专利名称：一种铝土矿的选矿方法
一种铝土矿的选矿方法，涉及一种用于一水硬铝石型铝土矿生产氧化铝过程中的铝土矿的选矿脱硅，特别是以一水硬铝石及其富连生体为分选对象的铝土矿的选矿脱硅方法。
一水硬铝石型铝土矿作为一种生产氧化铝的原料之一，大多数具有氧化铝、氧化硅含量高，铝硅比低的特点。目前，工业上以一水硬铝石铝土矿为原料的氧化铝生产大都多采用混联法、烧结法，这些方法的是投资大、流程复杂、能耗和生产成本高；也有少数是采用拜耳法生产氧化铝，其工艺虽具有能耗低、流程简单、生产成本低的优点。但是采用拜耳法生产氧化铝对原料的要求比较严格，一般要求原料铝硅比要大于10。随着铝硅比大于10的一水硬铝石型矿矿石的日益枯竭及降低能耗、生产成本的需要，采用拜耳法生产氧化铝日趋重要。如何使铝硅比小于10的原料脱除部分含硅矿物，提高原料的铝硅比，是解决这一问题的关键。
一水硬铝石型铝土矿的浮选过程主要是一水硬铝石与含硅矿物的分离过程。一水硬铝石型铝土矿脱硅方法很多，泡沫浮选脱硅技术是较经济有效的脱硅技术之一。由于一水硬铝石型铝土矿中脉石矿物为高岭土、伊利石、叶蜡石等粘土矿物，选矿过程中易泥化；泥化的脉石矿物更易机械来带上浮，降低精矿质量；浮选时，泥化脉石更易吸捕收剂，增加了药剂消耗；泥化脉石易粘附在粗粒矿物的表面，严重影响粗粒的上浮，影响选矿的效果和精矿质量。
目前，一水硬铝石型铝土矿的浮选过程有将铝土矿一次细磨(粒度为-0.074mm95％～98％左右，甚至更细的粒度)后，采用碳酸钠、六偏磷酸钠、硫化钠、六偏磷酸钠等作为调整剂，氧化石蜡皂、塔尔油等作为捕收剂进行泡沫浮选。采用将矿物一次全部磨细工艺，造成磨矿能耗高，并且由于矿石中的含硅脉石矿物大都硬度小，在磨矿中优先粉碎，形成矿泥，浮选时容易夹杂和夹带，从而恶化了泡沫浮选指标，使捕收剂选择性差，造成浮选脱硅效果差，难于满足生产需要，因此这种方法并未实际用于工业生产。
为了解决上述问题，1998年7月申请号为98102900.0的一种铝土矿的浮选方法的专利申请中，根据一水硬铝型矿物中的主要硅矿物高岭石、伊利石和叶腊石的莫氏硬度在2左右容易粉碎，而一水硬铝石硬度大(在6.5～7)难磨且比重大的特点，在对原矿粗磨后即进行浮选，获得精矿产品。解决了由于矿石细磨，选别效果差、磨矿能耗高的缺点，提出了一种改进的一水硬铝石型铝土矿的工艺。其特征在于在铝土矿磨矿至细度为-0.074mm占40％～88％的条件下进行泡沫浮选，产生出以一水硬铝石连生体为主的精矿和中矿。对浮选后的中矿中仍含有的一部份氧化铝矿物成份，再进行重选，在尽可能经济的条件下将铝土矿中的有效成份回收，提高选矿工艺的收益。中矿可再进入磨机与原矿进行再磨再选过程，也可根据生产实际的要求和一次浮选精矿合并作为最终精矿。由于该过程使浮选的的磨矿细度为-0.074mm的矿物比例降低了5％～50％，有效地节约了磨矿费用和能耗，同时氧化铝回收率可提高2％以上，使选矿脱硅过程得到了很大的改善。
但是上述改进是在粗磨后即进行分选，也就是粗粒与细粒混合在同一选别设备中一起选别。由于一水硬铝石型铝土矿特殊的工艺矿物学性质，磨矿后产生的矿物的粒度范围将很宽且两极较多，中间粒级量较少，典型的粒度组成见表1。
表1 铝土矿磨矿产品粒度组成
