本发明属于铝土矿浮选工艺技术领域，具体涉及一种铝土矿的浮选方法。
背景技术：
铝土矿是指工业上能利用的，以三水铝石、一水铝石为主要矿物组成的矿石统称，是生产金属铝的最主要原料，也是具有广泛应用的战略型矿物原料。近几年来，我国铝土矿原矿的铝硅比急剧降低，显著增大了矿物清洁高效回收利用的难度。
目前，铝土矿的浮选工艺主要是将铝土矿与水混合，加入药剂后进行浮选。但是在浮选过程中，由于铝土矿矿石易泥化，磨矿过程中微细粒级矿物(主要为一水硬铝石)含量高达30％以上；随着目的矿物粒度的减小，矿物颗粒在矿浆中动量小，难以克服矿粒与气泡之间的能垒，与气泡发生碰撞和黏附，而且微细矿物颗粒比表面积大，表面能高，会通过与目的矿物、脉石矿物、药剂发生吸附来降低自身的表面能，从而导致部分微细粒级矿物难以浮选回收，造成了大量资源的浪费。
技术实现要素：
本发明的目的是提供一种铝土矿的浮选方法，解决微细粒级一水硬铝石难回收的缺陷，提高铝土矿中一水硬铝石的回收率。
本发明这种铝土矿的浮选方法，包括以下步骤：
1)通过加压充气的方式向水中充入二氧化碳气体，制备得到充气水；
2)将铝土矿和步骤1)中的充气水混合后进行磨矿，得到矿浆；
3)将步骤2)中的矿浆通过浮选工艺进行浮选。
所述步骤1)中，二氧化碳气体与水的体积比为(2-3):1。
所述步骤2)中，铝土矿与充气水的质量体积比(1.4-1.6):1g/ml；磨矿至磨矿细度为-0.074mm粒级矿物占总原矿质量的90～95％。
所述步骤3)中的浮选工艺为一粗两精两扫。
所述粗选工艺的粗选的药剂制度为：ph调整剂碳酸钠，其相对原矿的添加量为4～6kg/t，调节矿浆的ph至9.0-10.0；分散剂六偏磷酸钠，其相对原矿的添加量为40～60g/t；辅助捕收剂苯甲羟肟酸，其相对原矿的添加量为100～150g/t；捕收剂油酸钠，其相对原矿的添加量为800～1000g/t。
所述第一次扫选作业药剂制度为：加入捕收剂油酸钠，其相对原矿的添加量为150～250g/t；所述第二次扫选药剂制度为：加入捕收剂油酸钠，其相对原矿的添加量为100～150g/t。
所述第一次精选作业的药剂制度为：加入分散剂六偏磷酸钠，其相对原矿的添加量为20～40g/t；所述第二次精选作业的药剂制度为：加入碳酸钠，其相对原矿的添加量为800～1000g/t。
本发明的有益效果：
本发明通过加压充气的方式向水中充入大量co2气体，增加水中微纳米气核的数量；在磨矿过程中，微纳米气核会吸附在铝土矿矿物颗粒表面，改变矿物表面性质，在加入捕收剂后，微纳米气核能够促进微细粒级一水硬铝石颗粒形成疏水聚团，同时增加了矿物与气泡的碰撞概率，达到提高浮选回收率的作用。
附图说明
图1本发明的工艺流程图；
图2实施例1的工艺流程图；
图3对比例1的工艺流程图；
图4实施例2的工艺流程图；
图5对比例2的工艺流程图；
图6实施例3的工艺流程图；
图7对比例3的工艺流程图。
具体实施方式
本发明的工艺流程图如图1所示，实施例中所有药剂的加入量均为相对于原矿的添加量，其具体的实施方式如下：
实施例1
本实施例1的流程如图2所示，铝土矿来自河南修武，其具体步骤如下：
按照二氧化碳气体与水的体积比为3:1，采用加压充气的方式向水中充入气体，得到充气水。将500g铝土矿和350ml充气水进行混合，接着进行磨矿，直至磨矿细度为-0.074mm粒级占95％后，得到矿浆。
向矿浆中加入ph调整剂碳酸钠6kg/t，调节ph至9.5；接着加入分散剂六偏磷酸60g/t，辅助捕收剂苯甲羟肟酸150g/t，捕收剂油酸钠1000g/t，搅拌均匀后，进行粗选作业，浮选6分钟后，得到粗选精矿和粗选尾矿。
向粗选尾矿中加入250g/t油酸钠，搅拌混匀后，进行第一次扫选作业，得到尾矿1和中矿1。
向粗选精矿中加入40g/t六偏磷酸钠，搅拌混匀后，进行第一次精选作业，精选i精矿和精选i尾矿。
精选i尾矿中加入150g/t油酸钠，搅拌混匀后，进行第二次扫选作业，得到尾矿2和中矿2。
精选i精矿中加入1000g/t碳酸钠，搅拌混匀后，进行第二次精选作业，得到最终精矿和中矿3。
本实施例中浮选结果如表1所示，获得的精矿粒级结果如表2所示。
对比例1
本对比例1的流程如图3所示，铝土矿来自河南修武，其具体步骤如下：
将500g铝土矿和350ml自来水进行混合，接着进行磨矿，直至磨矿细度为-0.074mm粒级占95％后，得到矿浆。
向矿浆中加入ph调整剂碳酸钠3kg/t，调节ph至9.5；接着加入分散剂六偏磷酸60g/t，辅助捕收剂苯甲羟肟酸150g/t，最后加入捕收剂油酸钠1000g/t，搅拌均匀后，进行粗选作业，浮选6分钟后，得到粗选精矿和粗选尾矿。
向粗选尾矿中加入250g/t油酸钠，搅拌混匀后，进行第一次扫选作业，得到尾矿1和中矿1。
向粗选精矿中加入40g/t六偏磷酸钠，搅拌混匀后，进行第一次精选作业，精选i精矿和精选i尾矿。
精选i尾矿中加入150g/t油酸钠，搅拌混匀后，进行第二次扫选作业，得到尾矿2和中矿2。
精选i精矿中加入1000g/t碳酸钠，搅拌混匀后，进行第二次精选作业，得到最终精矿和中矿3。
本对比例的浮选结果如表1所示，获得的精矿粒级结果如表2所示。
由表1和表2可知，选别同一铝土矿矿样，实施例1与对比例1相比，存在明显的优势：
(1)实施例1中精矿产率提高1.76个百分点，al2o3总回收率提高3个百分点，精矿中-38μm粒级回收率提高2.61个百分点，表明本发明方案有效提高了微细粒矿物回收率。
(2)实施例1中尾矿1铝硅比降低0.18，al2o3损失率降低0.53个百分点。
表1实施例1与对比例1试验结果表
表2实施例1与对比例1精矿粒级分析结果对比
实施例2
本实施例2的流程如图4所示，铝土矿来自河南焦作，其具体步骤如下：
按照二氧化碳气体与水的体积比为2:1，采用加压充气的方式向水中充入气体，得到的溶气水。将500g铝土矿和330ml充气水进行混合，接着进行磨矿，直至磨矿细度为-0.074mm粒级占90％后，得到矿浆。
向矿浆中加入ph调整剂碳酸钠4kg/t，调节ph至9.5；接着加入分散剂六偏磷酸40g/t，辅助捕收剂苯甲羟肟酸100g/t，捕收剂油酸钠800g/t，搅拌均匀后，进行粗选作业，浮选6分钟后，得到粗选精矿和粗选尾矿。
向粗选尾矿中加入150g/t油酸钠，搅拌混匀后，进行第一次扫选作业，得到尾矿1和中矿1。
向粗选精矿中加入20g/t六偏磷酸钠，搅拌混匀后，进行第一次精选作业，精选i精矿和精选i尾矿。
精选i尾矿中加入100g/t油酸钠，搅拌混匀后，进行第二次扫选作业，得到尾矿2和中矿2。
精选i精矿中加入800g/t碳酸钠，搅拌混匀后，进行第二次精选作业，得到最终精矿和中矿3。
本实施例中浮选结果如表3所示，获得的精矿粒级结果如表4所示。
对比例2
本对比例2的流程如图5所示，铝土矿来自河南焦作，其具体步骤如下：
将500g铝土矿和330ml自来水进行混合，接着进行磨矿，直至磨矿细度为-0.074mm粒级占90％后，得到矿浆。
向矿浆中加入ph调整剂碳酸钠2.5kg/t，调节ph至9.5；接着加入分散剂六偏磷酸40g/t，辅助捕收剂苯甲羟肟酸100g/t，捕收剂油酸钠800g/t，搅拌均匀后，进行粗选作业，浮选6分钟后，得到粗选精矿和粗选尾矿。
向粗选尾矿中加入150g/t油酸钠，搅拌混匀后，进行第一次扫选作业，得到尾矿1和中矿1。
向粗选精矿中加入20g/t六偏磷酸钠，搅拌混匀后，进行第一次精选作业，精选i精矿和精选i尾矿。
精选i尾矿中加入100g/t油酸钠，搅拌混匀后，进行第二次扫选作业，得到尾矿2和中矿2。
精选i精矿中加入800g/t碳酸钠，搅拌混匀后，进行第二次精选作业，得到最终精矿和中矿3。
本对比例中浮选结果如表3所示，获得的精矿粒级结果如表4所示。
由表3和表4可知，选别同一铝土矿矿样，实施例2与对比例2相比，存在明显的优势：
(1)实施例2中精矿产率提高1.98个百分点，al2o3总回收率提高1.55个百分点，精矿中-38μm粒级回收率提高2.03个百分点，表明本发明方案有效提高了微细粒矿物回收率。
(2)实施例2中尾矿1铝硅比降低0.20，al2o3损失率降低1.63个百分点。
表3实施例2与对比例2试验结果表
表4实施例2与对比例2精矿粒级分析结果对比
实施例3
本实施例3的流程如图6所示，铝土矿来自河南七贤，其具体步骤如下：
按照二氧化碳气体与水的体积比为2.5:1，采用加压充气的方式向水中充入气体，得到的充气水。将500g铝土矿和320ml充气水进行混合，接着进行磨矿，直至磨矿细度为-0.074mm粒级占93％后，得到矿浆。
向矿浆中加入ph调整剂碳酸钠5kg/t，调节ph至9.5；接着加入分散剂六偏磷酸50g/t，辅助捕收剂苯甲羟肟酸130g/t，捕收剂油酸钠900g/t，搅拌均匀后，进行粗选作业，浮选6分钟后，得到粗选精矿和粗选尾矿。
向粗选尾矿中加入200g/t油酸钠，搅拌混匀后，进行第一次扫选作业，得到尾矿1和中矿1。
向粗选精矿中加入30g/t六偏磷酸钠，搅拌混匀后，进行第一次精选作业，精选i精矿和精选i尾矿。
精选i尾矿中加入130g/t油酸钠，搅拌混匀后，进行第二次扫选作业，得到尾矿2和中矿2。
精选i精矿中加入900g/t碳酸钠，搅拌混匀后，进行第二次精选作业，得到最终精矿和中矿3。
本实施例中浮选结果如表5所示，获得的精矿粒级结果如表6所示。
对比例3
本对比例3的流程如图7所示，铝土矿来自河南七贤，其具体步骤如下：
将500g铝土矿和320ml自来水进行混合，接着进行磨矿，直至磨矿细度为-0.074mm粒级占93％后，得到矿浆。
向矿浆中加入ph调整剂碳酸钠3kg/t，调节ph至9.5；接着加入分散剂六偏磷酸50g/t，辅助捕收剂苯甲羟肟酸130g/t，捕收剂油酸钠900g/t，搅拌均匀后，进行粗选作业，浮选6分钟后，得到粗选精矿和粗选尾矿。
向粗选尾矿中加入200g/t油酸钠，搅拌混匀后，进行第一次扫选作业，得到尾矿1和中矿1。
向粗选精矿中加入30g/t六偏磷酸钠，搅拌混匀后，进行第一次精选作业，精选i精矿和精选i尾矿。
精选i尾矿中加入130g/t油酸钠，搅拌混匀后，进行第二次扫选作业，得到尾矿2和中矿2。
精选i精矿中加入900g/t碳酸钠，搅拌混匀后，进行第二次精选作业，得到最终精矿和中矿3。
本对比例中浮选结果如表5所示，获得的精矿粒级结果如表6所示。
由表5和表6可知，选别同一铝土矿矿样，实施例3与对比例3相比，存在明显的优势：
(1)实施例3中精矿产率提高0.98个百分点，al2o3总回收率提高1.39个百分点，精矿中-38μm粒级回收率提高1.48个百分点，表明本发明方案有效提高了微细粒矿物回收率。
(2)实施例3中尾矿1铝硅比降低0.10，al2o3损失率降低1.19个百分点。
表5实施例3与对比例3试验结果表
表6实施例3与对比例3精矿粒级分析结果对比