登封高硅铝土矿脱硅选矿工艺研究

河南登封地区的铝土矿属高铝、高硅、低铝硅比型铝土矿,其工艺矿物学表明,矿石中各矿物嵌布关系复杂,嵌布粒度细,造成矿石的洗选困难。通过选矿试验,最终确定了重选和浮选相结合工艺流程,试验结果表明,在磨矿粒度-0.074mm占95%时,通过重选能够得到铝硅比8.12的合格精矿,对摇床的中矿和尾矿分别进行浮选试验,得到中矿浮选的药剂最佳用量为碳酸钠500g/t,皂化油酸500g/t,尾矿浮选的药剂用量为碳酸钠3000g/t,六偏磷酸钠60g/t,皂化油酸800g/t;通过全流程闭路试验,铝土矿铝硅比由3.28提高到7.66,精矿氧化铝回收率为61.13%,达到生产氧化铝工业用铝土矿三级标准。Si O2含量由原矿的16.76%降为8.67%,脱硅效果明显。     

无传动浮选槽在铝土矿浮选脱硅中的应用研究

中国铝业郑州研究院成功开发了一种新型浮选设备-无传动浮选槽,本文就该设备的工作原理及在浮选脱硅中的应用情况进行了介绍。工业试验及生产表明:无传动浮选槽通过高紊流状态强化细粒矿化过程,低紊流状态实现矿化泡沫与底流分离过程,降低矿粒脱落,提高回收率,是一种处理量大、结构简单、占用空间小、能耗低的高效浮选设备;无传动浮选槽可实现低品位铝土矿的正浮选脱硅,对铝硅比为4.35的原矿,精矿铝硅比为8.10,氧化铝回收率84.21%,比传统浮选机工艺节省药剂用量约30%、电耗降低约30%;对低品位铝土矿浮选脱硅生产应用具有较好的适用性,并取得良好的工艺技术指标:对铝硅比为3.05的原矿,精矿铝硅比为6.46,氧化铝回收率72.23%。     

高硫铝土矿同步脱硫脱硅试验研究

针对高硫铝土矿中硫矿物和硅矿物含量较高,用于拜耳法生产氧化铝经济性差的现状,开展高硫铝土矿同步脱硫脱硅试验研究,成功开发出高效浮选脱硅药剂zyy-bf230,针对硫含量为1.76%,铝硅比为5.32的高硫铝土矿,通过同步脱硫脱硅技术处理,可以得到硫含量为0.23%,铝硅比为6.99的铝精矿,铝精矿适宜于拜耳法生产氧化铝。     

山西某低品位铝土矿浮选脱硅扩大连选试验研究

低品位铝土矿直接进入氧化铝生产流程,其生产成本高、经济效益差,正浮选脱硅提质是低品位铝土矿开发利用的一种有效途径.针对山西某低品位铝土矿,在实验室确定了磨矿细度、药剂制度及工艺流程,开展了正浮选脱硅扩大连选试验,在低品位铝土矿原矿Al2 O3含量为51.32％,铝硅比为2.60时,经"一粗一精两扫"流程,得到浮选铝精矿...     

高铁铝土矿选矿脱硅试验

以广西某地低品位高铁铝土矿为研究对象,开展磨矿产物工艺矿物学研究和浮选脱硅性质研究.考察磨矿细度,调整剂、分散剂和抑制剂用量及捕收剂用量对浮选指标的影响,探讨适合高铁铝土矿浮选脱硅的较佳工艺参数.原矿铝硅比为5.13的高铁铝土矿,经过一粗一精一扫的闭路试验后可获得浮选精矿铝硅比8.69,氧化铝回收率82.49％的浮选指标.     

