高铁铝土矿铝铁分离综合利用方法

专利名称：高铁铝土矿铝铁分离综合利用方法
技术领域：
本发明涉及一种铝土矿选矿方法，特别是涉及一种高铁铝土矿中强磁选铝铁分离及阴离子反浮选回收铁的综合利用方法。
二.
背景技术：
在我国铝土矿资源中有一类含铁量较高的铝土矿，其广泛分布于我国的河南、广西、山西等地，地质储量较大。其氧化铝含量在25％以上，氧化铁含量在10％以上。由于其含铁量高，铝品位低，一直未被我国铝冶炼行业所利用。随着我国工业的快速发展，使铝土矿的需求急剧增加，我国已每年从国外进口铝土矿700万吨。而且，世界各国经济的快速发展也造成工业原材料供应的日益紧张，氧化铝生产成本上升，矿石资源越来越成为氧化铝工业发展的制约因素。在这种情况下，开发利用高铁铝土矿资源，对我国铝业可持续发展以及合理利用国家资源具有十分重要的社会经济意义。
铝土矿是生产金属铝的最佳原料，其用量占世界铝土矿总产量的90％以上。铝土矿的非金属用途是作耐火材料、耐磨材料，化学制品以及高铝水泥的原料。铝土矿用于生产氧化铝有烧结法，拜尔法，联合法等。这几种方法适合于处理氧化铁含量小于10％的中、低品位的铝土矿。对于氧化铁含量大于10％的铝土矿，上述几种方法均不适宜采用。
为提高高铁铝土矿中氧化铝的品位，降低铁的含量，以获得合格的铝精矿，需要将矿石中的铁进行脱除。已申请专利200410010400.7公布了高铁铝土矿中铝铁磁选分离的方法。但该方法关于强磁选的分离过程和分离条件很宽，对某些特定矿较详细的工艺条件并未进一步给出。在已公布的专利中，如92105235.9号专利、98102900.0号专利，200410050751.0号专利，都是关于铝土矿脱脉石、脱硅，获得一水硬铝石精矿的方法，并没有关于高铁铝土矿铝铁分离的方法。专利92105205.7公布了一种降低铝土矿中铁钛杂质含量的浮选方法，该发明是用硫酸对细磨后的矿物进行清洗表面杂质，通过一次粗选、二次精选、三次扫选的工艺过程降低铝土矿中钛、铁含量。但该方法也仅仅适合于低铁含量的铝土矿，且过程繁琐，需使用大量的酸，还易污染环境，如果应用于高铁铝土矿，将会造成大量铁资源的浪费。
三.

