CN1603002A

CN1603002A - 中低品位铝土矿高效选矿方法

Info

Publication number: CN1603002A
Application number: CN 200410050751
Authority: CN
Inventors: 韩跃新; 王泽红; 袁致涛; 印万忠; 于福家
Original assignee: Northeastern University China
Current assignee: Northeastern University China
Priority date: 2004-10-29
Filing date: 2004-10-29
Publication date: 2005-04-06
Anticipated expiration: 2024-10-29
Also published as: CN1270830C

Abstract

本发明涉及中低品位铝土矿的选矿方法，以中低品位一水硬铝石铝土矿为原料，要点是采用“选择性磨矿、分级、脱泥、浓缩、窄级别浮选”工艺流程，选择性磨矿采用球磨机或振动磨；分级是将合格的粗粒精矿分离出来，选用水力旋流器；脱泥、浓缩是将小于10μm的矿泥脱除并使矿浆浓缩，满足后续浮选对矿浆浓度要求，采用水力旋流器；窄级别浮选用正浮选工艺，浮选药剂：捕收剂为脂肪酸类，分散剂为碳酸钠，分级作业所得粗粒精矿与浮选精矿合并得最终混合精矿，粗粒精矿铝硅比大于9，产率30～50％，Al₂O₃回收率40～50％，混合精矿铝硅比为9～10，Al₂O₃回收率大于88％。工艺流程结构简单、生产成本低、运行平稳、指标稳定，对中低品位一水硬铝石铝土矿具有较强的适应能力。

Description

中低品位铝土矿高效选矿方法

技术领域

本发明涉及一种铝土矿的加工方法，特别是涉及一种中低品位铝土矿的选矿方法。

背景技术

铝土矿是一种重要的战略资源，是氧化铝工业、耐火材料工业和建材工业的重要原料。世界上铝土矿资源丰富，主要分布于澳大利亚、几内亚、越南、牙买加、印度、苏里南、印尼、希腊及中国。矿石类型主要分为：三水铝石型、一水软铝石型和一水硬铝石型。国外多数为三水铝石型，其特点是铝低硅低，铝硅比高，氧化铁含量一般都较高。

我国铝土矿资源丰富，矿石多为一水硬铝石型。铝土矿铝硅比多分布于4～10之间，约占全国储量的85.61％。铝硅比大于7的铝土矿储量仅占1/3。铝硅比分布比例最大的是4～7之间，其储量约占总储量的60％，且绝大多数为高铝、高硅、低铁、细粒嵌布一水硬铝石型，洗选困难，因此不能经济地采用国外普遍采用的常规拜耳法生产氧化铝。目前，我国主要氧化铝工业采用碱石灰烧结法和混联联合法生产氧化铝，但是，这种生产方法与国外处理高品位铝土矿的常规拜耳法比较，存在生产能耗高、工艺流程长、建设投资大、制造成本高等缺点。

一水硬铝石型铝土矿主要由4类矿物组成：1)含铝矿物，主要为一水硬铝石；2)含硅矿物，包括高岭石、伊利石和叶蜡石等；3)铁矿物，包括针铁矿、褐铁矿、赤铁矿、黄铁矿等；4)钛矿物，包括锐钛矿、金红石等。一水硬铝石多呈隐晶质或微晶集合体的形式产出，与含硅矿物、氧化铁矿物等矿物的关系密切，嵌布较细。一水硬铝石型铝土矿的特点是：铝高硅高，铝硅比低。氧化物含量一般也较低。因而，铝硅分离，提高铝硅比是我国铝土矿选矿的重点。

目前，研究开发的铝土矿工艺流程主要有以下几种：

(1)一次细磨正浮选流程

该工艺流程的特点是一次细磨之后直接进行浮选，所不同的是浮选流程的结构不同。以前多采用二次粗选一次精选流程，通过对浮选作业流程结构进行优化，目前普遍的特点是精选次数增加，同时提出了精选作业中矿单独浮选和中矿分级两种流程。由于细磨使精矿粒度偏细，且矿物大量泥化，影响浮选分离效果，精矿铝硅比偏低，同时浮选药剂的耗量较大。

(2)阶段磨矿阶段选别工艺

该工艺流程的特点是粗磨浮选产出部分精矿，一段浮选尾矿再磨再选。在此基础上开发了预先脱泥流程和二段选择性疏水聚团流程。二段磨矿前预先脱泥流程是根据脉石易泥化的性质，在二段磨矿前脱泥，减少了矿泥对浮选的影响，提高了再磨作业的浓度(重量浓度，下同)和磨矿效率；二段选择性疏水聚团流程的特点是通过导入机械能使疏水的细粒聚团，增加回收对象的表观尺寸，改善了细粒浮选的动力学行为，提高细粒回收率。

阶段磨矿阶段选别工艺虽然首次实现了粗磨入选，突破了铝土矿细磨分选的局面，但工艺相对较复杂，浮选药剂耗量较大。

(3)阶段磨矿一次选别流程

该工艺流程为原矿粗磨浮选，浮选尾矿分级，粗粒返回再磨再选，细粒作为最终尾矿。在理论上提出了以一水硬铝石富集合体为解离目标，以一水硬铝石及其富连生体为捕集和回收对象的新思路，突破了因一水硬铝石嵌布粒度细、选矿脱硅应该细磨的技术思路，并充分利用了脉石矿物易泥化的性质，使矿泥快速通过流程，减少了矿泥对浮选的影响，但浮选药剂耗量较大。

(4)分级—浮选流程

分级—浮选工艺流程是采用常规磨矿；然后采用分级作业将原料分为不同的粒级，其特点是在浮选作业前通过分级获得一部分粗粒精矿，细粒尾矿进行分选，因此减少了浮选作业的处理矿量和药剂消耗。但粗粒精矿的铝硅比偏低，当原矿铝硅比低于5时，粗粒的铝硅比仅在6左右，影响最终混合精矿的铝硅比。另外，粗精矿产率要求控制严格，否则生产指标易波动，对原料的适应性较差；矿泥影响浮选指标。

(5)浮选—分级流程

该工艺流程表面上看是分级—浮选工艺的分级与浮选两作业互换，但粗粒仍将通过浮选作业，因此药剂消耗量大于分级—浮选工艺流程。

(6)粗细分选工艺流程

该工艺是根据我国铝土矿的工艺矿物学特征、针对粗粒和细粒分选条件差异提出的，其特点是将原矿分级成粗细两粒级，分别采用合理的选别方法，并营造良好的分选环境，提高了分选效率，降低选矿加工成本，该工艺浮选药剂耗量较大。

发明内容

本发明的目的是为了克服已有技术之不足，寻找一种中低品位铝土矿的新的高效选矿方法，制定相应的工艺流程，获得铝硅比大于9的精矿；提高一水硬铝石的选矿效率和生产能力，达到工艺流程简单，生产成本低，满足拜耳法生产氧化铝对选矿精矿质量的要求。

实现本发明目的的技术方案是：以中低品位一水硬铝石铝土矿为原料，采用“选择性磨矿——分级——脱泥、浓缩——窄级别浮选”的工艺流程进行选矿，获得铝硅比大于9，Al₂O₃回收率大于88％的精矿产品，以满足拜耳法生产氧化铝对原料的要求。

上述工艺流程各工序的具体工艺参数是：

1、以中低品位一水硬铝石铝土矿为原料，经粉碎投入磨矿工序；

2、选择性磨矿。采用湿式球磨机磨矿或湿式振动磨

湿式球磨，其球形介质配比为Φ30mm∶Φ20mm∶Φ15mm＝30％∶50％∶20％，介质充填率为40％，料球比为1.2，转速率为91％，磨矿重量浓度70％，磨矿时间8min，磨矿细度达到-200目占48～55％。

湿式振动磨，其球形介质配比为Φ40mm∶Φ30mm∶Φ20mm＝20％∶30％∶50％，振幅2.3mm，介质充填率为75％，磨矿重量浓度为70％，料球比0.9，磨矿时间为5min、产品粒度-200目占48～55％。

3、分级，目的是将合格的精矿产品分离出来，设备选取水力旋流器

(1)当上述工序采用湿式球磨机磨矿时，控制d₅₀为0.11mm，其分级水力旋流器的结构参数和操作参数如下：

给矿管直径/溢流管直径＝0.4～0.8，溢流管直径/旋流器直径＝0.2～0.4，沉砂口直径/溢流管直径＝0.2～0.5，旋流器的锥角为20°，给矿压力0.06～0.12MPa，给矿重量浓度30～50％。

