从含硅矿物的铝土矿中分选铝土矿精矿的方法

摘要

一种从含硅矿物的铝土矿中分选铝土矿精矿的方法，从各种品位的含硅矿物的铝土矿中除去硅矿物，选出铝土矿精矿，供拜耳法氧化铝生产用。其特征是用铝酸钠溶液处理铝土矿，使铝矿物和硅矿物相互充分解离，再用物理分选的方法采用分级设备，根据铝矿物和硅矿物粒度和比重的差异进行分选，得到高品位铝土矿精矿。本发明方法简单，流程短，成本低，矿石A/S提高较大，还能结合现有拜耳法氧化铝生产流程，为氧化铝工业提供一种新工艺。

说明书

本发明涉及一种选矿技术，特别是一种从含硅矿物的铝土矿中分选铝土矿精矿的方法，即从含硅矿物的铝土矿中选出铝土矿精矿，其中铝土矿原料包括三水铝石、一水软铝石和一水硬铝石铝土矿，硅矿物指高岭石(含伊利石)，铝土矿中的硅矿物是氧化铝生产中最主要的杂质，因此铝土矿的品位以A/S来衡量，所谓A/S即铝土矿中的氧化铝(Al₂O₃)与氧化硅(SiO₂)的重量百分比。铝土矿的A/S低于4时，则只能用于烧结法生产，当A/S为5-7时，则只能用于联合法生产。这两种生产方法的能耗和成本都很高，为此需要将中、低品位的铝土矿通过选矿选出高品位的精矿，然后用该精矿进行拜耳法生产，从而降低氧化铝生产的能耗和成本。

在现有的含硅铝土矿选矿技术中，有物理选矿方法和化学选矿方法。物理选矿方法一般用浮选方法，目前有对一水硬铝石铝土矿进行试验室浮选试验，选矿的工艺流程为：磨矿→浮选→脱水→精矿，由于铝土矿中铝矿物和硅矿物以极细的微粒互相嵌布，故在磨矿过程中97％以上需要过200目筛，浮选时以氧化石腊皂和塔尔油作捕收剂，以苏打作调整剂，六偏磷酸钠和水玻璃作分散剂，为了提高精矿品位，常常采用一粗一精或更复杂的浮选流程，最后过滤得到铝土矿精矿，选矿结果是原矿的A/S由5左右可以提高到精矿A/S为8左右，浮选法的缺点是：(1)要求含硅铝土矿磨得过细.这样一方面消耗大量的电能，另一方面给产品过滤脱水带来严重困难；(2)选矿效果不好，原矿A/S提高不大；(3)浮选药剂成本较高，且不能回收而污染环境。

化学选矿方法，目前有将铝土矿在1000±50℃焙烧，使其中的高岭石发生反应，，再以含Na₂CO₃的NaOH溶液，在3Kgf/cm²压力下浸出15分钟，游离的SiO₂溶入溶液中，液、固分离后脱硅溶液需加石灰处理回收使用，选矿结果脱硅率为60％左右，该方法的缺点是：(1)铝土矿需要预先在1000℃的高温下焙烧，一方面增加了能耗，另一方面焙烧时，一水硬铝石死烧成α-Al₂O₃，影响下一步拜耳法溶出性能；(2)用碱溶液溶出脱硅需要加压，工艺复杂，(3)脱硅碱液回收时处理比较复杂；使整个选矿流程加长。

本发明的目的是针对上述物理选矿和化学选矿方法所存在的问题，而提出的一种从含硅矿物的铝土矿中分选铝土矿精矿的方法，它是一种跨学科的化学--物理选矿方法，用化学方法使铝土矿中的铝矿物和硅矿物充分解离，再用物理方法(利用解离后的铝矿物和硅矿物的粒度和比重差别)，采用分级设备来选出铝土矿精矿。该方法简单，流程短，成本低，矿石A/S提高较大，而且还能结合现有拜耳法氧化铝生产流程的一种选矿方法，为氧化铝工业提供精矿。

本发明是这样实现的：将含硅矿物的铝土矿按拜耳法生产常规磨矿要求(全部过60目筛)制备矿浆，磨矿溶液用母液(铝酸钠溶液)，最好用蒸发母液(氧化铝生产的种子分解后的母液经蒸发浓缩后用于拜耳法溶出的母液)，其苛性碱浓度N_k为140-300g/l，最好是180-270g/l；矿浆固含为100-800g/l.最好是250-350g/l；化学反应温度80-120℃，最好是95-100℃；升温速度，从磨矿温度升到反应温度所需时间不少于30分钟，最好是60分钟；化学反应时间为4-20小时，最好是8-12小时；化学处理时加入添加剂作为种子，添加量为干矿量的1-8％，最佳用量为3-5％；添加剂最好用本发明的选矿尾矿或拜耳法赤泥。

化学处理时，部分高岭石与铝酸钠溶液发生了化学反应，其反应式为：该反应使铝土矿颗粒中大部分高岭石进入溶液，同时也使少部分未发生反应的高岭石等硅矿物从铝土矿颗粒上脱落下来，这两种效果的总和使铝矿物和硅矿物的相互解离程度要比物理磨矿的解离度大得多。

反应生成的水合铝硅酸钠(Na₂O·Al₂O₃·xSiO₂·nH₂O)结晶粒子和从铝矿物脱落下来的尚未反应的硅矿物粒子粒度小(＜10μm)，而且比重轻(约2.5g/cm³左右)，而解离后的铝土矿粒子粒度粗，即磨矿时的粒度(约＋10μm～-300μm)，而且比重大(3.0～3.4g/cm³)，这样以来，由于铝矿物和硅矿物充分解离，以及解离后的铝矿物和硅矿物的粒度和比重的差别，就成为下一步物理分选创造了有利条件。

本发明是这样实现的：化学处理后的矿浆用分级设备选矿，分级设备最好用水力旋流器，由于需要分离出的尾矿粒度极细(＜10μm)，宜选用小直径、小锥角的水力旋流器，为增大流量，水力旋流器宜采用多个并联形式，用砂泵将矿浆打入水力旋流器，选择一定的工作参数进行分选，得到的底流为铝土矿精矿，溢流经过滤后为尾矿，选矿的结果是铝土矿精矿A/S提高较大；原矿A/S比值为3-4时，精矿A/S可达到10以上；原矿A/S为5-6时，精矿A/S可达到12以上；原矿A/S在7以上时，精矿A/S可达到15以上。相应的尾矿A/S可降至2左右。

水力旋流器分选，得到底流为铝土矿精矿，不需液固分离可直接配矿进入拜耳法流程，溢流经液固分离后，液相(滤液)返回铝土矿化学处理或与精矿配矿，固相即尾矿再用其他的方法回收其中的碱和氧化铝Al₂O₃。

本发明相对于物理选矿和化学选矿方法有以下优点：

(1)、与浮选法相比，由于铝矿物与硅矿物的相互解离度比磨矿大    得多，选矿效果要好得多，对相同品位的原矿，所得精矿A/S要高出4-5以上，不需要专门的细磨工序，节约了磨矿电耗，得到的精矿无须液固分离可直接配矿，选矿时不需要浮选药剂，也省去了对废水的处理工序。

(2)、与化学选矿法相比，可以不需要预先对含硅铝土矿进行高温(1000℃左右)焙烧，节约了能耗，也不致因死烧一水硬铝石而影响以后的溶出性能；化学处理不用加压，且不需专门配制苛性碱溶液；所用碱液系氧化铝生产中的母液。

(3)、由于原矿选矿后A/S提高幅度大，可将原联合法生产工厂增大其拜耳法部分比例，将原烧结法生产工厂改为拜耳--串联联合法生产，众所周知，氧化铝工业中拜耳法生产能耗和成本都比较低。

(4)、化学处理与现在拜耳法生产流程中的铝土矿脱硅工序相类似，仅后面增加一个水力旋流器分选工序，工艺简单，适合于现有拜耳法生产工厂的技术改造。

图1是本发明的方法流程图。

以下结合实施例对本发明作进一步的详细说明。

实施例1：如图1所示。将低品位含硅铝土矿(A/S＝4.68)，用湿法磨矿、磨矿溶液选用蒸发母液(N_t＝252g/l、N_k＝230g/l、α_k＝2.98)，磨矿粒度60目筛残余＜1％，矿浆固含为305g/l，然后在脱硅槽中进行化学处理，添加拜耳法赤泥作种子，添加量为干矿量的5％，脱硅温度从50℃用60分钟升到98℃，在此温度下保温10小时，进行机械搅拌，取出矿浆进行物理分选，分选用直径为φ25mm，锥角为10°的水力旋流器，用砂泵在2Kgf/cm²压力下将矿浆打入水力旋流器分选，其底流产率为71％，精矿A/S为12.3；其溢流产率为29％，溢流经过滤后得尾矿，尾矿A/S为1.95。水力旋流器底流铝土矿精矿，不需液固分离可直接配矿进入拜耳法流程，溢流经液固分离后，液相(滤液)返回铝土矿化学处理或与精矿配矿，固相即尾矿再用其他的方法回收其中的碱和氧化铝。

实施例2：如图1所示。将中品位含硅铝土矿(A/S＝6.20)，用湿法磨矿，磨矿溶液选用蒸发母液(N_t＝235g/l，N_k＝210g/l，α_k＝3.02)，磨矿粒度全部过60目筛，矿浆固含为355g/l，化学处理同例1，添加拜耳法赤泥作种子，种子添加量为干矿量的3.5％，脱硅温度为95℃，保温时间为8小时，矿浆物理分选设备及操作参数同例1，试验结果其底流产率为73.2％，精矿A/S为15.2，其溢流产率为26.8％，溢流经过滤后得尾矿，尾矿A/S为2.12。水力旋流器底流铝土矿精矿，不需液固分离可直接配矿进入拜耳法流程，溢流经液固分离后，液相(滤液)返回铝土矿化学处理或与精矿配矿，固相即尾矿再用其他的方法回收其中的碱和氧化铝。