粗粒与细粒在矿物组成、浮选性质等方面存在很大的差异，影响浮选的效果。由于粗粒和细粒混合一起浮选时，细粒易受上升水流的作用和气泡群的夹带进入泡沫层，导致精矿质量降低；粗粒的比表面能低于细粒，因此通常细粒表面吸附使矿物疏水化的捕收剂的量和速度均大于粗粒。但通常粗粒上浮要求疏水化程度高于细粒，有时通过加入中性油来提高其疏水程度。因此在粗粒和细粒混合一起浮选时，通常需要添加足量或过量的捕收剂，同时势必使细粒脉石矿物的疏水化程度提高和增加机械夹带量，导致药剂用量增加，精矿质量降低；粗粒和细粒浮选还要求不同的矿浆浓度，通常粗粒要求浓度高于细粒。粗粒和细粒浮选要求不同的搅拌强度，细粒要求强的搅拌和湍流。粗粒要求较低的搅拌强度和较短的矿化气泡的浮升路程。例如采用浅槽浮选机、快速浮选机、闪速浮选机等。而细粒多采用机械搅拌式浮选机或浮选柱浮选。细粒易互凝，通常需加入分散剂。
为了同时将不同粒度的矿物有效地浮选分离，保证选矿收率，要加入大量的捕收剂等强化粗粒捕集，但大量的捕收剂降低了细粒的分选效率，因此难于寻找到一种浮选环境同时适宜不同粒度矿物的选别，严重影响矿物的回收及浮选效率。寻找有效的一水硬铝石型铝土矿的选矿脱硅方法是提高铝土矿分选效率的有效途径。
本发明的目的就是为了克服已有技术在一水硬铝石铝土矿浮选过程中存在的不足，提供一种既能有效降低磨矿能耗，减少矿物泥化恶化浮选过程的影响，克服不同粒度矿物混选难于营造良好浮选环境等不足，大大减少药剂用量，提高选矿回收率，提高分选效果的一种铝土矿浮选的方法。
本发明的方法是通过以下技术方案实现的。
一种铝土矿选矿方法，包括将矿石磨细、加入调整剂和捕收剂进行泡沫浮选的过程，其特征在于在将铝土矿磨细至粒度至-0.074mm占30％～80％后，采用分级或重力选矿方法将矿物进行分选，分选出细度为-0.074mm大于90％的细颗粒和细度为-0.074mm占0％～70％粗颗粒后分别进行浮选，其工艺条件为a.对分选出的粗颗粒进行浮选的选矿工艺条件为采用碳酸钠或(和)氢氧化钠调整pH值至8.5～11，采用氧化石腊皂、塔尔油、脂肪酸、油酸、改性油酸盐做捕收剂，用量为50g/t～400g/t，浮选时间为1～5min，产出部分精矿产品，分选的尾矿返回再磨再选；b.对分选出的细颗粒进行浮选的工艺条件为采用碳酸钠或(和)氢氧化钠调整pH值至8.5～11，采用改性油酸盐做捕收剂，通常用量为50g/t～1000g/t，每次作业的浮选时间为1～15min，产出精矿和尾矿。
分级后矿物的粒级分布越窄、越均匀就越有利于矿物的浮选的药剂工艺条件的控制，提高选矿收率。为了使矿物的粒度的分布均匀，可增加分选级别，从经济的角度考虑以分选为二至三个级别为佳。将矿物分级或重选产出三个粒度级别时，细度分别为-7μm占100％、-74μm大于90％和-74μm小于70％。
其中-7μm可直接作为尾矿或单独分选；-74μm大于90％粒级选别条件同上述细颗粒；-74μm小于70％粒级选别条件同上述粗颗粒。
分级方法是采用水力旋流器分级、圆锥分级机分级、螺旋分级机、旋流筛、振动筛、水流式分级机等分级。
重力选矿方法是采用螺旋溜槽、跳汰机、离心机、溜槽、离心跳汰机等分选。
粗粒分选的尾矿再磨是将其返回原磨机或采用单独磨机粉碎。