(2)当上述工序采用湿式振动磨磨矿时，控制d₅₀为0.080mm，其分级水力旋流器的结构参数和操作参数如下：

给矿管直径/溢流管直径＝0.6～1.0，溢流管直径/旋流器直径＝0.2～0.4，沉砂口直径/溢流管直径＝0.4～0.7，旋流器的锥角为20°，给矿压力0.1～0.15MPa，给矿重量浓度30～50％。

4、脱泥、浓缩，目的是将小于10微米的矿泥脱除，并将矿浆得到浓缩，满足后续浮选作业对矿浆浓度的要求，设备选用水力旋流器，其结构参数和操作参数如下：

给矿管直径/溢流管直径＝0.4～0.8，溢流管直径/旋流器直径＝0.21～0.4、沉砂口直径/溢流管直径＝0.3～0.5，旋流器的锥角为15°，给矿压力0.12～0.20MPa，给矿重量浓度10～30％。

5、窄级别浮选，采用正浮选工艺，矿浆重量浓度30～40％，浮选时间7～10min，浮选药剂及用量是：捕收剂选用脂肪酸类，用量为0.5～1.0kg/t原矿；分散剂(调整剂)为碳酸钠，用量为1.5～2.0kg/t原矿。

6、分级作业所得粗粒精矿与浮选精矿合并，得到最终混合精矿产品。

本发明与已有技术相比，显著的技术特点和效益是：按照本发明工艺流程选矿所获得产品指标可以达到：

(1)经分级作业后所得粗粒精矿：铝硅比大于9，产率达30～50％、Al₂O₃回收率40～50％；

(2)最后所得混合精矿：铝硅比为9～10，Al₂O₃回收率大于88％；

(3)工艺流程结构简单、生产成本低、运行平稳、指标稳定，对中低品位一水硬铝石铝土矿具有较强的适应能力；

(4)采用选择性磨矿，避免了常规磨矿产生的有用矿物过磨现象，改善了后续浮选作业环境，同时由于磨矿粒度较粗，节约了磨矿能量；

(5)采用分级作业，获得部分合格精矿产品，可减少后续作业处理的矿量，减少了设备数量和浮选药剂用量；精矿产品质量好(粗粒精矿的铝硅比大于9、混合精矿铝硅比达到9～10)、指标稳定；

(6)脱泥、浓缩作业为后续浮选作业提供了良好的条件，对浮选指标的改善和提高具有重要作用；

(7)窄级别浮选排除了矿泥对浮选过程及指标的影响，分选效率高。

附图说明

图1是本发明中低品位铝土矿高效选矿工艺流程图。

图中：1、选择性磨矿(湿式球磨机或振动磨)，2、分级(水力旋流器)，3、脱泥、浓缩(水力旋流器)，4、窄级别浮选

具体实施方式

以下实例中原料均选用河南长城铝业公司铝土矿，主要含铝矿物为一水硬铝石，其他矿物主要有高岭石、伊利石、叶蜡石、针铁矿和赤铁矿等。矿物化学分析结果如表所示。

表原料的化学分析结果

成分	Al₂O₃(％)	SiO₂(％)	Fe₂O₃(％)	TiO₂(％)	烧失量(％)	杂质(％)	Al₂O₃/SiO₂
成分	Al₂O₃(％)	SiO₂(％)	Fe₂O₃(％)	TiO₂(％)	烧失量(％)	杂质(％)	Al₂O₃/SiO₂	含量	65.32	11.10	4.88	3.12	13.64	其余	5.88

例1：将粉碎的原料采用球磨机磨矿。球磨的工作条件如下：球磨机规格Φ305×305mm，湿式球磨机磨矿，球形介质直径及配比为Φ30mm∶Φ20mm∶Φ15mm＝30％∶50％∶20％，介质充填率为40％，料球比为1.2，转速率为91％，磨矿重量浓度70％，磨矿时间8min，磨矿细度达到-200目占48.22％。所得产品配成重量浓度为30％的矿浆，采用水力旋流器进行分级，控制d₅₀为0.11mm，水力旋流器的结构参数和操作参数如下：直径50mm、给矿口直径10mm、溢流管直径13mm、沉砂口直径6mm、锥角20°、给矿压力0.06MPa，在此条件下可以得到铝硅比9.18、产率为43.34％、Al₂O₃回收率为47.05％的粗粒级精矿。旋流器溢流进行脱泥、浓缩，采用水力旋流器，其结构参数如下：直径50mm、锥角15°、给矿口直径8mm、溢流管直径12mm、沉砂口直径5mm、给矿压力0.20MPa、给矿重量浓度10％。旋流器溢流抛弃，沉砂配成一定浓度的料浆进行浮选，浮选条件如下：矿浆重量浓度30％、浮选时间7min；捕收剂采用氧化石蜡皂，用量为500g/t原矿；分散剂用碳酸钠，用量为1.5kg/t原矿，得到浮选精矿。粗粒精矿与浮选精矿混合得最终混合精矿，混合精矿的铝硅比为9.67，Al₂O₃回收率为88.94％。

