权利要求
1.一种
低品位铝土矿母液磨矿后
浮选提质的方法，其特征在于，所述方法包括：
将低品位铝土矿与循环母液的混合矿浆进行磨矿处理，得到碱性矿浆;所述循环母液为
氧化铝溶出工序产生的苛性碱循环液;
采用循环母液作为调浆和泡沫冲洗介质，将所述碱性矿浆送入浮选设备进行浮选脱硅处理，得到精矿矿浆和
尾矿矿浆;
将所述精矿矿浆送入氧化铝溶出工序;
将所述尾矿矿浆进行分离处理，得到尾矿和所述循环母液。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在所述低品位铝土矿中，以质量分数计，Al2O3的含量为40%～60%，SiO2的含量为10%～20%，铝硅比为2.0～5.0。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述碱性矿浆的固含率为250g/L～350g/L，所述碱性矿浆的磨矿细度为-200目的占比为80%～95%。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述循环母液的温度为60℃～80℃，以NaOH计，所述循环母液的碱液浓度为200g/L～260g/L。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述浮选脱硅处理的浮选设备为机械搅拌式或充气搅拌式
浮选机，所述浮选设备与矿浆接触的部件采用耐强碱、耐高温、耐磨损的材料，所述材料为钛及钛合金、奥氏体不锈钢或特种陶瓷材料。
6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述浮选脱硅处理的
浮选药剂包括
捕收剂和起泡剂。
7.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，所述捕收剂包括：改性脂肪酸类捕收剂或环烷酸皂类耐碱捕收剂，所述捕收剂的用量为500～1000g/t-原矿。
8.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，所述起泡剂为烷基糖苷类，所述起泡剂的用量为200～300g/t-原矿。
9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述浮选脱硅处理的浮选充气量为0.5～2.5 m3/h。
10.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述精矿矿浆的铝硅比≥6.5。
说明书
技术领域
[0001]本申请涉及矿物加工技术领域，尤其涉及一种低品位铝土矿母液磨矿后浮选提质的方法。
背景技术
[0002]铝土矿是生产氧化铝的核心原料，其铝硅比(A/S)直接决定拜耳法生产的碱耗、溶出效率及经济效益。随着优质
铝土矿资源日益匮乏，低品位铝土矿(A/S低于5)的高效利用成为行业关键，低品位铝土矿显著特征为铝硅比偏低(通常A/S<4.0)，SiO2含量普遍较高(10%～20%)，严重制约氧化铝生产效率。硅矿物(主要为高岭石、伊利石、叶蜡石等)在拜耳法溶出过程中会与碱液反应生成铝硅酸钠，一方面消耗大量苛性碱，导致碱耗激增;另一方面生成的铝硅酸钠进入赤泥，不仅增加赤泥产出量，加剧赤泥分离与堆存的环保压力，还会造成氧化铝的不可逆损失，降低氧化铝回收率。
