专利名称：：一种铝土矿的选矿脱硅方法
技术领域：
：本发明涉及一种堆积型铝土矿和包含堆积型铝土矿的混合型铝土矿的选矿脱硅方法，属于选矿
技术领域：
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背景技术：
：堆积型铝土矿主要分布于我国南方等地。堆积型铝土矿含矿层由粘土和铝土矿碎屑组成，碎屑粒级分布范围广，最大粒度可达数米以上。铝土矿中的铝硅比随矿物粒级变化的规律是粒度越细铝硅比越低，往往只有+lmm粒级或更粗粒级的铝硅比才能满足氧化铝的生产要求，故有"大于lmm为矿，小于lmm为泥"的说法。因此，洗矿脱泥、矿砂作为拜耳法生产氧化铝的原料是堆积型铝土矿选矿的典型流程。堆积型铝土矿中，-1腿粒级矿的产率一般在40%70%，该粒级中A1力3占有率达到30%以上。常规的洗矿脱硅方法是将-lmm粒级的矿物丢弃，这无疑会造成该部分资源的流失，尤其是当堆积型铝土矿或包含堆积型铝土矿的混合型铝土矿的铝硅比较低时，也就是说该矿物粒级较细时，虽然也存在粒度越细铝硅比越低的规律，但粗细粒级间的铝硅比差别不大，采用洗矿脱硅得到的洗矿产品的铝硅比不够高，使冶炼回收率难以得到提高(不到80%)，而洗弃的矿泥中的Al203损失可达5(m，甚至更高，其结果是资源总回收率较低，只为40%，从而限制了堆积型铝土矿这类铝土矿的经济、合理的开发利用。近年来，有关沉积型铝土矿的脱硅技术的发展较快，但对堆积型铝土矿的选矿脱硅方法则鲜见报道。己有的技术一种堆积型铝土矿的洗矿-浮选工艺，专利号为ZL200410020580.7，其特征是将堆积型铝土矿选矿脱硅由单一洗矿工艺改为洗矿加分散剂，和洗矿尾矿浮选的工艺，其中浮选流程为一次粗选、一次扫选、两次精选，中矿顺序返回，扫选尾矿为最终尾矿。采用该技术提高洗精矿的质量，减少洗精矿的含泥率，通过浮选将洗矿尾矿中的Al203回收。现有技术处理的对象是，能通过洗矿且主要通过洗矿脱硅获得精矿的堆积型铝土矿，采用洗矿一浮选工艺处理，只对洗矿尾矿采用常规浮选流程处理。对于中低品位堆积型或包含堆积型的中低品位混合型铝土矿，洗矿处理往往难以获得高铝硅比洗精矿，若采用常规浮选工艺处理，堆积型矿中的粘土矿泥难以及时从流程中排除，从而干扰浮选过程。
发明内容本发明提供一种处理铝硅比在29范围的堆积型或包含堆积型的混合型铝土矿的选矿脱硅方法，同时适用于堆积型铝土矿洗矿尾矿的选矿脱硅。目的在于提高该类铝土矿选矿脱硅精矿的铝硅比和Al203回收率。本发明是通过以下技术方案实现的一种堆积型铝土矿的选矿脱硅方法，其特征在于经过下列步骤A、将矿石全部磨细至细度达到-O.074mm的占4090%后进入粗浮选，粗浮选的矿物进入精浮选，粗浮选的尾矿直排，或者进入扫选，扫选出的中矿返回粗浮选，扫选尾矿直排；B、精浮选的矿物即为精矿，精浮选的尾矿直排，或者进入分级选矿，分级后的矿物作为精矿，或者作为中矿返回粗浮选，分级后的尾矿直排。所述粗浮选为现有技术的常规粗浮选工艺，可以是一次粗选，或者两次粗选，或者三次粗选。所述粗浮选后的扫选为现有技术的常规扫选工艺，可以是一次扫选，或者二次扫选，或者三次扫选。所述精浮选为现有技术的常规精浮选工艺，可以是一次精选，或者两次精选，或者三次精选。所述精浮选后的分级选矿为现有技术的常规沉淀分级选矿工艺。