CN108580043B

CN108580043B - 一种高含铝铁矿的选矿工艺

Info

Publication number: CN108580043B
Application number: CN201810862815.9A
Authority: CN
Inventors: 杨海龙; 李国洲
Original assignee: Zhongye North (dalian) Engineering Technology Co Ltd
Current assignee: Zhongye North (dalian) Engineering Technology Co Ltd
Priority date: 2018-08-01
Filing date: 2018-08-01
Publication date: 2019-10-11
Anticipated expiration: 2038-08-01
Also published as: CN108580043A

Abstract

本发明涉及一种高含铝铁矿的选矿工艺，其特征在于，将洗矿后的铁品位为37%，Al₂O₃为6%，粒度为1mm～0的原矿矿浆给入旋流器进行分级作业，粒度为‑0.043mm占90%的旋流器溢流给入由中磁机和强磁机构成的磁选作业，获得磁选精矿和强磁尾矿，将强磁精矿给入浓缩池，浓缩池的底流给入由一次粗浮选和连续两次精浮选构成的反浮选作业。本发明的优点是：有效地降低了铁精矿中Al₂O₃的含量，提高了铁精矿的质量和经济效益。

Description

一种高含铝铁矿的选矿工艺

技术领域

本发明属于铁矿选矿技术领域，特别涉及一种高含铝铁矿的选矿工艺。

背景技术

当前，很多矿山，特别是地表层矿山和过渡层矿山由于氧化程度，水化程度的不同矿石类型复杂，主要包括赤铁矿、假象赤铁矿、褐铁矿、针铁矿和部分磁铁矿；由于在成矿过程中长期的风化侵蚀，矿物中往往含有大量的含铁粘土。而非洲塞拉利昂国唐克里里的铁矿除含有上述特征以外，其矿泥中还含有大量的Al₂O₃，这部分Al₂O₃往往和含铁矿物微细粒连生，且该地区原矿铁品位为41.8%，矿泥的铁品位为37.1%，矿泥的铁品位与原矿相差不多，但是矿泥的含量却高达30%，这部分矿泥中铁的有效回收直接关系到该矿的资源的经济效益。但是该矿的矿泥中Al₂O₃却高达6%，Al₂O₃的有效脱出将直接影响从矿泥中分选出来的铁精矿的品质。该种高铝铁矿选出的精矿Al₂O₃含量往往超过3%，这将导致铁精矿Al₂O₃含量超标，降低铁精矿的售价。

发明内容

本发明的目的是一种能够从矿泥中有效回收铁矿物，铁精矿中Al₂O₃含量低，能获得较高铁矿品质的高含铝铁矿矿泥的选矿工艺。

本发明的目的是通过下述技术方案来实现的：

本发明的一种高含铝铁矿的选矿工艺，其特征在于，将洗矿后的铁品位为37%，Al₂O₃为6%，粒度为1mm～0的原矿矿浆给入旋流器进行分级作业，获得粒度为-0.043mm占90%的旋流器溢流和旋流器沉砂，粒度为-0.043mm占90%的旋流器溢流给入由中磁机和强磁机构成的磁选作业，获得强磁精矿和强磁尾矿，将强磁精矿给入浓缩池，浓缩池的溢流作为环水使用，浓缩池的底流给入由一次粗浮选和连续两次精浮选构成的反浮选作业，一次粗浮选精矿给入一次精浮选，一次精浮选精矿给入二次精浮选，获得二次精浮选精矿和二次精浮选尾矿，旋流器沉砂抛尾，强磁尾矿、一次粗浮选尾矿和一次精浮选尾矿合并为综合尾矿抛尾，二次精浮选尾矿返回一次粗浮选作业。

所述的中磁机的采用筒式磁选机，其磁场强度为3500GS，所述的强磁机采用立环脉动式强磁机，其磁场强度为6000GS，所述的强磁精矿的品位为40.52%，回收率为70%。

在所述的浮选粗选作业前采用三个搅拌槽，第一个搅拌槽加入1500g/t_给矿的PH调整剂NaOH，第二个搅拌槽加入500g/t_给矿的活化剂CaO，第三个搅拌槽加入500g/t_给矿的起泡及捕收剂MS-2715，搅拌的时间均为11分钟；粗选的时间为21分钟，所述的浮选二次精浮选加入200g/t_给矿的起泡及捕收剂MS-2715；粗浮选、一次精浮选和二次精浮选浮选作业的温度为25～29摄氏度；一次精浮选的时间为17分钟，二次精浮选的时间为21分钟。

所述的二次精浮选精矿为最终精矿，品位为56%～58%，Al₂O₃的含量为2%，铁回收率为50%，所述的综合尾矿的品位为27.2，回收率为50%。

本发明的优点是：

1）本发明的工艺流程含高含铝铁矿矿泥采用磁选-浮选的流程最终获得了铁品位为56%～58.0%，Al₂O₃的含量为2%，铁回收率为50%的铁精矿，实现了复杂难选的高铝含铁矿泥的有效回收，获得了较高的选别指标。

