一种三水铝石型铝土矿的选矿方法与流程

一种三水铝石型铝土矿的选矿方法，涉及一种杂质矿物为石英和铝硅酸盐矿物的低品位三水铝石型铝土矿的选矿方法。
背景技术：
：拜尔法是氧化铝生产工艺中最为经济适用的方法，随着氧化铝生产技术的不断创新和提高，拜耳法生产氧化铝已然成为世界氧化铝生产的主流工艺。拜耳法生产氧化铝的成本与矿石品位和矿物组成具有很大的关系，矿石的品位越高，硅酸盐矿物的含量越低，采用拜耳法生产氧化铝的成本越低。铝土矿品位低，拜尔法生产氧化铝的碱耗、矿耗、能耗会显著增加，从而使得氧化铝生产企业经济效益变差。随着国内铝土矿资源的开发，国内铝土矿资源量逐渐减少，尤其是高品位铝矿资源保有储量锐减。近年来国内铝加工企业逐渐将目标瞄准国际市场，随着国际市场的拓展，中国企业对于海外铝土矿的开发已经从高品位矿石的贸易扩展到低品位矿石的开采和选矿。针对三水铝石铝土矿选矿脱硅的方法在国内外已有的研究报道中较少，主要的原因是在过去几十年间海外的优质铝土矿矿石供应远远大于铝土矿矿石的需求量，对于低品位三水铝石铝土矿的选矿脱硅研究没有太大的经济价值。在近二十年，随着氧化铝工业迅速发展，高品质铝土矿资源被迅速消耗，世界主要氧化铝生产国均面临铝土矿资源告急的局面，矿石品位急剧下降，急需对高硅铝土矿进行选矿脱硅，提高矿石品位，以求降低氧化铝生产成本。针对低品位难选三水铝石型铝土矿的选矿脱硅研究需求变得日益迫切。根据近年中国企业在海外开发铝土矿的实例分析，海外铝土矿的开发模式为：在当地建厂生产氧化铝或生产矿石运输到有条件生产氧化铝的地方，无论采取哪种方式，通过提高矿石品位均对降低氧化铝生产成本具有重大的意义。大量实践表明，铝土矿浮选脱硅是提高铝土矿矿石品位的有效方法，铝土矿浮选脱硅技术分为正浮选脱硅技术和反浮选脱硅技术。中国在低品位铝土矿生产氧化铝技术方面开展了大量研究，积累了丰富的技术和生产实践经验。针对中国本土铝土矿类型和资源赋存特点开发的一水硬铝石型铝土矿的选矿脱硅技术开发起步早，拥有大量技术和生产实践经验，以一水硬铝石型铝土矿为处理对象的铝土矿选矿厂先后在河南、山西和贵州等地投入生产并取得良好的选矿指标和经济效益。对三水铝石型铝土矿选矿脱硅技术至今仍未有产业化的实例。国外的铝土矿资源主要为三水铝石型铝土矿，其主要含硅矿物为铝硅酸盐矿物(主要是高岭石)和石英等。国外处理中低品位铝土矿的主要方法为通过洗矿分级的方法，抛掉含高岭石的细粒级矿物，回收品位高的粗粒级，从而提高矿石的品位。但洗矿分级的方法对超低品位三水铝石型铝土矿，且微细粒级中氧化铝含量高的铝土矿适用性较差，通过洗矿分级出现粗粒级产品氧化铝含量低于洗矿矿泥的现象。出现这种结果的主要原因在于该种超低品位三水铝石型铝土矿中三水铝石矿物嵌布粒度极细，和高岭石的嵌布粒度相近，洗矿筛分后出现三水铝石矿物和高岭石矿物均在细粒级中富集的现象。对于该种类型的铝土矿，单独采用洗矿方法无法有效提高矿石的品位，需要配合磁选、重选和浮选等其它选矿方法进行处理。技术实现要素：本发明的目的就是针对上述已有技术存在的不足，提供一种能有效提高矿物品位和利用率、降低生产成本，工艺流程简单、易于操作，针对性强、选别效果好的，针对杂质矿物为石英和铝硅酸盐矿物的低品位土状三水铝石型铝土矿的选矿方法。本发明的目的是通过以下技术方案实现的。一种三水铝石型铝土矿的选矿方法，其特征在于其选矿过程的步骤包括：(1)首先对铝土矿物进行分级；(2)将分级得到的粗粒级分级产物进行反浮选脱硅或是采用预先抛尾-反浮选脱硅工艺进行处理；(3)将分级得到的细粒级采用正浮选脱硅工艺处理；(4)将步骤(2)和步骤(3)得到的正浮选精矿和反浮选精矿合并进行磁选除铁，得到铝土矿精矿。本发明的一种三水铝石型铝土矿的选矿方法，其特征在于其步骤(1)对铝土矿物进行分级的分级粒径根据不同粒级矿石中脉石矿物的含量以及铝硅比的差异进行确定；其分级后的粗粒级矿物中的含硅矿物以石英为主；其分级后的细粒级矿物中的含硅矿物以铝硅酸盐矿物为主。本发明的一种三水铝石型铝土矿的选矿方法，其特征在于其铝土矿物的分级粒径为0.15mm，其中+0.15mm粒级矿物经过磨矿后进行反浮选脱硅，-0.15mm粒级进行正浮选脱硅。本发明的一种三水铝石型铝土矿的选矿方法，其特征在于其铝土矿物的分级粒径为0.5mm和0.15mm，其中-0.5+0.15mm粒级直接作为尾矿；+0.5mm粒级经过磨矿后进行反浮选脱硅，-0.15mm粒级进行正浮选脱硅。本发明的一种三水铝石型铝土矿的选矿方法，其特征在于其铝土矿物的分级粒径为0.3mm和0.15mm，其中-0.15mm粒级进行正浮选脱硅；-0.3+0.15mm粒级直接作为尾矿；+0.3mm粒级经过选择性磨矿后进行分级，分级粒径为0.15mm，+0.15mm直接作为尾矿，-0.15m进行磨矿后进行反浮选脱硅。本发明的一种三水铝石型铝土矿的选矿方法，其特征在于含硅矿物以石英为主的粗粒级采用预先抛尾-反浮选脱硅工艺选矿过程为：矿石采用分级或选择性磨矿分级的方式预先抛尾，经过抛尾剩余的矿石进入反浮选脱硅流程；根据不同粒级的品位，选择分级抛尾-反浮选脱硅，或是分级抛尾-选择性磨矿抛尾-反浮选脱硅的工艺流程。本发明的一种三水铝石型铝土矿的选矿方法，其特征在于其反浮选脱硅过程为：矿石磨矿到-0.074mm占60％-95％后，加入调整剂和有机胺类捕收剂进行浮选脱除石英，氧化铝含量低，石英含量高的粗浮选泡沫直接作为尾矿，氧化铝含量高，石英含量相对较低的精选泡沫进行扫选，扫选泡沫直接作为尾矿，扫选底流返回精选，精选底流作为反浮选脱硅的精矿。所采用的反浮选脱硅流程为一粗一扫一精，或为一粗二扫二精，或为一粗二扫三精。本发明的一种三水铝石型铝土矿的选矿方法，其特征在于其正浮选脱硅过程为：矿石磨矿到-0.074mm占85％-100％后，加入调整剂和有机酸类捕收剂进行正浮选脱硅，正浮选脱硅泡沫经过多次精选获得合格精矿，浮选中矿顺序返回，正浮选底流作为尾矿；所采用的正浮选脱硅流程为一粗一扫一精，或为一粗二扫二精，或为一粗二扫三精。本发明的一种三水铝石型铝土矿的选矿方法，其特征在于其反浮选脱硅流程是采用氢氧化钠、碳酸钠或是石灰调节浮选矿浆ph值至9-10.5，正浮选脱硅流程采用氢氧化钠或是碳酸钠浮选矿浆ph值至8-9.5。本发明的一种三水铝石型铝土矿的选矿方法，其特征在于其反浮选流程的调整剂为磷酸盐或含羧酸根盐类的一种或几种，正浮选流程的调整剂为磷酸盐、硅酸钠、淀粉、栲胶、羧甲基纤维素中的一种或几种；调整剂直接加入到磨矿工艺或磨矿产品中，调整剂用量为10-200g/t原矿。本发明的一种三水铝石型铝土矿的选矿方法，其特征在于其反浮选捕收剂为伯胺、仲胺、叔胺、季胺、醚胺中的一种或几种，反浮选捕收剂用量为100-700g/t；正浮选捕收剂为油酸、羟肟酸、氧化石蜡皂中的一种或是几种，正浮选捕收剂用量为400-1500g/t。本发明的一种三水铝石型铝土矿的选矿方法，其特征在于磁选除铁选用的磁感应强度为0.3-1.5t，磁选除铁流程为一次粗选，一粗一精一扫，一粗一精两扫。本发明的一种三水铝石型铝土矿的选矿方法，其特征在于其铝土矿为杂质矿物为石英和铝硅酸盐矿物的低品位三水铝石型铝土矿。本发明的一种三水铝石型铝土矿的选矿方法，其适用对象是通过洗矿方法无法将洗精矿品位提高到拜耳法能够经济合理利用程度的三水铝石型铝土矿。该铝土矿为土状三水铝石型铝土矿，矿石中块矿产率较低，不需经过破碎作业，直接进入洗矿分级流程。且矿石中石英和铝硅酸盐矿物主要嵌布粒度差异大，通过分级可以实现石英和铝硅酸盐矿物在不同粒级中富集。本发明的一种三水铝石型铝土矿的选矿方法，根据不同粒级中主要脉石矿物含量的差异，分别采用正浮选脱硅和反浮选脱硅的方法处理同一铝土矿的不同粒级矿物，具有工艺流程简单、易于操作，针对性强、浮选效果好的优点。成功的解决了原矿中细粒级所占比例较高，且三水铝石含量高，通过洗矿抛尾无法显著提升洗精矿品位实现低品位三水铝石型铝土矿高效经济利用的难题，大大提高了超低品位三水铝石型铝土矿的利用价值。该发明在提高矿石的品位和降低生产成本方面具有重大的意义。附图说明图1为本发明的方法中的一次分级-浮选工艺流程图；图2为本发明的方法中的两次分级-浮选工艺流程图；图3为本发明的方法中的三次分级-浮选工艺流程图。具体实施方式一种三水铝石型铝土矿的选矿方法，是根据矿石中三水铝石、石英、铝硅酸盐矿物在不同粒级中的分布差异进行矿石分级，然后进行抛尾或是分粒级开展反浮选脱硅或是正浮选脱硅，浮选脱硅精矿采用磁选除铁进一步提高矿石品位的方法。首先根据各个粒级物相分析结果和矿石品位确定分级粒径，通过选择性磨矿技术使得三水铝石与脉石矿物产生高效的解离作用，反浮选脱硅需要控制矿石的磨矿细度为-0.074mm占60％-95％，浮选矿浆ph为9-10.5，调整剂用量为10-200g/t，反浮选捕收剂用量100-700g/t的条件下进行反浮选脱脱硅，浮选目的矿物为石英矿物。正浮选脱硅时，需要控制矿石的磨矿细度为-0.074mm占85％-100％％，浮选矿浆ph为8-9.5，调整剂用量为10-200g/t，正浮选捕收剂用量400-1500g/t的条件下进行正浮选脱硅，浮选目的矿物为三水铝石矿物。根据矿石中铁含量的情况，采取浮选精矿磁选除铁以进一步提高矿石品位，磁选除铁采用的磁感应强度为0.3-1.5t。下面结合实例对本发明作进一步的说明。以某低品位三水铝石型铝土矿为试验矿样，原矿中主要矿物含量见表1。表1某铝土矿中主要矿物组成矿物三水铝石高岭石石英铝针铁矿赤铁矿锐钛矿钛铁矿含量(％)42635102.50.52.8原矿al2o3含量30.87％，sio2含量37.86％，fe2o3含量10.74％，矿石铝硅比为0.82。矿石中石英的粒度较粗，解离良好。高岭石的嵌布粒度较细，大部分集中在细粒级中，三水铝石在矿石中的分布呈现粗细粒级中含量高，中间粒级含量低的特点。对于该类型的铝土矿，采用三种方法进行选矿脱硅除铁研究。(1)一次分级-浮选法对采自矿区的矿样，经过混匀、缩分后，采用如附图1所示的工艺流程进行选矿脱硅除铁研究。矿石的分级粒径为0.15mm，其中+0.15mm粒级矿物经过磨矿后进行反浮选脱硅，-0.15mm粒级进行正浮选脱硅。反浮选脱硅流程的浮选过程为：矿石磨矿到-0.075mm占75％，采用氢氧化钠调节矿浆的ph到10，粗选加入60克/吨-原矿的六偏磷酸钠，加入200克/吨-原矿的十二胺盐酸盐，大部分石英从粗选泡沫中浮出，粗选泡沫直接作为浮选尾矿；两次精选共加入160克/吨-原矿的十二胺盐酸盐，两次精选的泡沫产品合并进行一次扫选，扫选泡沫作为尾矿，扫选的槽内产品返回精一。正浮选脱硅的过程为：矿浆采用碳酸钠调节ph到8.5-9.0，粗选添加硅酸钠60g/t，正浮选捕收剂700g/t，扫选添加正浮选捕收剂200g/t，精选添加正浮选捕收剂100g/t，经过一粗一扫两精获得正浮选精矿和尾矿。将正浮选精矿和反浮选精矿合并，采用1.0t的磁感应强度进行一次磁选除铁。该流程选矿产品指标见表2。表2某铝土矿浮选脱硅工艺指标产品产率(％)al2o3(％)sio2(％)fe2o3(％)a/s氧化铝回收率(％)浮选精矿40.9447.275.8610.128.0762.51浮选尾矿51.5519.5967.837.620.2932.62磁选尾矿7.5120.115.6449.553.574.88原矿100.0030.9637.7911.790.82100.00(2)两次分级-浮选法对采自矿区的矿样，经过混匀、缩分后，采用如附图2所示的工艺流程进行选矿脱硅除铁研究。矿石的分级粒径为0.5mm和0.15mm，其中-0.5+0.15mm粒级直接作为尾矿。+0.5mm粒级经过磨矿后进行反浮选脱硅，-0.15mm粒级进行正浮选脱硅。反浮选脱硅流程的浮选过程为：矿石磨矿到-0.075mm占65％，采用氢氧化钠调节矿浆的ph到10.5，粗选加入40克/吨-原矿的六偏磷酸钠，加入150克/吨-原矿的1231，大部分石英从粗选泡沫中浮出，粗选泡沫直接作为浮选尾矿；两次精选共加入100克/吨-原矿的1231，两次精选的泡沫产品合并进行一次扫选，扫选泡沫作为尾矿，扫选的槽内产品返回精一。正浮选脱硅的过程为：矿浆采用碳酸钠调节ph到8.5-9.0，粗选添加硅酸钠60g/t，正浮选捕收剂800g/t，扫选添加正浮选捕收剂150g/t，精选添加正浮选捕收剂100g/t，经过一粗一扫两精获得正浮选精矿和尾矿。将正浮选精矿和反浮选精矿合并，采用0.8t的磁感应强度进行一次磁选除铁。该流程选矿产品指标见表3。表3某铝土矿浮选脱硅工艺指标(3)三次分级-浮选法对采自矿区的矿样，经过混匀、缩分后，采用如附图3所示的工艺流程进行选矿脱硅除铁研究。矿石的分级粒径为0.3mm和0.15mm，其中-0.15mm粒级进行正浮选脱硅。-0.3+0.15mm粒级直接作为尾矿。+0.3mm粒级经过选择性磨矿后进行分级，分级粒径为0.15mm，+0.15mm直接作为尾矿，-0.15m进行磨矿后进行反浮选脱硅；反浮选脱硅流程的浮选过程为：矿石磨矿到-0.075mm占88％，采用氢氧化钠调节矿浆的ph到9.5，粗选加入80克/吨-原矿的六偏磷酸钠，加入120克/吨-原矿的1231，大部分石英从粗选泡沫中浮出，粗选泡沫直接作为浮选尾矿；两次精选共加入80克/吨-原矿的1231，两次精选的泡沫产品合并进行一次扫选，扫选泡沫作为尾矿，扫选的槽内产品返回精一。正浮选脱硅的过程为：矿浆采用碳酸钠调节ph到8.5-9.0，粗选添加硅酸钠60g/t，正浮选捕收剂800g/t，扫选添加正浮选捕收剂200g/t，精选添加正浮选捕收剂200g/t，经过一粗一扫两精获得正浮选精矿和尾矿。将正浮选精矿和反浮选精矿合并，采用0.5t的磁感应强度进行一次磁选除铁。该流程选矿产品指标见表4。表4某铝土矿浮选脱硅工艺指标产品产率(％)al2o3(％)sio2(％)fe2o3(％)a/s氧化铝回收率(％)浮选精矿33.0952.345.1610.4410.1455.95浮选尾矿47.0122.8857.848.560.4034.74磁选尾矿4.9813.876.4249.292.162.23抛尾尾矿14.9214.6950.796.080.297.08原矿100.0030.9636.8010.840.84100.00当前第1页12