所述浮选中的捕收剂采用氧化石腊皂、塔尔油、脂肪酸及其皂类和衍生物中的一种或数种，其中具体种类的使用及用量均要根据矿物组成、选矿流程、选矿设备、选矿成本等综合因素具体确定。所述浮选中的调整剂采用碳酸钠、氢氧化钠、偏磷酸盐、多聚磷酸盐、水玻璃、小分子有机物中的一种或数种，其中具体种类的使用及用量均要根据矿物组成、选矿流程、选矿设备、选矿成本等综合因素具体确定。本发明具有下列优点和效果采用上述方案，一是将粗矿粒磨细后经浮选过程，使粗矿粒中的含硅矿物解离并被脱除，二是在粗扫选和精选两个循环过程中均排除尾矿，从而能及时从流程中排除含硅矿泥，很好地解决了堆积型铝土矿在常规浮选过程中因含泥量大，且得不到及时排除，而使矿泥严重干扰浮选过程的问题，保证了浮选作业所需浓度，减少了因矿泥不能及时排除而吸药造成的药耗，提高了铝硅分离的选择性。对原矿铝硅比在2.58.6范围的不同铝硅比的矿石，精矿铝硅比和Al203回收率指标均高于洗矿脱硅指标。其获得的精矿产品可用于生产氧化铝。图1为本发明的原则工艺流程图；具体实施例方式下面结合实施例对本发明做进一步描述，但本发明之内容并不局限于此。实施例1原料云南铝土矿区某矿区矿样，其主要化学成分为(％)A1203Si02Fe203铝硅比26.888.3433.793.22药剂采用氧化石腊皂、塔尔油、脂肪酸及其皂类和衍生物中的一种或数种作捕收剂，采用碳酸钠、氢氧化钠、偏磷酸盐、多聚磷酸盐、水玻璃、小分子有机物中的一种或数种作调整剂，进行泡沫浮选。具体工艺流程A、将矿石全部磨细至细度达到-0.074誦的占85%后进入粗浮选，粗浮选采用二次浮选，两次浮选后产出尾矿，两次粗选精矿合并进入精浮选过程；B、精浮选采用二次精选，两次精选产出浮选精矿为最终精矿，两次精选的尾矿合并进行一次精扫选，精扫选中矿返回精浮选，精扫选尾矿与步骤A的尾矿合并为最终尾矿直排。选矿脱硅结果精矿产率64.96%，铝硅比9.24，A1203回收率69.91%。实施例2原料云南铝土矿区某矿区矿样，其主要化学成分为(％)<table>tableseeoriginaldocumentpage6</column></row><table>药剂同实施例l。具体工艺流程A、将矿石全部磨细至细度达到-O.074mm的占80%后进入粗浮选，粗浮选为一次粗选一次扫选，扫选后产出尾矿，扫选中矿再返回粗浮选，粗选精矿进入精浮选；B、精浮选为三次精选，经三次精选后产出浮选精矿作为最终精矿，三次精浮选的尾矿合并后，与步骤A的尾矿再合并作为最终尾矿直排。选矿脱硅结果精矿产率39.79%，铝硅比11.04，Ah03回收率52.30%。实施例3原料同实施例l。药剂同实施例l。具体工艺流程A、将矿石全部磨细至细度达到-O.074mm的占80%后进入粗浮选，粗浮选为两次粗选一次扫选，扫选后产出尾矿，扫选中矿返回粗浮选，两次粗选精矿合并进入精选过程；B、精选为两次精选，经两次精选后产出浮选精矿作为最终精矿，两次精选尾矿合并后，与步骤A的尾矿再合并作为最终尾矿直排。选矿脱硅结果精矿产率61.05%，铝硅比9.47，Al203回收率66.30%。实施例4原料云南铝土矿区某矿区矿样，其主要化学成分为(％)<table>tableseeoriginaldocumentpage6</column></row><table>药剂同实施例l。具体工艺流程:A、将矿石全部磨细至细度达到-O.074mm的占86%后进入粗浮选，粗浮选为一次粗选一次扫选，扫选后产出尾矿，扫选中矿返回粗浮选，粗选精矿进入精选过程；B、精选为一次精选，精选后产出浮选精矿，精选尾矿经沉降分级，细粒级为尾矿，粗粒级与浮选精矿合并作为最终精矿，步骤A的尾矿与步骤B的细粒组尾矿合并作为最终尾矿直排。选矿脱硅结果精矿产率80.96%，精矿铝硅比17.99，A1203回收率87.53%。实施例5原料云南铝土矿区某综合矿样，其主要化学成分为(％)<table>tableseeoriginaldocumentpage7</column></row><table>药剂同实施例l。具体工艺流程A、将矿石全部磨细至细度达到-O.074mm的占40%后进入粗浮选，粗选为一次粗选一次扫选，扫选后产出扫选尾矿，扫选中矿返回粗浮选，粗选精矿进入精浮选；B、粗浮选为一次精选，经一次精选后产出浮选精矿作为最终精矿，精选尾矿与步骤A的扫选尾矿合并后经沉降分级，细粒级为最终尾矿直排，粗粒级再磨后返回粗选。选矿脱硅结果精矿产率83.45%，精矿铝硅比14.83，A1203回收率90.3权利要求1、一种铝土矿的选矿脱硅方法，其特征在于经过下列步骤A、将矿石全部磨细至细度达到-0.074mm的占40～90％后进入粗浮选，粗浮选的矿物进入精浮选，粗浮选的尾矿直排，或者进入扫选，扫选出的中矿返回粗浮选，扫选尾矿直排；B、精浮选的矿物即为精矿，精浮选的尾矿直排，或者进入分级选矿，分级后的矿物作为精矿，或者作为中矿返回粗浮选，分级后的尾矿直排。2、根据权利要求1所述的铝土矿的选矿脱硅方法，其特征在于所述粗浮选为现有技术的常规粗浮选工艺，为一次粗选，或者两次粗选，或者三次粗选。3、根据权利要求1所述的铝土矿的选矿脱硅方法，其特征在于所述粗浮选后的尾矿扫选为现有技术的常规扫选工艺，为一次扫选，或者二次扫选，或者三次扫选。4、根据权利要求1所述的铝土矿的选矿脱硅方法，其特征在于所述精浮选为现有技术的常规精浮选工艺，为一次精选，或者两次精选，或者三次精选。5、根据权利要求1所述的铝土矿的选矿脱硅方法，其特征在于所述精浮选后的分级选矿为现有技术的常规沉淀分级选矿工艺。6、根据权利要求1所述的铝土矿的选矿脱硅方法，其特征在于所述浮选中的捕收剂采用氧化石腊皂、塔尔油、脂肪酸及其皂类和衍生物中的一种或数种。7、根据权利要求1所述的铝土矿的选矿脱硅方法，其特征在于所述浮选中的调整剂采用碳酸钠、氢氧化钠、偏磷酸盐、多聚磷酸盐、水玻璃、小分子有机物中的一种或数种。全文摘要本发明提供一种铝土矿的选矿脱硅方法，一是将粗矿粒磨细后经浮选过程，使粗矿粒中的含硅矿物解离并被脱除，二是在粗扫选和精选两个循环过程中均排除尾矿，从而能及时从流程中排除含硅矿泥，很好地解决了堆积型铝土矿在常规浮选过程中因含泥量大，且得不到及时排除，而使矿泥严重干扰浮选过程的问题，保证了浮选作业所需浓度，减少了因矿泥不能及时排除而吸药造成的药耗，提高了铝硅分离的选择性。对原矿铝硅比在2.5～8.6范围的不同铝硅比的矿石，精矿铝硅比和Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>回收率指标均高于洗矿脱硅指标。其获得的精矿产品可用于生产氧化铝。文档编号B03D1/00GK101417268SQ20081023364公开日2009年4月29日申请日期2008年11月26日优先权日2008年11月26日发明者冯其明,卢毅屏,张国范,欧乐明,谢明跃,邓传宏申请人:昆明有色冶金设计研究院;中南大学