CN105536979A - 从一次选铁尾矿中提取微细粒铁精矿的方法 - Google Patents
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Abstract
从一次选铁尾矿中提取微细粒铁精矿的方法，包括如下步骤：一次选铁后的赤泥尾矿，经高梯度磁选机粗选和精选得到较为粗粒的铁精矿，粗选尾矿和精选尾矿中还含有大量的微细粒铁精矿。通过加入NSF分散剂调浆，在磁选前加入聚丙烯酰胺类A型絮凝剂，经立环高梯度磁选机粗选和精选，或平环高梯度磁选机一道选矿，得到铁精矿，尾矿用浓密机浓缩后泵送到赤泥库堆存，浓密机上清液用于系统内循环调浆冲矿，尾矿渣及水都不外排。本发明适用于含Fe在15％以上、矿浆浓度为30～45％的尾矿，具有工艺简单、操作环境友好、适应性广的特点。
Description
技术领域
本发明涉及选矿技术领域，是从一次选铁尾矿中提取微细粒铁精矿的方法。
背景技术
现有赤泥选铁工艺流程为：泵送赤泥－搅拌－隔栅筛除渣－两次强磁选－精矿浓密－精矿压滤－尾矿集中返回，三次洗涤或浓密后送至浓缩车间，滤液就地作为补水使用，现有设计指标为：原矿赤泥含Fe26％左右，精矿Fe品位≥55％、Fe回收率22％，赤泥中铁矿物粒度大小是影响铁回收指标的重要因素，赤泥中小于0.01mm粒级铁金属量占了52.21％，脉石中铁金属量占了3.1％，由于目前的磁选技术几乎不能回收小于0.01mm的微细粒磁性物，因此对该赤泥至少有55.4％的铁将在磁选中丢失，铁的理论回收率为44.6％左右，迄今为止，尚无一种对赤泥中小于0.01mm的微细粒级铁矿物的回收工艺的报导。
发明内容
本发明的目的是提供从一次选铁尾矿中提取微细粒铁精矿的方法，能够解决赤泥经一次磁选后的赤泥尾矿中小于0.01mm的微细粒级铁矿物的回收问题，提高回收率和产率，节约投资，降低能耗，适用性广，对氧化铝生产工艺方法无影响、无特殊要求。
本发明的技术方案是：从一次选铁尾矿中提取微细粒铁精矿的方法，利用立环式高梯度磁选机两道磁选处理粗、精混合后的尾矿，或者利用立环式高梯度磁选机分别处理粗选、精选尾矿，或者利用平环式高梯度磁选机处理粗、精混合后的尾矿。
所述利用立环式高梯度磁选机两道磁选处理粗、精混合后的尾矿的具体操作步骤如下：
1.1氧化铝厂排出的废渣赤泥，经高梯度磁选机粗选和精选得到粗选尾矿和精选尾矿中还含有大量的微细粒铁精矿，调浆到浓度30～45％，调浆时按10～55g/t干矿加入NSF分散剂；
1.2将步骤1.1调浆后的微细粒铁精矿，利用两级立环式高梯度磁选机进行粗选和精选，磁选前按10～35g/t干矿加入聚丙烯酰胺类A型絮凝剂，粗选磁场强度为1～2.0T，精选磁场强度为0.7～1.6T，第一级粗选得到的粗选精矿品位为47～54％、产率15～38％、回收率35～75％；第二级精选得到的精选精矿品位48～54％、产率8～26％、回收率10～45％，粗选尾矿和精选尾矿排往尾矿浓密机进行后处理；
1.3利用尾矿浓密机对二次选铁后的尾矿进行浓缩处理，按15g/t干矿加入BKN-1型高效絮凝剂，浓缩后底流矿浆品位在5～10％、产率90～94％、回收率80％、浓度40％，底流浓缩后的尾矿送至赤泥库，上清液用于系统内循环调浆冲矿。
所述利用立环式高梯度磁选机分别处理粗选、精选尾矿的具体操作步骤如下：
2.1粗选尾矿浓度18～29％、Fe品位15％，调整浓度至30～54％后，进行第一级粗选得到得铁精矿品位40～54％、产率30～54％、回收率50～75％，第二级精选后，铁精矿品位44～55％、产率30～54％、回收率50～75％，尾矿排往浓密机浓缩处理；
