一种用超低品位原矿生产铝土矿选精矿的脱硅方法 |
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| 申请号 | CN201910456713.1 | 申请日 | 2019-05-29 | 公开(公告)号 | CN110302894B | 公开(公告)日 | 2023-12-05 |
| 申请人 | 内蒙古蒙西矿业有限公司; | 发明人 | 王秀峰; 万兵; 高朋利; 李民菁; 兰建厚; 李正丹; 李少帅; 张爱文; 范万里; 张孟辉; 冯东亚; | ||||
| 摘要 | 本 发明 涉及一种用超低品位原矿生产 铝 土矿选精矿的脱 硅 方法，包括以下步骤，（1）均化 破碎 ；（2）矿物 单体 解离；（3）细矿粒预选；（4）微泡浮选；（5）选精浆脱泥；（6）精矿浆二次脱 水 ；（7） 尾矿 浆二次脱水。本发明新颖独特，科学合理，易操作，工作效率高，脱硅效果好，可有效提高硅铝比，提高产能，减少浮选药剂消耗，提高精矿 质量 ，减缓尾矿沉降槽压 力 ，使生产流程得以正常连续运转，生产成本低，减少环境污染，是选矿上的创选，有巨大的经济和社会效益。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种用超低品位原矿生产铝土矿选精矿的脱硅方法，其特征在于，包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种用超低品位原矿生产铝土矿选精矿的脱硅方法技术领域[0001] 本发明涉及矿选，特别是一种用超低品位原矿生产铝土矿选精矿的脱硅方法。 背景技术[0002] 我国铝土矿资源丰富，储量位居世界第四位，矿石类型以中低品位一水硬铝石为主，约占80%左右，此类矿石无法直接进行经济高效的拜耳法氧化铝工艺生产。随着我国近20年来铝工业的发展，铝土矿资源大量开采，采富弃贫，采易弃难，导致我国铝土矿资源浪费严重，铝土矿资源质量也明显下降，拜耳法氧化铝生产工艺原料铝硅比也由12.0以上，降低到现在的4.8左右，生产成本持续升高，大部分氧化铝厂呈亏损状态，严重制约了氧化铝生产企业可持续发展。为了有效的解决资源问题，低品位铝土矿开发利用显得越来越迫切。 [0003] 2004年1月份我国第一条铝土矿选矿生产线在中国铝业中州分公司建成，之后的15年间，铝土矿选矿脱硅得到飞速发展，河南、山西、山东等地涌现出大量铝土矿选矿厂，铝土矿选矿技术也经历了多次技术创新，为铝土矿资源开辟了一条新道路。随着铝土矿资源的贫乏，铝土矿原料品位也越来越低，铝硅比由最初6.0以上，降低至现在的2.5左右，见下表。 [0004] [0005] 超低品位铝土矿中，SiO2含量达到25%左右，主要是高岭石、叶腊石、伊利石、绿泥石等黏土矿物，此类黏土矿物硬度低，硅铝比很低，碎磨过程中极易泥化，形成次生矿泥。原生矿泥加上碎磨过程中产生的次生矿泥，进入浮选系统后，大大增加了药剂消耗，浮选过程机械夹带现象严重而影响精矿质量，且大量原生、次生细泥沉降、脱水困难，造成流程不能连续运行，因此，如何进行脱硅，提高硅铝比，保证矿选生产是必须解决的技术问题。 发明内容[0007] 本发明一种用超低品位原矿生产铝土矿选精矿的脱硅方法，包括以下步骤： [0008] 1、均化破碎：将超低品位铝土矿进行均化破碎，使破碎铝土矿粒度≤15mm； [0010] 3、细矿粒预选：将溢流I进行一次预选，得粗精I和溢流II，粗精I进入原矿浆槽，溢流II进入二次预选，经二次预选后得到粗精II、尾矿浆I，尾矿浆I送至尾矿沉降槽，粗精II进入原矿浆槽，原矿浆槽加水成为原矿浆； [0011] 4、微泡浮选：对原矿浆进行微泡浮选，得到粗选泡沫和粗选尾流，粗选泡沫进入精选槽继续浮选，得到选精浆和精选尾流，精选尾流重新进入粗选槽中浮选； [0012] 5、选精浆脱泥：对选精浆进行离心，得到精矿浆和溢流III； [0014] 7、尾矿浆二次脱水：将尾矿浆经一次脱水后得尾矿底流，尾矿底流经二次脱水、压榨得尾矿，尾矿浆压滤后的尾矿滤液水进入循环水池循环利用。 [0015] 本发明方法新颖独特，科学合理，易操作，工作效率高，脱硅效果好，可有效提高硅铝比，提高产能，减少浮选药剂消耗，提高精矿质量，减缓尾矿沉降槽压力，使生产流程得以正常连续运转，生产成本低，减少环境污染，是选矿上的创选，有巨大的经济和社会效益。附图说明 [0016] 图1为本发明的工艺流程图。 具体实施方式[0017] 以下结合本申请的实际情况和工艺流程图对本发明的具体实施方式作详细说明。 [0018] 在具体实施中，结合流程图，本发明的一种用超低品位原矿生产铝土矿选精矿的脱硅方法，包括以下步骤： [0019] 1、均化破碎：将超低品位铝土矿均化后经二段闭路破碎流程进行破碎处理，再通过转运皮带送入混矿棚，经布料小车往复移动均匀布料，使铝土矿的硅铝比偏差值在±0.2以内，破碎铝土矿粒度≤15mm； [0020] 2、矿物单体解离：经步骤1处理的原料经过二段闭路磨矿进行单体解离，第一段磨矿闭路设备采用高压辊磨机和圆振动筛，振动筛筛孔尺寸为3mm；第二段磨矿闭路设备采用螺旋溜槽、湿式球磨机和水力旋流器，螺旋溜槽为磨矿前预先脱泥，将破碎、一段磨矿中产生的细泥先脱除，减少湿式球磨机过磨现象，经螺旋溜槽预先脱泥后，得到粗粒矿浆和细粒矿浆，细粒矿浆则进入细矿粒预选溢流槽进行一次预选，粗粒矿浆进入球磨机研磨，研磨后进行分级。分级设备水力旋流器设备型号的直径在300mm 600mm之间，经分级后得底流I和~溢流I，溢流I质量浓度为22% 34%，200目以细达到88%以上，底流I重返湿式球磨机，溢流I进~ 入细矿粒预选溢流槽； [0021] 3、细矿粒预选：步骤2中的溢流I用泵输送至一次预选设备，一次预选设备为水力旋流器，其设备型号的直径为100mm 300mm，经一次预选后得到粗精I和溢流II，粗精I质量~浓度为32% 55%，200目以细达到85%以上，溢流II质量浓度为12% 20%，400目以细达到95%以~ ~ 上，粗精I进入原矿浆槽，溢流II进入二次预选设备，二次预选设备为水力旋流器或卧式沉降离心机，当为水力旋流器时，水力旋流器设备型号的直径为25mm 100mm，当为卧式沉降离~ 心机时，其滚筒直径为550mm 1000mm，长径比为2.5 6.0，经二次预选后得到粗精II和尾矿~ ~ 浆I，粗精II质量浓度为55% 80%，400目以细达到90%以上，尾矿浆I质量浓度为3% 15%，5微~ ~ 米以细达到80%以上，粗精II进入原矿浆槽，尾矿浆I用泵输送至尾矿沉降槽，一次、二次预选的粗精I和粗精II进入原矿浆槽后再添加适量循环水混合均匀即为原矿浆，原矿浆质量浓度为15% 35%，200目以细达到85%以上； ~ [0022] 4、微泡浮选：步骤3所得的原矿浆用泵打入微泡浮选机的粗选槽中，得到粗选泡沫和粗选尾流；粗选泡沫进入精选槽继续浮选，得到选精浆和精选尾流；选精浆进入选精浆脱泥步骤进一步提高铝硅比，精选尾流重新进入粗选槽中浮选；粗选尾流进入扫选I槽继续浮选，得到扫I泡沫和扫I尾流，扫I泡沫重新进入粗选槽中浮选，扫I尾流进入扫II浮选槽继续浮选，得到扫II泡沫和尾矿浆II；扫II泡沫进入扫I槽继续浮选，尾矿浆II则与尾矿浆I合并为总尾矿； [0023] 5、选精浆脱泥：步骤4所得的选精浆进入卧式沉降离心机，卧式沉降离心机滚筒直径为350mm 800mm，长径比为2.5 5.0，得到精矿浆和溢流III，溢流III进入扫II浮选槽中继~ ~续浮选，精矿浆则进入半埋式精矿沉降槽； [0024] 6、精矿浆二次脱水：步骤5所得的精矿浆，经泵打入半埋式精矿沉降槽进行一次脱水，半埋式精矿沉降槽规格为φ14000×13800mm，经一次脱水后得到体积浓度达到40% 55%~的精矿底流，精矿底流经压榨式压滤机进行压榨成型，吹风，经二次脱水、压榨成型后得含水率为13% 15%的精矿滤饼，精矿压滤后的精矿滤液水进入循环水池循环利用； ~ [0025] 7、尾矿浆二次脱水：步骤3所得的尾矿浆I和步骤4所得的尾矿浆II混合即为尾矿浆，进入尾矿沉降槽，尾矿沉降槽规格为φ10000×15800mm，经一次脱水后得体积浓度达到35% 45%的尾矿底流，尾矿底流经压榨式压滤机进行压榨成型，吹风，经过二次脱水、压榨成~ 型后得含水率为20% 25%的尾矿，尾矿倒运至尾矿堆场，作为造免烧砖、陶粒、复合肥等的原~ 料，尾矿压滤后的尾矿滤液水进入循环水池循环利用。 [0026] 本发明经实地应用和测试，效果非常好，有关资料如下。 [0027] 本发明所述的原矿浆浓度为15% 35%，200目以细达到85%以上，A/S较入磨矿提高~0.8以上。 [0028] 本发明所述的选精浆脱泥步骤能将选精浆铝硅比提高1.2以上，精矿浆产率达到80%以上。 [0029] 经测定，本发明的指标如下： [0030] 1、原料：Al2O3含量＝46~55%，A/S＝1.6~2.8； [0031] 2、精矿：Al2O3含量＝58~65%，A/S＝6.0~9.5； [0032] 3、尾矿：Al2O3含量＝34~38%，A/S＝0.9~1.2。 [0034] 1、破碎铝土矿的平均粒度≤10mm； [0035] 2、二段磨矿分级设备水力旋流器直径为350mm，溢流I浓度为24.72%，200目以细占92.08%； [0036] 3、一次预选设备采用水力旋流，其直径为100mm，溢流II浓度为18.26%，400目以细为98.87%，粗精I浓度为42.18%，200目以细为88.45%； [0037] 4、二次预选设备采用LW720×1800卧式沉降离心机，尾矿浆I浓度为8.27%，5微米以细为89.59%；粗精II浓度为63.47%，400目以细为94.86%； [0038] 5、原矿浆浓度为24.48%，200目以细为91.02%； [0039] 6、选精浆脱泥设备采用LW550×1600卧式沉降离心剂，精矿浆产率为93.62%，铝硅比提高1.4。 [0040] 实施例1选矿指标见下表1。 [0041]产品名称 Al2O3 SiO2 A/S 产率 原矿 50.83 24.92 2.04 100% 选精矿 61.37 9.08 6.76 56.23% 尾矿 37.29 35.86 1.04 43.77% [0042] 实验2，以山西某煤矿为例，将超低品位铝土矿经二段闭路破碎、二段闭路磨矿分级、细矿粒预选、微泡浮选、选精浆脱泥后得到精矿浆、尾矿浆，再经二次脱水后得到选精矿和尾矿，具体工艺条件为： [0043] 1、破碎铝土矿的平均粒度≤14mm； [0044] 2、二段磨矿分级设备水力旋流器直径为300mm，溢流I浓度为28.35%，200目以细占89.97%； [0045] 3、一次预选设备采用水力旋流，其直径为150mm，溢流II浓度为14.28%，400目以细为96.49%，粗精I浓度为49.29%，200目以细为86.43%； [0046] 4、二次预选设备采用直径为25mm的水力旋流器，尾矿浆I浓度为6.19%，5微米以细为83.79%；粗精II浓度为68.37%，400目以细为92.53%； [0047] 5、原矿浆浓度为20.28%，200目以细为90.58%； [0048] 6、选精浆脱泥设备采用LW580×1800卧式沉降离心剂，精矿浆产率为94.89%，铝硅比提高1.6。 [0049] 实施例2选矿指标见下表2。 [0050] 产品名称 Al2O3 SiO2 A/S 产率原矿 52.61 22.29 2.36 100% 选精矿 62.92 8.20 7.67 61.17% 尾矿 36.37 37.11 0.98 38.83% [0051] 实验3，以河南另一煤矿为例，将超低品位铝土矿经二段闭路破碎、二段闭路磨矿分级、细矿粒预选、微泡浮选、选精浆脱泥后得到精矿浆、尾矿浆，再经二次脱水后得到选精矿和尾矿，具体工艺条件为： [0052] 1、破碎铝土矿的平均粒度≤8mm； [0053] 2、二段磨矿分级设备水力旋流器直径为300mm，溢流I浓度为32.49%，200目以细占94.26%； [0054] 3、一次预选设备采用水力旋流，其直径为75mm，溢流II浓度为18.46%，400目以细为98.42%，粗精I浓度为36.68%，200目以细为91.39%； [0055] 4、二次预选设备采用LW800×3400卧式沉降离心机，尾矿浆I浓度为12.38%，5微米以细为89.93%；粗精II浓度为58.37%，400目以细为96.12%； [0056] 5、原矿浆浓度为16.56%，200目以细为93.49%； [0057] 6、选精浆脱泥设备采用LW650×2300卧式沉降离心机，精矿浆产率为86.27%，铝硅比提高1.3。 [0058] 实施例3选矿指标见下表3。 [0059] 产品名称 Al2O3 SiO2 A/S 产率原矿 48.39 25.88 1.87 100% 选精矿 59.62 9.49 6.28 51.70% 尾矿 36.37 37.11 0.98 48.30% [0060] 实验清楚表明，本发明方法新颖独特，科学合理，易操作，具有以下优点： [0061] （1）原生产工艺中不能利用的超低品位铝土矿得以利用，有效缓解氧化铝生产所需高品位铝土矿资源匮乏局面； [0062] （2）该发明使超低品位铝土矿选矿总产率达到50%以上，A/S的富集比由原工艺的2.4达到3.3； [0063] （3）细矿粒预选作业能使原矿浆A/S提高0.8以上，使得超低品位铝土矿变成可利用的低品位铝土矿； [0064] （4）选精浆脱泥作业能将选精浆铝硅比提高1.2以上，精矿产品A/S最终达到6.0以上，最高可达9.5； [0065] （5）经实践证明，因浮选细泥减少，浮选药剂用量节约40%； [0066] （6）减少了废弃物对环境造成的污染，是选矿上的创选，有巨大的经济和社会效益。 |
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