一种土矿反浮选脱泥方法

申请号 CN200610137993.2 申请日 2006-11-03 公开(公告)号 CN1947850A 公开(公告)日 2007-04-18
申请人 北京矿冶研究总院; 发明人 张云海; 吴熙群; 郑桂兵; 曾克文; 任爱军; 刘水红;
摘要 一种 铝 土矿反浮选脱泥方法,涉及一种铝土矿反浮选的工艺过程,其特征在于其过程是将铝土矿磨到-0.074mm60%以上;调整矿浆浓度和调整矿浆pH,搅拌均匀后;加入儿茶酚,调整均匀;再加入磷化 淀粉 使一 水 硬铝石矿物形成絮凝,矿浆分层后,利用粒度差异,应用虹吸法将悬浮的泥化脉石矿物去除,而微细粒级的有用矿物损失很少。本 发明 的方法,在脱除细粒脉石的同时,有用矿物损失很少,并且很有利于后续反浮选脱 硅 工艺。矿浆pH调整到9.9~11.0,然后依次加入分散剂儿茶酚、絮凝剂磷化淀粉,形成絮凝分层。含硅脉石矿物持久分散悬浮,而一水硬铝石则絮凝成团迅速沉降,从而使得泥化的脉石矿物得以脱除。
权利要求

1.一种土矿反浮选脱泥方法,其特征在于其过程是将铝土矿磨矿;调整矿浆浓度和调 整矿浆pH,搅拌均匀后;加入儿茶酚,调整均匀;再加入磷化淀粉使有用矿物一硬铝石形 成絮凝,而脉石矿物则持久分散;矿浆分层后,利用粒度差异,应用虹吸法将悬浮的泥化脉 石矿物去除。
2.根据权利要求1所述的一种铝土矿反浮选脱泥方法,其特征在于其工艺过程依次为::
g.将原矿磨细至-0.074mm粒级占60%以上;
h.调整矿浆中的固体重量百分比浓度到10%~15%;
i.加入Na2CO37.0~9.9Kg/吨-原矿,调整矿浆pH值至9.9~11.0;
j.加入儿茶酚300~700克/吨-原矿,调整均匀;
k.加入磷化淀粉,60~120克/吨-原矿调整均匀;
l.将-10μm粒级脱除。
3.根据权利要求1所述的一种铝土矿反浮选脱泥方法,其特征在于加入的儿茶酚为600 克/吨-原矿;加入的磷化淀粉为100克/吨-原矿。

说明书全文

技术领域

一种土矿反浮选脱泥方法,涉及一种铝土矿反浮选的工艺过程。

背景技术

铝土矿中脉石矿物主要是高岭石、伊利石、叶蜡石、绿泥石等粘土矿物,结晶细散形成 原生矿泥,硬度又很低在碎磨过程中极易泥化,形成次生矿泥。目前的研究表明,铝土矿反 浮选时,体系中矿泥的存在极大地恶化了分选效果,所以泥的脱除成为当务之急。
目前,国内外脱泥工艺有以下几种:1、自然脱泥。结果大量的细粒一硬铝石等有用矿 物也随之流失。2、采用无机盐类作分散剂。大幅改变了各组成矿物的可浮性,对于后续反浮 选极为不利。3、采用聚丙烯酰胺及其衍生物或是苛性淀粉作絮凝剂,选择性差。絮团显现强 烈夹杂。
发明内容
本发明的目的是克服上述已有技术存在的不足,而提供一种选别指标高,分离效果好, 与铝土矿反浮选脱相匹配的脱泥方法。
本发明的目的是通过以下技术方案实现的。
一种铝土矿反浮选脱泥方法,其特征在于其过程是将铝土矿磨矿;调整矿浆浓度和调整 矿浆pH,搅拌均匀后;加入儿茶酚,调整均匀;再加入磷化淀粉使有用矿物一水硬铝石形成 絮凝,而脉石矿物则持久分散;矿浆分层后,利用粒度差异,应用虹吸法将悬浮的泥化脉石 矿物去除。
本发明一种铝土矿反浮选脱泥方法,其特征在于其工艺过程依次为:
a.将原矿磨细至-0.074mm粒级占60%以上;
b.调整矿浆中的固体重量百分比浓度到10%~15%;
c.加入Na2CO37.0~9.9Kg/吨-原矿,调整矿浆pH值至9.9~11.0;
d.加入儿茶酚300~700克/吨-原矿,调整均匀;
e.加入磷化淀粉,60~120克/吨-原矿调整均匀;
f.将-10μm粒级脱除。
本发明的一种铝土矿反浮选脱泥方法,其特征在于加入的儿茶酚为600克/吨-原矿;加入 的磷化淀粉为100克/吨-原矿;
本发明的方法,针对铝土矿反浮选的脱泥过程,选择合适的工艺条件,将矿浆pH调整 到9.9~11.0,然后依次加入分散剂儿茶酚、絮凝剂磷化淀粉,形成絮凝分层。在脱除细粒脉 石的同时,有用矿物损失很少,并且很有利于后续反浮选脱硅工艺。含硅脉石矿物持久分散 悬浮,而一水硬铝石则絮凝成团迅速沉降,从而使得泥化的脉石矿物得以脱除。将相当部分 矿泥剔除,为反浮选脱硅铺平道路。