[0003]目前，处理低品位铝土矿的主要技术为浮选脱硅。现有技术普遍将浮选脱硅工序置于母液磨矿工序之前，即先对破碎后的粗粒铝土矿进行粗磨或细磨，然后在水介质或低碱度水溶液中添加浮选药剂进行浮选，所得铝精矿经脱水后，再与拜耳法循环母液混合进行二次磨矿，最后送入溶出工序进行溶出。该传统工艺存在以下核心问题：系统水平衡破坏，蒸发汽耗增加：传统浮选是在水溶液中进行，所得精矿即使经过脱水，仍含有15%-20%的水分。这些水分随精矿进入后续拜耳法系统，为维持溶出所需的碱浓度和温度，必须额外消耗大量蒸汽进行蒸发，导致生产成本显著上升。工艺流程冗长烦琐，稳定性差：需经历浮选前磨矿→浮选→精矿脱水→与循环母液二次配浆再磨等多个独立环节。流程长、设备多、控制节点复杂，矿浆的粒度、浓度、温度及碱浓度易产生波动，影响最终溶出反应的稳定性，导致氧化铝溶出率波动较大。因此，如何提高低品位铝土矿中氧化铝的溶出效率、降低碱耗、减少赤泥量，是目前急需解决的技术问题。
发明内容
[0004]本申请提供了一种低品位铝土矿母液磨矿后浮选提质的方法，以解决如下技术问题：如何提高低品位铝土矿中氧化铝的溶出效率、降低碱耗、减少赤泥量。
[0005]本申请实施例提供了一种低品位铝土矿母液磨矿后浮选提质的方法，所述方法包括：
将低品位铝土矿与循环母液的混合矿浆进行磨矿处理，得到碱性矿浆;所述循环母液为氧化铝溶出工序产生的苛性碱循环液;
采用循环母液作为调浆和泡沫冲洗介质，将所述碱性矿浆送入浮选设备进行浮选脱硅处理，得到精矿矿浆和尾矿矿浆;
将所述精矿矿浆送入氧化铝溶出工序;
将所述尾矿矿浆进行分离处理，得到尾矿和所述循环母液。
[0006]可选地，在所述低品位铝土矿中，以质量分数计，Al2O3的含量为40%～60%，SiO2的含量为10%～20%，铝硅比为2.0～5.0。
[0007]可选地，所述碱性矿浆的固含率为250g/L～350g/L，所述碱性矿浆的磨矿细度为-200目的占比为80%～95%。
[0008]可选地，所述循环母液的温度为60℃～80℃，以NaOH计，所述循环母液的碱液浓度为200g/L～260g/L。
[0009]可选地，所述浮选脱硅处理的浮选设备为机械搅拌式或充气搅拌式浮选机，所述浮选设备与矿浆接触的部件采用耐强碱、耐高温、耐磨损的材料，所述材料为钛及钛合金、奥氏体不锈钢或特种陶瓷材料。
[0010]可选地，所述浮选脱硅处理的浮选药剂包括捕收剂和起泡剂。
[0011]可选地，所述捕收剂包括：改性脂肪酸类捕收剂或环烷酸皂类耐碱捕收剂，所述捕收剂的用量为500～1000g/t-原矿。
[0012]可选地，所述起泡剂为烷基糖苷类，所述起泡剂的用量为200～300g/t-原矿。
[0013]可选地，所述浮选脱硅处理的浮选充气量为0.5～2.5 m3/h。
[0014]可选地，所述精矿矿浆的铝硅比≥6.5。
[0015]本申请实施例提供的上述技术方案与现有技术相比具有如下优点：
本申请实施例提供了一种低品位铝土矿母液磨矿后浮选提质的方法，通过将浮选脱硅工序置于磨矿之后、溶出之前，并采用循环母液作为全流程介质，从源头上改变了硅矿物的走向，从而系统性提升了溶出效率并降低了消耗。
[0016]首先，该方法通过前置的浮选脱硅，在铝土矿进入溶出工序前即选择性分离了大部分硅矿物。由于硅矿物(如高岭石、伊利石等)是拜耳法溶出过程中与碱液反应生成铝硅酸钠(钠硅渣)的主要物质，提前脱除硅矿物直接减少了进入溶出系统的二氧化硅总量。进入溶出系统的二氧化硅减少，意味着生成铝硅酸钠的反应被有效抑制，从而避免了氧化铝随铝硅酸钠进入赤泥造成的不可逆损失，使得氧化铝的溶出效率得以提升。