发明内容
本发明的目的在200410010400.7专利申请基础上对某些特定铝土矿的强磁选铝铁分离条件，阴离子反浮选回收铁的浮选条件及其综合利用方法进行进一步探讨，实现工业化生产。
本发明的技术方案一种高铁铝土矿铝铁分离综合利用方法，包括高铁铝土矿强磁选铝铁分离和磁选精矿回收铁精矿，采用破碎机将矿石破碎至0～25mm粒度，再用磨矿设备磨细，通过分级机选出粒度为-0.074mm占60％～85％的矿粒，较粗的颗粒返回磨矿设备再细磨，以水为输送介质，将矿浆导入强磁磁选机，通过强磁粗选、强磁精选、强磁扫选的流程，使矿浆中的氧化铁磁性矿物和氧化铝非磁性矿物分离，采用阴离子反浮选法对磁选精矿中的铁进行回收，磁选精矿经磨矿后，用调整剂调浆，用分散剂对矿浆进行分散，用抑制剂抑制铁矿物，用捕收剂对磁选精矿中的铝、硅矿物进行浮选脱除，(1).高铁铝土矿的氧化铁含量≥10％，氧化铝含量≥40％；(2).高铁铝土矿强磁粗选的给矿浓度为20％～35％；强磁精选给矿浓度为8％～15％；(3).分离磁性矿物和非磁性矿物的强磁磁选机的强度为8000奥斯特～16000奥斯特；(4).矿浆经过强磁磁选机粗选，分离出磁性矿物粗选精矿铁精矿和非磁性矿物粗选尾矿铝精矿；将粗选铁精矿经过强磁磁选机精选，分离出精选铁精矿和精选尾矿；将粗选尾矿铝精矿经过强磁磁选机扫选，分离出扫选尾矿和扫选铝精矿；将扫选铝精矿脱泥获得产品氧化铝精矿；(5).将氧化铁磁性矿浆，或氧化铝非磁性矿浆通过真空过滤机进行水与氧化铁或氧化铝固相分离，分别获得富氧化铁精矿，或富氧化铝精矿；(6).磁选精矿的磨矿粒度在-400目占84％～99％；(7).精矿浮选浓度为20％～45％；(8).磁选精矿经磨矿后进行第一次反浮选，对分离出的铁精矿再进行第二次反浮选分离出产品铁精矿和尾矿；(9).产品铝精矿品位＞68％，回收率＞70％，铁精矿品位＞55％，回收率＞50％。
所述的高铁铝土矿铝铁分离综合利用方法，通过分级机选出粒度为-0.074mm占68％～79％的矿粒。
强磁粗选的给矿浓度为22％～28％。
所述的高铁铝土矿铝铁分离综合利用方法，将精选尾矿或扫选尾矿返回强磁磁选机进行再次磁选。
分离磁性矿物和非磁性矿物的强磁粗选的强度为12000奥斯特～13000奥斯特，强磁精选的强度为10000奥斯特～12000奥斯特，强磁扫选的强度为14000奥斯特～15000奥斯特。
强磁粗选或强磁精选的尾矿氧化铝精矿冲洗水水量为220L/h～450L/h。
一种磁选精矿回收铁精矿方法，是采用阴离子反浮选法对磁选精矿中的铁进行回收，磁选精矿经磨矿后，用调整剂调浆，用分散剂对矿浆进行分散，用抑制剂抑制铁矿物，用捕收剂对磁选精矿中的铝、硅矿物进行浮选脱除，①.磁选精矿的磨矿粒度在-400目占84％～99％；②.精矿浮选浓度为20％～45％；③.磁选精矿经磨矿后进行第一次反浮选，对分离出的铁精矿再进行第二次反浮选分离出产品铁精矿和尾矿。
所述的调整剂为氢氧化钠，或为碳酸钠；所述的分散剂为水玻璃，或为六偏磷酸钠，或为硫酸盐；所述的抑制剂为淀粉，所述的捕收剂为油酸，或为妥尔油，或为捕收剂WHA-3。
所述的调整剂为氢氧化钠，所述的分散剂为水玻璃，所述的捕收剂为捕收剂WHA-3。
所述调整剂氢氧化钠的用量为450g/t～800g/t，所述分散剂水玻璃用量为150g/t～450g/t，所述抑制剂淀粉用量为800g/t～1200g/t，所述捕收剂WHA-3第一次反浮选用量为450g/t～900g/t，第二次反浮选用量为150g/t～300g/t。
本发明的积极有益效果1.本发明的高铁铝土矿铝铁分离综合利用方法，采用强磁选——阴离子反浮选联合工艺，对高铁铝土矿进行选矿综合回收，从中回收铝精矿及铁精矿。经实验室试验及扩大连续试验，均获得满意效果，铝精矿品位＞68％，回收率＞70％，铁精矿品位＞56％，回收率＞50％。
2.本发明利用磁性技术的物理方法实现铝土矿中铝铁的分离，不会产生化学污染，对保护环境有利，且工艺流程简单合理，易于操控，具有很强的适应性。
3.铁精矿可用作炼铁原料，磁选后的尾矿也可做水泥厂原料，使资源得到很好的综合利用。
4.本发明对开发我国高铁铝土矿资源，具有重大的经济价值，为铝土矿生产氧化铝提供了一种新的技术方案，具有较好的市场前景和较大的发展潜力。
5.本发明对我国铝土矿资源的充分综合利用提供了一条新的利用途径，在国家倡导循环经济、创建节约的社会形式下有着非常重要的意义。
四.