具体实施方式

一种铝土矿反浮选脱泥方法,其工艺过程依次为:将原矿磨细至-0.074mm粒级占60%以 上;调整矿浆中固体重量百分比浓度到10%~15%;加入Na2CO37.0~9.9Kg/吨-原矿,调整矿 浆pH值至9.9~11.0;加入儿茶酚300~700克/吨-原矿,调整均匀;加入磷化淀粉,60~120 克/吨-原矿,调整均匀;静置一段时间,将-10μm粒级脱除。
实施例1
实验选择硬质高岭石与一水硬铝石纯矿物,分别用陶瓷圆盘破碎机碎至-0.074mm粒级占 60%,前者取1g,后者取2g,混匀后作原矿;加入清水,在磁搅拌器上搅拌均匀,矿浆固 体重量浓度15%,加入Na2CO37Kg/t-原矿,矿浆pH9.9;加入儿茶酚300g/t-原矿,搅拌3min;加 入磷化淀粉60g/t-原矿,搅拌3min;静止沉降,应用虹吸法抽出-10μm部分,作第一次脱泥; 补充清水,调整矿浆固体重量浓度至10%,再加入Na2CO33Kg/t-原矿,矿浆pH11.0;加入儿茶 酚200g/t-原矿,搅拌3min;加入磷化淀粉20g/t-原矿,搅拌3min;静止沉降,应用虹吸法抽出 -10μm部分,作第二次脱泥;两次脱出的泥合并,烘干化验,最终脱泥结果见表1。分选结果 见表1
                            表1:人工混合矿1脱泥试验结果     产品     产率(%)   品位(%)       A/S   回收率(%)     Al2O3   SiO2   Al2O3   SiO2   泥   17.67   41.55   32.26   1.29   11.01   37.08   底流   82.33   72.07   11.75   6.13   88.99   62.92   原矿1   100.00   66.68   15.37   4.34   100.00   100.00
从表1可以看出,两次脱泥后,脱除了37.08%的SiO2,仅损失11.01%的Al2O3,考虑到 高岭石也含铝,细粒的一水硬铝石仅有很少部分流失。
实施例2:
选择铝土矿原矿。铝土矿碎矿后,球磨中湿式磨矿,磨至-0.074μm占80%;加入清水, 在磁力搅拌器上搅拌均匀,矿浆固体重量浓度12%,加入Na2CO38Kg/t-原矿,矿浆pH10.1;加 入儿茶酚600g/t-原矿,搅拌3min;加入磷化淀粉120g/t-原矿,搅拌3min;静止沉降,应用虹吸 法抽出-10um部分,作第一次脱泥;补充清水,再加入Na2CO33Kg/t-原矿,矿浆pH10.5;加入 儿茶酚120g/t-原矿,搅拌3min;加入磷化淀粉40g/t-原矿,搅拌3min;静止沉降,应用虹吸法 抽出-10um部分,作第二次脱泥;两次脱出的泥合并,烘干化验,最终脱泥结果见表2。
                              表2:原矿2脱泥试验结果     产品名称     产率(%)   品位(%)       A/S   回收率(%)     Al2O3   SiO2   Al2O3   SiO2   泥1   5.71   41.16   31.52   1.31   3.64   16.28   泥2   2.68   44.70   26.16   1.71   1.86   6.34   底流   91.61   66.53   9.34   7.12   94.50   77.38   原矿2   100.00   64.50   11.06   5.83   100.00   100.00
实施例3
实验选择铝土矿原矿。铝土矿碎矿后,球磨中湿式磨矿,磨至-0.074μm占80%;加入清 水,在磁力搅拌器上搅拌均匀,矿浆固体重量百分比浓度10%,加入Na2CO39.9Kg/t-原矿,矿 浆pH11;加入儿茶酚700g/t-原矿,搅拌3min;加入磷化淀粉72g/t-原矿,搅拌3min;静止沉降, 应用虹吸法抽出-10μm部分,作第一次脱泥;补充清水,再加入Na2CO33Kg/t-原矿,矿浆pH10.5; 加入儿茶酚120g/-原矿,搅拌3min;加入磷化淀粉32g/t-原矿,搅拌3min;静止沉降,应用虹 吸法抽出-10μm部分,作第二次脱泥;两次脱出的泥合并,烘干化验,最终脱泥结果见表3。
                         表3:原矿3试验结果     产品     产率(%)   品位(%)       A/S   回收率(%)     Al2O3   SiO2   Al2O3   SiO2   泥1   8.32   37.42   31.52   1.19   4.88   23.35   泥2   1.92   38.17   30.26   1.26   1.15   5.17   泥   10.24   37.56   31.28   1.20   6.02   28.53   底流   89.76   66.84   8.94   7.47   93.98   71.47   原矿3   100.00   63.84   11.23   5.68   100.00   100.00
实施例4
实验选择铝土矿原矿。铝土矿碎矿后,球磨中湿式磨矿,磨至-0.074μm占85%;加入清 水,在搅拌桶中强力搅拌,矿浆固体重量浓度10%,加入Na2CO38.4Kg/t-原矿,矿浆pH10.6; 加入儿茶酚600g/t-原矿,搅拌3min;加入磷化淀粉90g/t-原矿,搅拌3min;在脱泥斗中静止沉降, -10μm部分作为溢流排出,作第一次脱泥;补充清水,再加入Na2CO33Kg/t-原矿,矿浆pH10.5; 加入儿茶酚120g/t-原矿,搅拌3min;加入磷化淀粉32g/t-原矿,搅拌3min;在脱泥斗中静止沉 降,-10um部分作为溢流排出,作第二次脱泥;两次脱出的泥合并,烘干化验,最终脱泥结 果见表4。
                             表4:原矿4脱泥试验结果     产品     产率(%)   品位(%)       A/S   回收率(%)     Al2O3   SiO2   Al2O3   SiO2   泥1   11.32   40.85   29.28   1.40   7.54   26.44   泥2   7.89   39.77   27.78   1.43   5.11   17.49   泥   19.21   40.41   28.66   1.41   12.65   43.93   底流   80.79   66.35   8.70   7.63   87.35   56.07   原矿4   100.00   61.37   12.54   4.90   100.00   100.00
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