2.2精选尾矿浓度4.22～15％、Fe品位34～44％、调浆浓度至30～40％后，只进行一级磁选，用立环式高梯度磁选机磁选得到的铁精矿品位42～50％、产率40～55％、回收率43～75％，尾矿排往浓密机浓缩处理；
2.3利用尾矿浓密机对二次选铁后的尾矿进行浓缩处理，按15g/t干矿加入BKN-1型高效絮凝剂，浓缩后底流矿浆品位在3～8％、产率70～75％、回收率72％、浓度40％，底流浓缩后的尾矿送至赤泥库，上清液用于系统内循环调浆冲矿，
所述利用平环式高梯度磁选机处理粗、精混合后的尾矿的具体操作步骤如下：
3.1一次选铁后粗选和精选尾矿混合调浆至浓度30～45％，调浆时按10～55g/t干矿加入NSF分散剂，利用平环式高梯度磁选机进行一道磁选，获得铁获得铁精矿品位44～54％、产率15～38％、回收率50～75％，尾矿排往浓密机浓缩处理；
3.2利用尾矿浓密机对二次选铁后的尾矿进行浓缩处理，按15g/t干矿加入BKN-1型高效絮凝剂，浓缩后底流矿浆品位在5～10％、产率90～94％、回收率80％、浓度40％，底流浓缩后的尾矿送至赤泥库，上清液用于系统内循环调浆冲矿。
所述平环式高梯度磁选机内导磁不锈钢制作的磁介质板，板间距离为1～3mm，其中分选间隙中最大磁感应强度为0.8～2T，给矿粒度<1mm、介质场强大于3.2T、磁场梯度大于106mm。
二次提取微细粒级铁精矿后尾矿会比原赤泥浆液稀很多，若直接排往赤泥库会对赤泥库造成过大压力，也不利于园网浓缩机浓缩挂浆，因此，该工序通过尾矿浓密机对二次提铁后尾矿进行浓缩处理，浓缩至赤泥的初始浓度，再送至浓缩车间或赤泥库。
除另有说明外，本发明所述的百分比均为质量百分比，各成分含量百分比之和为100％。
本发明的突出优点在于：
1、与单纯的现有赤泥磁选选取铁精矿工艺比较，本发明多了加入NSF型分散剂和聚丙烯酰胺类A型絮凝剂，先分散后再选择性疏水絮凝的工序，产率、回收率都提高了一倍多，经济效益高，且工艺简单，单位能耗低，单位生产成本低。
2、常温常压下二次提铁，没有水蒸汽溢出，没有废气排放，尾矿及水在内部循环，不外排，操作环境友好。
3、采用自流的物料输送方式，动力投入小，节约能源。
4、不造成上游生产线能耗损失，对上游生产氧化铝厂没影响，对氧化铝生产工艺没要求，适应性广。
5、本发明同样可用于赤泥的一次处理，选得的铁精矿品位、回收率更高。
附图说明
图1为利用立环式高梯度磁选机两道磁选处理粗、精混合后的尾矿的工艺流程图。
图2为利用立环式高梯度磁选机分别处理粗选、精选尾矿的工艺流程图。
图3为利用平环式高梯度磁选机处理粗、精混合后的尾矿的工艺流程图。
具体实施方式
以下通过实例对本发明的技术方案作进一步描述。
实施例1
本发明所述的从一次选铁尾矿中提取微细粒铁精矿的方法的一个实例，包括如下步骤：
在一次提铁浓密机底流通过管道输送尾矿送达浓缩车间之前的管道上短接，用管道把尾矿输送至选铁厂的调浆槽Φ5000×5500mm，调浆过程中按10～25g/t干矿加入NSF型分散剂，然后利用调浆槽上的液压差，使赤泥浆液自流到圆筒筛，粒度大于500μm筛余物作为尾矿排入尾矿浓密机，粒度小于500μm赤泥进入DLS－250立环脉动高梯度磁选机粗选，磁场强度1-2T，粗选出来的铁精矿再进入DLS－200立环脉动高梯度磁选机精选，磁场强度0.7-1.6T，在粗磁选前按10～35g/t干矿加入聚丙烯酰胺类A型絮凝剂。精选出来的铁精矿通过溜槽自流到精矿浓密机；精选的赤泥尾矿浆液流入精尾槽，随后泵送至赤泥尾矿浓密机，同时，粗选的赤泥尾矿、圆筒筛筛余赤泥浆液汇合到溜槽，进入赤泥尾矿浓密机，并于浓密机中按15g/t干矿添加BKN-1型高效絮凝剂辅助浓缩，上述浆液经浓密机浓缩到40％浓度后，泵送到赤泥尾矿库。铁精矿浓密机的上清液自流到上清液池，底流则泵送到压滤厂房压滤，压滤后的铁精矿含水10～15％直接排入铁精矿料仓，由铲车堆放或装车出售。压滤液自流回铁精矿浓密机，溢流回上清液池，最后泵送回选铁厂作为循环溶液循环使用。本发明在广西某铝业公司试验从赤泥中选铁，得到精选精矿品位达52.99％以上，产率25％以上，回收率75％以上，日处理7266吨赤泥，经济效益非常可观。投资少，能耗低，具有极高的推广应用价值。