2）本发明的采用中磁+强磁+反浮选的流程，先利用中磁和强磁保证了磁性矿物的收率，最后用浮选对微细粒含铝连生体，含铝粘土进行活化选出，保证了浮选精矿的品位，最终获得了品位为56%～58%，Al₂O₃的含量为2%，回收率为50%的浮选铁精矿，有效地降低了铁精矿中Al₂O₃的含量，提高了铁精矿的质量和经济效益。

附图说明

图1为本发明的流程结构示意图。

具体实施方式

下面结合附图进一步说明本发明的具体实施方式。

如图1所示，本发明的一种高含铝铁矿的选矿工艺，其特征在于，将洗矿后的铁品位为37%，Al₂O₃为6%，粒度为1mm～0的原矿矿浆给入旋流器进行分级作业，获得粒度为-0.043mm占90%的旋流器溢流和旋流器沉砂，粒度为-0.043mm占90%的旋流器溢流给入由中磁机和强磁机构成的磁选作业，获得强磁精矿和强磁尾矿，所述的中磁机的采用筒式磁选机，其磁场强度为3500GS，所述的强磁机采用立环脉动式强磁机，其磁场强度为6000GS，所述的强磁精矿的品位为40.52%，回收率为70%。

将强磁精矿给入浓缩池，浓缩池的溢流作为环水使用，浓缩池的底流给入由一次粗浮选和连续两次精浮选构成的反浮选作业，一次粗浮选精矿给入一次精浮选，一次精浮选精矿给入二次精浮选，获得二次精浮选精矿和二次精浮选尾矿。

本发明在所述的浮选粗选作业前采用三个搅拌槽，第一个搅拌槽加入1500g/t_给矿的PH调整剂NaOH，第二个搅拌槽加入500g/t_给矿的活化剂CaO，第三个搅拌槽加入500g/t给矿的起泡及捕收剂MS-2715，搅拌的时间均为11分钟；

旋流器沉砂抛尾，强磁尾矿、一次粗浮选尾矿和一次精浮选尾矿合并为综合尾矿抛尾，二次精浮选尾矿返回一次粗浮选作业。

所述的在浮选粗选作业前采用三个搅拌槽，第一个搅拌槽加入1500g/t_给矿的PH调整剂NaOH，第二个搅拌槽加入500g/t_给矿的活化剂CaO，第三个搅拌槽加入500g/t_给矿的起泡及捕收剂MS-2715，搅拌的时间均为11分钟；粗选的时间为21分钟，所述的浮选二次精浮选加入200g/t_给矿的起泡及捕收剂MS-2715；粗浮选、一次精浮选和二次精浮选浮选作业的温度为25～29摄氏度；一次精浮选的时间为17分钟，二次精浮选的时间为21分钟。

所述的二次精浮选精矿为最终精铁矿，品位为56%～58%，Al₂O₃的含量为2%，铁回收率为50%，所述的综合尾矿的品位为27.2，回收率为50%。

Claims

1.一种高含铝铁矿的选矿工艺，其特征在于，将洗矿后的铁品位为37%，Al₂O₃为6%，粒度为1mm～0的原矿矿浆给入旋流器进行分级作业，获得粒度为-0.043mm占90%的旋流器溢流和旋流器沉砂，粒度为-0.043mm占90%的旋流器溢流给入由中磁机和强磁机构成的磁选作业，中磁机的尾矿给入强磁机，获得强磁机精矿及强磁机尾矿，中磁机精矿和强磁机精矿合并为磁选精矿，将磁选精矿给入浓缩池，浓缩池的溢流作为环水使用，浓缩池的底流给入由一次粗浮选和连续两次精浮选构成的反浮选作业，一次粗浮选精矿给入一次精浮选，一次精浮选精矿给入二次精浮选，获得二次精浮选精矿，强磁机尾矿、一次粗浮选尾矿和一次精浮选尾矿合并为综合尾矿抛尾，二次精浮选尾矿返回一次粗浮选作业，

所述的中磁机采用筒式磁选机，其磁场强度为3500GS，所述的强磁机采用立环脉动式强磁机，其磁场强度为6000GS，所述的强磁机精矿的品位为40.52%，回收率为70%。

2.根据权利要求1所述的高含铝铁矿的选矿工艺，其特征在于，在一次粗浮选作业前采用三个搅拌槽，第一个搅拌槽加入1500g/t_给矿的PH调整剂NaOH，第二个搅拌槽加入500g/t_给矿的活化剂CaO，第三个搅拌槽加入500g/t_给矿的起泡及捕收剂MS-2715，搅拌的时间均为11分钟；一次粗浮选的时间为21分钟，所述的二次精浮选加入200g/t_给矿的起泡及捕收剂MS-2715；一次粗浮选、一次精浮选和二次精浮选作业的温度为25～29摄氏度；一次精浮选的时间为17分钟，二次精浮选的时间为21分钟。

3.根据权利要求1所述的高含铝铁矿的选矿工艺，其特征在于，所述的二次精浮选精矿为最终精矿，品位为56%～58%，Al₂O₃的含量为2%，铁回收率为50%，所述的综合尾矿的品位为27.2%，回收率为50%。