一种提高
铝土矿资源利用率的方法，涉及一种回收铝土矿
浮选脱硅
尾矿中三氧化二铝，提高
铝土矿资源利用率的方法。
背景技术：
我国铝土矿储量丰富，但是绝大多数铝土矿资源是中
低品位的一水硬铝石型铝土矿，不能直接采用经济高效的拜尔法工艺生产
氧化铝，需要经过浮选脱硅方法以提高铝土矿铝硅比。
近年来，随着矿石品位下降，尽管铝土矿选矿工艺与装备越来越先进，也越来越多样化，但是工业铝土矿浮选尾矿A/S基本都在1.35以上，浮选尾矿中Al2O3含量仍然高达40％以上，有的甚至超过45％。因此，亟需开发一种技术，降低浮选尾矿的A/S和Al2O3含量，提高资源利用率。
技术实现要素：
本发明的目的是针对上述已有技术存在的不足，提供一种有效回收铝土矿浮选尾矿中Al2O3，操作方便，工作状态稳定，工艺流程简单，设备投资少，生产成本低且适用性强的提高铝土矿资源利用率的方法。
本发明的目的是通过以下技术方案实现的。
一种提高铝土矿资源利用率的方法，其特征在于是将经磨矿、浮选铝土矿的尾矿进行分级，分级得到的粗粒级产品返回，分级得到的细粒级产品作为最终尾矿。
本发明的一种提高铝土矿资源利用率的方法，其特征在于其分级得到的粗粒级产品为+200目粒级产品。
本发明的一种提高铝土矿资源利用率的方法，其特征在于其分级得到的粗粒级产品为+325目粒级产品。
本发明的一种提高铝土矿资源利用率的方法，其特征在于其分级得到的粗粒级产品为+400目粒级产品。
本发明的一种提高铝土矿资源利用率的方法，其特征在于其分级得到的粗粒级产品为Al2O3含量高于浮选尾矿平均Al2O3含量的粗粒级产品。
本发明的一种提高铝土矿资源利用率的方法，其特征在于其浮选尾矿分级后的粗粒级产品返回到磨矿系统。
本发明的一种提高铝土矿资源利用率的方法，其特征在于其浮选尾矿分级后的粗粒级产品返回到浮选系统。
本发明的一种提高铝土矿资源利用率的方法，其特征在于其浮选尾矿分级后的粗粒级产品直接作为最终精矿。
本发明的一种提高铝土矿资源利用率的方法，其特征在于其浮选尾矿分级后的粗粒级产品的产率占浮选尾矿总产率的5％～25％。
本发明的一种提高铝土矿资源利用率的方法，其特征在于其浮选尾矿分级后的粗粒级产品的Al2O3含量比浮选尾矿平均Al2O3含量高出6％～12％。
针对本发明的一种提高铝土矿资源利用率的方法的研究发现，一水硬铝石型铝土矿浮选尾矿中Al2O3含量存在着如下规律：铝土矿浮选尾矿中+200目、+325目或者是+400目等粗粒级组分中的Al2O3含量通常高于浮选脱硅尾矿中平均Al2O3含量，这为进一步提高铝土矿资源的综合利用率提供了客观条件，进一步回收铝土矿浮选尾矿资源中的Al2O3的方法，可以实现铝土矿资源综合利用的目标。
本发明的一种提高铝土矿资源利用率的方法，铝土矿原矿进入磨矿分级系统，经过磨矿分级后的合格矿浆进入浮选系统进行浮选，浮选后的合格浮选尾矿通过分级系统进行再次分级，分级后的细粒级产品直接作为最终尾矿排出，分级后的粗粒级产品可以返回到磨矿分级系统进行再次磨矿与分级，然后进入浮选系统进行再次浮选；分级后的粗粒级产品也可以根据情况直接返回到浮选系统，进行再次浮选；分级后的粗粒级产品也可以根据需要作为浮选精矿的一部分直接排出。可适应不同地区不同种类的铝土矿浮选尾矿，操作方便，工作状态稳定，能够进一步提高铝土矿资源的综合回收利用率。其工艺流程简单，设备投资少，生产成本低且适用性强，易于推广。且本发明可有效解决浮选尾矿综合Al2O3含量偏高的问题，为高效利用铝土矿资源提供一条新的途径。
附图说明
图1为本发明方法的原则工艺流程图。
图2为实施例1的工艺流程图。
图3为实施例2的工艺流程图。
图4为实施例3的工艺流程图。
具体实施方式
一种提高铝土矿资源利用率的方法，将粗粒级Al2O3含量高于平均Al2O3含量的浮选尾矿通过分级设备分级后，粗粒级产品返回到合适位置，浮选尾矿分级后的细粒级产品直接作为浮选系统的最终尾矿。
本发明的一种提高铝土矿资源利用率的方法，浮选尾矿中粗粒级产品可以是+200目粒级产品、+325目粒级产品、+400目粒级产品，或者是任何Al2O3含量高于浮选尾矿平均Al2O3含量的粗粒级产品。浮选尾矿的分级设备可以是水力旋流器、螺旋分级机、高频
振动筛等任何能够将粗粒级Al2O3含量高于浮选尾矿平均Al2O3含量的产品分离开来的分级设备。
本发明的一种提高铝土矿资源利用率的方法，浮选尾矿分级后的粗粒级产品可以返回到磨矿系统，也可以返回到浮选系统，还可以直接作为最终精矿的一部分。
本发明的一种提高铝土矿资源利用率的方法，浮选尾矿中粗粒级产品的产率占浮选尾矿总产率的5％～25％；浮选尾矿中粗粒级产品的Al2O3含量比浮选尾矿平均Al2O3含量高出6％～12％。
下面结合实例对本发明作进一步的说明。
实施例1：
以河南A/S 5左右的铝土矿为试验矿样，工艺流程图见附图2，浮选尾矿分级前后原矿、浮选精矿以及浮选尾矿±200目组分中Al2O3含量、SiO2含量和A/S分别见表1。其浮选脱硅的具体工艺如下：
河南某铝土矿铝土矿浮选尾矿首先进入沉没式螺旋分级机，其中用于尾矿分级的螺旋分级机型号为FC-24型，螺旋直径为螺旋分级机返砂返回至粗选作业再选，溢流作为最终尾矿。分析表1，可以得出：在磨矿浮选原矿Al2O3含量和SiO2含量相同的情况下，与尾矿分级开启之前相比，尾矿分级开启之后，浮选尾矿中-200目产率由94.93％提高至98.32％，相应精矿产率提高1.91％，氧化铝回收率提高1.38％。
表1尾矿分级前后各产品指标统计
实施例2
以河南A/S 4左右的铝土矿为试验矿样，工艺流程图见附图3，浮选尾矿分级前后原矿、浮选精矿以及浮选尾矿±325目组分中Al2O3含量、SiO2含量和A/S分别见表2。其浮选脱硅的具体工艺如下：
河南某铝土矿铝土矿浮选尾矿首先进入到高频振动筛进行分级，其中用于尾矿分级的高频振动筛型号为MVSK2420型，筛上产物直接返回至精矿，并作为精矿的一部分排出，筛下产品作为最终尾矿。分析表2，可以得出：在磨矿浮选原矿Al2O3含量和SiO2含量相同的情况下，与尾矿分级开启之前相比，尾矿分级开启之后，浮选尾矿中-325目产率由75.34大幅提高至100％，相应精矿产率提高2.99％，氧化铝回收率提高2.81％。
表2尾矿分级前后各产品指标统计
实施例3
以山西A/S 3左右的铝土矿为试验矿样，工艺流程图见附图4，浮选尾矿分级前后原矿、浮选精矿以及浮选尾矿±400目组分中Al2O3含量、SiO2含量和A/S分别见表3。其浮选脱硅的具体工艺如下：
山西某铝土矿铝土矿浮选尾矿由
渣浆泵输送到水力旋流器，其水力旋流器型号为YD550型，沉砂嘴为尾矿分级旋流器沉砂返回至第二段磨机再磨再选，溢流作为最终尾矿。分析表3，可以得出：在磨矿浮选原矿Al2O3含量和SiO2含量相同的情况下，与尾矿分级开启之前相比，尾矿分级开启之后，浮选尾矿中-400目产率由82.37％提高至91.65％，相应精矿产率提高2.39％以上，氧化铝回收率提高3.01％。
表3尾矿分级前后各产品指标统计
技术特征：
1.一种提高铝土矿资源利用率的方法，其特征在于是将经磨矿、浮选铝土矿的尾矿进行分级，分级得到的粗粒级产品返回，分级得到的细粒级产品作为最终尾矿。
2.根据权利要求1所述的一种提高铝土矿资源利用率的方法，其特征在于其分级得到的粗粒级产品为+200目粒级产品。
3.根据权利要求1所述的一种提高铝土矿资源利用率的方法，其特征在于其分级得到的粗粒级产品为+325目粒级产品。
4.根据权利要求1所述的一种提高铝土矿资源利用率的方法，其特征在于其分级得到的粗粒级产品为+400目粒级产品。
5.根据权利要求1所述的一种提高铝土矿资源利用率的方法，其特征在于其分级得到的粗粒级产品为Al2O3含量高于浮选尾矿平均Al2O3含量的粗粒级产品。
6.根据权利要求1所述的一种提高铝土矿资源利用率的方法，其特征在于其浮选尾矿分级后的粗粒级产品返回到磨矿系统。
7.根据权利要求1所述的一种提高铝土矿资源利用率的方法，其特征在于其浮选尾矿分级后的粗粒级产品返回到浮选系统。
8.根据权利要求1所述的一种提高铝土矿资源利用率的方法，其特征在于其浮选尾矿分级后的粗粒级产品直接作为最终精矿。
9.根据权利要求1所述的一种提高铝土矿资源利用率的方法，其特征在于其浮选尾矿分级后的粗粒级产品的产率占浮选尾矿总产率的5％～25％。
10.根据权利要求1所述的一种提高铝土矿资源利用率的方法，其特征在于其浮选尾矿分级后的粗粒级产品的Al2O3含量比浮选尾矿平均Al2O3含量高出6％～12％。
技术总结
一种提高铝土矿资源利用率的方法，涉及一种回收铝土矿浮选脱硅尾矿中三氧化二铝，提高铝土矿资源利用率的方法。其特征在于是将经磨矿、浮选铝土矿的尾矿进行分级，分级得到的粗粒级产品返回，分级得到的细粒级产品作为最终尾矿。本发明的方法可适应不同地区不同种类的铝土矿浮选尾矿，操作方便，工作状态稳定，能够进一步提高铝土矿资源的综合回收利用率。其工艺流程简单，设备投资少，生产成本低且适用性强，易于推广。且本发明的方法可有效解决浮选尾矿综合Al2O3含量偏高的问题，为高效利用铝土矿资源提供一条新的途径。
技术研发人员：周杰强;吴国亮;郭鑫;张建强;马俊伟;田应忠;胡秋云;刘中原;李素敏;刘晰;刘春玲;姚杰;李莎莎;房朝军
受保护的技术使用者：中国铝业股份有限公司
文档号码：201610700876
技术研发日：2016.08.22
技术公布日：2017.01.04
声明：
“提高铝土矿资源利用率的方法与流程” 该技术专利(论文)所有权利归属于技术(论文)所有人。仅供学习研究，如用于商业用途，请联系该技术所有人。
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编辑：北方有色网
来源：中国铝业股份有限公司
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