CN1775370A - 一种铝土矿组合浮选脱硅方法 - Google Patents

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Abstract

一种铝土矿组合浮选脱硅方法，本发明将铝土矿浮选分离脱硅的主干流程设计成反浮选，获得铝土矿槽底精矿。将反浮选主干流程中产生的预先脱泥溢流产物和所有的粗选、扫选、精选泡沫中矿产物合并，单独用正浮选流程处理，获得铝土矿泡沫精矿。反浮选主干流程的槽底精矿与正浮选辅助流程的泡沫精矿合并作为铝土矿浮选总精矿。本发明综合运用了铝土矿反浮选和正浮选技术的优点，实现铝土矿资源的高效利用，适用于中低铝硅比(A/S为5～6)和低铝硅比(A/S为4～5)的一水硬铝石型铝土矿的浮选脱硅。

Description

一种铝土矿组合浮选脱硅方法
[技术领域]  本发明属于矿物加工的浮选技术领域，涉及一种铝土矿的组合浮选脱硅方法。
[背景技术]  我国铝土矿资源丰富，据统计资源量有25亿吨。我国铝土矿矿石以一水硬铝石-高岭石沉积型铝土矿石为主，中低铝硅比(4～8)的矿石占80％以上，而高铝硅比(A/S＞10)的矿石仅占6.94％。成功利用这种资源的关键在于通过选矿的方法提高铝土矿铝硅比，近年来，中国的铝土矿浮选脱硅取得了突破性的进展，公开号为CN1080569A技术专利是用含Al2O3约为68％的铝土矿石，浮选提高其Al2O3品位至74％，用于生产耐火材料。公开号为CN160792A的专利是针对含Al2O3约64.8％、SiO211.5％、A/S为5.8～6的铝土矿石，用略为粗磨至40％～80％-0.074mm，然后浮选出一水硬铝石富连生体作为精矿，浮选尾矿再用重选分级脱除细泥废弃，粗粒则作为中矿返回再磨浮选。公开号CN1324696A专利采用含Al2O3约59％～65％、SiO29％～11.5％的铝土矿石，浮选提高其Al2O3品位至A/S＞10。该浮选过程为正浮选，采用组合调整剂和复合捕收剂，浮选流程为1粗1扫多次精选。公开号为CN1370625A的专利，是将铝土矿磨至合格粒度后，利用浮选药剂和一定的工艺提高一水硬铝石与铝硅酸盐脉石矿物的表面疏水/亲水性质差异，采用反浮选工艺方案将铝硅酸盐脉石矿物浮出至泡沫作为尾矿废弃，槽底产品为铝土矿精矿。
从以上专利技术中知道，采用铝土矿正浮选技术，即选择性磨矿-浮选脱硅，能从高铝(Al2O3约62％～65％)、高硅(SiO2约12％～14％)、中低品位铝硅比(A/S约5～7)的一水硬铝石型矿石得到A/S大于10的铝土矿精矿。铝土矿反浮选脱硅技术是将矿石中含量较少的含硅脉石矿物作为泡沫产品浮出，产率为70％～80％的一水硬铝石精矿留在浮选槽内。
这些浮选方法中，铝土矿正浮选技术存在着精矿泡沫产品沉降浓缩过滤困难、精矿中夹带浮选有机药剂在后继拜耳法溶出中积累而影响溶出过程、尾矿沉降十分困难而影响回水利用等缺点；铝土矿反浮选脱硅技术虽然能克服正浮选技术的以上缺点，但流程长、预先脱泥产物夹带一水硬铝石而影响回收率、浮选速度慢、浮选泡沫中矿量大难以在流程中循环返回或返回后严重影响作业矿浆浓度从而影响反浮选过程，严重影响铝土矿浮选技术的产业化和产出率的提高。此外，由于低铝(Al2O3约为55％～60％)、低铝硅比(A/S约为3～5)一水硬铝石型铝土矿，矿石嵌布粒度细，解离困难，含难选连生体矿石和难选伊利石型硅酸盐脉石多，属于难以用拜耳法混连法、烧结法冶炼方法直接生产氧化铝，目前的选择性磨矿-正浮选脱硅、预先脱泥-反浮选脱硅等的铝土矿选矿方法也难以适用。
[发明内容]  为了充分利用正浮选技术和反浮选技术的优点，适应各种品位的铝土矿资源，本发明提供了一种铝土矿组合浮选脱硅方法。
本发明的组合浮选脱硅方法，是在铝土矿浮选分离脱硅流程中以反浮选技术为主，组合应用正浮选技术，实现铝土矿浮选分离脱硅过程的优化流程匹配，提高浮选作业指标，具体内容为：
将铝土矿浮选分离脱硅的主干流程设计成反浮选，包括预先脱泥-反浮选和不脱泥反浮选两种流程方案，获得铝土矿槽底精矿。对反浮选主干流程中产生的预先脱泥溢流产物和所有的粗选、扫选、精选泡沫中矿产物合并浓缩，浓缩底流单独用正浮选流程处理，获得铝土矿泡沫精矿。浓缩溢流和正浮选辅助流程的槽底尾矿合并即为铝土矿浮选分离脱硅过程的总含硅尾矿。反浮选主干流程的槽底精矿与正浮选辅助流程的泡沫精矿合并作为铝土矿浮选总精矿。
本发明充分利用了铝土矿反浮选精矿为槽底产物沉降过滤性能好和有机物夹带少，以及反浮选尾矿沉降快，有利回水利用的优点，同时利用铝土矿正浮选技术对微细粒级一水硬铝石矿物浮选效率高的优点，实现铝土矿浮选分离脱硅过程的优化流程匹配，提高浮选指标，实现铝土矿资源的高效利用。本发明适用于各种不同类型的铝土矿的浮选脱硅。
[附图说明]
图1为本发明铝土矿组合浮选脱硅流程图。
[具体实施方式]
实施方式1  原矿含Al2O3 63.27％，铝硅比(A/S)为5.63。
如图1所示，先对铝土原矿进行磨矿，磨矿产品的粒度为-0.075mm占85％，再用碳酸钠分散调整矿浆得到弱碱性矿泥粒度为-0.015mm后进行预先脱泥，将得到的脱泥底流进行反浮选脱硅，反浮选流程为1粗3精，获得铝土矿槽底精矿1。将脱泥溢流及反浮选泡沫中矿合并进行浓缩，使其浓度大于20％，然后将浓缩底流进行正浮选脱硅，获得铝土矿泡沫精矿2。浓缩的溢流和正浮选的槽底尾矿作为总尾矿。闭路试验指标见表1。
                                          表1闭路试验指标
流程方案   产品名称   产率(％)                  品位 回收率(％)
Al2O3％ SiO2％ A/S Al2O3 SiO2
  预先脱泥-反浮选，泥及反浮选泡沫中矿合并正浮选   反浮精矿1   60.21   68.27   6.71   10.17   64.97   35.98
  正浮精矿2   19.73   69.33   5.88   11.79   21.62   10.36
  总精矿   79.94   68.53   6.51   10.53   86.59   46.34
  总尾矿   20.06   42.30   30.04   1.41   13.41   53.66
  原矿   100   63.27   11.23   5.63   100   100
实施方式2：原矿含Al2O3 63.49％，铝硅比(A/S)为5.70。
如图1所示，先对铝土原矿进行磨矿，磨矿产品的粒度为-0.075mm占88％，不进入脱泥流和，直接进行反浮选脱硅，反浮选流程为1粗3精，获得铝土矿槽底精矿1。将反浮选粗选、精选泡沫中矿产物合并，进行浓缩，单独用正浮选流程处理，获得铝土矿泡沫精矿2。尾矿为正浮选的泡沫尾矿。闭路试验指标见表2。
                                          表2闭路试验指标
流程方案   产品名称   产率(％)                  品位 回收率(％)
Al2O3％ SiO2％ A/S Al2O3 SiO2
  不脱泥-反浮选，反浮选泡沫中矿正浮选   反浮精矿1   51.33   67.92   7.13   9.53   54.91   32.85
  正浮精矿2   29.84   69.56   5.76   12.08   32.69   15.46
  总精矿   81.17   68.52   6.63   10.33   87.60   48.31
  总尾矿   18.83   41.83   30.58   1.37   12.40   51.69
  原矿   100.0   63.49   11.14   5.70   100   100
试验结果表明，使用本发明的铝土矿组合浮选脱硅方法，能较有效地分选铝土矿石，提供符合冶炼溶出要求的铝土矿精矿，总精矿沉降浓缩过滤性能良好，尾矿沉降性能良好。本发明能适用于中低铝硅比(A/S约为5～6)一水硬铝石型铝土矿的浮选脱硅，并获得较好的工艺指标，也能适用于低铝硅比(A/S约为4～5)一水硬铝石型铝土矿的浮选脱硅。

Claims (3)

1.一种铝土矿组合浮选脱硅方法，其特征在于：将铝土矿浮选分离脱硅的流程设计成预先脱泥进行反浮选，获得铝土矿槽底精矿，再将反浮选流程中产生的粗选、扫选、精选泡沫中矿产物和预先脱泥溢流产物合并浓缩，进行正浮选，获得铝土矿泡沫精矿，具体步骤如下：
a.对铝土原矿进行磨矿，磨矿产品的粒度为-0.075mm占80-90％；
b.用分散调整矿浆后进行预先脱泥；
c.将得到的脱泥底流进行反浮选脱硅，获得铝土矿槽底精矿；
d.将脱泥溢流和反浮选流程中产生的粗选、扫选、精选泡沫中矿产物合并再浓缩，并使其浓度大于20％，再将浓缩底流进行正浮选脱硅，获得铝土矿泡沫精矿，浓缩的溢流和正浮选的槽底尾矿为尾矿。
2.根据权利要求1所述的铝土矿的浮选脱硅方法，其特征在于：将铝土矿原矿磨矿后直接进行反浮选，获得铝土矿槽底精矿，再将反浮选流程中产生的粗选、扫选、精选泡沫中矿产物浓缩进行正浮选，获得铝土矿泡沫精矿。
3.根据权利要求1所述的铝土矿浮选脱硅方法，其特征在于：步骤b采用的分散剂为碳酸钠，得到弱碱性矿泥粒度为-0.015mm。
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