CN101417260A - 一种高铁铝土矿的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明提供了一种高铁铝土矿的选矿方法。本发明采用强磁选―阴离子反浮选流程,阶段磨矿阶段磁选,强化磁选在保证磁选铁精矿回收率的前提下优先获得较高品质的铝精矿Ⅰ和较高品位的铁粗精矿,提高反浮选入选品位,反浮选过程全开路,反浮选粗选设备选用充气量大,气泡微细均匀的浮选柱,以期获得较高品位的铁精矿。此外,本发明优化降低了进入反浮选作业的物料产率,达到了节能降耗的目的。

Description

一种高铁铝土矿的选矿方法
技术领域
本发明涉及一种选矿方法,具体来说为一种高铁铝土矿的选矿方法。
背景技术
高铁铝土矿(氧化铁含量大于15%)在我国具有广泛的地质分布,在广西(5亿吨)、河南(1亿吨)、山西(1亿吨)以及贵州和陕西等地均有较大的地质储量,高铁铝土矿资源尚未得到综合开发利用。直接用于氧化铝生产(如平果铝厂),不仅增加氧化铝生产成本,而且造成资源浪费,因此,采用低成本、高效率的选矿方法预先分离铝、铁,使资源得到充分利用。矿石中Fe2O3含量大于15%或低于3%,在熟料烧成时,窑生产操作困难;矿石中含有针铁矿,采用拜耳法生产时则造成赤泥沉浆困难。预先分离铝、铁的选矿方法可以有效改善Al2O3下段作业的操作条件。
目前国内还没有此工艺的生产流程,原有强磁选—阴离子反浮选试验流程见附图1。一段闭路磨矿至-200目占71-72%,经过一粗一精一扫三次磁选的非磁性产品经浓缩、过滤即为铝精矿I;磁性产品再经过一段磨矿两次分级至-400目占95%,一粗二扫三次浮选的槽内产品即为铁精矿;浮选的泡沫产品和铝精矿浓缩的溢流合并沉淀后即为铝精矿II。原试验流程中一粗一精一扫三次磁选中的磁精选的中矿和扫选的精矿返回磁选的粗选对铝精矿I产品的品位有不利影响,一粗二扫三次浮选是闭路浮选对于铁精矿的品位也有不利影响。
发明内容
本发明为克服上述技术缺陷,提供了一种新的高铁铝土矿的选矿方法,具体技术方案为:一种高铁铝土矿的选矿方法,包括以下步骤:
(1)原矿经破碎和一段磨矿,使产品粒度为72%-200目,经过隔渣后,再依次经过两次磁选,所得精矿浓缩,尾矿经过滤得高品位铝精矿I;
(2)步骤(1)所述精矿浓缩后的底流进入二段磨矿,分级,产品粒度为90%-400目的分级溢流依次进入磁精选和磁精扫选两个磁选作业;
(3)将经步骤(2)两个磁选作业后的尾矿进行浓缩得铝精矿底流,磁选作业后的精矿经浓缩的底流进入反浮选作业,然后再经过浓缩、过滤得高品位铁精矿;
(4)上述反浮选作业后的泡沫产品直接进行浓缩,浓缩后所得底流与步骤(3)所述铝精矿底流合并过滤得到铝精矿II;
其中,步骤(1)所述高品位铝精矿I Al2O3品位65-70%;步骤(3)所述高品位铁精矿Fe品位50-56%;步骤(4)所述铝精矿II Al2O3品位50-53%。
上述步骤(1)所述的两次磁选为一次粗选磁选和一次扫磁选,并为开路磁选;两次磁选的设备为立环脉动高梯度磁选机。
上述步骤(2)所述的底流浓度为40%-60%,溢流浓度为10%-30%。
上述步骤(1)所述一段磨矿的设备为格子型球磨机与高堰式螺旋分级机配套形成回路;步骤(2)二段磨矿的设备是溢流型球磨机与旋流器组形成回路。
上述步骤(3)所述的反浮选作业为一次粗选及二次扫选,并为开路反浮选;其中,反浮选粗选设备选用浮选柱。
本发明的高铁铝土矿选矿方法采用强磁选—阴离子反浮选流程。设计流程如下:原矿经过破碎磨矿产品粒度达到72%-200目进入一粗一扫磁选作业,磁选作业的磁选精矿进入再磨,磁选作业的尾矿经过脱水作业即是产品铝精矿I;再磨产品粒度达到90%-400目进入下一磁精选作业,该磁精选作业的精矿进入开路反浮选流程,开路反浮选流程的槽内产品即为铁精矿;第二次磁选作业的尾矿和开路反浮选的泡沫产品进入浓密过滤脱水作业,产出铝精矿II;工艺流程见附图2。
该技术方案流程的特点是:强化磁选,阶段磨矿阶段磁选。强化磁选,在单体解离矿物达到90%-400目的粒度下采用高梯度强磁选设备磁选出高品位的铁精矿,在保证磁选铁精矿回收率的前提下优先获得较高品位的铝精矿I和较高品位的铁粗精矿,提高反浮选入选Fe的品位,反浮选过程全开路,以期获得较高品位的铁精矿。此外,这一流程的优化降低了进入反浮选作业的物料产率,达到了节能降耗的目的。
与现有试验流程相比:磁选由原来的粗选、扫选、精选三段磁选,改成粗选、扫选产出合格铝精矿I,磁选粗精矿再磨90%至—400目后,再经过精选、精扫选,实现了阶段磨矿阶段磁选,以提高进入浮选物料的铁品位。一次粗选磁选和一次扫选磁选采用立环脉动高梯度磁选机4、5,磁选作业由闭路改为开路磁选,扫选磁选5的中矿不返回磁选机4磁选,磁选粗选的尾矿产品含铁成分降低,提高了磁选尾矿铝精矿I9的质量。一次粗选磁选和一次扫选磁选的精矿经过湿式溢流型球磨机10再磨后,矿物在实现单体解离的情况下再入磁选设备13、14磁选,提高了磁选的效果,精矿品位和产率都得到了提高。反浮选流程由原来的闭路改为开路浮选,粗选设备根据矿石粒度细的特点选用充气量大,气泡微细均匀的浮选柱,浮选柱是引进国内外最新技术设计的新型气泡发生器,充气量大,气泡微细均匀,喷嘴耐磨不易堵塞并可载流维修更换,保证浮选柱连续稳定生产;并且采用UM800工业计算机控制系统,具有先进的矿浆液位稳定和充气量自动调节功能,自动化程度高。两段扫选分别选用BF浮选机。浮选柱22浮选机23、24浮选的泡沫产品不按常规流程逐级返回,这样可以提高浮选柱22浮选机23、24反浮选槽内产品铁精矿的品位(见附图3)。
对高铁铝土矿实现有效分离的综合开发利用,可为我国氧化铝生产持续提供优质铝精矿4亿吨以上,为炼铁厂提供优质铁精矿1.5亿吨以上。因此,该项目具有很好的社会经济效益,对我国铝工业可持续发展和循环经济建设也具有十分重要的意义。
附图说明
图1:现有强磁选—阴离子反浮选试验流程图;
图2:高铁铝土矿选矿流程图;
图3:高铁铝土矿选矿设备流程图。
具体实施方式
实施例:
原矿经过破碎磨矿1、2产品粒度达到72%-200目进入一粗一扫磁选作业圆桶筛3隔渣,圆桶筛3的矿浆进入立环脉动高梯度磁选机4、立环脉动高梯度磁选机4的精矿入立环脉动高梯度磁选机5,磁选作业4、5的磁选精矿经过浓缩6底流由砂泵12打入旋流器11;立环脉动高梯度磁选机4、5的尾矿入浓密机7过滤机8过滤后的产品为高品位的铝精矿I9,Al2O3品位65-70%,回收率55%。旋流器11的底流,底流浓度为50-60%,入湿式溢流型球磨机10磨矿,磨矿产品由旋流器11分级,90%-400目的分级溢流,溢流浓度为15-20%,进入立环脉动高梯度磁选机13磁选,磁选机13磁选的精矿进入立环脉动高梯度磁选机14磁选,磁选机14的精矿进入开路反浮选流程。磁选机13、14的尾矿进入浓密机16。磁选机14的精矿经过浓密机15浓密后底流经过搅拌槽20、21进入浮选柱22浮选机23、24浮选,浮选柱22的槽内产品进入浮选机23浮选,浮选机23的槽内产品进入浮选机24浮选,浮选机24的槽内产品经过浓密机26浓缩,压滤机过滤即为铁精矿28,Fe品位50-56%。浮选柱22浮选机23、24的泡沫产品不逐级返回直接开路进入浓密机25浓缩,浓密机16、25的底流一同进入压滤机17过滤产出铝精矿II,Al2O3品位50-53%,回收率29.0%。见附图3。

Claims (5)

1、一种高铁铝土矿的选矿方法,其特征在于,包括以下步骤:
(1)原矿经破碎和一段磨矿,使产品粒度为72%-200目,经过隔渣后,再依次经过两次磁选,所得精矿浓缩,尾矿经过滤得高品位铝精矿I;
(2)步骤(1)所述精矿浓缩后的底流进入二段磨矿,分级,产品粒度为90%-400目的分级溢流依次进入磁精选和磁精扫选两个磁选作业;
(3)将经步骤(2)两个磁选作业后的尾矿进行浓缩得铝精矿底流,磁选作业后的精矿经浓缩的底流进入反浮选作业,然后再经过浓缩、过滤得高品位铁精矿;
(4)上述反浮选作业后的泡沫产品直接进行浓缩,浓缩后所得底流与步骤(3)所述铝精矿底流合并过滤得到铝精矿II;
其中,步骤(1)所述高品位铝精矿I的Al2O3品位为65-70%;步骤(3)所述高品位铁精矿的Fe品位为50-56%;步骤(4)所述铝精矿II的Al2O3品位为50-53%。
2、根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,步骤(1)所述的两次磁选为一次粗选磁选和一次扫选磁选,都为开路磁选;两次磁选的设备为立环脉动高梯度磁选机。
3、根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,步骤(2)所述的底流浓度为50%-60%,溢流浓度为15%-20%。
4、根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,步骤(1)所述一段磨矿的设备为格子型球磨机与高堰式双螺旋分级机配套形成回路;步骤(2)所述二段磨矿的设备是溢流型球磨机与旋流器组形成回路。
5、根据权利要求1所述的选矿方法,其特征在于,所述步骤(3)所述的反浮选作业为一次粗选及二次扫选,并为开路反浮选;其中,反浮选粗选设备选用浮选柱。
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