一种低品位铝土矿降硅除杂方法

摘要

一种低品位铝土矿降硅除杂方法，先将铝土矿原矿破碎并研磨筛分制成矿浆A，矿浆A进入机械分离设备A进行固液分离得到固体A和液体A，所述固体A加水配成含固量为25‑35%矿浆B，矿浆B进入粗选扫选工艺后得到泡沫产物矿浆C和粗选扫选底流物，其中泡沫产物矿浆C经机械分离设备B固液分离后得到固体B和液体B，扫选得到底流矿浆E并经过机械分离设备C得到固体C和液体C，所述固体C为中矿，中矿加入原矿中再次研磨，液体C即为矿浆F，矿浆F经过机械脱水后得到的固体D和液体D，其中固体D为最终尾矿，通过采用粗选和扫选、机械分离连用且产生中矿的选矿方法，成功实现精矿铝硅比提高4个点以上，精矿产率提高至65%以上。

权利要求

1.一种低品位铝土矿降硅除杂方法，其特征在于：所述降硅除杂方法为先将铝土矿原矿破碎并研磨筛分制成矿浆A，矿浆A进入机械分离设备A进行固液分离得到固体A和液体A，所述固体A加水配成含固量为25-35%矿浆B，矿浆B进入粗选扫选工艺后得到泡沫产物矿浆C和粗选底流物，其中泡沫产物矿浆C经机械分离设备B固液分离后得到固体B和液体B，所述固体B为最终精矿，液体B为矿浆D，所述矿浆D与粗选底流物混合后进行扫选，扫选得到底流矿浆E并经过机械分离设备C得到固体C和液体C，所述固体C为中矿，中矿加入原矿中再次研磨，液体C即为矿浆F，矿浆F经过机械脱水后得到的固体D和液体D，其中固体D为最终尾矿，液体D进入清水池循环使用；对原矿进行研磨时按照原矿1-5kg/t的比例加入碳酸钠混合均匀，再加入水配置成含固量为20-25%的矿浆A；在配制矿浆B时按照原矿500-1200g/t的比例加入合成脂肪酸捕收剂并将矿浆B的pH值调整至8-11；粗选过程的流速为0.5-0.8m 3 /m 2 ·min，时长15-25min。

2.如权利要求1所述的一种低品位铝土矿降硅除杂方法，其特征在于：所述破碎是将原矿破碎至粒度为2-3cm的颗粒。

3.如权利要求1所述的一种低品位铝土矿降硅除杂方法，其特征在于：所述的研磨是将破碎过的铝土矿原矿进入机械设备研磨并加水、碳酸钠筛分至-200目占70%，调制成矿浆A，矿浆A的pH值为8-11。

4.如权利要求1所述的一种低品位铝土矿降硅除杂方法，其特征在于：所述降硅除杂方法中机械分离设备A、机械分离设备B、机械分离设备C均为卧螺脱水分离机。

说明书

一种低品位铝土矿降硅除杂方法

技术领域

[0001] 本发明属于选矿技术领域，具体为一种低品位铝土矿降硅除杂方法。

背景技术

[0002] 氧化铝广泛应用于金属铝的生产、耐火材料、陶瓷、造纸及建材领域。铝土矿是生产氧化铝的唯一原材料，我国现有生产氧化铝的方法是采用选矿——拜耳法，拜耳法生产氧化铝的先决条件就是铝土矿的铝硅比必须大于8以上，而天然形成的铝土矿矿藏高品位矿石占总储量的比例很低，特别是我国境内铝硅比8点以上的矿石比例占总储量的30%左右。

[0003] 为了充分利用和最大利益的开发，几十年来国内业内的专家与学者长期致力于低品位铝矿石降硅除杂提高铝硅比的研究。至2005年终于有了可喜的成果，先后出台了烧结法、酸洗溶出法以及正、反浮选法等等，考虑到社会效益、环境保护以及拜耳法工艺的特殊性，氧化铝厂都采用了正浮选法使低品位矿石通过选矿提高品位后再入系统生成，但现有工艺也只能将铝硅比提高2至3个点，且由于正浮选工艺的局限性精矿的产率最高不超过55%，这样原矿流失大，产值低，经济效益低，单独不能形成工业化，至今不能推广适用，致使大量资源浪费。

发明内容

[0004] 为了解决原矿流失大，产值低的问题，本发明的目的是提出一种低品位铝土矿降硅除杂方法，通过采用粗选和扫选、机械分离连用且产生中矿的选矿方法，成功实现精矿铝硅比提高4个点以上，精矿产率提高至65%以上。