高铝高硅铝土矿分段浮选脱硅研究

随着易选铝土矿资源的不断耗竭,细粒嵌布的高硅难选铝土矿成为重要原料。本文针对云南典型高铝高硅铝土矿,其含Al2O360.85%,SiO220.80%,铝硅比2.92,采用阶段磨矿阶段浮选脱硅工艺,研究了磨矿细度、药剂种类、药剂用量等因素对降硅过程的影响。在粗磨细度为-0.074mm 70%时进行一段浮选脱硅,粗精矿再磨至-0.037mm 90%后进行二段浮选脱硅,最终闭路试验获得铝土矿精矿产率62.74%,Al2O3品位69.23%,含SiO210.32%,A/S为6.71,Al2O3回收率为71.79%的良好指标。本研究对我国高硅铝土矿资源的开发利用具有重要借鉴意义。     

平顶山低铝硅比铝土矿选矿脱硅试验研究

低铝硅比铝土矿的综合利用一直是中国铝工业关注的问题。对河南平顶山地区铝硅比4.7的低品位铝土矿进行了选矿脱硅试验研究。采用细磨浮选方法,添加浮选分散剂Na2CO3、抑制剂偏磷酸盐组合PL和组合捕收剂CUB,可实现该低铝硅比铝土矿的脱硅富集。进行了浮选流程闭路试验,获得指标:原矿A/S 4.70,精矿A/S 8.73,精矿产率69.50%,Al2O3回收率78.10%。所获得的小试结果可作为半工业连选试验的依据。     

铝酸钠溶液预脱硅晶种活化技术

在烧结法氧化铝生产工艺中,为了保证产品质量,必须对粗液进行脱硅,而基于形成水合铝硅酸钠的脱硅路线,由于渣中硅含量高、铝损失少,是进行粗液第一步脱硅的必要步骤。烧结法氧化铝生产,采用粗液常压预脱硅—中压压煮脱硅—加石灰常压深度脱硅的三段脱硅工艺,对粗液一段常压预脱     

低铝硅比铝土矿反浮选脱硅的研究

以贵州某低铝硅比铝土矿为研究对象,筛选出BS-3高效反浮选脱硅捕收剂强化捕收含硅脉石矿物,为成功分离高硅低铝硅比铝土矿奠定了基础。试验证明:在磨矿细度为85%的条件下,采用一粗两精两扫工艺和高效捕收剂强化捕收,可以获得较好的精矿指标。对入选原矿A/S为5.60的低铝硅比铝土矿,获得最终精矿A/S为10.08,回收率为83.07%的优良试验指标。     

强化烧结法生产氧化铝新工艺的研究与实践

针对我国铝土矿资源特点和我国烧结法生产氧化铝的现状,论述了强化烧结法生产氧化铝新工艺.采用铝硅比为9.62的矿石,按照钙比为1.3～2.O,碱比为1进行配料,在1250℃以上进行熟料烧成.实验结果显示:烧成的熟料溶出条件宽松,二次反应程度弱;溶出浆液在170℃左右直接进行加压脱硅,脱硅后溶液的硅量指数大于200,再加入适量的石灰进行深度脱硅,即使溶液中氧化铝浓度超过200 g/L时,精液的硅量指数也大于600,且得到的水化石榴石中二氧化硅饱和系数大于O.28;通过加入晶种和采用新的碳酸化分解工艺制度,产品中的SiO2含量降至O.025%,Na2O含量小于O.37%;加入表面活性剂,不仅能将碳分母液蒸发至Na2OT浓度大于300 g/L,而且还可有效减缓表面上结疤的形成速度.部分结果已应用于工业实践中,单台窑产能提高了1 9.7%,工艺能耗降低了24.71%.     

煤系硫铁矿浮选尾矿热化学活化脱硅制备铝精矿

提出热活化脱硅技术处理某煤系硫铁矿浮选尾矿制备铝精矿,对制备氧化铝精矿的工艺制度及脱硅机理进行研究。结果表明:该尾矿适宜的热化学活化脱硅制度为活化焙烧温度1 150℃、焙烧时间15～20 min、碱浸溶硅温度125～140℃、溶出时间30 min、NaOH浓度140 g/L。在此条件下,对Al2O3和SiO2含量分别为46.22%和28.33%(质量分数)的硫铁矿浮选尾矿,焙砂SiO2溶出率达到71.91%,所得铝精矿中Al2O3含量达69.29%,铝硅比5.59。XRD结果表明:硫铁矿尾矿中伊利蒙脱石、高岭石和叶腊石等铝硅酸矿物在焙烧过程中活化分解生成无定形SiO2和少量莫来石,与此同时,一水硬铝石转变成α-Al2O3。在焙砂的碱浸过程中,无定形SiO2溶解于NaOH溶液被脱除,而α-Al2O3和莫来石不能溶解,同时生成的水合铝硅酸钠(Na8Al6Si6O24(OH)2(H2O)2)将导致SiO2溶出率降低。焙烧过程中尾矿中的黄铁矿转化为赤铁矿、锐钛矿部分转化成金红石,在碱浸过程中它们均不会溶解而进入铝精矿中。     

