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- 229910052900 illite Inorganic materials 0.000 description 3
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 3
- 229910001608 iron mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- NLYAJNPCOHFWQQ-UHFFFAOYSA-N kaolin Chemical compound O.O.O=[Al]O[Si](=O)O[Si](=O)O[Al]=O NLYAJNPCOHFWQQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052622 kaolinite Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000000178 monomer Substances 0.000 description 3
- VGIBGUSAECPPNB-UHFFFAOYSA-L nonaaluminum;magnesium;tripotassium;1,3-dioxido-2,4,5-trioxa-1,3-disilabicyclo[1.1.1]pentane;iron(2+);oxygen(2-);fluoride;hydroxide Chemical compound [OH-].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[F-].[Mg+2].[Al+3].[Al+3].[Al+3].[Al+3].[Al+3].[Al+3].[Al+3].[Al+3].[Al+3].[K+].[K+].[K+].[Fe+2].O1[Si]2([O-])O[Si]1([O-])O2.O1[Si]2([O-])O[Si]1([O-])O2.O1[Si]2([O-])O[Si]1([O-])O2.O1[Si]2([O-])O[Si]1([O-])O2.O1[Si]2([O-])O[Si]1([O-])O2.O1[Si]2([O-])O[Si]1([O-])O2.O1[Si]2([O-])O[Si]1([O-])O2 VGIBGUSAECPPNB-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 3
- 229910052903 pyrophyllite Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 3
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 3
- 229910001773 titanium mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000004568 cement Substances 0.000 description 2
- 229910010293 ceramic material Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 239000010419 fine particle Substances 0.000 description 2
- 206010039509 Scab Diseases 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 1
- 230000004075 alteration Effects 0.000 description 1
- 239000004566 building material Substances 0.000 description 1
- 239000000919 ceramic Substances 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 238000010835 comparative analysis Methods 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 230000002708 enhancing effect Effects 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 229910001679 gibbsite Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 1