[0017]其次，硅矿物的减少直接降低了碱耗。拜耳法溶出过程中，二氧化硅与苛性碱反应生成铝硅酸钠会大量消耗碱液。该方法通过在溶出前脱除硅矿物，从源头上切断了碱液与硅矿物的反应路径，使得循环母液中的苛性碱能够更高效地作用于铝矿物的溶出，显著减少了因生成钠硅渣而额外消耗的碱量。
[0018]最后，该方法有效减少了赤泥的产出量。一方面，作为赤泥主要成分的硅矿物在浮选阶段即被分离进入尾矿，不再进入溶出系统，直接减少了赤泥的生成基础。另一方面，由于溶出系统中硅矿物减少，由其与碱反应新生成的铝硅酸钠(钠硅渣)也同步减少，进一步降低了最终赤泥的总体积。这种从源头削减硅矿物进入溶出系统的策略，不仅减轻了赤泥分离与堆存的环保压力，也降低了与之相关的处理成本。
附图说明
[0019]此处的附图被并入说明书中并构成本说明书的一部分，示出了符合本申请的实施例，并与说明书一起用于解释本申请的原理。
[0020]为了更清楚地说明本申请实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单的介绍，显而易见地，对于本领域普通技术人员而言，在不付出创造性劳动性的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。
[0021]图1为本申请实施例提供的一种低品位铝土矿母液磨矿后浮选提质的方法的流程示意图;
图2为本申请实施例提供的一种低品位铝土矿母液磨矿后浮选提质的方法的工艺原理图。
具体实施方式
[0022]为使本申请实施例的目的、技术方案和优点更加清楚，下面将结合本申请实施例中的附图，对本申请实施例中的技术方案进行清楚、完整的描述，显然，所描述的实施例是本申请的一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本申请中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动的前提下所获得的所有其他实施例，都属于本申请保护的范围。
[0023]本文中所述的范围描述，如数值范围、比例范围等，均包括该范围内的所有可能的子范围及单一数值，例如“1至6”或“1～6”的范围描述，涵盖了从1至6之间的所有子范围(如1至3、2至5等)及单一数字(如1、2、3、4、5、6)。除非另有特别说明，本文中所使用的术语“包括”“包含”等表示“包括但不限于”;“第一”“第二”等关系术语仅用于区分不同的实体或操作，不暗示实际的先后顺序或关联关系;“和/或”表示可以单独存在或同时存在多种情况;“至少一个”“多个”“至少一种”等表达，均指代相应对象的任意组合，包括单个或多个对象的组合。文中涉及的比例关系，如质量比、摩尔比等，应按照描述的先后顺序理解为比例式的前项与后项的对应关系。本文中所用的原材料、试剂、仪器和设备等，均可通过市场购买或现有方法制备得到。
[0024]图1为本申请实施例提供的一种低品位铝土矿母液磨矿后浮选提质的方法的流程示意图;图2为本申请实施例提供的一种低品位铝土矿母液磨矿后浮选提质的方法的工艺原理图。
[0025]如图1和图2所示，本申请实施例提供了一种低品位铝土矿母液磨矿后浮选提质的方法，该方法包括：
S1、将低品位铝土矿与循环母液的混合矿浆进行磨矿处理，得到碱性矿浆;循环母液为氧化铝溶出工序产生的苛性碱循环液;
S2、采用循环母液作为调浆和泡沫冲洗介质，将碱性矿浆送入浮选设备进行浮选脱硅处理，得到精矿矿浆和尾矿矿浆;
S3、将精矿矿浆送入氧化铝溶出工序;
