中低铝硅比铝土矿选矿脱硅方法 本发明涉及铝硅比为4-7的中低铝硅比铝土矿的选矿脱硅方法。
在铝土矿的工业应用中，往往要求铝土矿的铝硅比达到一定值。尤其在氧化铝生产中，高效低耗、工艺简单的拜耳法工艺一般要求铝硅比大于10。对于一水硬铝石型铝土矿，绝大多数的铝硅比小于10，从而限制了这类铝土矿的经济、合理的工业应用。选矿脱硅，尤其是浮选脱硅，是提高铝土矿铝硅比的经济有效的方法之一。
目前，一水硬铝石型铝土矿的浮选脱硅，是将铝土矿磨细后的全部物料经浮选脱硅，得到的浮选精矿为选矿脱硅的合格精矿，含硅矿物的脱除有两种方法，一种是浮选尾矿为最终尾矿丢弃，另一种是浮选尾矿(或称中矿)进行分级，分出的细粒级作为最终尾矿、粗粒级返回磨矿再磨。
用于氧化铝生产的合格选矿精矿，不仅要求精矿的铝硅比满足要求，而且要求精矿粒度粗。
在目前的正浮选过程中，粗粒级一水硬铝石尤其是其连生体难上浮、易掉槽。为了保证精矿粒度粗，只得从增加捕收剂用量和浮选尾矿再磨等方面采取措施强化粗粒级的回收。其结果是，浮选的药耗高、精矿中有机物含量高，工艺流程复杂、工艺过程难以稳定，浮选精矿细度波动大。
同时，在正浮选过程中，主要含硅矿物的可浮性较差，粗粒硅矿物基本不浮，粗粒硅矿物及其富连生体一般留在粗、扫选槽内最终进入浮选尾矿。但是由于含硅矿物硬度低，磨矿产品中大部分含硅矿物为细粒级，很容易被泡沫夹带上浮，使精选尾矿中细粒级以脉石为主。在目前的正浮选过程中，将精选尾矿返回流程，这使细粒含硅脉石又返回流程，细粒含硅脉石干扰浮选，铝、硅分离地选择性变差。同时将大量的水带入流程，造成粗选浓度和扫选浓度大大降低，结果使浮选指标恶化、浮选作业的生产能力降低、浮选药剂消耗增加。若浮选尾矿再(或称中矿)分级，分出的细粒级作为最终尾矿丢弃、粗粒级返回磨矿再磨，还造成粗粒含硅矿物的过磨，尾矿细度更细。
为了克服已有技术在铝土矿浮选脱硅过程中不能及时有效地回收粗粒级一水硬铝石及其连生体，不能及时脱除细粒级和粗粒级含硅矿物，造成浮选精矿细度波动大，浮选药耗高、精矿中有机物含量高，工艺流程复杂、工艺过程难以稳定，浮选作业生产能力低等缺点，特提出本发明。
由于铝土矿中的主要有用矿物一水硬铝石，与主要含硅矿物如高岭石、伊利石、叶腊石的硬度差异较大，莫氏硬度分别是：一水硬铝石6-7、高岭石1-3、伊利石1-2、叶腊石1-2。因此，一水硬铝石相对难碎磨，使铝土矿碎磨产品中不同粒级的铝、硅的分布具有选择性，Al2O3在碎磨产品的粗粒级中相对富集，SiO2在细粒级中相对富集。
本发明利用铝土矿在碎磨过程和正浮选过程中存在的选择性，一是将选择性碎磨产品分为粗、细粒级，分别处理：细粒级进入浮选流程脱硅，得到浮选精矿，粗粒级直接与浮选精矿合并为合格精矿；二是在细粒级浮选脱硅流程中，把浮选流程分为粗扫选循环和精选循环分别产出尾矿并丢尾，精选循环包括对粗选精矿进行一次或多次精选获得浮选精矿，对精选1的尾矿进行一次或多次扫选(称为精扫选)获得精选循环的尾矿。
本发明是通过以下技术方案实现的。
将铝土矿磨至合适的细度后进行分级，分为1-2个粗粒级别和细粒级别，粗粒级全部或部分为精矿1，细粒级加入浮选药剂进行浮选，得到的浮选精矿为精矿2，精矿1和精矿2合并为铝土矿选矿精矿，浮选过程从粗扫选循环和精选循环分别产出尾矿，作为铝土矿选矿尾矿。
铝土矿的磨细方法可以是用细碎、球磨、棒磨、异型介质磨矿、砾磨、自磨、半自磨等方法中的一种或几种进行的选择性碎磨，碎磨要求达到的细度视铝土矿样的可选择性碎磨性质和对选矿精矿产品的要求而定。
将选择性碎磨的合格产品进行分级，分出1-2个粗粒级别和细粒级别，分级的粒度界限视粗粒级的铝硅比而定，分级方法可以是筛分、螺旋分级机分级、水力旋流器分级、水力分级等方法中的一种或几种。分出1-2个粗粒级别的处理方式为，分出的粗粒级全部并入精矿或最粗级别再磨，较粗级别并入精矿。
细粒级的浮选过程分为粗扫选循环和精选循环，粗扫选循环的尾矿和精选循环的尾矿合并为铝土矿选矿尾矿。
本发明适合于处理铝硅比为4-7的一水硬铝石型铝土矿。
利用本发明，可以完全保证精矿细度满足氧化铝生产的要求，在铝土矿浮选脱硅过程中能及时有效地回收粗粒级一水硬铝石及其连生体，能及时脱除细粒级和粗粒级含硅矿物，浮选精矿细度稳定，浮选药耗低、精矿中有机物含量低，工艺流程简单、工艺过程稳定，浮选作业生产能力高，与现有技术相比，本发明使浮选作业的药耗减少30％以上，浮选作业的处理能力提高3 0％以上，铝硅分离的效果好，生产过程易稳定，工艺简单，经济效益显著。