- 150000004682 monohydrates Chemical class 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 230000002459 sustained effect Effects 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
- B03B5/00—Washing granular, powdered or lumpy materials; Wet separating
- B03B5/28—Washing granular, powdered or lumpy materials; Wet separating by sink-float separation
- B03B5/30—Washing granular, powdered or lumpy materials; Wet separating by sink-float separation using heavy liquids or suspensions
- B03B5/32—Washing granular, powdered or lumpy materials; Wet separating by sink-float separation using heavy liquids or suspensions using centrifugal force
- B03B5/34—Applications of hydrocyclones
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
- B03B5/00—Washing granular, powdered or lumpy materials; Wet separating
- B03B5/28—Washing granular, powdered or lumpy materials; Wet separating by sink-float separation
- B03B5/30—Washing granular, powdered or lumpy materials; Wet separating by sink-float separation using heavy liquids or suspensions
- B03B5/44—Application of particular media therefor
- B03B5/442—Application of particular media therefor composition of heavy media
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
- B03B7/00—Combinations of wet processes or apparatus with other processes or apparatus, e.g. for dressing ores or garbage
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
- B03B9/00—General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets
Landscapes
- Separation Of Solids By Using Liquids Or Pneumatic Power (AREA)
Abstract
本发明特别涉及一种铝土矿的处理方法，属于矿物加工技术领域，方法包括：把铝土矿进行破碎分级处理，得到粗粒级物料和细粒级物料；对所述粗粒级物料进行重选脱杂，得到重选精矿和重选尾矿；对所述细粒级物料进行离心选矿脱杂，得到离心精矿和离心尾矿；其中，所述重选脱杂的分选密度根据所述重选脱杂的杂质确定；所述离心选矿脱杂的分选密度根据所述离心选矿脱杂的杂质确定；其先进行破碎分级，粗粒级物料进行重选脱杂，细粒级物料进行离心选矿脱杂，根据杂质确定重选脱杂和离心选矿脱杂的分选密度，得到回收率较高的铝精矿，具有选矿流程短、选矿成本低、投资省、选矿效率高的特点，精矿适合于拜耳法生产氧化铝。
Description
