一种铝土矿选尾矿再选的方法与流程

一种铝土矿选尾矿再选的方法，涉及铝土矿选尾矿应用于氧化铝生产过程中的再选方法。技术背景我国是世界第一大氧化铝生产国，近年来，铝土矿资源消耗急剧上升，矿石质量每况愈下，高品质资源的保证程度日趋严峻，难以为继。伴随着国内氧化铝生产规模不断扩张，开发利用国内难处理铝土矿资源成为氧化铝企业必然的选择。铝土矿选矿－拜耳法生产氧化铝是高效经济利用低品位铝土矿资源的有效方法，随着铝土矿选矿技术的发展，国内相继建设了多个铝土矿选矿厂。目前铝土矿选矿厂运转率较低，主要原因是铝土矿选矿成本较高，选尾矿品位较高，资源利用率较低，导致选矿厂利润微薄。因此，需要针对铝土矿选尾矿开发一种再选方法，通过对铝土矿选尾矿进行再选，进一步降低最终尾矿a/s，提高铝土矿资源利用率，达到降低铝土矿选矿成本，提升企业竞争力的目的。目前国内对铝土矿浮选脱硅研究较多，同时对铝土矿选尾矿用途有一定的研究，但对铝土矿选尾矿再选方面报导较少。技术实现要素：本发明的目的是针对目前铝土矿选尾矿a/s含量较高，氧化铝回收率较低，生产成本较高，现有技术存在的不足的问题，提供一种能有效提高分选效率，降低最终尾矿a/s，提高精矿氧化铝回收率的铝土矿选尾矿再选方法。为实现上述目的本发明采用下述技术方案。一种铝土矿选尾矿再选的方法，其特征在于其再选过程是将铝土矿选尾矿进行磨矿，再进行矿浆调整，加入调整剂、抑制剂、捕收剂进行充分混匀、高压矿化，在40～70℃温度下进行浮选，使一水硬铝石矿物通过泡沫载体上浮，脉石矿物留在矿浆中。本发明的一种铝土矿选尾矿再选的方法，其特征在于所述的铝土矿选尾矿进行磨矿的磨矿细度为-0.045mm占50％～100％。本发明的一种铝土矿选尾矿再选的方法，其特征在于其充分混匀、高压矿化过程采用无传动浮选槽进行。本发明的一种铝土矿选尾矿再选的方法，其特征在于所述的铝土矿选尾矿，其a/s≥1.3，al2o3≥38％。本发明的一种铝土矿选尾矿再选的方法，其特征在于所述的铝土矿选尾矿进行磨矿方式为一段闭路磨矿、两段闭路磨矿。本发明的一种铝土矿选尾矿再选的方法，其特征在于其进行矿浆温度调整的矿浆温度为40～70℃。本发明的一种铝土矿选尾矿再选的方法，其特征在于其浮选过程的矿浆为碱性环境，ph值为7.0～11.0，矿浆浓度为5％～40％。本发明的一种铝土矿选尾矿再选的方法，其特征在于所述抑制剂为焦磷酸钠、六偏磷酸钠、氟硅酸钠、硅酸钠中的一种或多种复合，其用量为10～200g/t。本发明的一种铝土矿选尾矿再选的方法，其特征在于所述捕收剂为油酸、苯甲基羟肟酸、脂肪酸、氧化石蜡皂、工业皂片中的一种或多种复合，其用量为50～200g/t。本发明的一种铝土矿选尾矿再选的方法，其特征在于所用的浮选设备为无传动浮选槽，浮选矿浆在无传动浮选槽内高速流动实现高效矿化，浮选矿压控制为0.18～0.25mpa。本发明的一种铝土矿选尾矿再选的方法，其特征在于将通过泡沫载体将一水硬铝石进行回收，从而提高铝精矿氧化铝回收率。本发明的一种铝土矿选尾矿再选的方法，通过选择性磨矿，使得有用矿物与脉石矿物单体解离更充分，同时增加矿浆浮选温度，避免目前脱硅捕收剂低温环境下捕收性能与选择性能受影响的现状。通过对浮选参数的优化以及组合药剂的加入，增强有用矿物(一水硬铝石)的疏水性，从而使一水硬铝石矿物随泡沫流出，而脉石矿物(硅酸盐矿物)留在矿浆中，使得有用矿物与脉石矿物分离，从而达到降低最终尾矿a/s与al2o3含量，提高铝精矿回收率的目的。具有流程短，设备要求简单，操作方便，选矿动力成本低、药剂用量省等优点。在磨矿细度(-0.045mm)50％～100％的条件下，添加ph调整剂，将矿浆ph值调至7.0～11.0，通过调整使得矿浆浓度为5～40％，矿浆温度为40～70℃，添加复合抑制剂、捕收剂，利用新型无传动浮选槽，在矿压0.18～0.25mpa的条件下进行浮选作业，达到降低最终尾矿a/s与al2o3含量，提高铝精矿回收率目的，最终尾矿a/s≤1.2。附图说明图1为采用本发明方法的一次粗选一次精选一次扫选浮选工艺流程图；图2为采用本发明方法的一次粗选两次精选一次扫选浮选工艺流程图；图3为采用本发明方法的一次粗选两次精选一次扫选浮选工艺流程图；图4为采用本发明方法的一次粗选两次精选两次扫选浮选工艺流程图；图5为采用本发明方法的一次粗选三次精选一次扫选浮选工艺流程图。具体实施方式一种铝土矿选尾矿再选的方法，所述的铝土矿选尾矿，其a/s≥1.3，al2o3≥38％，通过闭路磨矿，使得磨矿细度为-0.045mm占50％～100％；通过调浆使得矿浆浮选浓度为5～40％，浮选温度为40～70％，ph值为7.0～11.0；抑制剂为焦磷酸钠、六偏磷酸钠、氟硅酸钠、硅酸钠中的一种或多种复合，其用量为10～200g/t；捕收剂为油酸、苯甲基羟肟酸、脂肪酸、氧化石蜡皂、工业皂片中的一种或多种复合，其用量为50～200g/t；浮选设备为无传动浮选槽，浮选矿压为0.18～0.25mpa。本发明的一种铝土矿选尾矿再选的方法，其方法是铝土矿选尾矿经一定的磨矿工艺、经调浆达到一定的浮选浓度与温度后，分别加入调整剂、抑制剂、捕收剂，进行充分混匀、矿化，使有用矿物一水硬铝石通过泡沫载体上浮，脉石硅酸盐矿物则留在矿浆中；通过泡沫载体将一水硬铝石进行回收，从而提高铝精矿氧化铝回收率。实施例1某地区铝土矿选尾矿，其多元素分析及物相分析结果见表1、表2所示：表1某地区铝土矿选尾矿多元素分析结果成分al2o3sio2fe2o3tio2k2ona2ocaomgo灼减a/s含量/％48.1428.484.222.230.350.080.490.2514.021.69表2某地区选尾矿物相分析结果成分一水硬铝石伊利石高岭石石英菱铁矿方解石锐钛矿金红石含量/％23.112.253.413.70.92.21选尾矿中al2o3含量为48.14％，sio2含量为28.48％。选尾矿细度为65.84％(-0.045mm)，通过一段闭路磨矿将磨矿细度磨至92.30％(-0.045mm)，将矿浆ph值调整至9～9.5，分别采用“一次粗选一次精选一次扫选”、“一次粗选两次精选一次扫选”、“一次粗选三次精选一次扫选”流程进行试验，试验流程图见图1、图2、图5所示，其中“一次粗选一次精选一次扫选”流程，矿浆浓度为5％，矿浆温度为40℃，调整剂(焦磷酸钠与氟硅酸钠1:1)用量100g/t，捕收剂(油酸与苯甲基羟肟酸1:1)用量100g/t，浮选矿压为0.22mpa；“一次粗选两次精选一次扫选”流程，矿浆浓度为30％，矿浆温度为45℃，调整剂(焦磷酸钠与六偏磷酸钠2:1)用量70g/t，捕收剂(油酸与氧化石蜡皂1:1)用量150g/t，浮选矿压为0.25mpa；“一次粗选三次精选一次扫选”流程，矿浆浓度为40％，矿浆温度为60℃，调整剂(硅酸钠与焦磷酸钠2:1)用量90g/t，捕收剂(脂肪酸与工业皂片)用量120g/t，浮选矿压为0.20mpa。试验结果如表3所示。表3某地区铝土矿选尾矿再选试验结果(％)由表3中数据可知：在选尾矿al2o3含量为48.25％，a/s为1.70的条件下，通过“一次粗选三次精选一次扫选”流程，得到产率30.27％，al2o3含量为66.45％，a/s为5.93的铝精矿；产率69.73％，al2o3含量为40.45％，a/s为1.12的尾矿。实施例2某地区铝土矿选尾矿，其多元素分析及物相分析结果见表4、表5所示：表4某地区铝土矿选尾矿多元素分析结果成分al2o3sio2fe2o3tio2k2ona2ocaomgo灼减a/s含量/％43.7832.405.462.750.780.600.350.2813.481.35表5某地区铝土矿选尾矿物相分析结果成分一水硬铝石伊利石高岭土赤铁矿方解石金红石锐钛矿含量/％19.611.158.25.50.60.91.8选尾矿中al2o3含量为43.78％，sio2含量为32.40％，a/s为1.35。选尾矿细度为73.42％(-0.045mm)，通过一段闭路磨矿将磨矿细度磨至95.62％(-0.045mm)，将矿浆ph值调整至9.5～10.5，分别采用“一次粗选一次精选一次扫选”、“一次粗选两次精选两次扫选”、“一次粗选两次精选一次扫选”流程进行试验，试验流程图见图1、图3、图4所示，其中“一次粗选一次精选一次扫选”流程，矿浆浓度为15％，矿浆温度为70℃，调整剂(六偏磷酸钠)用量60g/t，捕收剂(油酸与工业皂片1:2)用量50g/t，浮选矿压为0.18mpa；“一次粗选两次精选一次扫选”流程，矿浆浓度为20％，矿浆温度为60℃，调整剂(氟硅酸钠与焦磷酸钠)用量100g/t，捕收剂(油酸与脂肪酸1:2)用量120g/t，浮选矿压为0.20mpa；“一次粗选两次精选两次扫选”流程，矿浆浓度为35％，矿浆温度为50℃调整剂用量(焦磷酸钠与硅酸钠1:1)160g/t，捕收剂(苯甲基羟肟酸)用量80g/t，浮选矿压为0.25mpa。试验结果如表6所示。表6某地区铝土矿选尾矿再选试验结果(％)由表6中数据可知：在选尾矿al2o3含量为43.82％，a/s为1.35的条件下，通过“一次粗选两次精选两次扫选”流程，得到产率18.07％，al2o3含量为62.41％，a/s为5.86的铝精矿；产率81.93％，al2o3含量为39.72％，a/s为1.06的尾矿。实施例3某地区铝土矿选尾矿，其多元素分析及物相分析结果见表7、表8所示：表7某地区铝土矿选尾矿多元素分析结果成分al2o3sio2fe2o3tio2k2ona2ocaomgo灼减a/s含量/％39.4628.8612.982.823.870.2790.650.4710.481.37表8某地区铝土矿选尾矿物相分析结果成分一水硬铝石伊利石高岭石石英赤铁矿锐钛矿+金红石方解石含量/％17.532.824.5214.52.81.2选尾矿中al2o3含量为39.46％，sio2含量为28.86％，a/s为1.37。选尾矿细度为85.87％(-0.045mm)，通过一段闭路磨矿将磨矿细度磨至98.87％(-0.045mm)，将矿浆ph值调整至8.5～9.0，分别采用“一次粗选一次精选一次扫选”、“一次粗选两次精选两次扫选”、“一次粗选三次精选一次扫选”流程进行试验，试验流程图见图1、图4、图5所示，其中“一次粗选一次精选一次扫选”流程，矿浆浓度为30％，矿浆温度为55℃，调整剂(六偏磷酸钠与硅酸钠1:3)用量70g/t，捕收剂(油酸与苯甲基羟肟酸1:1)用量120g/t，浮选矿压为0.18mpa；“一次粗选两次精选两次扫选”流程，矿浆浓度为15％，矿浆温度为50℃，调整剂(焦磷酸钠)用量120g/t，捕收剂(氧化石蜡皂)用量110g/t，浮选矿压为0.22mpa；“一次粗选三次精选一次扫选”流程，矿浆浓度为35％，矿浆温度为60℃，调整剂(硅酸钠)用量160g/t，捕收剂(油酸)用量50g/t，浮选矿压为0.24mpa。试验结果如表9所示。表9某地区铝土矿选尾矿再选试验结果(％)由表9中数据可知：在选尾矿al2o3含量为39.54％，a/s为1.38的条件下，通过“一次粗选一次精选一次扫选”流程，得到产率11.64％，al2o3含量为63.15％，a/s为5.57的铝精矿；产率88.36％，al2o3含量为36.43％，a/s为1.17的尾矿。当前第1页12