[0005] 本发明为了解决上述问题所采取的技术方案为：

[0006] 一种低品位铝土矿降硅除杂方法，所述降硅除杂方法为先将铝土矿原矿破碎并研磨筛分制成矿浆A，矿浆A进入机械分离设备A进行固液分离得到固体A和液体A，所述固体A加水配成含固量为25-35%矿浆B，矿浆B进入粗选扫选工艺后得到泡沫产物矿浆C和粗选底流物，其中泡沫产物矿浆C经机械分离设备B固液分离后得到固体B和液体B，所述固体B为最终精矿，液体B为矿浆D，所述矿浆D与粗选底流物混合后进行扫选，扫选得到底流矿浆E并经过机械分离设备C得到固体C和液体C，所述固体C为中矿，中矿加入原矿中再次研磨，液体C即为矿浆F，矿浆F经过机械脱水后得到的固体D和液体D，其中固体D为最终尾矿，液体D进入清水池循环使用；所述对原矿进行研磨时按照原矿1-5kg/t的比例加入碳酸钠混合均匀，再加入水配置成含固量为20-25%的矿浆A；所述在配制矿浆B时按照原矿500-1200g/t的比例加入合成脂肪酸捕收剂并将矿浆B的pH值调整至8-11；粗选过程的流速为0.5-0.8m 3 /m 2 ·min，时长15-25min。

[0007] 进一步的，所述破碎是将原矿破碎至粒度为-2-3cm的颗粒。

[0008] 进一步的，所述的研磨是将破碎过的铝土矿原矿进入机械设备研磨并加水、碳酸钠筛分至-200目占70%，调制成矿浆A，矿浆A的pH值为8-11。

[0009] 进一步的，所述降硅除杂方法中机械分离设备A、机械分离设备B、机械分离设备C均为卧螺脱水分离机。

[0010] 进一步的，矿浆F加入絮凝剂聚丙乙烯胺，其中合成脂肪酸捕收剂、碳酸钠、聚丙乙烯胺为市售。

[0011] 进一步的，所述矿浆B进行机械分离时细粒杂质减少进入浮选时可减少捕收剂用量，提高粗选、扫选精矿指标。

[0012] 进一步的，所述矿浆B粗选、扫选的泡沫产物矿浆C进行固液分离处理时，+1000目固体物质为最终精矿，液体产物矿浆D。进入一扫浮选，不再二次加药。

[0013] 进一步的，所述矿浆F加入絮凝剂经机械脱水设备脱水后固体为最终尾矿，液体汇入清水池可重复利用。

[0014] 进一步的，所述降硅除杂方法中尾矿水可重复利用，尾矿干排。

[0015] 进一步的，泡沫产物矿浆C进行固液分离处理时，+1000目固体物质为最终精矿，-1000目液体产物为矿浆D。与原有工艺相比精矿产品分级粒度更细，既可提高精矿氧化铝含量指标，又可降低精矿中硫、碳、钙的含量指标。

[0016] 进一步的，铝土矿原矿破碎至2-3CM研磨并筛分至-200目占70%，矿浆A的含固量为为25-35%，在铝土矿原矿研磨过程中添加碳酸钠，碳酸钠的添加比例为原矿的1-5kg/t，碳酸钠既可调节矿浆pH值，又具有分散作用。

[0017] 进一步的，矿浆A经固液分离处理后得到25-35%PH值8-11的矿浆B，既减少原矿浆杂质又减少矿浆浮选量，可减少10-30%捕收剂用量。矿浆D进入扫选捕收剂二次利用可减少20%的用量。

[0018] 进一步的，扫选底流矿浆E进行固液分离时得到中矿再回收与原有工艺相比可提高10%以上的精矿产率。

[0019] 进一步的，矿浆F在进行固液分离时固体含固量小，可利于尾矿后期处理。

[0020] 进一步的，本发明所述的降硅除杂方法中矿浆pH值保持在8-11。

[0021] 与现有技术相比，本发明具有以下有益效果：

[0022] 本发明所述的一种低品位铝土矿降硅除杂方法，与现有选矿流程相比，同等矿物的选别由传统的纯正浮选工艺改为以机械分离为主浮选为辅且产生中矿工艺，不但捕收剂使用量减少，而且使得铝硅比多提高1-4个点；对二次分离产生的中矿进行回选能够多提高10%以上的精矿产率，精矿中含药剂量极少，且精矿中与原矿相比硫、碳、钙等有害物质含量降低；尾矿中硅酸盐的含量较高，能够达到伊利石的标准，可作为陶瓷、耐火砖原材料再利用，本发明所述的低品位铝土矿降硅除杂方法的有效利用开发，可为我国氧化铝生产增加提供优质的铝精矿，具有良好的社会经济效益，对我国铝工业可持续发展和循环建设也具有十分重要的意义。

附图说明

[0023] 图1为本发明低品位铝土矿降硅除杂方法的工艺流程图。

具体实施方式

[0024] 下面结合附图和具体实施例对本发明作详细说明，本实施例以本发明技术方案为前提，给出了详细的实施方式和具体的操作过程，但本发明的保护范围不限于下述的实施例。