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，特别涉及一种铝土矿的处理方法。
背景技术
随着中国氧化铝产能的扩张，国内铝土矿品质急剧下降，低品质铝土矿直接拜耳法生产氧化铝会导致氧化铝流程结疤严重，碱耗升高，矿耗增加，从而使得氧化铝生产成本增加，赤泥量增大，并且影响氧化铝品质，因此对铝土矿进行除杂技术开发显得尤为重要。近年来海外矿进口量占中国铝土矿消耗量的50％以上，严重挤压了国内铝土矿生存空间，因此针对国内铝土矿选矿除杂迫切需要开发一种低成本、高效率的选矿方法，以降低中国氧化铝用铝土矿对海外矿的依存度，增加国内铝土矿经济拜耳法生产氧化铝矿石量，对增强国内氧化铝企业市场竞争力及企业可持续发展意义重大。
国内外针对一水铝石型铝土矿选矿除杂的工艺主要采用焙烧还原+酸浸；浮选工艺、重选工艺等，选矿成本相对较高，技术对矿石适应性相对较差，不能应对当今紧张的矿石形势，不能满足目前氧化铝企业对国内矿的经济及技术要求。
发明内容
本申请的目的在于提供一种铝土矿的处理方法，以解决目前选矿流程长的问题。
本发明实施例提供了一种铝土矿的处理方法，所述方法包括：
把铝土矿进行破碎分级处理，得到粗粒级物料和细粒级物料；
对所述粗粒级物料进行重选脱杂，得到重选精矿和重选尾矿；
对所述细粒级物料进行离心选矿脱杂，得到离心精矿和离心尾矿；
其中，所述重选脱杂的分选密度根据所述重选脱杂的杂质确定；所述离心选矿脱杂的分选密度根据所述离心选矿脱杂的杂质确定。
可选的，所述铝土矿的铝硅比大于1.8，所述重选脱杂的杂质为硅，所述重选脱杂的分选密度为2.0-3.0g/cm3；
可选的，所述铝土矿的铝硅比大于1.8，所述离心选矿脱杂的杂质为硅，所述离心选矿脱杂的分选密度为2.5-3.2g/cm3。
可选的，所述重选脱杂的上料压力为0.1-0.5MPa。
可选的，所述粗粒级物料的粒径为n-10mm，所述细粒级物料的粒径为0-n mm，其中，n为所述粗粒级物料和细粒级物料的粒径分界值，n的取值在0.074-1之间。
可选的，所述重选脱杂的介质包括水、氯化钙饱和溶液和硅酸钠溶液中的一种；
所述重选脱杂的加重质包括磁铁矿和硅铁中的至少一种；
所述磁铁矿和硅铁粒度小于0.038mm。
可选的，所述离心选矿脱杂的介质包括水、氯化钙饱和溶液和硅酸钠溶液中的一种；
所述离心选矿脱杂的加重质包括硅铁；
所述硅铁粒度小于0.038mm。
可选的，所述重选脱杂采用重介质旋流器进行，所述重介质旋流器为两产品重介质旋流器。
可选的，所述离心选矿脱杂的设备为水套式离心机。
可选的，所述破碎分级处理的破碎设备包括颚式破碎机和对辊破碎机，所述破碎分级处理的分级设备包括分级机、旋流器、直线筛和高频筛。
本发明实施例中的一个或多个技术方案，至少具有如下技术效果或优点：
本发明实施例提供的铝土矿的处理方法，其先进行破碎分级，粗粒级物料进行重选脱杂，细粒级物料进行离心选矿脱杂，根据杂质确定重选脱杂和离心选矿脱杂的分选密度，得到回收率较高的铝精矿，具有选矿流程短、选矿成本低、投资省、选矿效率高的特点，精矿适合于拜耳法生产氧化铝。
上述说明仅是本发明技术方案的概述，为了能够更清楚了解本发明的技术手段，而可依照说明书的内容予以实施，并且为了让本发明的上述和其它目的、特征和优点能够更明显易懂，以下特举本发明的具体实施方式。
附图说明
为了更清楚地说明本发明实施例中的技术方案，下面将对实施例描述中所需要使用的附图作一简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其它的附图。
图1是本发明实施例提供的工艺流程图；
图2是本发明实施例提供的方法的流程图。
具体实施方式
下文将结合具体实施方式和实施例，具体阐述本发明，本发明的优点和各种效果将由此更加清楚地呈现。本领域技术人员应理解，这些具体实施方式和实施例是用于说明本发明，而非限制本发明。
在整个说明书中，除非另有特别说明，本文使用的术语应理解为如本领域中通常所使用的含义。因此，除非另有定义，本文使用的所有技术和科学术语具有与本发明所属领域技术人员的一般理解相同的含义。若存在矛盾，本说明书优先。
除非另有特别说明，本发明中用到的各种原材料、试剂、仪器和设备等，均可通过市场购买得到或者可通过现有方法制备得到。
本申请实施例的技术方案为解决上述技术问题，总体思路如下：
现有技术中，金属矿重介质选矿，粒度上限较粗，下限也较粗，主要是因为金属矿中金属嵌布粒度粗，嵌布关系较为简单，细粒级中金属含量低；对比铝土矿中矿物的嵌布关系特性，铝土矿矿物嵌布关系复杂，矿物嵌布粒度较细，需要将矿石破碎至一定的粒度才能实现单体解离，同时铝土矿泥化现象相对严重，需要对细粒级进行回收才能实现铝矿物的综合回收。