S4、将尾矿矿浆进行分离处理，得到尾矿和循环母液。
[0026]需要说明的是，S1的磨矿制浆步骤是实现矿物有效分离与后续分选的基础。其核心作用在于将低品位铝土矿与来自氧化铝溶出工序的高温、高碱度循环母液进行混合并细磨。通过磨矿处理，不仅使铝土矿粒度降低至符合后续浮选和溶出要求(通常细度达到-200目占80%～95%)，更重要的是促使铝矿物与硅矿物实现充分解离，为浮选脱硅创造粒度条件和单体解离度条件。同时，利用循环母液(温度60～80℃，碱浓度200～260 g/L)作为磨矿介质，能够在磨矿过程中对矿浆进行预热和碱预浸，使矿浆的固含率(250～350 g/L)、温度及化学环境与后端工序高度匹配，省去了传统工艺中需单独调配矿浆的环节。
[0027]S2的母液介质浮选脱硅是整个工艺的核心分离环节，承担着选择性脱除硅矿物、提升矿石品位的功能。在磨矿解离的基础上，将碱性矿浆引入耐碱浮选设备中，并完全采用循环母液作为调浆和泡沫冲洗介质。通过添加耐碱型捕收剂(500～1000g/t)和起泡剂(200～300g/t)，利用铝矿物与硅矿物表面物理化学性质的差异，在循环母液构建的碱性环境中使铝矿物选择性疏水上浮，形成精矿泡沫，而亲水的硅矿物则滞留于矿浆中成为尾矿。这一步骤创新性地在拜耳法自身母液介质中完成了提质分选，确保了精矿矿浆的温度、碱度、浓度与原系统完全一致，消除了因介质转换带来的流程波动。
[0028]S3的精矿矿浆直接溶出是实现资源转化和价值回收的终端环节。经过浮选脱硅后得到的精矿矿浆，其铝硅比已显著提升至6.5以上，且矿浆的粒度、浓度、温度及碱浓度均与拜耳法溶出工序的进料要求完美匹配。因此，该精矿矿浆无需经过任何脱水、压滤或二次配浆处理，即可直接泵送至高压溶出工序进行氧化铝溶出。这种无缝衔接的设计彻底消除了传统工艺中精矿过滤带来的水分带入问题，保证了溶出系统的热平衡与水平衡稳定，为高效溶出创造了理想条件。
[0029]S4的尾矿分离与母液循环承担着资源回收与环境友好的双重功能。对浮选产出的尾矿矿浆进行沉降浓缩和过滤洗涤处理，一方面将脱除的硅矿物以尾矿形式排出系统，从源头上减少了进入溶出工序的SiO2量，从而降低了后续的碱耗和赤泥产出量;另一方面，通过高效的液固分离，将尾矿中夹带的循环母液充分回收，并返回至S1磨矿和S2浮选环节复用。这一闭环设计实现了高价值苛性碱液的零排放循环利用，大幅降低了药剂和碱的消耗成本，体现了工艺的绿色性与经济性。
[0030]在一些实施方式中，在低品位铝土矿中，以质量分数计，Al2O3的含量为40%～60%，SiO2的含量为10%～20%，铝硅比为2.0～5.0。
[0031]在一些实施方式中，碱性矿浆的固含率为250g/L～350g/L，碱性矿浆的磨矿细度为-200目的占比为80%～95%。
[0032]矿浆的固含率是浮选脱硅与后续溶出工序的关键工艺参数，直接影响浮选效率、气液固三相接触效果及流程稳定性。固含率高于350g/L会导致矿浆粘度过大，气泡分散不均匀，铝矿物颗粒难以与气泡有效吸附上浮，造成氧化铝损失;固含率低于250g/L则会降低单位体积内铝矿物颗粒浓度，气泡与铝矿物碰撞概率下降，浮选效率降低，且设备处理能力下降，单位产能能耗大幅增加，后续溶出过程中过量液相会导致系统热缓冲量过大，影响溶出参数精准控制。示例性的，矿浆固含率为250、280、300、320、350g/L等。