粗粒分选的尾矿再选是将其再进入分级或重力选矿作业形成循环，或与细粒级产品合并选别。
细粒浮选是采用浮选柱浮选或常规机械搅拌式、充气搅拌式浮选机选别。
本发明的过程使粗粒(以-0.074mm粒级计)的回收率提高5％～50％，磨矿产生细粒(以-0.020mm粒级计)量降低10％～70％，磨矿费用和能耗节省20％～50％，同时氧化铝回收率可提高2％～20％，总精矿铝硅比提高0.5以上，降低药剂成本10％以上，与已有的泡沫浮选脱硅技术相比，经济效益显著。
图1是本发明的方法采用闭路磨矿—粗粒选别尾矿返回再磨工艺的原则流程；图2是本发明的方法采用开路磨矿—粗粒选别尾矿返回再磨工艺的原则流程；图3是本发明的方法采用闭路磨矿—粗粒选别尾矿单独再磨再选工艺的原则流程；图4是本发明的方法采用开路磨矿—粗粒选别尾矿单独再磨再选工艺的原则流程；下面结合实施例对本发明的方法作进一步说明。
一种铝土矿选矿脱硅新方法，包括将矿石磨细、加入调整剂和捕收剂进行泡沫浮选过程，其特征在于铝土矿在粗磨后，采用分级或重力选矿方法获得二个或二个以上不同粒度的产品。分为二种粒度的产品时，细度分别为-0.074mm大于90％的细粒和-0.074mm占0％～70％粗粒；分为三种粒度的产品时，细度分别为-7μm、-74μm大于90％和-74μm小于70％，粗粒级产品采用浮选或重选选矿方法回收粗粒一水硬铝石富连生体或单体，产出部分精矿，粗粒分选的尾矿再磨再选；细粒级产品浮选产出另一部分精矿，泥(最细粒级)作业最终尾矿。
粗磨是指磨矿细度为30％～80％-0.074mm。
分级方法是采用水力旋流器分级、圆锥分级机分级、螺旋分级机、旋流筛、振动筛、水流式分级机等设备分级。
重力选矿方法是采用螺旋溜槽、跳汰机、离心机、溜槽、离心跳汰机获得二个或二个以上产品。
粗粒分选的尾矿再磨是指将其返回原磨机或单独采用磨机粉碎。
粗粒分选的尾矿再选是将其再次进入分级或重力选矿作业形成循环，或与细粒级产品合并选别。
细粒浮选是采用浮选柱浮选或常规机械搅拌式、充气搅拌式浮选机选别。
本发明的铝土矿捕集对象是一水硬石及其富连生体，与通常捕集对象为单体不同；粗粒级中的一水硬铝石绝大部分以连生体方式存在，细粒级中的一水硬铝石以单体或较富的连生体方式存在。由于粗颗粒与细颗粒在矿物组成和相对含量的不同，其浮选特性不完全相同，因此其要求的浮选药剂制度、浮选机的种类、浮选时间、矿浆浓度不完全相同，因此粗粒与细粒分开浮选，可分别优选各自的浮选环境，从而经济有效地浮选。克服了粗粒和细粒一起浮选时要求同时上浮对浮选环境的特殊要求。由于本发明的铝土矿的选矿脱硅方法，专门为粗粒一水硬铝石富连生体或单体营造了一种适宜浮选环境，因此提高了粗粒的捕集能力，同时细粒单独分选，有利于优化其分选条件，为获得高铝硅比精矿奠定了工艺流程基础。
由于磨矿后进行了粒度分级，产生的粗粒采用快速或闪速浮选，缩短了浮选时间；捕收剂总用量可降低10％以上；细粒浮选精矿质量高(铝硅比在18左右)，减少了细粒脉石进入精矿，使精矿的过滤脱水性能大幅度提高。在相同的条件下，精矿含水率可降低2％-5％，总精矿的铝硅比可提高0.5以上，粗粒捕集效果提高5％-50％。由于粗粒被尽可能回收，减少了细磨的矿量，因此减少了磨矿能耗20％-50％及其消耗，效果十分明显。
实施例1原料河南某矿点矿样，其化学成份为(％)
流程为磨矿细度为-0.074mm占60％，采用螺旋分级机将矿物分级为二级，细度分别为-74μm占95％和-74μm占50％，粗粒浮选后产出精矿1，粗粒浮选尾矿返回原磨机再磨，细粒采用机械搅拌式浮选机一次粗选、一次扫选，三次精选，分别产出精矿2和尾矿。
药剂制度矿浆采用碳酸钠调整至pH10，粗粒浮选作业添加改性油酸盐300g/t，细粒粗选作业添加改性油酸盐400g/t和六偏磷酸钠30g/t，扫选作业添加改性油酸盐50g/t。
闭路流程时，精矿1产率53.05％，铝硅比11.53，Al2O3回收率57.65％。精矿2的产率29.12％，铝硅比18.45，Al2O3回收率32.76％。
实施例2原料及其它条件同实施例1。
流程为磨矿细度为-0.074mm占30％，采用螺旋溜槽机分选获得粗、细两产品，细度分别为-74μm占90％和-74μm占20％，粗粒浮选产出精矿1，粗粒浮选尾矿返回原磨机再磨，细粒采用浮选柱选别，一次粗选、二次精选，分别产出精矿2和尾矿。
药剂制度矿浆采用碳酸钠调整至pH10，粗粒浮选作业添加改性油酸盐250g/t，细粒粗选作业添加改性油酸盐350g/t和六偏磷酸钠30g/t，扫选作业添加改性油酸盐50g/t。
闭路流程时，精矿1产率58.05％，铝硅比11.08，Al2O3回收率61.77％。精矿2的产率24.72％，铝硅比19.84，Al2O3回收率27.06％。
实施例3原料及其它条件同实施例1。
流程为磨矿细度为-0.074mm占80％，采用圆锥分级机分级，细度分别为-74μm占95％和-74μm占30％，粗粒浮选产出精矿1，粗粒浮选尾矿返回单独再磨，与细粒合并采用充气搅拌式浮选机浮选别，一次粗选、一次扫选，三次精选，分别产出精矿2和尾矿。
药剂制度矿浆采用碳酸钠调整至pH10，粗粒浮选作业添加改性油酸盐300g/t，细粒粗选作业添加改性油酸盐400g/t和六偏磷酸钠30g/t，扫选作业添加改性油酸盐50g/t。
闭路流程时，精矿1产率15.05％，铝硅比11.12，Al2O3回收率16.02％。精矿2的产率67.45％，铝硅比16.27，Al2O3回收率72.95％。
实施例4原料及其它条件同实施例1。
流程为磨矿细度为-0.074mm占70％，采用跳汰机分选获得粗、细两产品，细度分别为-74μm占95％和-74μm占40％，粗粒浮选产出精矿1，粗粒浮选尾矿返回原磨机再磨再选，细粒采用搅拌式浮选机浮选别，一次粗选、一次扫选，三次精选，分别产出精矿2和尾矿。
药剂制度矿浆采用碳酸钠调整至pH10，粗粒浮选作业添加改性油酸盐230g/t，细粒粗选作业添加改性油酸盐400g/t和六偏磷酸钠30g/t，扫选作业添加改性油酸盐50g/t。
闭路流程时，精矿1产率21.15％，铝硅比11.71，Al2O3回收率22.51％。精矿2的产率61.72％，铝硅比16.89，Al2O3回收率65.92％。
实施例5流程为磨矿细度为-0.074mm占65％，采用离心机分选获得粗、细两产品，细度分别为-74μm占95％和-74μm占50％，粗粒浮选产出精矿1，粗粒浮选尾矿返回原磨机再磨再选，细粒采用搅拌式浮选机浮选别，一次粗选、一次扫选，三次精选，分别产出精矿2和尾矿。
药剂制度矿浆采用碳酸钠调整至pH10，粗粒浮选作业添加改性油酸盐200g/t，细粒粗选作业添加改性油酸盐350g/t和六偏磷酸钠30g/t，扫选作业添加改性油酸盐50g/t。
闭路流程时，精矿1产率45.75％，铝硅比11.32，Al2O3回收率49.14％。精矿2的产率37.12％，铝硅比18.36，Al2O3回收率38.87％。
实施例6流程为磨矿细度为-0.074mm占50％，采用水力旋流器分级获得二产品，细度分别为-74μm占95％和-74μm占40％，粗粒浮选产出精矿1，粗粒浮选尾在分酸槽6中没有分酸总管，所以现在在单个分酸槽6内有更多的空间留给下酸管11，对于覆盖相同的塔径所需的分酸槽6数量就可减少，这样做保持了较低的气速同时使产生的酸雾降到最低。
具体实施例方式
日产1500MT/DAY硫磺制酸厂运用实例
原料山西某矿点矿样，其化学成份为(％)
其它条件同实施例1。
流程为磨矿细度为-0.074mm占58％，采用45μm筛分级获得二产品，细度分别为-45μm占100％和-45μm占5％，粗粒浮选产出精矿1，粗粒浮选尾矿返回原磨机再磨再选，细粒采用搅拌式浮选机浮选别，一次粗选、一次扫选，三次精选，分别产出精矿2和尾矿。
药剂制度矿浆采用碳酸钠调整至pH10，粗粒浮选作业添加改性油酸盐180g/t，细粒粗选作业添加改性油酸盐350g/t和六偏磷酸钠30g/t，扫选作业添加改性油酸盐50g/t。
闭路流程时，精矿1产率30.83％，铝硅比12.14，Al2O3回收率34.70％。精矿2的产率44.05％，铝硅比14.71，Al2O3回收率60.81％。
实施例10原料同实施例9。其它条件同实施例1。
流程为磨矿细度为-0.074mm占60％，采用溜槽分选产出粗、细两产品，细度分别为-74μm占95％和-74μm占40％，粗粒浮选产出精矿1，粗粒浮选尾矿返回原磨机再磨再选，细粒采用搅拌式浮选机浮选别，一次粗选、一次扫选，三次精选，分别产出精矿2和尾矿。
药剂制度矿浆采用碳酸钠调整至pH10，粗粒浮选作业添加改性油酸盐200g/t，细粒粗选作业添加改性油酸盐400g/t和六偏磷酸钠30g/t，扫选作业添加改性油酸盐50g/t。
闭路流程时，精矿1产率31.15％，铝硅比11.34，Al2O3回收率35.58％。精矿2的产率44.03％，铝硅比16.21，Al2O3回收率50.18％。
实施例11原料及其它条件同实施例1。
流程为磨矿细度为-0.074mm占55％，采用螺旋溜槽机分选获得粗、细、泥三产品，细度分别为-74μm占40％、-74μm占95％和-7μm占100％，粗粒浮选产出精矿1，粗粒浮选尾矿返回原磨机再磨，细粒采用浮选柱选别，一次粗选、二次精选，分别产出精矿2，泥直接作为尾矿。
药剂制度矿浆采用碳酸钠调整至pH10，粗粒浮选作业添加改性油酸盐300g/t，细粒粗选作业添加改性油酸盐400g/t和六偏磷酸钠30g/t，扫选作业添加改性油酸盐50g/t。
闭路流程时，精矿1产率50.47％，铝硅比12.04，Al2O3回收率54.10％。精矿2的产率30.74％，铝硅比18.61，Al2O3回收率32.78％。
实例12原料及其它条件同实施例1。
流程为磨矿细度为-0.074mm占45％，采用螺旋溜槽机分选获得粗、细、泥三产品，细度分别为-74μm占30％、-74μm占95％和-7μm占100％，粗粒再采用螺旋溜槽选别产出精矿1，粗粒尾矿返回原磨机再磨，细粒采用浮选柱选别，一次粗选、三次精选，分别产出精矿2，泥直接作为尾矿。
药剂制度矿浆采用碳酸钠调整至pH10，细粒粗选作业添加改性油酸盐400g/t和六偏磷酸钠30g/t，扫选作业添加改性油酸盐50g/t。
闭路流程时，精矿1产率15.39％，铝硅比9.07，Al2O3回收率15.90％。精矿2的产率65.02％，铝硅比16.73，Al2O3回收率70.04％。
实例13原料及其它条件同实施例1。
流程为磨矿细度为-0.074mm占55％，采用旋流筛分级产出二产品，细度分别为-74μm占40％和-74μm占95％，粗粒浮选产出精矿1，粗粒尾矿返回原磨机再磨，细粒采用浮选柱选别，一次粗选、三次精选，分别产出精矿2和尾矿。
药剂制度矿浆采用碳酸钠调整至pH10，粗粒浮选作业添加改性油酸盐280g/t，细粒粗选作业添加改性油酸盐400g/t和六偏磷酸钠30g/t，扫选作业添加改性油酸盐50g/t。
闭路流程时，精矿1产率55.09％，铝硅比11.07，Al2O3回收率57.91％。精矿2的产率28.76％，铝硅比17.47，Al2O3回收率33.05％。
实例14原料及其它条件同实施例1。
流程为磨矿细度为-0.074mm占55％，采用离心跳汰机机分选获得粗、细二产品，细度分别为-74μm占40％和-74μm占95％，粗粒浮选产出精矿1，粗粒尾矿返回原磨机再磨，细粒采用浮选柱选别，一次粗选、三次精选，分别产出精矿2。
药剂制度矿浆采用碳酸钠调整至pH10，粗粒浮选作业添加改性油酸盐230g/t，细粒粗选作业添加改性油酸盐400g/t和六偏磷酸钠30g/t，扫选作业添加改性油酸盐50g/t。
闭路流程时，精矿1产率45.78％，铝硅比9.07，Al2O3回收率48.19％。精矿2的产率37.12％，铝硅比17.63，Al2O3回收率40.32％。
实例15原料及其它条件同实施例1。
流程为磨矿细度为-0.074mm占55％，采用振动筛分级获得二产品，细度分别为-74μm占40％和-74μm占95％，粗粒浮选产出精矿1，粗粒尾矿返回原磨机再磨，细粒采用浮选柱选别，一次粗选、三次精选，分别产出精矿2和尾矿。
药剂制度矿浆采用碳酸钠调整至pH10，粗粒浮选作业添加改性油酸盐200g/t，细粒粗选作业添加改性油酸盐400g/t和六偏磷酸钠30g/t，扫选作业添加改性油酸盐50g/t。
闭路流程时，精矿1产率43.17％，铝硅比11.39，Al2O3回收率46.82％。精矿2的产率39.26％，铝硅比18.17，Al2O3回收率33.51％。
实例16原料及其它条件同实施例1。
流程为磨矿细度为-0.074mm占55％，采用水流式分级机分级获得粗、细两产品，细度分别为-74μm占40％和-74μm占95％，粗粒浮选产出精矿1，粗粒尾矿返回原磨机再磨，细粒采用浮选柱选别，一次粗选、三次精选，分别产出精矿2和尾矿。
药剂制度矿浆采用碳酸钠调整至pH10，粗粒浮选作业添加改性油酸盐300g/t，细粒粗选作业添加改性油酸盐400g/t和六偏磷酸钠30g/t，扫选作业添加改性油酸盐50g/t。
闭路流程时，精矿1产率50.32％，铝硅比11.28，Al2O3回收率53.27％。精矿2的产率32.16％，铝硅比17.82，Al2O3回收率36.05％。
权利要求
1.一种铝土矿选矿方法，包括将矿石磨细、加入调整剂和捕收剂进行泡沫浮选其特征在于将铝土矿磨细至粒度为-0.074mm占30％～80％后，采用分级或重力选矿方法将矿物进行分选，分选出细度为-0.074mm大于90％的细颗粒和细度为-0.074mm占0％～70％粗颗粒后分别进行浮选，其浮选的工艺条件为；a.对分选出的粗颗粒进行浮选的选矿工艺条件为采用碳酸钠或(和)氢氧化钠调整pH值至8.5～11，采用改性油酸盐做捕收剂，用量为50g/t～400g/t，浮选时间为1～5min，产出部分精矿产品，分选的尾矿再磨再选；b.对分选出的细颗粒进行浮选，工艺条件为采用碳酸钠或(和)氢氧化钠调整pH值至8.5～11，采用改性油酸盐做捕收剂，用量为50g/t～1000g/t，浮选时间为1～15min，产出精矿和尾矿。
2.根据权利要求1所述一种铝土矿的选矿方法，其特征在于将铝土矿磨细至粒度至-0.074mm占30％～80％后，采用分级或重力选矿方法将矿物进行分选，产出三个粒度级别时，细度分别为-7μm占100％、-74μm大于90％和-74μm小于70％；细度为-0.074mm大于90％的细颗粒和细度为-0.074mm占0％～70％粗颗粒分别进行浮选，其中-7μm可直接作为尾矿；-74μm大于90％粒级选别条件同权利要求1所述的细颗粒级浮选工艺条件；-74μm小于70％粒级选别条件同权利要求所述的粗颗粒级的浮选工艺。
3.根据权利要求1所述的一种铝土矿的选矿方法，其特征在于磨矿后的分级方法是采用水力旋流器、圆锥分级机、螺旋分级机、旋流筛、振动筛、水流式分级机等分级。
4.根据权利要求1所述的一种铝土矿的选矿方法，其特征在于磨矿后的重力选矿方法是采用螺旋溜槽、跳汰机、离心机、溜槽、离心跳汰机等分选。
5.根据权利要求1所述的一种铝土矿的选矿方法，其特征在于粗粒分选的尾矿再磨是将其返回原磨机或采用单独磨机粉碎。
6.根据权利要求1所述的一种铝土矿的选矿方法，其特征在于粗粒分选的尾矿再选是将其再进入分级或重力选矿作业形成循环，或与细粒级产品合并选别。
7.根据权利要求1所述的一种铝土矿的选矿方法，其特征在于细粒浮选是采用浮选柱浮选或常规机械搅拌式、充气搅拌式浮选机选别。
全文摘要
一种铝土矿的选矿方法，涉及一水硬铝石型铝土矿的选矿脱硅方法。其特征是在粗磨条件下，将磨后矿物分级或重选获得二个或三个粒级，对不同粒级矿物分别采用浮选或重选方法选别。由于粗粒与细粒浮选性质存在差异，采用单独选别方法，可通过调整药剂制度、选别设备参数等营造分别适应粗粒和细粒浮选过程浮选环境，提高了分选效率，大大降低了细磨作业量，降低了磨矿费用和能耗，有效地提高了氧化铝回收率和精矿质量。
文档编号B03D1/004GK1403205SQ0113146
公开日2003年3月19日 申请日期2001年9月11日 优先权日2001年9月11日
发明者方启学, 黄国智, 杨菊, 黄晓明, 魏春发, 周晓燕, 张立诚, 王淑湫, 丁松元, 郑桂兵 申请人:北京矿冶研究总院, 山东铝业公司