针对现有铝土矿除杂工艺存在的选矿效果不佳，选矿成本偏高，工艺流程复杂，选厂设备投资大等问题，采用“破碎-分级+粗粒级重介选矿脱硅+细粒级离心选矿脱硅”工艺处理一水硬铝石型铝土矿，能得到铝硅比较低、铝硅酸盐矿物含量高的尾矿，得到回收率较高的铝精矿，具有选矿流程短、选矿成本低、投资省、选矿效率高的特点，精矿适合于拜耳法生产氧化铝，尾矿适合于作为建材及陶瓷原料。
根据本发明一种典型的实施方式，提供了一种铝土矿的处理方法，所述方法包括：
S1.把铝土矿进行破碎分级处理，得到粗粒级物料和细粒级物料；
铝土矿中有用矿物为一水铝石(一水硬铝石和一水软铝石)，脉石矿物主要为高岭石、伊利石、绿泥石、叶蜡石、石英和方解石。
在一些实施例中，铝土矿的铝硅比大于1.8。
在一些实施例中，所述粗粒级物料的粒径为n-10mm，所述细粒级物料的粒径为0-nmm，其中，n为所述粗粒级物料和细粒级物料的粒径分界值，n的取值在0.074-1之间。
控制粗粒级物料和细粒级物料的粒径分界值为0.074-1之间，增大入重介质旋流器和离心机粒度直接影响最终的精矿和尾矿指标，主要是因为铝土矿中铝矿物及硅矿物嵌布关系复杂，嵌布粒度较细，在较粗的粒度条件下，矿物解离不充分，分选过程中尾矿铝硅比偏高，精矿铝硅比偏低，直接影响分选效果。
本实施例中，所述破碎分级处理的破碎设备包括颚式破碎机和对辊破碎机，所述破碎分级处理的分级设备包括分级机、旋流器、直线筛和高频筛。具体而言，破碎设备为颚式破碎机和对辊破碎机联合，破碎工艺为两段一闭路，破碎粒度为10mm以下粒级含量占100％；分级设备为分级机、旋流器、直线筛与高频筛组合使用，分级粒径为1～0.074mm。
S2.对所述粗粒级物料进行重选脱杂，所述重选脱杂的分选密度根据所述重选脱杂的杂质确定，得到重选精矿和重选尾矿；
在一些实施例中，重选脱杂的杂质为硅，所述重选脱杂的分选密度为2.0-3.0g/cm3。
控制重选脱杂的分选密度为2.0-3.0g/cm3，若降低入重介质旋流器分选密度，影响精矿和尾矿分选指标，主要是因为在较低分选密度条件下，只能有部分完全单体解离的硅酸盐矿物随尾矿带出，硅酸盐矿物和一水铝石及铁矿物、钛矿物未解离的矿物留在精矿中，导致精矿品位偏低。
在一些实施例中，重选脱杂的上料压力为0.1-0.5MPa。
控制重选脱杂的上料压力为0.1-0.5MPa，若降低入重介质旋流器上料压力，影响精矿和尾矿分选指标，主要是因为上料压力不足，离心力较低，不能较好实现铝硅酸盐矿物与其它矿物的分离。
在一些实施例中，所述重选脱杂的介质包括水、氯化钙饱和溶液和硅酸钠溶液中的一种；
所述重选脱杂的加重质包括磁铁矿和硅铁中的至少一种；
所述磁铁矿和硅铁粒度小于0.038mm。
具体而言，本实施例中，重选脱杂的介质和加重质的质量比例为1:1.4～1:3.55，本领域技术人员可根据实验所需要的密度进行配制。
在一些实施例中，所述重选脱杂采用重介质旋流器进行，具体而言，所述重介质旋流器为两产品重介质旋流器。
一般而言，重选精矿主要含一水铝石(一水硬铝石和一水软铝石)，适合于拜耳法生产氧化铝。重选尾矿主要含高岭石、伊利石、绿泥石、叶蜡石、石英和方解石，可以作为陶瓷材料和建筑水泥原料使用。
S3.对所述细粒级物料进行离心选矿脱杂，所述离心选矿脱杂的分选密度根据所述离心选矿脱杂的杂质确定，得到离心精矿和离心尾矿；
具体而言，离心选矿脱杂的设备为水套式离心机。
在一些实施例中，所述离心选矿脱杂的杂质为硅，所述离心选矿脱杂的分选密度为2.5-3.2g/cm3。
控制离心选矿脱杂的分选密度为2.5-3.2g/cm3，若降低入离心机分选密度，影响精矿和尾矿分选指标，主要是因为在较低分选密度条件下，只能有部分完全单体解离的硅酸盐矿物随尾矿带出，硅酸盐矿物和一水铝石及铁矿物、钛矿物未解离的矿物留在精矿中，导致精矿品位偏低。
在一些实施例中，离心选矿脱杂的介质包括水、氯化钙饱和溶液和硅酸钠溶液中的一种；
所述离心选矿脱杂的加重质包括硅铁；
所述硅铁粒度小于0.038mm。
具体而言，本实施例中，离心选矿脱杂的介质和加重质的质量比例为1:2.3～1:5.1，本领域技术人员可根据实验所需要的密度进行配制。
一般而言，离心精矿主要含一水铝石(一水硬铝石和一水软铝石)，适合于拜耳法生产氧化铝。离心尾矿主要含高岭石、伊利石、绿泥石、叶蜡石、石英和方解石，可以作为陶瓷材料和建筑水泥原料使用。
下面将结合实施例、对照例及实验数据对本申请的铝土矿的处理方法进行详细说明。
实施例1
一种铝土矿。其中，原矿Al2O3含量为52.38％，SiO2含量为25.75％，铝硅比为2.03，根据图1所示一种铝土矿的处理方法处理流程图进行提质除杂试验。