[0033]磨矿粒度影响矿石中铝、硅矿物的解离度，影响浮选和溶出效率。磨矿细度过低，铝、硅矿物解离不充分，大量铝硅连生体被捕收剂带入精矿，导致精矿中SiO2含量超标，铝硅比(A/S)无法提升至拜耳法生产要求的标准，直接影响后续氧化铝溶出效率，增加碱耗，部分单体铝矿物因颗粒过粗，无法与气泡有效粘附，随硅矿物进入尾矿，导致铝矿物回收率下降。磨矿细度过高，次生硅质细泥大量产生，细泥会覆盖在铝矿物表面，阻碍捕收剂的选择性吸附，导致铝矿物无法被有效捕收，细泥还会增加赤泥的胶凝性，导致赤泥沉降分离困难。示例性的，磨矿后矿浆的细度为-200目占80%、85%、90%、95%等。
[0034]在一些实施方式中，循环母液的温度为60℃～80℃，以NaOH计，循环母液的碱液浓度为200g/L～260g/L。
[0035]在一些实施方式中，浮选脱硅处理的浮选设备为机械搅拌式或充气搅拌式浮选机，浮选设备与矿浆接触的部件采用耐强碱、耐高温、耐磨损的材料，材料为钛及钛合金、奥氏体不锈钢或特种陶瓷材料。
[0036]在一些实施方式中，浮选脱硅处理的浮选药剂包括捕收剂和起泡剂。
[0037]在一些实施方式中，捕收剂包括：改性脂肪酸类捕收剂或环烷酸皂类耐碱捕收剂，捕收剂的用量为500～1000g/t-原矿。
[0038]在一些实施方式中，起泡剂为烷基糖苷类，起泡剂的用量为200～300g/t-原矿。
[0039]铝土矿浮选主要是在一定的酸/碱浮选环境下，通过药剂改变矿物的疏水性，增大目标矿物和脉石矿物的差异性，选择性疏水化铝矿物表面，使其能够与气泡粘附并进入精矿，同时尽可能减少对硅矿物的吸附，实现铝硅有效分离。捕收剂用量过低，铝矿物表面仅能形成不连续的疏水膜，甚至部分铝矿物表面无捕收剂吸附，导致疏水化不足的铝矿物在浮选槽内的停留时间内，无法与气泡有效结合，降低分选效率;捕收剂用量过高，过量的捕收剂会通过物理覆盖或静电吸附作用，附着于硅矿物表面，使硅矿物疏水性增强，导致部分硅矿物随铝矿物一起被携带进入精矿，增加溶出碱耗。示例性的捕收剂用量为500、600、700、800、900、1000g/t-原矿等。
[0040]起泡剂的核心作用是在一定的酸/碱性浮选环境下，产生稳定且脆性适中的泡沫体系，为疏水化铝矿物提供上升载体，同时优化矿浆表面性质以提高气泡-矿粒碰撞效率，与捕收剂形成协同作用，实现铝硅高效分离。起泡剂用量不足时，矿浆中气泡数量少、直径大且易破裂，泡沫层高度不足。疏水化的铝矿物颗粒无法与气泡有效碰撞和粘附，或在上升过程中因气泡破裂而脱落，导致疏水矿粒无法被携出至泡沫层，降低铝矿物的回收率;泡沫用量过高时，过量起泡剂会使泡沫稳定性过高、泡沫层过厚，气泡直径过小。这种泡沫具有强夹带性，会将大量亲水的硅质细泥和硅矿物颗粒包裹带入精矿，导致溶出过程中碱耗增加，同时进入精矿的过量起泡剂会在拜耳法溶出工序中产生大量泡沫，影响溶出矿浆的搅拌效率和传热效果。示例性的起泡剂用量为200、220、240、260、280、300g/t-原矿等。
[0041]在一些实施方式中，浮选脱硅处理的浮选充气量为0.5～2.5 m3/h。
[0042]浮选过程中充气的核心作用是为浮选体系提供稳定的气泡气源，协同起泡剂形成适宜的气泡群，强化矿粒-药剂-气泡的相互作用，调控浮选泡沫层，最终实现铝矿物的高效捕收与硅矿物的有效脱除。充气量过低，矿浆中气泡数量少、分布不均，气泡直径偏大且易破裂，低充气量也无法为起泡剂提供足够的气源，导致起泡剂无法发挥稳定气泡的作用。充气量过高，过量充气会使矿浆湍流强度急剧升高，气泡上升速度增加，高速湍流会冲刷已粘附在气泡表面的铝矿物颗粒，导致其从气泡表面脱落，降低铝矿物回收率，同时会与起泡剂协同产生大量细小气泡，形成过厚且稳定性过高的泡沫层，会将大量硅矿物颗粒包裹带入精矿，降低精矿品位。示例性的浮选充气量为0.5、1.0、1.5、2.0、2.5m3/h等。
[0043]在一些实施方式中，精矿矿浆的铝硅比≥6.5。
[0044]在一些实施例中，碱性矿浆浮选脱硅的位置为母液磨矿工序完成后、氧化铝溶出工序之前。
[0045]该工艺充分利用磨矿工序实现铝硅矿物的解离，当前磨矿→浮选→溶出工艺通过先解离后分选的逻辑，一次磨矿实现铁矿物脱除，同时满足溶出工序对粒度的要求，避免了常规工艺破碎磨矿脱硅→精矿沉降压滤→再次配浆磨矿的烦琐工艺，同时减少了精矿带入水分进入氧化铝流程，实现了浮选效率、溶出效果、资源利用率的提升。
[0046]本申请实施例提供的一种低品位铝土矿母液磨矿后浮选提质的方法，可以有效地分离铝土矿中铝矿物和硅矿物，降低生产成本，提高矿石品位，实现低品位铝土矿资源的高效利用，具有显著的社会效益和经济效益。综上可知，本申请实施例提供的一种低品位铝土矿母液磨矿后浮选提质的方法，具体如下优势：
(1)减少水分带入，降低生产成本
常规浮选脱硅工艺中，浮选环节主要在水溶液矿浆中进行，得到的铝精矿经沉降过滤后压滤，水分含量15～20%，这些外来水分会随铝精矿进入后续再磨、溶出工序，额外增加蒸发能耗。本发明将浮选工序位置转移至磨矿后、溶出前，在循环母液矿浆中进行磁选，避免了水分的引入，降低生产成本。
[0047](2)降低磨矿成本，减少能耗与耗材损耗
常规工艺需两次磨矿：第一次原矿粗磨(为浮选做准备)+ 第二次精矿磨矿调浆，磨矿总能耗较高，同时精矿再磨时铝矿物已部分解离，过度磨矿会产生大量超细粒铝土矿，导致溶出时胶体化、沉降困难。本申请仅需一次磨矿即可实现硅矿物充分解离，同时满足溶出粒度要求，降低磨矿能耗和钢球/衬板消耗。
[0048](3)简化工艺流程，降低设备投入与维护成本
常规工艺浮选脱硅工艺需额外配置精矿沉降、压滤、运输等工序，设备维护成本上升。本发明磨矿、浮选、溶出工序紧凑衔接，无需额外配置辅助工序，工艺衔接流畅。
[0049]下面结合具体的实施例，进一步阐述本申请。下列实施例中未注明具体条件的实验方法，通常按照国家标准/行业标准/本文公开内容测定;若没有相应的国家标准/行业标准/本文公开内容，则按照通用的国际标准、常规条件或按照制造厂商所建议的条件进行。
[0050]实施例1
将低品位铝土矿与循环母液混合配置成矿浆，送入磨矿设备进行磨矿处理，得到碱性浆液，其中低品位铝土矿Al2O3质量含量为45.08%，SiO2质量含量为14.36%，A/S为3.14，循环母液温度为65℃，碱液浓度为220g/L，矿浆固含为280g/L，矿浆中-200目占比为85.14%。采用机械搅拌式浮选机进行浮选脱硅，捕收剂为脂肪酸甲酯磺酸钠，用量为600g/t-原矿，起泡剂为乙氧基化烷基糖苷，用量为200g/t-原矿，浮选充气量为1.0 m3/h。浮选后精矿矿浆中氧化铝含量为47.93%，A/S为6.84，尾矿进行沉降压滤，滤液返回循环使用。
[0051]实施例2
将低品位铝土矿与循环母液混合配置成矿浆，送入磨矿设备进行磨矿处理，得到碱性浆液，其中低品位铝土矿Al2O3质量含量为59.87%，SiO2质量含量为13.57%，A/S为4.41，循环母液温度为80℃，碱液浓度为250g/L，矿浆固含为320g/L，矿浆中-200目占比为81.03%。采用充气式浮选机进行浮选脱硅，捕收剂为脂肪酸聚氧乙烯醚羧酸钠，用量为800g/t-原矿，起泡剂为羟基改性烷基糖苷，用量为240g/t-原矿，浮选充气量为2.0 m3/h。浮选后精矿矿浆中氧化铝含量为63.09%，A/S为11.96，尾矿进行沉降压滤，滤液返回循环使用。
[0052]实施例3
将低品位铝土矿与循环母液混合配置成矿浆，送入磨矿设备进行磨矿处理，得到碱性浆液，其中低品位铝土矿Al2O3质量含量为40.29%，SiO2质量含量为11.35%，A/S为3.55，循环母液温度为75℃，碱液浓度为200g/L，矿浆固含为250g/L，矿浆中-200目占比为94.37%。采用充气式浮选机进行浮选脱硅，捕收剂为二羟基硬脂酸钠，用量为700g/t-原矿，起泡剂为烷基糖苷磷酸酯，用量为280g/t-原矿，浮选充气量为0.5 m3/h。浮选后精矿矿浆中氧化铝含量为43.72%，A/S为7.52，尾矿进行沉降压滤，滤液返回循环使用。
[0053]实施例4
将低品位铝土矿与循环母液混合配置成矿浆，送入磨矿设备进行磨矿处理，得到碱性浆液，其中低品位铝土矿Al2O3质量含量为50.01%，SiO2质量含量为10.49%，A/S为4.77，循环母液温度为70℃，碱液浓度为240g/L，矿浆固含为300g/L，矿浆中-200目占比为89.54%。采用机械搅拌式浮选机进行浮选脱硅，捕收剂为脂肪酸酰胺磺酸钠，用量为1000g/t-原矿，起泡剂为羧甲基化烷基糖苷，用量为300g/t-原矿，浮选充气量为2.5 m3/h。浮选后精矿矿浆中氧化铝含量为53.78%，A/S为9.39，尾矿进行沉降压滤，滤液返回循环使用。
[0054]实施例5
将低品位铝土矿与循环母液混合配置成矿浆，送入磨矿设备进行磨矿处理，得到碱性浆液，其中低品位铝土矿Al2O3质量含量为56.92%，SiO2质量含量为19.11%，A/S为2.98，循环母液温度为60℃，碱液浓度为230g/L，矿浆固含为350g/L，矿浆中-200目占比为83.95%。采用充气式浮选机进行浮选脱硅，捕收剂为环烷酸 - 磷酸酯复合盐，用量为900g/t-原矿，起泡剂为烷基糖苷磷酸酯，用量为260g/t-原矿，浮选充气量为1.5 m3/h。浮选后精矿矿浆中氧化铝含量为59.79%，A/S为6.62，尾矿进行沉降压滤，滤液返回循环使用。
[0055]对比例1
采用实施例1所用低品位铝土矿原料，提质工艺参数保持一致，介质由循环母液替换为清水，提质后精矿矿浆中氧化铝含量为47.90%，A/S为6.50，精矿过滤后含水率为21.37%。
[0056]对比例2
采用实施例2所用低品位铝土矿原料，提质工艺参数保持一致，介质由循环母液替换为清水，提质后精矿矿浆中氧化铝含量为63.07%，A/S为11.56，精矿过滤后含水率为18.59%。
[0057]对比例3
采用实施例3所用低品位铝土矿原料，提质工艺参数保持一致，介质由循环母液替换为清水，提质后精矿矿浆中氧化铝含量为43.39%，A/S为7.43，精矿过滤后含水率为19.26%。
[0058]对比例4
采用实施例4所用低品位铝土矿原料，提质工艺参数保持一致，介质由循环母液替换为清水，提质后精矿矿浆中氧化铝含量为53.77%，A/S为9.52，精矿过滤后含水率为20.07%。
[0059]对比例5
采用实施例5所用低品位铝土矿原料，提质工艺参数保持一致，介质由循环母液替换为清水，提质后精矿矿浆中氧化铝含量为59.78%，A/S为6.38，精矿过滤后含水率为19.84%。
[0060]实施例1～5和对比例1～5提供的一种低品位铝土矿母液磨矿后浮选提质的方法试验结果如表1～表3所示。
[0061]表1 低品位铝土矿原矿化学成分及铝硅比
[0062]表2 浮选精矿产率、化学成分及含水率
[0063]表3 浮选尾矿产率及化学成分
[0064]由表1～3可知，采用循环母液作为浮选介质与采用清水作为浮选介质对低品位铝土矿的提质效果存在显著差异。
[0065]在精矿含水率方面，对比例1至对比例5的试验结果显示，采用清水作为浮选介质时，所得精矿矿浆必须经过压滤处理，其压滤后精矿的含水率介于18.59%至21.37%之间。这部分以清水形式存在的外来水分将随精矿一并进入氧化铝溶出工序，在生产中必然增加蒸发工序的蒸汽消耗。相比之下，实施例1至实施例5全程采用循环母液作为磨矿及浮选介质，所得脱硅后精矿矿浆即为符合溶出工序温度与碱度要求的碱性矿浆，无需压滤脱水，可直接送入氧化铝溶出工序，彻底避免了外来水分的引入。
[0066]在分选效率与产品指标方面，实施例1至实施例5的各项数据均优于对比例。实施例所得精矿产率介于70.36%至90.21%之间，精矿中氧化铝含量提升至43.72%至63.09%，精矿铝硅比达到6.62至11.96。而对比例在相同原料及工艺参数下，仅因将介质更换为清水，其精矿产率及精矿氧化铝含量均略有下降，且精矿铝硅比普遍低于对应实施例，例如实施例1精矿铝硅比为6.84而对比例1为6.50。
[0067]在尾矿产品方面，实施例所得尾矿中二氧化硅含量更高，铝硅比更低，同时尾矿中夹带的氧化铝含量更低。这表明以循环母液为介质时，浮选过程的选择性更优，硅矿物的脱除更彻底，而铝矿物在尾矿中的损失更小。
[0068]此外，本申请实施例中的一个或多个技术方案，至少还具有如下技术效果或优点：
(1)本申请完全避免了外来水的引入，直接利用系统内自有的、温度和碱浓度相匹配的循环母液作为整个浮选过程的唯一介质，对主流程水平衡和热平衡无任何扰动。彻底解决了传统浮选因精矿带水而导致的蒸汽消耗增加问题。
[0069](2)工艺流程简化，运行稳定：形成了一段母液磨矿→母液介质浮选→直接溶出的短流程工艺。浮选后的合格精矿矿浆在粒度、浓度、温度、碱度上均符合溶出进料要求，无需任何中间脱水、再配浆、再磨环节，实现了前后工序的无缝、稳定衔接，大幅降低了设备投资和运维复杂度。
[0070](3)绿色环保与资源循环：浮选在闭路循环母液中进行，无额外废水产生，尾矿矿浆经沉降压滤后，碱液可全部返回系统，实现了母液的循环利用。同时，从源头减少了进入溶出系统的SiO2，直接降低了碱液消耗和赤泥产出量，环保效益突出。
[0071]以上所述仅是本申请的具体实施方式，使本领域技术人员能够理解或实现本申请。对这些实施例的多种修改对本领域的技术人员来说将是显而易见的，本文中所定义的一般原理可以在不脱离本申请的精神或范围的情况下，在其它实施例中实现。因此，本申请将不会被限制于本文所示的这些实施例，而是要符合与本文所申请的原理和新颖特点相一致的最宽的范围。
说明书附图(2)
声明：
“低品位铝土矿母液磨矿后浮选提质的方法” 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。
我是此专利(论文)的发明人(作者)
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编辑：北方有色网
来源：中铝郑州有色金属研究院有限公司
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