例2：磨矿细度-200目占52.55％，磨矿产品配成重量浓度为40％的矿浆，分级作业水力旋流器的给矿压力0.09MPa，给矿重量浓度40％；脱泥、浓缩作业水力旋流器的给矿压力0.12MPa，给矿重量浓度30％；浮选矿浆重量浓度35％，浮选时间8min，捕收剂采用油酸钠，用量为825g/t原矿；分散剂用碳酸钠，用量为1.8kg/t原矿，得到浮选精矿。其他条件同例1，可得铝硅比为9.47、产率43.23％、Al₂O₃回收率为47.89％的粗粒级精矿，混合精矿的铝硅比为9.38，Al₂O₃回收率为88.56％。

例3：磨矿细度-200目占54.96％，磨矿产品配成重量浓度为50％的矿浆，分级作业，水力旋流器的给矿压力0.12MPa，给矿重量浓度50％；脱泥、浓缩作业水力旋流器的给矿压力0.16MPa，给矿重量浓度20％；浮选矿浆重量浓度40％，浮选时间10min，捕收剂采用氧化石蜡皂与油酸钠混合药剂(氧化石蜡皂∶油酸钠＝1∶1，重量比)，用量为1000g/t原矿；分散剂用碳酸钠，用量为2.0kg/t，得到浮选精矿。其他条件同例1，可得铝硅比为9.28、产率43.52％、Al₂O₃回收率为47.16％的粗粒级精矿，混合精矿的铝硅比为9.57，Al₂O₃回收率为88.11％。

例4：原料为河南铝土矿。采用振动磨磨矿。振动磨的工作条件如下：湿式磨矿、介质充填率为75％、磨矿重量浓度70％、料球比0.9、球形介质配比Φ40mm∶Φ30mm∶Φ20mm＝20％∶30％∶50％，振幅2.3mm，在磨矿时间为5min、产品粒度-200目占48.19％。所得产品配成重量浓度为30％的矿浆，采用水力旋流器进行分级，控制d₅₀为0.80mm，水力旋流器的结构参数和操作参数如下：直径50mm、给矿口直径10mm、溢流管直径14mm、沉砂口直径6mm、锥角20°、给矿压力0.1MPa，在此条件下可以得到铝硅比9.09、产率为46.55％、Al₂O₃回收率为50.67％的粗粒级精矿。旋流器溢流进行脱泥、浓缩，采用水力旋流器，其结构参数如下：直径50mm、锥角15°、给矿口直径8mm、溢流管直径12mm、沉砂口直径5mm、给矿压力0.20MPa、给矿重量浓度10％。旋流器溢流抛弃，沉砂配成一定浓度的料浆进行浮选，浮选条件如下：矿浆浓度30％、浮选时间7min，捕收剂采用氧化石蜡皂，用量为500g/t原矿；分散剂用碳酸钠，用量为1.5kg/t原矿，得到浮选精矿。粗粒精矿与浮选精矿混合得最终混合精矿，混合精矿的铝硅比为9.87，Al₂O₃回收率为88.61％。

例5：磨矿细度-200目占51.44％，磨矿产品配成重量浓度为40％，水力旋流器的给矿压力0.15MPa，给矿重量浓度40％；脱泥、浓缩作业水力旋流器的给矿压力0.12MPa，给矿重量浓度30％；浮选矿浆重量浓度35％，浮选时间8min，捕收剂采用油酸钠，用量为825g/t原矿；分散剂用碳酸钠，用量为1.8kg/t原矿，得到浮选精矿。其他条件同例4，可得铝硅比为9.22、产率43.47％、Al₂O₃回收率为47.50％的粗粒级精矿，混合精矿的铝硅比为9.95，Al₂O₃回收率为88.17％。

例6：磨矿细度-200目占55％，磨矿产品配成重量浓度为50％的矿浆，分级作业水力旋流器的给矿压力0.12MPa，给矿重量浓度50％；脱泥、浓缩作业水力旋流器的给矿压力0.16MPa，给矿重量浓度20％；浮选矿浆重量浓度40％，浮选时间10min，捕收剂采用氧化石蜡皂与油酸钠混合药剂(氧化石蜡皂∶油酸钠＝1∶1，重量比)，用量为1000g/t原矿；分散剂用碳酸钠，用量为2.0kg/t原矿，得到浮选精矿。其他条件同例4，可得铝硅比为9.17、产率43.76％、Al₂O₃回收率为47.48％的粗粒级精矿，混合精矿的铝硅比为9.34，Al₂O₃回收率为88.20％。

Claims

1、一种中低品位铝土矿的选矿方法，以中低品位一水硬铝石铝土矿为原料，粉碎，其特征是采用“选择性磨矿——分级——脱泥、浓缩——窄级别浮选”的工艺流程进行选矿，其具体工艺步骤和工艺参数如下：

1)、将粉碎原料进入选择性磨矿作业，选择性磨矿采用湿式球磨机磨矿或湿式振动磨磨矿

湿式球磨，其球形介质配比为Φ30mm∶Φ20mm∶Φ15mm＝30％∶50％∶20％，介质充填率为40％，料球比为1.2，转速率为91％，磨矿重量浓度70％，磨矿时间8min；

湿式振动磨，其球形介质配比为Φ40mm∶Φ30mm∶Φ20mm＝20％∶30％∶50％，振幅2.3mm，介质充填率为75％，磨矿重量浓度为70％，料球比0.9，磨矿时间为5min；

两种磨矿方式均在产品粒度达-200目占48～55％时，放入分级作业，

2)、分级，设备选取水力旋流器，其工艺参数是：

a、当采用湿式球磨机磨矿时，控制d₅₀为0.11mm，旋流器的给矿压力为0.06～0.12MPa，给矿重量浓度30～50％；

b、当上述工序采用湿式振动磨磨矿时，控制d₅₀为0.080mm，旋流器的给矿压力0.1～0.15MPa，给矿重量浓度30～50％；

分离后的粗粒矿与最终的精矿合并，溢流物进入，

3)、脱泥、浓缩，设备选用水力旋流器，其工艺参数是：

给矿压力0.12～0.20MPa，给矿重量浓度10～30％；经过脱泥、浓缩后的溢流物排放，浓缩后的沉砂放入，

4)窄级别浮选，浮选采用正浮选工艺，矿浆重量浓度30～40％，浮选时间7～10min，浮选药剂及用量是：捕收剂选用脂肪酸类，用量为0.5～1.0kg/t原矿；分散剂(调整剂)为碳酸钠，用量为1.5～2.0kg/t原矿；经过浮选后的精矿与分级作业得到的粗粒精矿合并为混合精矿产品，尾矿排放。

2、按照权利要求1所述的中低品位铝土矿的选矿方法，其特征是采用球磨机磨矿时，分级作业所选水力旋流器的给矿管直径/溢流管直径＝0.4～0.8，溢流管直径/旋流器直径＝0.2～0.4，沉砂口直径/溢流管直径＝0.2～0.5，旋流器的锥角为20°；当上述工序采用振动磨磨矿时，分级作业所选水力旋流器的给矿管直径/溢流管直径＝0.6～1.0，溢流管直径/旋流器直径＝0.2～0.4，沉砂口直径/溢流管直径＝0.4～0.7，旋流器的锥角为20°。

3、按照权利要求1所述的中低品位铝土矿的选矿方法，其特征是当脱泥、浓缩作业时，所选用水力旋流器的给矿管直径/溢流管直径＝0.4～0.8，溢流管直径/旋流器直径＝0.21～0.4、沉砂口直径/溢流管直径＝0.3～0.5，旋流器的锥角为15°。

4、按照权利要求1所述的中低品位铝土矿的选矿方法，其特征是浮选所用的捕收剂脂肪酸类可以是氧化石蜡皂、油酸钠或氧化石蜡皂与油酸钠的混合药剂。

5、按照权利要求4所述的中低品位铝土矿的选矿方法，其特征是浮选所用捕收剂为氧化石蜡皂与油酸钠混合药剂时，其重量配比氧化石蜡皂∶油酸钠＝1∶1。