具体步骤为：将原矿经破碎-分级工艺处理，得到粒度小于10mm的破碎产品，将破碎产品以1mm粒级进行分级，-10mm～+1mm粒级在水与硅铁配置重液密度为2.10g/cm3的条件下采用重介质旋流器进行分选，重介旋流器上料压力为0.20MPa，得到重选尾矿1和重选精矿1；将-1mm粒级在氯化钙饱和溶液与硅铁粉配置重液密度为2.55g/cm3的条件下采用离心机进行分选，得到离心尾矿2和离心精矿2；重选尾矿1和离心尾矿2合并为尾矿，重选精矿1和离心精矿2合并为精矿。
实施例2
一种铝土矿。其中，原矿Al2O3含量为45.58％，SiO2含量为17.32％，铝硅比为2.63,根据图1所示一种铝土矿的处理方法处理流程图进行提质除杂试验。
具体步骤为：将原矿经破碎-分级工艺处理，得到粒度小于10mm的破碎产品，将破碎产品以0.15mm粒级进行分级，-10mm～+0.15mm粒级在硅酸钠溶液与磁铁矿配置重液密度为2.60g/cm3的条件下采用重介质旋流器进行分选，重介旋流器上料压力为0.15MPa，得到重选尾矿1和重选精矿1；将-0.15mm粒级在硅酸钠溶液与硅铁粉配置重液密度为2.65g/cm3的条件下采用离心机进行分选，得到离心尾矿2和离心精矿2；重选尾矿1和离心尾矿2合并为尾矿，重选精矿1和离心精矿2合并为精矿。
实施例3
一种铝土矿。其中，原矿Al2O3含量为60.43％，SiO2含量为16.78％，铝硅比为3.60，根据图1所示一种铝土矿的处理方法处理流程图进行提质除杂试验。
具体步骤为：将原矿经破碎-分级工艺处理，得到粒度小于10mm的破碎产品，将破碎产品以0.074mm粒级进行分级，-10mm～+0.074mm粒级在水与磁铁矿配置重液密度为2.85g/cm3的条件下采用重介质旋流器进行分选，重介旋流器上料压力为0.10MPa，得到重选尾矿1和重选精矿1；将-0.074mm粒级在氯化钙饱和溶液与硅铁粉配置重液密度为2.95g/cm3的条件下采用离心机进行分选，得到离心尾矿2和离心精矿2；重选尾矿1和离心尾矿2合并为尾矿，重选精矿1和离心精矿2合并为精矿。
对比例1
对比例1使用实施例1中一种铝土矿。其中，原矿Al2O3含量为52.38％，SiO2含量为25.75％，铝硅比为2.03。
具体步骤为：将原矿经破碎-分级工艺处理，得到粒度小于15mm的破碎产品，将破碎产品以5mm粒级进行分级，-15mm～+5mm粒级在水与硅铁配置重液密度为2.10g/cm3的条件下采用重介质旋流器进行分选，重介旋流器上料压力为0.20MPa，得到重选尾矿1和重选精矿1；将-5mm粒级在氯化钙饱和溶液与硅铁粉配置重液密度为2.55g/cm3的条件下采用离心机进行分选，得到离心尾矿2和离心精矿2；重选尾矿1和离心尾矿2合并为尾矿，重选精矿1和离心精矿2合并为精矿。
对比例2
对比例2使用实施例1中一种铝土矿。其中，原矿Al2O3含量为52.38％，SiO2含量为25.75％，铝硅比为2.03。
具体步骤为：将原矿经破碎-分级工艺处理，得到粒度小于10mm的破碎产品，将破碎产品以1mm粒级进行分级，-10mm～+1mm粒级在水与硅铁配置重液密度为1.5g/cm3的条件下采用重介质旋流器进行分选，重介旋流器上料压力为0.20MPa，得到重选尾矿1和重选精矿1；将-1mm粒级在氯化钙饱和溶液与硅铁粉配置重液密度为2.35g/cm3的条件下采用离心机进行分选，得到离心尾矿2和离心精矿2；重选尾矿1和离心尾矿2合并为尾矿，重选精矿1和离心精矿2合并为精矿。
对比例3
对比例3使用实施例1中一种铝土矿。其中，原矿Al2O3含量为52.38％，SiO2含量为25.75％，铝硅比为2.03。
具体步骤为：将原矿经破碎-分级工艺处理，得到粒度小于10mm的破碎产品，将破碎产品以1mm粒级进行分级，-10mm～+1mm粒级在水与硅铁配置重液密度为2.10g/cm3的条件下采用重介质旋流器进行分选，重介旋流器上料压力为0.05MPa，得到重选尾矿1和重选精矿1；将-1mm粒级在氯化钙饱和溶液与硅铁粉配置重液密度为2.55g/cm3的条件下采用离心机进行分选，得到离心尾矿2和离心精矿2；重选尾矿1和离心尾矿2合并为尾矿，重选精矿1和离心精矿2合并为精矿。
实验例
将实施例1-3和对比例1-3所得的产品进行对比分析，结果如下表所示：
由实施例1和对比例1中数据对比可知，增大破碎粒度，增大入重介质旋流器和离心机粒度直接影响最终的精矿和尾矿指标，主要是因为铝土矿中铝矿物及硅矿物嵌布关系复杂，嵌布粒度较细，在较粗的粒度条件下，矿物解离不充分，分选过程中尾矿铝硅比偏高，精矿铝硅比偏低，直接影响分选效果。
由实施例1和对比例2中数据对比可知，降低入重介质旋流器和离心机分选密度，影响精矿和尾矿分选指标，主要是因为在较低分选密度条件下，只能有部分完全单体解离的硅酸盐矿物随尾矿带出，硅酸盐矿物和一水铝石及铁矿物、钛矿物未解离的矿物留在精矿中，导致精矿品位偏低。