图1高铁铝土矿铝铁分离综合利用方法的工艺流程方框2高铁铝土矿铝铁分离综合利用方法的工艺流程方框3高铁铝土矿铝铁分离综合利用方法的工艺流程方框4磁选精矿回收铁精矿的工艺流程方框图五.
具体实施例方式实施例一参见图1，将铁含量为19.36％、氧化铝含量为55.69％的高铁铝土矿经破碎机破碎成0～25mm粒度。将上述粒度的矿粒装进球磨机进行磨矿，将磨矿好的铝土矿粉装入圆筒筛的分级机进行分级分筛，筛出为0.074mm粒度的矿粉占85％，大于0.074mm粒度的铝土矿粒，重新磨矿，在磨矿的同时加入清水，使矿浆浓度在20％，磨好的矿浆通过矿浆泵送入矿浆槽，导入强磁选机中进行粗选(磁场强度为12000奥斯特)，将分离出的磁性矿物粗选铁精矿和非磁性矿物粗选尾矿氧化铝精矿通过真空转鼓过滤机滤去水份后导入强磁选机分别进行强磁精选(磁场强度为10000奥斯特)和强磁扫选(磁场强度为14000奥斯特)，分离出精选铁精矿和扫选铝精矿以及精选尾矿和扫选尾矿，强磁精选的给矿浓度为8％，将精选尾矿、扫选尾矿返回强磁选机进行再次磁选。强磁选机磁盘转速为3r/min，氧化铝精矿冲洗水量为220L/h。将强磁选铁精矿经磨矿后进行分级分筛，筛出为-400目的矿粉占99％，在磨矿的同时加入清水，使浮选浓度为20％，用氢氧化钠调浆，氢氧化钠的用量为800g/t，使矿浆的pH值为11，用分散剂水玻璃对矿浆中的细泥进行分散，水玻璃用量为150g/t，用抑制剂淀粉抑制铁矿物，用量为800g/t，用捕收剂WHA-3对磁选精矿中的滤、铁矿物进行浮选脱除，第一次反浮选用量为450g/t，第二次反浮选用量为300g/t。其分离结果见表1。
表1 高铁铝土矿铝铁分离综合利用结果

实施例二对铁含量为20.24％、氧化铝含量为52.59％的高铁铝土矿进行高铁铝土矿铝铁分离综合利用，其具体操作步骤与实施例一中步骤基本相同，不再详细叙述。不同之处在于0.074mm粒度的矿粒占68％，强磁粗选给矿浓度为35％，强磁精选给矿浓度为10％，强磁粗选磁场强度为13000奥斯特，强磁精选磁场强度为10000奥斯特，强磁扫选磁场强度为15000奥斯特，强磁选机磁盘转速为2r/min，氧化铝精矿冲洗水量为120L/h，-400目的矿粉占84％，浮选浓度为45％，氢氧化钠的用量为450g/t，水玻璃用量为300g/t，淀粉用量为1000g/t，捕收剂WHA-3第一次反浮选用量为450g/t，第二次反浮选用量为260g/t，其分离结果见表2。
表2 高铁铝土矿铝铁分离综合利用结果

实施例三参见图2，对铁含量为20.11％、氧化铝含量为53.17％的高铁铝土矿进行高铁铝土矿铝铁分离综合利用，其具体操作步骤与实施例一中步骤基本相同，不再详细叙述。不同之处在于0.074mm粒度的矿粒占60％，强磁粗选给矿浓度为28％，强磁精选给矿浓度为15％，强磁粗选磁场强度为12500奥斯特，强磁精选磁场强度为12000奥斯特，强磁扫选磁场强度为14500奥斯特，强磁选机磁盘转速为4r/min，氧化铝精矿冲洗水量为600L/h，-400目的矿粉占95％，浮选浓度为23％，氢氧化钠的用量为600g/t，水玻璃用量为450g/t，淀粉用量为1200g/t，捕收剂WHA-3第一次反浮选用量为900g/t，第二次反浮选用量为150g/t，对铝精矿溢流成份进行回收，其分离结果见表3。
表3 高铁铝土矿铝铁分离综合利用结果

