一种用于铝土矿脱硅的方法技术

技术编号:9961595 阅读:136 留言:0更新日期:2014-04-24 00:32
本发明专利技术的目的是提供一种铝土矿脱硅高效节能短流程技术,使铝土矿首先经过选择性絮凝后脱除一部分影响浮选效果的低品位细泥,然后在进行浮选,这样可以达到减少浮选段数、药剂用量和选别指标好的效果。

【技术实现步骤摘要】
【专利摘要】本专利技术的目的是提供一种铝土矿脱硅高效节能短流程技术,使铝土矿首先经过选择性絮凝后脱除一部分影响浮选效果的低品位细泥,然后在进行浮选,这样可以达到减少浮选段数、药剂用量和选别指标好的效果。【专利说明】—种用于铝土矿脱硅的方法
本专利技术属于选矿领域,涉及一种铝土矿的脱硅方法。
技术介绍
铝是地壳中丰富程度为第三的元素,是文明社会中最常使用的金属元素之一,由于铝合金具有高度的耐腐蚀性和良好的机械强度/质量比,因此被广泛用作飞机、建筑物、机器部件、饮料罐和食品包装的主要结构材料。目前,铝土矿是氧化铝/铝生产的主要原料。中国已知的铝土矿储量约为23亿t,居世界第五位。与其他加工铝土矿的国家不同,中国铝土矿矿石98%以上有硬水铝石存在的特点,含有约80%的硬水铝石。中国铝土矿中的脉石矿物主要是高岭石、叶腊石和伊利石,其余是少量的钛和铁杂质。这些脉石矿物经常以细粒浸染的包体形式存在。中国硬水铝石矿石一个不理想的特点是低铝硅比,典型的范围为4?6。众所周知,Al2O3与SiO2质量比大于10的高品级铝土矿能直接用拜耳法,而对于Al2O3与SiO2质量比低于8的低品级硬水铝石铝土矿,可使用烧结与拜耳法联合的方法。烧结法能耗很大,环境不友好,氧化铝生产成本高,迫切需要采用低费用的物理分选工艺以提高中国硬水铝石矿石的Al2O3的质量比,以便能直接使用拜耳法工艺处理。因此选择性絮凝+正浮选脱硅工艺是一种很有前景的铝土矿脱硅方法。
技术实现思路
本专利技术的目的是提供一种铝土矿脱硅高效节能短流程技术,使铝土矿首先经过选择性絮凝后脱除一部分影响浮选效果的低品位细泥,然后在进行浮选,这样可以达到减少浮选段数、药剂用量和选别指标好的效果。本专利技术采用如下技术方案:,其特征在于包括以下步骤:步骤一,将铝土矿放置球磨机磨碎,在磨矿的过程中加入碳酸钠,加入量约为3000g/t,将铝土矿磨至粒度约为-0.074mm占90%后停止磨矿;步骤二,将步骤一中所制得的矿中添加自来水制得矿浆,使得矿浆浓度为10% ;步骤三,向步骤二中所制得的矿浆中加入NaOH调节pH值为10 ;步骤四,向步骤三中所制得的矿浆中加入软水剂,添加的过程中不断搅拌,搅拌速度为1992r/min,搅拌时间为10分钟,所述软水剂为多聚磷酸钠,其用量为5000g/t ;步骤五,向步骤四中所制得的矿浆中加入絮凝剂,其用量为5g/t,添加的过程中不断搅拌,搅拌速度为400r/min,搅拌时间为2分钟制得混合液,所述絮凝剂为聚丙烯酰胺63016 ;步骤六,将步骤五中所制得混合液,静止沉降15分钟,采用虹吸的方法抽出上部悬浮液,得到粗精矿;步骤七,向步骤六所制得的粗精矿中加入调整剂Na2CO3 3000g/t并搅拌3分钟,然后加入抑制剂ZM-260g/t并搅拌6分钟,接着加入捕收剂KM500g/t搅拌3分钟,进行一段粗选,得到的浮选泡沫为浮选粗精矿,将浮选粗精矿再进行两次精选后得到铝硅比为8.50,Al2O3回收率为72.14%的精矿,槽内产品再经过两次扫选后得到最终的尾矿产品。扫选时所需药剂种类和粗选一致。本专利技术具有如下优点:由于我国铝土矿资源主要为中低品位矿石,矿物组成复杂,泥化严重,要想得到高品位的铝土矿就需要进行浮选处理,但是单一浮选流程,分离效果往往不理想,并且存在流程长,药剂消耗多的缺点。采用选择性絮凝+浮选流程可以排除矿泥对浮选的影响,减少药剂消耗,提高精矿品位,缩短浮选流程。处理原矿铝硅比为4.9的铝土矿,经过三次选择性絮凝+—段浮选流程可以得到回收率为73.58%,铝硅比为8.7的铝土矿精矿。若不经过选择性絮凝,直接进行浮选试验,则需要一段粗选+四段精选,其精矿指标为铝硅比8.02,回收率63.25%。由此可见本专利技术专利是一种适合铝土矿的高效节能短流程技术。【具体实施方式】以下是采用选择性絮凝+正浮选工艺流程的例子。采用本方法对山西某低铝硅比难选铝土矿进行选择性絮凝+正浮选试验,该矿物中Al2O3含量为63.55%, Si02含量为12.88%,铝硅比为4.93。在矿石中加入3000g/t的碳酸钠,磨至-0.074mm90%,将磨细后的矿浆倒入沉降桶内,调节矿浆浓度为10 %。