由实施例1和对比例3中数据对比可知，降低入重介质旋流器上料压力，影响精矿和尾矿分选指标，主要是因为上料压力不足，离心力较低，不能较好实现铝硅酸盐矿物与其它矿物的分离。
本发明实施例中的一个或多个技术方案，至少还具有如下技术效果或优点：
(1)本发明实施例提供的方法采用“破碎-分级+粗粒级重介选矿脱硅+细粒级离心选矿脱硅”工艺处理，能得到铝硅比较低、铝硅酸盐矿物含量高的尾矿，得到回收率较高的铝精矿，具有选矿流程短、选矿成本低、投资省、选矿效率高的特点，铝精矿适合于拜耳法生产氧化铝，选矿尾矿适合于作为建材及陶瓷原料。该发明能有效提升国内铝土矿市场占有率，对铝行业健康持续发展具有重要的社会经济效益；
(2)本发明实施例提供的方法在降低粗粒级回收下限的同时，增加了微细粒级回收，实现了铝土矿中铝矿物的综合回收，尾矿中铝硅酸盐矿物含量高，可作为建材及陶瓷原料，具有显著的创新性。
最后，还需要说明的是，术语“包括”、“包含”或者其任何其他变体意在涵盖非排他性的包含，从而使得包括一系列要素的过程、方法、物品或者设备不仅包括那些要素，而且还包括没有明确列出的其他要素，或者是还包括为这种过程、方法、物品或者设备所固有的要素。
尽管已描述了本发明的优选实施例，但本领域内的技术人员一旦得知了基本创造性概念，则可对这些实施例作出另外的变更和修改。所以，所附权利要求意欲解释为包括优选实施例以及落入本发明范围的所有变更和修改。
显然，本领域的技术人员可以对本发明进行各种改动和变型而不脱离本发明的精神和范围。这样，倘若本发明的这些修改和变型属于本发明权利要求及其等同技术的范围之内，则本发明也意图包含这些改动和变型在内。
Claims (10)
1.一种铝土矿的处理方法，其特征在于，所述方法包括：
把铝土矿进行破碎分级处理，得到粗粒级物料和细粒级物料；
对所述粗粒级物料进行重选脱杂，得到重选精矿和重选尾矿；
对所述细粒级物料进行离心选矿脱杂，得到离心精矿和离心尾矿；
其中，所述重选脱杂的分选密度根据所述重选脱杂的杂质确定；所述离心选矿脱杂的分选密度根据所述离心选矿脱杂的杂质确定。
2.根据权利要求1所述的铝土矿的处理方法，其特征在于，所述铝土矿的铝硅比大于1.8，所述重选脱杂的杂质为硅，所述重选脱杂的分选密度为2.0-3.0g/cm3。
3.根据权利要求1所述的铝土矿的处理方法，其特征在于，所述铝土矿的铝硅比大于1.8，所述离心选矿脱杂的杂质为硅，所述离心选矿脱杂的分选密度为2.5-3.2g/cm3。
4.根据权利要求2或3所述的铝土矿的处理方法，其特征在于，所述重选脱杂的上料压力为0.1-0.5MPa。
5.根据权利要求2或3所述的铝土矿的处理方法，其特征在于，所述粗粒级物料的粒径为n-10mm，所述细粒级物料的粒径为0-n mm，其中，n为所述粗粒级物料和细粒级物料的粒径分界值，n的取值在0.074-1之间。
6.根据权利要求2或3所述的铝土矿的处理方法，其特征在于，所述重选脱杂的介质包括水、氯化钙饱和溶液和硅酸钠溶液中的一种；
所述重选脱杂的加重质包括磁铁矿和硅铁中的至少一种；
所述磁铁矿和硅铁粒度小于0.038mm。
7.根据权利要求2或3所述的铝土矿的处理方法，其特征在于，所述离心选矿脱杂的介质包括水、氯化钙饱和溶液和硅酸钠溶液中的一种；
所述离心选矿脱杂的加重质包括硅铁；
所述硅铁粒度小于0.038mm。
8.根据权利要求2或3所述的铝土矿的处理方法，其特征在于，所述重选脱杂采用重介质旋流器进行，所述重介质旋流器为两产品重介质旋流器。
9.根据权利要求2或3所述的铝土矿的处理方法，其特征在于，所述离心选矿脱杂的设备为水套式离心机。
10.根据权利要求2或3所述的铝土矿的处理方法，其特征在于，所述破碎分级处理的破碎设备包括颚式破碎机和对辊破碎机，所述破碎分级处理的分级设备包括分级机、旋流器、直线筛和高频筛。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202210751934.3A CN115069401A (zh) | 2022-06-28 | 2022-06-28 | 一种铝土矿的处理方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202210751934.3A CN115069401A (zh) | 2022-06-28 | 2022-06-28 | 一种铝土矿的处理方法 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN115069401A true CN115069401A (zh) | 2022-09-20 |
