一种中低品位铝土矿的浮选脱硅方法

摘要

一种中低品位铝土矿的浮选脱硅方法，包括将矿石磨细，加入药剂调浆，进行浮选等过程。本发明采用以铝土矿拜耳溶出冷凝水与铝土矿选矿回水混合为浮选水，其中，溶出冷凝水∶精矿回水∶尾矿回水＝0.5～1.5∶4～6∶1.5～2.5。加入调整剂、分散剂、捕收剂，对A/S(铝硅比)4～6的中低品位铝土矿进行浮选，其中调整剂碳酸钠用量范围为1000－3000g/吨原矿，分散剂六偏磷酸钠用量范围为5－100g/吨原矿，捕收剂用量范围为300－1000g/吨原矿浮选。本发明利冷凝水与回水混合，通过低分散抑制含硅脉石矿物、有效捕收，提高了一水硬铝石与含硅脉石矿物之间的分选性，降低了药剂消耗。同时降低了水和动力消耗，有效提高了氧化铝回收率，生产过程稳定，经济效益显著。

说明书

技术领域

本发明涉及中低品位铝土矿的选矿脱硅，特别是一水硬铝石型铝土矿选矿脱硅方法。

背景技术

我国的铝土矿类型主要以一水硬铝石型铝土矿为主，具有高铝、高硅、中低铝硅比的特点。对于一水硬铝石型铝土矿，工业上多采用混联法和烧结法生产氧化铝的技术，投资大、流程复杂、能耗高。近年来为了经济合理地利用我国中低铝硅比铝土矿资源，通过选矿脱硅提高铝土矿的品位，然后再用经济的拜耳法进行氧化铝生产，已成为有效提高铝土矿资源利用率的发展趋势，形成了铝土矿选矿-拜耳法生产氧化铝技术，其中铝土矿的选矿脱硅技术为选矿-拜耳法的核心技术。

在目前已有的中低品位铝土矿的选矿脱硅技术中，普遍采用的是以新水和部分选矿回水为浮选用水及“重拉重压”(高碳酸钠用量、高分散剂用量、高捕收剂用量)的药剂制度，即强化分散抑制含硅脉石矿物、强化捕收一水硬铝石。中国专利CN 1029547C《一种提高铝土矿品位的选矿方法》中公开了采用六偏磷酸钠为分散剂、葵脂酸为捕收剂提高铝土矿品位，六偏磷酸钠用量230-440g/t原矿，葵脂酸用量1350-2250g/t原矿；中国专利CN 1163305C，《一种铝土矿的选矿方法》中公开了以组合调整剂和复合捕收剂进行铝土矿选矿，碳酸钠用量3000-4000g/t原矿，六偏磷酸钠用量60-80g/t原矿，复合捕收剂用量1100-2200g/t原矿。这两个专利中的碳酸钠用量、六偏磷酸钠用量和捕收剂用量均较高，导致药剂成本较高，尾矿和精矿难于沉降，且目的矿物易被抑制，使回收率偏低。

发明内容

本发明的目的就是为了克服已有技术在中低品位铝土矿的选矿脱硅过程中存在的药剂消耗高、氧化铝回收率低、尾矿和精矿沉降处理难度大、浮选操作波动大等缺点，提供一种选矿药耗低、水耗低、能耗低、脱硅效果好的中低品位铝土矿的浮选脱硅方法。

本发明的方法是通过以下技术方案实现的。

一种中低品位铝土矿的浮选脱硅方法，包括将矿石磨细，加入药剂搅拌调浆，进行泡沫浮选的过程；其特征在于浮选过程采用以铝土矿拜耳溶出冷凝水与铝土矿选矿回水混合为浮选水，加入调整剂、分散剂、捕收剂，对铝硅比A/S为4～6的中低品位铝土矿进行浮选。

本发明方法的浮选水组成为拜耳溶出冷凝水与铝土矿选矿回水。选矿回水包括精矿回水和尾矿回水，其中，溶出冷凝水∶精矿回水∶尾矿回水＝0.5～1.5∶4～6∶1.5～2.5。

本发明方法的浮选药剂组成为调整剂、分散剂和捕收剂，调整剂为碳酸钠，分散剂为六偏磷酸钠，捕收剂为选自氧化石蜡皂、塔尔油、脂肪酸及其皂类和衍生物等其中的一种或以上的混合物。

调整剂碳酸钠用量为1000-3000g/吨原矿，分散剂六偏磷酸钠用量为5-100g/吨原矿，捕收剂用量为300-1000g/吨原矿。

本发明适合磨矿细度-0.074mm 30％-90％、入选细度粒级范围在-0.074mm50％-100％的中低品位铝土矿正浮选脱硅流程。

本发明的浮选方法包括浮选水组成、浮选药剂组成、用量包括浮选水质组成、浮选药剂组成、用量。通过试验室研究得知，中低品位铝土矿正浮选脱硅所使用的无机磷酸盐类分散剂(尤其是六偏磷酸钠)，在浮选过程中不但有分散作用，而且对含硅脉石矿物兼有抑制作用，同时还对目的矿物一水硬铝石也有一定的选择性抑制作用。由于一水硬铝石表面的活性铝离子很多，脉石矿物表面的活性铝离子较少，因此无机磷酸盐类分散剂用量低时不会影响捕收剂在一水硬铝石表面的吸附，却不利于脉石矿物表面的吸附，使脉石矿物得到了抑制，而无机磷酸盐类分散剂用量高时，分散剂罩盖住了一水硬铝石表面的部分铝离子活性点，影响了捕收剂在一水硬铝石表面的吸附，从而抑制了部分一水硬铝石的上浮，导致一水硬铝石进入尾矿，使尾矿铝硅比升高，精矿Al₂O₃回收率下降。对于一水硬铝石型中低品位铝土矿正浮选，采用“重拉重压”(高碳酸钠用量、高分散剂用量、高捕收剂用量)的药剂制度，即强化分散抑制含硅脉石矿物、强化捕收一水硬铝石，会导致目的矿物易被过分抑制，使回收率偏低，同时分散剂用量过高，使得捕收剂用量也必须相应提高，造成了尾矿分散度极高，呈相对稳定的悬浮液，沉降难度大，而精矿则过滤困难。

通过生产实践研究发现，铝土矿拜耳溶出冷凝水中含有部分氢氧化钠和碳酸钠，pH在8以上，利用其中的碱可以降低调整剂的用量。冷凝水水温在70-90℃，利用其显热可以提高浮选温度，浮选温度的提高可以提高药剂的活化能力，从而降低药剂特别是捕收剂的消耗。选矿回水中含有大量浮选药剂，返回浮选也可以大幅度的降低药剂消耗。

本发明采用铝土矿拜耳溶出冷凝水与铝土矿选矿回水为浮选水、适度分散抑制含硅脉石矿物、有效利用捕收作用，以低碳酸钠用量、低分散剂用量、低捕收剂用量的“轻拉轻压”药剂制度，充分利用了一水硬铝石与含硅脉石矿物的疏水性差异，克服了中低品位铝土矿浮选脱硅的药耗高、水耗高、能耗高、精尾矿沉降过滤难度大的缺点。

利用本发明可降低中低品位铝土矿选矿脱硅过程的药剂消耗、水耗和能耗，有效提高氧化铝回收率，减轻尾矿和精矿沉降处理难度，生产过程稳定，经济效益显著。

具体实施方式

一种中低品位铝土矿的浮选脱硅方法，将矿石磨细，加入药剂搅拌调浆，进行泡沫浮选的过程；浮选过程采用以铝土矿拜耳溶出冷凝水与铝土矿选矿回水混合为浮选水，加入调整剂、分散剂、捕收剂，对铝硅比A/S为4～6的中低品位铝土矿进行浮选。浮选水组成为拜耳溶出冷凝水与铝土矿选矿回水。选矿回水包括精矿回水和尾矿回水，其中，溶出冷凝水∶精矿回水∶尾矿回水＝0.5～1.5∶4～6∶1.5～2.5。浮选药剂组成为调整剂、分散剂和捕收剂，调整剂为碳酸钠，分散剂为六偏磷酸钠，捕收剂为选自氧化石蜡皂、塔尔油、脂肪酸及其皂类和衍生物等其中的一种或以上的混合物。调整剂碳酸钠用量为1000-3000g/吨原矿，分散剂六偏磷酸钠用量为5-100g/吨原矿，捕收剂用量为300-1000g/吨原矿。

下面结合实施例对本发明的方法作进一步说明。

实施例1

原料：原矿铝硅比5.63，Al₂O₃含量63.03％，SiO₂含量11.19％。

流程：采用分级-浮选流程，磨矿细度为-0.074mm占75％，采用螺旋分级机分级，分级机返砂作为粗粒精矿，分级机溢流加药调浆后进行浮选，入选细度-0.074mm90％，浮选流程为一次粗选、一次扫选、两次精选，一次精扫选，粗粒精矿与浮选精矿合在一起组成总精矿，扫选尾矿与精选尾矿合在一起组成总尾矿。

药剂制度：选矿水为铝土矿拜耳溶出冷凝水与铝土矿精矿回水、尾矿回水，比例为拜耳溶出冷凝水∶精矿回水∶尾矿回水＝0.5∶6∶1.5。碳酸钠1000g/吨、六偏磷酸钠100g/吨、捕收剂300g/吨。

选矿指标：精矿A/S 10.46，Al₂O₃回收率88.6％。

实施例2

原料：原矿铝硅比5.30，Al₂O₃含量64.14％，SiO₃含量12.10％。

流程：采用全部细磨入选浮选流程，磨矿细度为-0.074mm占93％，入选细度-0.074mm93％，浮选流程为一次粗选、一次扫选、两次精选。

药剂制度：选矿水质为铝土矿拜耳溶出冷凝水与铝土矿精矿回水、尾矿回水，比例为拜耳溶出冷凝水∶精矿回水∶尾矿回水＝1.5∶4∶1.5，碳酸钠1800g/吨、六偏磷酸钠30g/吨、捕收剂1000g/吨。

选矿指标：精矿A/S 11.10，Al₂O₃回收率89.2％。

实施例3

原料：原矿铝硅比6.0的河南铝土矿矿样3，Al₂O₃含量63.39％，SiO₂含量11.0％。

流程：采用浮选-分级浮选流程，磨矿细度为-0.074mm占75％，入选细度-0.074mm75％，浮选流程为一次粗选、一次扫选、两次精选，浮选尾矿经螺旋分级机分级，分级机溢流作为尾矿，分级机返砂返回磨机再磨。药剂制度：选矿水质为铝土矿拜耳溶出冷凝水与铝土矿精矿回水、尾矿回，比例为拜耳溶出冷凝水∶精矿回水∶尾矿回水＝1∶6∶2.5，碳酸钠3000g/吨、六偏磷酸钠5g/吨、捕收剂800g/吨。

选矿指标：精矿A/S 10.79，Al₂O₃回收率88.9％。