搅拌5min后加入絮凝剂630163000g/t (加入絮凝剂之前的搅拌速度为1992r/min,加入絮凝剂后的搅拌速度为400r/min),在搅拌后静止沉降15min,采用虹吸的方法抽出上部悬浮液做为尾矿,根据上述操作步骤,连续进行三次选择性絮凝试验。然后将沉降部分倒入浮选槽进行浮选,加入调整剂碳酸钠3000g/t,搅拌3分钟,然后加入抑制剂ZM-260g/t,搅拌6分钟,最后加入捕收剂KM1200g/t,搅拌3分钟,开始充气刮取泡沫5分钟,所得的泡沫层即为铝土矿精矿,其指标达到=Al2O3含量为69.32%, SiO2含量为7.97%,铝硅比为8.70。应理解,这些实施例仅用于说明本专利技术而不用于限制本专利技术的范围。此外应理解,在阅读了本专利技术讲授的内容之后,本领域技术人员可以对本专利技术作各种改动或修改,这些等价形式同样落于本申请所附权利要求书所限定的范围。【权利要求】1.,其特征在于包括以下步骤: 步骤一, 将铝土矿放置球磨机中磨碎,在磨矿的过程中加入碳酸钠,加入量约为3000g/t,将铝土矿磨至粒度约为-0.074mm占90%后停止磨矿; 步骤二, 将步骤一中所制得的矿中添加自来水制得矿浆,使得矿浆浓度为10% ; 步骤三, 向步骤二中所制得的矿浆中加入NaOH调节pH值为10 ; 步骤四, 向步骤三中所制得的矿浆中加入软水剂,添加的过程中不断搅拌,搅拌速度为1992r/min,搅拌时间为10分钟,所述软水剂为多聚磷酸钠,其用量为5000g/t ; 步骤五, 向步骤四中所制得的矿浆中加入絮凝剂,其用量为5g/t,添加的过程中不断搅拌,搅拌速度为400r/min,搅拌时间为2分钟制得混合液,所述絮凝剂为聚丙烯酰胺63016 ; 步骤六, 将步骤五中所制得混合液,静止沉降15分钟,采用虹吸的方法抽出上部悬浮液,得到粗精矿; 步骤七, 向步骤六所制得的粗精矿中加入调整剂Na2CO3 3000g/t并搅拌3分钟,然后加入抑制剂ZM-260g/t并搅拌6分钟,接着加入捕收剂KM500g/t搅拌3分钟,进行一段粗选,得到的浮选泡沫为浮选粗精矿,将浮选粗精矿再进行两次精选后得到铝硅比为8.50,Al2O3回收率为72.14%的精矿,槽内广品再经过两次扫选后得到最终的尾矿广品。【文档编号】B03D3/06GK103736600SQ201310737941【公开日】2014年4月23日 申请日期:2013年12月30日 优先权日:2013年12月30日 【专利技术者】李荣改, 宋翔宇, 孙红林, 徐靖, 高志, 周新民, 冯艳丽, 李志伟, 李翠芬, 颜芝, 耿彬, 李莹 申请人:河南省岩石矿物测试中心本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种用于铝土矿脱硅的方法,其特征在于包括以下步骤:步骤一,将铝土矿放置球磨机中磨碎,在磨矿的过程中加入碳酸钠,加入量约为3000g/t,将铝土矿磨至粒度约为?0.074mm占90%后停止磨矿;步骤二,将步骤一中所制得的矿中添加自来水制得矿浆,使得矿浆浓度为10%;步骤三,向步骤二中所制得的矿浆中加入NaOH调节pH值为10;步骤四,向步骤三中所制得的矿浆中加入软水剂,添加的过程中不断搅拌,搅拌速度为1992r/min,搅拌时间为10分钟,所述软水剂为多聚磷酸钠,其用量为5000g/t;步骤五,向步骤四中所制得的矿浆中加入絮凝剂,其用量为5g/t,添加的过程中不断搅拌,搅拌速度为400r/min,搅拌时间为2分钟制得混合液,所述絮凝剂为聚丙烯酰胺63016;步骤六,将步骤五中所制得混合液,静止沉降15分钟,采用虹吸的方法抽出上部悬浮液,得到粗精矿;步骤七,向步骤六所制得的粗精矿中加入调整剂Na2CO3?3000g/t并搅拌3分钟,然后加入抑制剂ZM?260g/t并搅拌6分钟,接着加入捕收剂KM500g/t搅拌3分钟,进行一段粗选,得到的浮选泡沫为浮选粗精矿,将浮选粗精矿再进行两次精选后得到铝硅比为8.50,Al2O3回收率为72.14%的精矿,槽内产品再经过两次扫选后得到最终的尾矿产品。...

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员:李荣改宋翔宇孙红林徐靖高志周新民冯艳丽李志伟李翠芬颜芝耿彬李莹
申请(专利权)人:河南省岩石矿物测试中心
类型:发明
国别省市:

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