Family
ID=83254937
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN202210751934.3A Pending CN115069401A (zh) | 2022-06-28 | 2022-06-28 | 一种铝土矿的处理方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN115069401A (zh) |
Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN105107618A (zh) * | 2015-09-26 | 2015-12-02 | 李清湘 | 沉积型铝土矿的重选方法 |
| CN110860367A (zh) * | 2019-11-04 | 2020-03-06 | 湖南绿脉环保科技有限公司 | 一种三水铝石型铝土矿重选分离的方法 |
-
2022
- 2022-06-28 CN CN202210751934.3A patent/CN115069401A/zh active Pending
Patent Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN105107618A (zh) * | 2015-09-26 | 2015-12-02 | 李清湘 | 沉积型铝土矿的重选方法 |
| CN110860367A (zh) * | 2019-11-04 | 2020-03-06 | 湖南绿脉环保科技有限公司 | 一种三水铝石型铝土矿重选分离的方法 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN100478077C (zh) | 一种改善铝土矿磨矿产物粒度分布的磨矿方法 | |
| CN1300348C (zh) | 赤泥中回收铁的方法 | |
| CN111921695B (zh) | 一种铝土矿中多种有价矿物综合回收的方法 | |
| CN110860367B (zh) | 一种三水铝石型铝土矿重选分离的方法 | |
| CN101176859A (zh) | 一种混合型铝土矿的选矿脱硅方法 | |
| CN106902975B (zh) | 一种高铝高硅型铝土矿的分步脱硅提质方法 | |
| CN106475219B (zh) | 一种铝土矿浮选尾矿的除铁方法 | |
| CN112642575A (zh) | 一种含碳酸盐贫磁赤混合铁矿石磁浮联合分选方法 | |
| CN101181699A (zh) | 一种铝土矿的洗矿方法 | |
| CN102357400A (zh) | 低品位高岭土矿的加工方法 | |
| CN101850297A (zh) | 一种铝土矿选矿脱硅方法 | |
| CN111285405A (zh) | 一种从钢渣磁选尾矿中分离铁酸钙和铁酸镁的方法 | |
| JPS6039424B2 (ja) | ニツケル含有酸化鉱石の濃縮方法 | |
| CN1270830C (zh) | 中低品位铝土矿高效选矿方法 | |
| CN116940540A (zh) | 铝土矿静电分离的干法选矿工艺 | |
| CN111921694B (zh) | 一种铝土矿中多种有价矿物的综合回收方法 | |
| CN111921696B (zh) | 一种铝土矿中的多种有价矿物综合回收方法 | |
| CN110369121A (zh) | 磷矿正浮选作业前增设筛分-重选工艺 | |
| WO2019218295A1 (zh) | 高硅高钙高铁低品级水镁石的高效提纯方法 | |
| CN113953068B (zh) | 一种三水铝石型高铁铝土矿原产地除杂提质的方法 | |
| CN110606675B (zh) | 一种钒钛矿渣超细粉体掺合料及其制备方法 | |
| CN115069401A (zh) | 一种铝土矿的处理方法 | |
| CN1530173A (zh) | 一种中低品位铝土矿的选矿方法 | |
| CN113751187B (zh) | 一种石英精砂及其制备方法和应用 | |
| CN115069400A (zh) | 一种三水铝石型铝土矿的处理方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PB01 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination |