一种铝土矿的梯度浮选方法技术

一种铝土矿的梯度浮选方法，首先对铝土矿原矿进行磨矿，添加药剂搅拌后，经粗选１、粗选２、精选１、精选２、精选３后得铝土矿精矿，粗选２的尾矿和精选１后的尾矿经扫选后得最终尾矿，其中，粗选１的作业矿浆浓度控制为≥３５％，粗选２的作业矿浆浓度控制为１５％～２０％。采用本发明专利技术，使磨矿解离后的具有粒度梯度分布的铝土矿矿粒群，能按相应的浮选速度梯度实现分步分速浮选，从而解决相对略粗粒（０．０７５ｍｍ～０．１５ｍｍ）的铝土矿在浮选过程中难以上浮，或上浮后在精选过程中掉槽的现象，提高浮选回收率指标。本发明专利技术适用于各种不同类型的铝土矿，特别适用于低铝硅比（Ａ／Ｓ约为３～５）一水硬铝石型铝土矿。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术涉及，特别是低铝硅比(3～5)的铝土矿浮选方法，属于矿物加工工程

技术介绍
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，已有的技术主要有a.一种铝土矿选矿方法，公开号CN1080569A，公开日1994年1月。该专利主要是用含Al2O3约68％的铝土矿石，浮选提高其Al2O3品位至74％，用于生产耐火材料，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。该专利主要特点，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。c.一种铝土矿选矿方法，公开号CN1324696A，公开日2001年12月。该专利采用含Al2O3约59％～65％、SiO29％～11.5％的铝土矿石，浮选提高其Al2O3品位至A/S＞10。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。采用已有的技术，通过铝土矿正浮选技术(选择性磨矿-浮选脱硅)，可以从高铝(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则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。现有的铝土矿浮选方法中，都存在有相对略粗粒(0.075mm～0.15mm)的铝土矿在浮选粗选过程中难以上浮，或上浮后在精选过程中掉槽的现象，严重地影响着铝土矿浮选过程的正常进行和浮选回收率指标。此外，对于我国分布较广的低铝(Al2O3约为55％～60％)、低铝硅比(A/S约为3～5)一水硬铝石型铝土矿，由于其矿石嵌布粒度细，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，属于难以用以往冶炼方法(拜耳法混连法、烧结法)直接生产氧化铝、以及难以用现有铝土矿选矿方法(选择性磨矿-浮选脱硅等)选别的贫矿，此类矿石或成为废矿、呆矿，或由于在开采中采富丢贫而遭到破坏和丢弃。
技术实现思路
为了充分利用我国低铝硅比(3～5)铝土矿资源，本专利技术提供。，首先对铝土矿原矿进行磨矿，添加药剂搅拌后，经粗选1、粗选2、精选1、精选2、精选3后得铝土矿精矿，粗选2的尾矿和精选1后的尾矿经精扫选或浓缩后得最终尾矿，其中，粗选1的作业矿浆浓度控制为≥35％，粗选2的作业矿浆浓度控制为15％～20％，粗选1为一个独立的作业循环，后继作业的中矿返回到粗选2；精选1、精选2、精选3设计成具有矿浆浓度梯度分布，各精选作业头1～2槽的作业矿浆浓度控制为≥20％，各精选作业头1～2槽为一个独立的作业循环，后继作业的中矿均返回到各精选作业的后继槽。铝土矿的浮选机叶轮转速设计成具有可调速度梯度分布，粗选1、精选1、精选2、精选3作业头1～2槽的浮选机叶轮转动线速度为后继浮选作业浮选机叶轮转动线速度的65％～85％。为保证粗选2的作业矿浆浓度，对返回其中的精选1中矿进行适当脱水，浓缩底流返回粗选2，溢流作为尾矿废弃；或将精选1中矿进行精扫选，精扫选泡沫中矿返回粗选2，精扫选底流作为尾矿废弃。采用本专利技术，使磨矿解离后的具有粒度梯度分布的铝土矿矿粒群，能按相应的浮选速度梯度实现分步分速浮选，从而解决相对略粗粒(0.075mm～0.15mm)的铝土矿在浮选过程中难以上浮，或上浮后在精选过程中掉槽的现象，以提高浮选回收率指标。本专利技术适用于各种不同类型的铝土矿，特别是能适用于低铝硅比(A/S约为3～5)-水硬铝石型铝土矿的浮选脱硅。附图说明图1本专利技术工艺流程图。具体实施例方式实施例1河南某铝土矿，原矿含Al2O355.10％，铝硅比(A/S)为4.67。工艺制度为磨矿产品的粒度为-0.074mm占88％～92％左右，采用碳酸钠调整浮选体系的酸碱度控制在pH 8.5～9.0，加入分散抑制剂和组合捕收剂进行浮选。浮选流程为2粗1扫2精，采用分步分速浮选的技术方案，粗选1的矿浆浓度控制为≥35％。闭路试验指标见表1。表1 闭路试验指标 实施例2河南某铝土矿，原矿含Al2O355.96％，铝硅比(A/S)为4.72。工艺制度为磨矿产品的粒度为-0.074nm占88％～92％左右，采用碳酸钠调整浮选体系的酸碱度控制在pH 8.5～9.0，加入无机盐类分散抑制剂和组合捕收剂进行浮选。1t/d规模的连选扩大试验，浮选流程为2粗1扫3精，采用分步分速浮选的技术方案，粗选1的矿浆浓度控制为≥35％。连选试验指标见表2。表2 连选试验指标 实施例3某铝土矿，原矿含Al2O361.71％，铝硅比(A/S)为3.99。工艺制度为磨矿产品的粒度为-0.074mm占88％～92％左右，采用碳酸钠调整浮选体系的酸碱度控制在pH 8.5～9.0，加入分散抑制剂和组合捕收剂进行浮选。浮选流程为2粗1扫3精，采用分步分速浮选的技术方案，粗选1的矿浆浓度控制为≥35％。闭路试验结果见表3。表3 某铝土矿浮选脱硅闭路试验指标 实施例4某低铝硅比铝土矿，原矿含Al2O355.43％，铝硅比(A/S)为3.36。工艺制度为磨矿产品的粒度为-0.074mm占88％，采用碳酸钠调整浮选体系的酸碱度控制在pH 8.5～9.0，加入分散抑制剂和组合捕收剂进行浮选。浮选流程为2粗1扫2精，扫选泡沫和2次精选的底流合并作为中矿。浮选开路试验结果见表4。表4 某低铝硅比铝土矿浮选脱硅开路试验指标 试验结果表明，使用本专利技术的铝土矿的梯度浮选新方法，能较有效地分选各类矿石，提供符合冶炼溶出要求的铝土矿精矿。特别是本专利技术能适用于低铝(Al2O3约为55％～60％)、低铝硅比(A/S约为3～5)-水硬铝石型铝土矿的浮选脱硅，并获得较好的工艺指标。权利要求1.，包括对铝土矿原矿进行磨矿，添加药剂搅拌后，经本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种铝土矿的梯度浮选方法，包括对铝土矿原矿进行磨矿，添加药剂搅拌后，经粗选１、粗选２、精选１、精选２、精选３后得铝土矿精矿，粗选２的尾矿和精选１后的尾矿经扫选后得最终尾矿，其特征在于：其中，粗选１的作业矿浆浓度控制为≥３５％，粗选２的作业矿浆浓度控制为１５％～２０％，粗选１为一个独立的作业循环，后继作业的中矿返回到粗选２；精选１、精选２、精选３设计成具有矿浆浓度梯度分布，各精选作业头１～２槽的作业矿浆浓度控制为≥２０％，各精选作业头１～２槽为一个独立的作业循环，后继作业的中矿均返回到各精选作业的后继槽；粗选１、精选１、精选２、精选３作业头１～２槽的浮选机叶轮转动线速度为后继浮选作业浮选机叶轮转动线速度的６５％～８５％。

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：胡岳华，王毓华，邓海波，顾国华，何平波，覃文庆，
申请(专利权)人：中南大学，
类型：发明
国别省市：43[中国|湖南]