[0025] 一种低品位铝土矿降硅除杂方法，所述降硅除杂方法为先将铝土矿原矿破碎并研磨筛分制成矿浆A，矿浆A进入机械分离设备A进行固液分离得到固体A和液体A，所述固体A加水配成含固量为25-35%矿浆B，矿浆B进入粗选扫选工艺后得到泡沫产物矿浆C和粗选底流物，其中泡沫产物矿浆C经机械分离设备B固液分离后得到固体B和液体B，所述固体B为最终精矿，液体B为矿浆D，所述矿浆D与粗选底流物混合后进行扫选，扫选得到底流矿浆E并经过机械分离设备C得到固体C和液体C，所述固体C为中矿，中矿加入原矿中再次研磨，液体C即为矿浆F，矿浆F经过机械脱水后得到的固体D和液体D，其中固体D为最终尾矿，液体D进入清水池循环使用；所述对原矿进行研磨时按照原矿1-5kg/t的比例加入碳酸钠混合均匀，再加入水配置成含固量为20-25%的矿浆A；所述在配制矿浆B时按照原矿500-1200g/t的比例加入合成脂肪酸捕收剂并将矿浆B的pH值调整至8-11；粗选过程的流速为0.5-0.8m 3 /m 2 ·min，时长15-25min。

[0026] 作为优选的，所述破碎是将原矿破碎至粒度为-2-3cm的颗粒。

[0027] 作为优选的，所述的研磨是将破碎过的铝土矿原矿进入机械设备研磨并加水、碳酸钠筛分至-200目占70%，调制成矿浆A，矿浆A的pH值为8-11。

[0028] 作为优选的，所述降硅除杂方法中机械分离设备A、机械分离设备B、机械分离设备C均为卧螺脱水分离机。

[0029] 作为优选的，矿浆F加入絮凝剂聚丙乙烯胺，其中合成脂肪酸捕收剂、碳酸钠、聚丙乙烯胺为市售。

[0030] 作为优选的，所述矿浆A进行机械分离时细粒杂质减少进入浮选时可减少捕收剂用量，提高粗选、扫选精矿指标；矿浆D进入扫选捕收剂可二次利用。

[0031] 作为优选的，所述矿浆B粗选、扫选的泡沫产物矿浆C进行固液分离处理时，+1000目固体物质为最终精矿，液体产物矿浆D.进入一扫浮选,不再二次加药。

[0032] 作为优选的，所述矿浆F加入絮凝剂经机械脱水设备脱水后固体为最终尾矿，液体汇入清水池可重复利用。

[0033] 作为优选的，所述降硅除杂方法中尾矿水可重复利用，尾矿干排。

[0034] 作为优选的，泡沫产物矿浆C进行固液分离处理时，+1000目固体物质为最终精矿，-1000目液体产物为矿浆D。与原有工艺相比精矿产品分级粒度更细，可降低精矿中硫、碳、钙的含量指标。

[0035] 作为优选的，铝土矿原矿破碎至2-3CM研磨并筛分至-200目占70%，矿浆A的含固量为为25-35%，在铝土矿原矿研磨过程中添加碳酸钠，碳酸钠的添加比例为原矿的1-5kg/t，碳酸钠既可调节矿浆pH值，又具有分散作用。

[0036] 作为优选的，矿浆A经固液分离处理后得到25-35%PH值8-11的矿浆B，既减少原矿浆杂质又减少矿浆浮选量，可减少10-30%捕收剂用量。

[0037] 作为优选的，扫选底流矿浆E进行固液分离时得到中矿再回收与原有工艺相比可提高10%以上的精矿产率。

[0038] 作为优选的，矿浆F在进行固液分离时固体含固量小，可利于尾矿后期处理。

[0039] 作为优选的，本发明所述的将硅除杂方法中矿浆pH值保持在8-11。

[0040] 以上所述，仅是本发明的较佳实施例而已，并非对本发明作任何形式上的限制，虽然本发明已以较佳实施例描述如上，然而并非用以限定本发明，任何熟悉本专业的技术人员，在不脱离本发明技术方案范围内，当可利用上述所述技术内容作出的些许更动或修饰均为等同变化的等效实施例，但凡是未脱离本发明技术方案内容，依据本发明的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与修饰，均仍属于本发明技术方案的范围内。

[0041] 实施案例：

[0042] 2016年在河南省汝州市自建一小型铝土矿选矿厂，使用本发明所述的选矿方法进行作业后得到的数据对比如下：

[0043] 第一、在传统工艺的基础上减掉精选环节增加了机械分离处理工艺，其指标如下所示：

[0044] 入选原矿320吨，得到精矿202吨，产率63%，精矿铝硅比为6.2，比原矿的2.2提高了4.0。

[0045] 第二、在传统工艺的基础上减掉了精选环节增加了机械分离出来工艺和产生中矿工艺，其指标如下所示：

[0046] 入选原矿260吨，得到精矿170吨，产率65%，精矿铝硅比7.1，比原矿的2.2提高了4.9。