实施例2
本发明所述的从一次选铁尾矿中提取微细粒铁精矿的方法的另一个实例，包括如下步骤：
在一次提铁粗、精选磁选机通过管道输送尾矿到浓密机的管道上短接，用管道把粗、精选尾矿分别输送至选铁厂的调浆槽Φ5000×5500mm，调浆过程中按10～25g/t干矿加入NSF型分散剂，然后利用调浆槽上的液压差，使赤泥浆液自流到圆筒筛，粒度大于500μm筛余物作为尾矿排入尾矿浓密机，粒度小于500μm的粗选尾矿赤泥进入DLS－250立环脉动高梯度磁选机粗选，磁场强度1-2T，粗选出来的铁精矿再进入DLS－200立环脉动高梯度磁选机精选，磁场强度0.7-1.6T，在粗磁选前按10～35g/t干矿加入聚丙烯酰胺类A型絮凝剂；粒度小于500μm的精选尾矿赤泥只经过DLS－200立环脉动高梯度磁选机精选，磁场强度0.7-1.6T，在粗磁选前按10～35g/t干矿加入聚丙烯酰胺类A型絮凝剂。精选出来的铁精矿分别通过溜槽自流到精矿浓密机；精选的赤泥尾矿浆液流入精尾槽，随后泵送至赤泥尾矿浓密机，同时，粗选的赤泥尾矿、圆筒筛筛余赤泥浆液汇合到溜槽，进入赤泥尾矿浓密机，并于浓密机中按15g/t干矿添加BKN-1型高效絮凝剂辅助浓缩，上述浆液经浓密机浓缩到40％浓度后，泵送到赤泥尾矿库。铁精矿浓密机的上清液自流到上清液池，底流则泵送到压滤厂房压滤，压滤后的铁精矿含水10～15％直接排入铁精矿料仓，由铲车堆放或装车出售。压滤液自流回铁精矿浓密机，溢流回上清液池，最后泵送回选铁厂作为循环溶液循环使用。本发明在广西某铝业公司试验从赤泥中选铁，日处理5000吨一次提铁尾矿，得到精选精矿品位达45％以上，产率45％以上，回收率60％以上。
实施例3
本发明所述的从一次选铁尾矿中提取微细粒铁精矿的方法的再一个实例，包括如下步骤：
在一次提铁浓密机底流通过管道输送尾矿送达浓缩车间之前的管道上短接，用管道把尾矿输送至选铁厂的调浆槽Φ5000×5500mm，调浆过程中按10～25g/t干矿加入NSF型分散剂，然后利用调浆槽上的液压差，使赤泥浆液自流到圆筒筛，粒度大于500μm筛余物作为尾矿排入尾矿浓密机，粒度小于500μm赤泥进入ZH2600平环脉动高梯度磁选机磁选，介质场强大于3.2T，磁场梯度大于106mm，磁选前按10～35g/t干矿加入聚丙烯酰胺类A型絮凝剂。磁选出来的铁精矿通过溜槽自流到精矿浓密机；精选的赤泥尾矿浆液流入精尾槽，随后泵送至赤泥尾矿浓密机，同时，粗选的赤泥尾矿、圆筒筛筛余赤泥浆液汇合到溜槽，进入赤泥尾矿浓密机，并于浓密机中按15g/t干矿添加BKN-1型高效絮凝剂辅助浓缩，上述浆液经浓密机浓缩到40％浓度后，泵送到赤泥尾矿库。铁精矿浓密机的上清液自流到上清液池，底流则泵送到压滤厂房压滤，压滤后的铁精矿含水10～15％直接排入铁精矿料仓，由铲车堆放或装车出售。压滤液自流回铁精矿浓密机，溢流回上清液池，最后泵送回选铁厂作为循环溶液循环使用。本发明在广西某铝业公司试验从赤泥中选铁，得到精选精矿品位达48％以上，产率25％以上，回收率68％以上，日处理6000吨一次提铁尾矿。
Claims (2)
1.从一次选铁尾矿中提取微细粒铁精矿的方法，其特征在于，利用立环式高梯度磁选机两道磁选处理粗、精混合后的尾矿，或者利用立环式高梯度磁选机分别处理粗选、精选尾矿，或者利用平环式高梯度磁选机处理粗、精混合后的尾矿，