下面结合实施例对本发明的方法作进一步说明。
实施例1：
原料：河南铝土矿区某综合矿样1，其主要化学成分为： Al2O3(％) SiO2(％) 铝硅比(A/S) 63.2-64.8 平均63.8 9.70-10.51 平均10.12 6.01-6.81 平均6.29
流程结构：Φ1500×1500格子型球磨机与Φ1000高堰式单螺旋分级机构成一段闭路磨矿，其合格产品用螺旋分级机分为粗粒级和细粒级，在螺旋分级机的沉降区以上至返砂口以下的区间内添加喷淋水以提高分级效率；粗粒级为精矿I，细粒级进入浮选，浮选精矿为精矿II，精矿I和精矿II合并为最终精矿。细粒级浮选分为粗扫选循环和精选循环，粗扫选循环为粗选、一次扫选，扫选泡沫返回粗选，扫选尾矿为尾矿1；精选循环为两次精选一次精扫选，精选II的尾矿返回精选I，精选I的尾矿进入精扫选，精扫选尾矿为尾矿2，精扫选泡沫返回精选I，尾矿1和尾矿2合并为最终尾矿。
主要技术参数：
处理量：60-65吨/日工业试生产；
球磨一段闭路磨矿，磨矿细度为-0.075mm占60-85％；浮选入选细度-0.075mm占75-100％；
药剂用量：碳酸钠3200-3800克/吨、捕收剂900-1150克/吨、调整剂120-220克/吨。
选别指标：运行时间115.3小时，处理矿量306.0吨，精矿平均指标：Al2O369.12％、SiO25.62％、A/S为12.30，精矿产率80.36％，精矿Al2O3回收率87.05％，精矿细度-0.075mm 69.37％；平均磨矿细度-0.075mm 71.96％。
实施例2：
原料：河南铝土矿区某综合矿样2，其主要化学成分为： Al2O3(％) SiO2(％) 铝硅比(A/S) 62.10-62.20 平均62.17 10.51-11.59 平均10.91 5.36-5.92 平均5.70
其余同实施例1。
选别指标：运行时间24小时，处理矿量62.85吨；精矿平均指标：Al2O368.50％、SiO26.36％、A/S为10.77，精矿产率78.35％，精矿Al2O3回收率86.33％，精矿细度-0.075mm 70.43％；平均磨矿细度-0.075mm 69.99％。
实施例3：
原料：河南铝土矿区某综合矿样1，其主要化学成分为： Al2O3(％) SiO2(％) Fe2O3(％) 铝硅比(A/S) 64.69 11.39 4.93 5.68
磨矿介质：短钢棒。
流程为：磨矿至细度为-0.074mm占70％，采用0.25mm筛和0.074mm筛筛分分级，-0.074mm粒级进行浮选，得到精矿2，-0.25+0.074mm粒级为精矿1，精矿1与精矿2合并为合格精矿，+0.25mm粒级返回磨矿再磨。
细粒级浮选采用的药剂：氧化石腊皂、塔尔油、脂肪酸及其皂类和衍生物等其中的一种或数种作捕收剂，碳酸钠、氢氧化钠、多聚磷酸盐、水玻璃、小分子有机物等其中的一种或数种作调整剂。
细粒级浮选采用的流程：粗扫选循环为一次粗选、一次扫选，扫选泡沫返回粗选，扫选尾矿为尾矿1；精选循环为两次精选后产出浮选精矿即精矿2，精选II的尾矿返回精选I，精选I的尾矿为尾矿2；尾矿1和尾矿2合并为最终尾矿。
选矿脱硅闭路结果列于下表： 产品名称 铝硅比(A/S) Al2O3回收率(％) 精矿细度(-0.074mm％) 精矿1 精矿2 合并精矿 9.38 14.16 12.28 26.96 63.38 90.34 69.88 尾矿1 尾矿2 合并尾矿 0.88 1.01 0.94 4.42 5.24 9.66实施例4：原料：山西铝土矿区某综合矿样1，其主要化学成分为： Al2O3(％) SiO2(％) Fe2O3(％) 铝硅比(A/S) 60.34 13.47 4.71 4.48
磨矿介质：瓷球
流程为：磨矿至细度为-0.074mm占68％，采用0.10mm筛分分级，-0.10mm粒级进行浮选，得到精矿2，+0.10mm粒级为精矿1，精矿1与精矿2合并为合格精矿。
细粒级浮选采用流程和药剂同实施例3。
选矿脱硅闭路结果列于下表： 产品名称 铝硅比(A/S) Al2O3回收率(％) 精矿细度(-0.074mm％) 精矿1 精矿2 合并精矿 6.15 13.22 10.08 23.13 62.08 85.21 61.67 尾矿1 尾矿2 合并尾矿 0.90 1.19 1.07 5.23 9.56 14.79