低品位铝土矿浮选分级试验研究

以山西长治地区低品位铝土矿为研究对象,进行了矿石浮选脱硅可选性试验研究。该地区低品位铝土矿中,Al_2O_3平均57.09%,SiO_2平均18.11%,A/S平均3.15左右。根据工艺条件试验研究,在磨矿细度(-0.074mm的含量)95.1%,捕收剂用量为1100~1300g/t,通过一粗两精一扫工艺流程,对原矿A/S为3.16,获得精矿产率为63.31%,A/S为6.32;尾矿产率36.69%,A/S为1.39。分选效果较好,铝土矿选精矿可以满足氧化铝生产对原料的要求。     

铝土矿梯度浮选脱硅半工业连选试验研究

对平顶山地区低铝硅比铝土矿(A/S 4~5)进行了1t/d规模的铝土矿梯度浮选脱硅方法的半工业连选试验。通过连选流程计算、设备选择配置、磨矿调试和浮选连续稳定运转,获得了连续运转15个班(8h/班)的加权平均试验指标:原矿A/S 4.72,精矿A/S 9.04,精矿产率67.72%,Al_2O_3回收率76.73%。所获得的半工业试验结果验证了铝土矿梯度浮选脱硅方法的可靠性,可作为工业项目产业化建设的依据     

强化石灰烧结法中硅的行为研究

针对我国铝土矿资源特点和我国烧结法生产氧化铝的现状,对强化石灰烧结法中硅的行为进行研究。采用铝硅比为3.84的矿石,按照钙铝比为1.3~1.5进行配料,在1270℃以上进行熟料烧成。实验结果表明:熟料烧成无困难,熟料中氧化铝含量达到了48%~53%,熟料中主要物相为CaO.Al2O3和2CaO.Al2O3.SiO2,烧结熟料溶出性能好;烧结熟料溶出后粗液中硅含量仅为20mg/L~30mg/L,硅量指数可达1000以上,可省去专门的脱硅工序;提出用"纯氧化铝溶出率"作为烧结法的经济指标,强化石灰烧结法用A/S比为3.84的矿物达到了强化碱石灰烧结法A/S7的指标,且碱耗更低。     

高铝粉煤灰两步碱水热法浸出氧化铝工艺研究

本文以高铝粉煤灰为研究对象,提出了预脱硅-两步碱水热法提取氧化铝工艺,分别对第一、二步碱水热过程进行了详细研究。结果表明,预脱硅后,非晶态氧化硅得到有效脱除,铝硅比从1.2提高到1.8。第一步碱水热过程优化工艺条件为:反应温度220℃,液固比8,反应时间为1 h,苛性比14;第二步碱水热过程优化工艺条件为:反应温度260℃,液固比8,钙硅比1.0,反应时间为0.75 h。基于两步碱水热法的优化工艺条件,将两步反应耦合,氧化铝的总提取率达94.9%,提取液中氧化铝的浓度为78.8 g/L,苛性比从一步碱水热法的11.5降低到7.2,实现了苛性比的大幅降低,为碱水热法提取氧化铝开辟了新路线。     

非均相法制备斜方水合碳铁酸钙用于高浓碱溶液脱硅的研究

针对亚熔盐反应体系处理一水硬铝石型铝土矿后的高浓碱溶出液难以脱硅的问题,提出采用碳铁酸钙作为高浓碱溶液深度脱硅的脱硅剂。采用非均相方法合成了斜方晶型的水合碳铁酸钙(3CaO.Fe2O3.CaCO3.12H2O),并对影响合成过程的主要因素进行了考察。结果表明,反应温度和反应时间对水合碳铁酸钙的合成具有交互影响,合成过程中适当提高温度、缩短合成时间可以提高水合碳铁酸钙的含量。合成水合碳铁酸钙脱硅剂最优的工艺条件为:反应温度303K,反应时间16h,反应液固比25,搅拌速率500r/min;氧化钙粒度在0.104mm～0.120mm范围内。在高浓碱溶液脱硅过程中,水合碳铁酸钙产生了物质结构改变,斜方晶系的水合碳铁酸钙转变为立方晶型的钙铁石榴石,在此过程中二氧化硅和少量氧化铝进入晶体结构,形成钙铁硅石榴石和钙铁铝硅石榴石。脱硅产物中氧化铝含量低于1%,氧化钠含量低于2%,SiO2含量高于2%,脱硅产物的铝硅比小于0.5;通过加入水合碳铁酸钙进行高浓碱介质下的溶液深度脱硅,可使溶液中二氧化硅浓度低于0.1g/L。     

高硅铝土矿悬浮态焙烧矿碱浸脱硅试验

采用悬浮态焙烧装置焙烧高硅铝土矿,对焙烧矿进行常压碱浸预脱硅实验,探讨了碱浸条件各单因素对悬浮态焙烧矿碱浸预脱硅效果的影响,并通过正交实验确定了各因素在碱浸过程中的影响作用,得到优化的碱浸脱硅条件。实验结果表明:悬浮态焙烧-碱浸脱硅对高硅铝土矿铝硅比(A/S)的提高非常显著,悬浮态焙烧矿在常压、低温、低碱条件下实现较高的脱硅率和较低的氧化铝损失率,碱液浓度、碱浸温度以及液固比是影响脱硅率的主要因素;对于Al_2O_3占63.45%、A/S为4.50的悬浮态焙烧矿,在碱浸温度100℃、碱浸时间120min、碱液浓度ρ(Na_2O_k)=125g/L、液固比L/S=10和搅拌速度为15r/min的碱浸条件下,脱硅率达到64.95%,氧化铝的损失率2.2%,脱硅精矿A/S达到13,对氧化铝工业的高效生产具有较大的促进意义。     

某钾长石矿除杂提纯试验研究

某钾长石矿为经历了较强烈风化的火山岩-粗面岩,针对该矿物进行工艺矿物学分析,采用"脱泥+磁选+反浮选"的工艺流程进行除杂提纯,并对除杂提纯中的主要影响因素进行研究。试验结果表明,在磨矿细度-0. 074mm含量占80%、脱泥时间为5min、磁场强度为4600GS、碳酸钠调矿浆p H为8、抑制剂用量为300g/t、五段反浮选的捕收剂用量依次为400g/t、200g/t、200g/t、100g/t、100g/t的条件下,可以获得氧化钾含量为16. 06%、全铁含量为0. 17%、烧成白度74. 5、产率达61. 62%的精矿产品,能为该类型钾长石矿的工业应用提供参考。     

煤下高硫铝土矿浮选脱硫工业试验研究

以河南煤下高硫铝土矿作为原料,研究了浮选工艺参数磨矿细度、pH、捕收剂使用量对煤下高硫铝土矿浮选脱除硫效果的影响,并对浮选脱硫的工业试验开展研究。得出如下结果:实验室中进行的浮选脱硫的适宜工艺条件为,磨矿的细度选择75%,pH为8.5,在弱碱性条件下,捕收剂使用量定为600 g/t;工业上浮选脱硫的适宜条件为,浮选入料的细度选择74%～78%,捕收剂使用量选择1000 g/t;浮选脱硫工业试验最终采用"一粗一精一扫"的闭路浮选流程,获得精矿产率93%,铝精矿中硫所占比例降到0.23%,硫的脱除率达到83.16%,尾矿(硫精矿)中的含硫为15.09%的分选指标。     

基于Box-Behnken设计优化铝土矿选矿回水处理工艺参数（英文）

随着铝土矿浮选回水循环时间的增加,铝土矿浮选指标逐渐降低,而浮选回水的外排会带来一定的环境风险。采用Fenton氧化、吸附、混凝等方法处理浮选回水,测定处理后浮选回水的浮选指标,并采用Box-Behnken设计(BBD)对主要试验参数进行优化。结果表明,聚合氯化铝铁对混凝处理后的浮选指标有明显的改善作用。BBD预测的最佳参数值为pH 7.55、聚合氯化铝铁用量1.09 g/L、温度25°C。在预测的最佳工艺参数下,精矿氧化铝回收率82.83%、尾矿铝硅比为1.30,结果与预测值的偏差均小于3%,这表明BBD适用于选矿回水处理中关键参数的优化预测。