所述利用立环式高梯度磁选机两道磁选处理粗、精混合后的尾矿的具体操作步骤如下：
1.1氧化铝厂排出的废渣赤泥，经高梯度磁选机粗选和精选得到粗选尾矿和精选尾矿中还含有大量的微细粒铁精矿，调浆到浓度30～45％，调浆时按10～55g/t干矿加入NSF分散剂；
1.2将步骤1.1调浆后的微细粒铁精矿，利用两级立环式高梯度磁选机进行粗选和精选，磁选前按10～35g/t干矿加入聚丙烯酰胺类A型絮凝剂，粗选磁场强度为1～2.0T，精选磁场强度为0.7～1.6T，第一级粗选得到的粗选精矿品位为47～54％、产率15～38％、回收率35～75％；第二级精选得到的精选精矿品位48～54％、产率8～26％、回收率10～45％，粗选尾矿和精选尾矿排往尾矿浓密机进行后处理；
1.3利用尾矿浓密机对二次选铁后的尾矿进行浓缩处理，按15g/t干矿加入BKN-1型高效絮凝剂，浓缩后底流矿浆品位在5～10％、产率90～94％、回收率80％、浓度40％，底流浓缩后的尾矿送至赤泥库，上清液用于系统内循环调浆冲矿。
所述利用立环式高梯度磁选机分别处理粗选、精选尾矿的具体操作步骤如下：
2.1粗选尾矿浓度18～29％、Fe品位15％，调整浓度至30～54％后，进行第一级粗选得到得铁精矿品位40～54％、产率30～54％、回收率50～75％，第二级精选后，铁精矿品位44～55％、产率30～54％、回收率50～75％，尾矿排往浓密机浓缩处理；
2.2精选尾矿浓度4.22～15％、Fe品位34～44％、调浆浓度至30～40％后，只进行一级磁选，用立环式高梯度磁选机磁选得到的铁精矿品位42～50％、产率40～55％、回收率43～75％，尾矿排往浓密机浓缩处理；
2.3利用尾矿浓密机对二次选铁后的尾矿进行浓缩处理，按15g/t干矿加入BKN-1型高效絮凝剂，浓缩后底流矿浆品位在3～8％、产率70～75％、回收率72％、浓度40％，底流浓缩后的尾矿送至赤泥库，上清液用于系统内循环调浆冲矿，
所述利用平环式高梯度磁选机处理粗、精混合后的尾矿的具体操作步骤如下：
3.1一次选铁后粗选和精选尾矿混合调浆至浓度30～45％，调浆时按10～55g/t干矿加入NSF分散剂，利用平环式高梯度磁选机进行一道磁选，获得铁获得铁精矿品位44～54％、产率15～38％、回收率50～75％，尾矿排往浓密机浓缩处理；
3.2利用尾矿浓密机对二次选铁后的尾矿进行浓缩处理，按15g/t干矿加入BKN-1型高效絮凝剂，浓缩后底流矿浆品位在5～10％、产率90～94％、回收率80％、浓度40％，底流浓缩后的尾矿送至赤泥库，上清液用于系统内循环调浆冲矿。
2.根据权利要求1所述的从一次选铁尾矿中提取微细粒铁精矿的方法，其特征在于：所述平环式高梯度磁选机内导磁不锈钢制作的磁介质板，板间距离为1～3mm，其中分选间隙中最大磁感应强度为0.8～2T，给矿粒度<1mm、介质场强大于3.2T、磁场梯度大于106mm。
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Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| C06 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| C10 | Entry into substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |
Application publication date: 20160504 |
|
| WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |