CN1830574A - 一种铝土矿铝硅矿物分离方法 - Google Patents

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Abstract

一种铝土矿铝硅矿物分离方法，采用选择性碎解技术，将矿石磨矿至适宜的粒度，并在磨矿过程中添加特定的调整剂，实现矿浆中铝硅矿物间的控制分散，然后再添加特定的一水硬铝石选择性絮凝剂，在高效水力分选设备中实现铝硅矿物的有效分离。本发明具有工艺流程简单，生产成本较低，可有效解决目前正、反浮选工艺存在的一些工程化难题。采用本发明所得到的铝土矿精矿的沉降过滤性能极好、有机物夹带较少、尾矿经简单处理后的回水可循环利用。

Description

一种铝土矿铝硅矿物分离方法
[技术领域]本发明属于矿物加工的浮选技术领域，涉及一种铝土矿铝硅矿物分离的新方法。
[背景技术]铝土矿资源是生产氧化铝金属铝的矿产原料，我国铝土矿资源以一水硬铝石型铝土矿石为主，其中，中低铝硅比(4-8)的矿石储量占80％以上，而高铝硅比(A/S＞10)的矿石储量仅占6.94％。有效利用中低品位的铝土矿资源，关键在于通过选矿分离方法提高铝土矿的铝硅比，得到适合拜耳法工艺处理的原料。近年来，我国铝土矿选矿脱硅研究取得了突破性进展，已申请了多项技术专利，列举如下：
a.一种铝土矿选矿方法，公开号CN1080569A，公开日1994年1月。该专利针对含Al2O3约68％的铝土矿石，采用浮选方法提高其Al2O3品位至74％，用于生产耐火材料，但Al2O3回收率低。
b.一种铝土矿的浮选方法，公开号CN1607926A，公开日1999年2月。该专利针对含Al2O3约64.8％、SiO211.5％、A/S为5.8～6的铝土矿石，磨矿细度为40％～80％-0.074mm，采用浮选方法分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后浮选。
c.一种铝土矿选矿方法，公开号CN1324696A，公开日2001年12月。该专利针对含Al2O3约59％～65％、SiO29％～11.5％的铝土矿石，采用浮选方法提高矿石铝硅比A/S＞10。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。
d.一种铝土矿的选矿脱硅方法，公开号CN1369328A，公开日2002年9月。该专利在专利c.的基础上，将精选尾矿通过筛分、分级或重选，细泥作为尾矿废弃，粗粒或重选精矿可直接与浮选精矿合并，或作为中矿送再磨再浮选。
e.中低铝硅比铝土矿选矿脱硅方法，授权公告号CN1125777C，授权公告日2003年10月。该专利适用于A/S 4-7的中低铝硅比铝土矿，其特征在于：将铝土矿磨至合格粒度后进行分级，粗粒级全部或部分作为精矿1，细粒级加入浮选药剂进行浮选得到浮选精矿2，精矿1和精矿2合并作为铝土矿选矿精矿。
f.一水硬铝型铝土矿反浮选脱硅方法，公开号CN1370625A，公开日2002年9月。其特征在于：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。
已有的技术专利表明，铝土矿采用正、反浮选脱硅技术(选择性磨矿-浮选脱硅)，可以从高铝(Al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。
但是，对于目前采用的铝土矿正浮选脱硅工艺存在如下不足：工艺流程较长，选精矿有机物含量高，精矿沉降、过滤困难；反浮选脱硅工艺虽能较好解决正浮选脱硅工艺存在的问题，但存在工艺流程长，生产成本高的缺点。这些问题的存在严重影响了铝土矿正、反浮选脱硅工艺技术的工业化推广应用。
[发明内容]为了有效解决铝土矿正、反浮选脱硅工艺存在的问题，本发明提供一种铝土矿铝硅矿物分离的方法，简化铝土矿资源选矿工艺流程，解决正、反浮选脱硅工艺技术存在的众多工程化难题。
一种铝土矿铝硅矿物分离的方法，原矿经选择性磨矿，达到产品粒度为-0.074mm占85％～95％，采用碳酸钠等为矿浆的调整剂，调整剂加入量为3.0～5.0kg/t，实现矿浆体系的控制分散，在矿浆体系pH为8.0～11.50的范围内，加入含-COO-或-C＝NOH和OH-基团的选择性絮凝剂2～10g/t，作业矿浆浓度控制为5％～20％，在高效水力分选设备中，经2～3次选择性絮凝分离，获得最终精矿。
所述矿浆的调整剂还可以是碳酸钠与磷酸盐、氟硅酸钠或水玻璃的混合物。磷酸盐、氟硅酸钠或水玻璃的加入量为调整剂总量的0～10％。
本发明适应于含Al2O355％～65％、SiO214％～11％，铝硅比为4～6的一水硬铝石型铝土矿资源。
本发明根据铝硅矿物可碎性差异和表面性质差异，采用选择性碎解、矿浆控制分散、铝硅矿物选择性絮凝的工艺，实现铝硅的选择性分离。本发明具有工艺流程简单，可有效解决目前正、反浮选工艺存在的一些工程化难题，为高效利用我国中低铝硅比铝土矿资源提供一条新的途径。采用本发明所得到的铝土矿精矿的沉降过滤性能极好、有机物夹带较少、尾矿经处理后的回水可循环利用。
[附图说明]
图1为本发明的原则工艺流程图，图中虚线部分为流程的可增减部分。
[具体实施方式]
实施方式1：
铝土矿原矿含Al2O3 65.00％，铝硅比(A/S)为5.69。
在磨机中加入2.0kg/t碳酸钠为调整剂，对铝土原矿进行磨矿，磨矿产品的粒度为-0.074mm占90％，矿浆pH为9.0。加入含-COO-和OH-基团絮凝剂5g/t，按矿浆浓度10％调浆后沉降，抽出上层悬浮液1；沉降物加碳酸钠1kg/t和水再调浆后沉降，抽出上层悬浮液2，两次抽出上层悬浮液合并(1+2)为总尾矿，沉降物及为精矿，详细流程见图1，试验指标见表1。
                             表1  铝土矿选择性絮凝分离指标
  产品名称   产率(％)                品位      回收率(％)
  Al2O3％   SiO2％   A/S   Al2O3   SiO3
  精矿   85.46   68.141   8.281   8.228   89.59   61.90
  总尾矿   14.54   46.558   29.960   1.554   10.41   38.10
  原矿   100   65.00   11.432   5.69   100   100
实施方式2：
铝土矿原矿含Al2O3 64.52％，铝硅比(A/S)为5.64。
在磨机中加入3kg/t碳酸钠与磷酸盐混合调整剂，对铝土原矿进行磨矿，磨矿产品的粒度为-0.074mm占86％，矿浆pH为10.5。加入含-C＝NOH和OH-基团的絮凝剂7g/t，按矿浆浓度20％调浆后沉降，抽出上层悬浮液1；沉降物加混合调整剂1kg/t和水再调浆后沉降，抽出上层悬浮液2，两次抽出上层悬浮液合并(1+2)为总尾矿，沉降物及为精矿，详细流程见图1，试验指标见表2。
                             表2  铝土矿选择性絮凝分离指标
  产品名称   产率(％)                 品位         回收率(％)
  Al2O3％   SiO2％   A/S   Al2O3   SiO2
  精矿   80.12   68.037   8.305   8.19   84.48   58.17
  总尾矿   19.88   50.361   24.064   2.09   15.52   41.83
  原矿   100   64.523   11.438   5.64   100   100
实施方式3：
铝土矿原矿含Al2O3 64.64％，铝硅比(A/S)为5.61。
在磨机中加入3kg/t碳酸钠与氟硅酸钠混合调整剂，对铝土原矿进行磨矿，磨矿产品的粒度为-0.074mm占90％，矿浆pH为9.5。加入含-COO-和OH-基团絮凝剂7g/t，按矿浆浓度10％调浆后沉降，抽出上层悬浮液1；沉降物加混合调整剂1kg/t、絮凝剂2g/t和水再调浆后沉降，抽出上层悬浮液2，沉降物加混合调整剂1kg/t和水再调浆后沉降，抽出上层悬浮液3，两三次抽出的上层悬浮液合并(1+2+3)为总尾矿，沉降物及为精矿，详细流程见图1，试验指标见表3。
                         表3  铝土矿选择性絮凝分离指标
  产品名称   产率(％)                品位          回收率(％)
  Al2O3％   SiO2％   A/S   Al2O3   SiO2
  精矿   81.91   68.483   7.693   8.90   86.78   54.73
  总尾矿   18.09   47.250   28.810   1.64   13.22   45.27
  原矿   100   64.642   11.513   5.61   100   100
实施方式4：
铝土矿原矿含Al2O3 64.52％，铝硅比(A/S)为5.64。
在磨机中加入3.0kg/t碳酸钠与水玻璃混合调整剂，对铝土原矿进行磨矿，磨矿产品的粒度为-0.074mm占90％，矿浆pH为9.0。加入含-COO-和OH-基团絮凝剂4g/t，按矿浆浓度5％调浆后沉降，抽出上层悬浮液1；沉降物加混合调整剂1kg/t、絮凝剂2g/t和水再调浆后沉降，抽出上层悬浮液2，沉降物加混合调整剂1kg/t和水再调浆后沉降，抽出上层悬浮液3，两三次抽出的上层悬浮液合并(1+2+3)为总尾矿，沉降物及为精矿，详细流程见图1，试验指标见表4。
                             表4  铝土矿选择性絮凝分离指标
  产品名称   产率(％)                 品位           回收率(％)
  Al2O3％   SiO2％   A/S   Al2O3   SiO2
  精矿   82.45   68.269   8.170   8.36   87.36   58.06
  总尾矿   17.54   46.427   27.74   1.67   12.64   41.94
  原矿   100   64.431   11.602   5.55   100   100
实施方式5：
铝土矿原矿含Al2O3 55.96％，铝硅比(A/S)为4.04。
在磨机中加入3kg/t碳酸钠调整剂，对铝土原矿进行磨矿，磨矿产品的粒度为-0.074mm占92％，矿浆pH为10.5。加入含-COO-和OH-基团絮凝剂3.5g/t，按矿浆浓度10％调浆后沉降，抽出上层悬浮液1；沉降物加碳酸钠1kg/t、絮凝剂2g/t和水再调浆后沉降，抽出上层悬浮液2，沉降物加碳酸钠1kg/t和水再调浆后沉降，抽出上层悬浮液3，两三次抽出的上层悬浮液合并(1+2+3)为总尾矿，沉降物及为精矿，详细流程见图1，试验指标见表5。
                         表5  铝土矿选择性絮凝分离指标
  产品名称   产率(％)                 品位           回收率(％)
  Al2O3％   SiO2％   A/S   Al2O3   SiO2
  精矿   75.74   60.70   8.46   7.17   82.16   46.26
  总尾矿   24.26   41.15   30.67   1.34   17.84   53.74
  原矿   100   55.96   13.85   4.04   100   100
从表1～表5的试验结果表明，使用本发明铝土矿铝硅矿物分离的方法，能较有效地实现铝土矿的铝硅矿物分离，并获得较好的工艺指标。

Claims (3)

1.一种铝土矿铝硅矿物分离方法，其特征在于：原矿经选择性磨矿，达到产品粒度为-0.074mm占85％～95％，采用碳酸钠为矿浆的调整剂，调整剂加入量为3.0～5.0kg/t，实现矿浆体系的控制分散，在矿浆体系pH为8.0～11.50的范围内，加入含-COO-或-C＝NOH和OH-基团的选择性絮凝剂2～10g/t，作业矿浆浓度控制为5％～20％，在水力分选设备中，经2～3次选择性絮凝分离，获得最终精矿。
2.根据权利要求1所述的分离方法，其特征在于：所述矿浆的调整剂还可以是碳酸钠与磷酸盐、氟硅酸钠或水玻璃的混合物，磷酸盐、氟硅酸钠或水玻璃的加入量为调整剂总量的0～10％。
3.据权利要求1所述的分离方法，其特征在于：本发明适应于处理含Al2O355％～65％、SiO214％～11％，铝硅比为4～6的一水硬铝石型铝土矿资源。
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