实施例四对铁含量为17.28％、氧化铝含量为52.88％的高铁铝土矿进行高铁铝土矿铝铁分离综合利用，其具体操作步骤与实施例一中步骤基本相同，不再详细叙述。不同之处在于0.074mm粒度的矿粒占79％，强磁粗选给矿浓度为22％，强磁精选给矿浓度为12％，强磁粗选磁场强度为12000奥斯特，强磁精选磁场强度为11000奥斯特，强磁扫选磁场强度为14000奥斯特，强磁选机磁盘转速为4r/min，氧化铝精矿冲洗水量为450L/h，-400目的矿粉占98％，浮选浓度为27％，氢氧化钠的用量为720g/t，水玻璃用量为360g/t，淀粉用量为1100g/t，捕收剂WHA-3第一次反浮选用量为600g/t，第二次反浮选用量为200g/t，对铝精矿溢流成份进行回收，其分离结果见表4。
表4 高铁铝土矿铝铁分离综合利用结果

实施例五对铁含量为16.31％、氧化铝含量为51.23％的高铁铝土矿进行强磁选铝铁分离。将高铁铝土矿经破碎机破碎成0～25mm粒度。将上述粒度的矿粒装进球磨机进行磨矿，将磨矿好的铝土矿粉装入圆筒筛的分级机进行分级分筛，筛出为0.074mm粒度的矿粉占71％，大于0.074mm粒度的铝土矿粒，重新磨矿，在磨矿的同时加入清水，使矿浆浓度在28％，磨好的矿浆通过矿浆泵送入矿浆槽，导入强磁选机中进行粗选(磁场强度为12000奥斯特)，将分离出的磁性矿物粗选铁精矿和非磁性矿物粗选尾矿氧化铝精矿通过真空转鼓过滤机滤去水份后导入强磁选机分别进行强磁精选(磁场强度为10000奥斯特)和强磁扫选(磁场强度为14000奥斯特)，分离出精选铁精矿和扫选铝精矿以及精选尾矿和扫选尾矿，将精选尾矿和扫选尾矿丢弃。强磁精选的给矿浓度为10％，强磁选机磁盘转速为3r/min，氧化铝精矿冲洗水量为360L/h。
表5 高铁铝土矿强磁选分离结果

实施例六对铁含量为17.21％、氧化铝含量为53.75％的高铁铝土矿进行强磁选铝铁分离，其具体操作步骤与实施例五中步骤基本相同，不再详细叙述。不同之处在于0.074mm粒度的矿粒占85％，强磁粗选给矿浓度为35％，强磁精选给矿浓度为8％，强磁粗选磁场强度为12500奥斯特，强磁精选磁场强度为12000奥斯特，强磁扫选磁场强度为15000奥斯特，强磁选机磁盘转速为4r/min，氧化铝精矿冲洗水量为450L/h，铝铁分离结果见表6。
表6 高铁铝土矿强磁选分离结果

实施例七对铁含量为19.36％、氧化铝含量为555.69％的高铁铝土矿进行强磁选铝铁分离，其具体操作步骤与实施例五中步骤基本相同，不再详细叙述。不同之处在于0.074mm粒度的矿粒占72％，强磁粗选给矿浓度为28％，强磁精选给矿浓度为10％，强磁粗选磁场强度为13000奥斯特，强磁精选磁场强度为121000奥斯特，强磁扫选磁场强度为15000奥斯特，强磁选机磁盘转速为2r/min，氧化铝精矿冲洗水量为600L/h。将精选尾矿和扫选尾矿返回强磁磁选机进行再选，铝铁分离结果见表7。
表7 高铁铝土矿强磁选分离结果

实施例八参见图4，将铁含量为35.79％、氧化铝含量为34.09％的强磁选铁精矿经磨矿后进行分级分筛，筛出为-400目的矿粉占99％，在磨矿的同时加入清水，使浮选浓度为45％，用氢氧化钠调浆，氢氧化钠的用量为800g/t，用分散剂水玻璃对矿浆中的细泥进行分散，水玻璃用量为150g/t，用抑制剂淀粉抑制铁矿物，用量为1000g/t，用捕收剂WHA-3对磁选精矿中的滤、铁矿物进行浮选脱除，第一次反浮选用量为550g/t，第二次反浮选用量为300g/t，磁选精矿反浮选收铁结果见表8。
表8 磁选精矿反浮选收铁结果

实施例九对铁含量为36.19％、氧化铝含量为33.43％的强磁选铁精矿经磨矿后进行分级分筛，其具体操作步骤与实施例八中步骤基本相同，不再详细叙述。不同之处在于-400目的矿粉占96％，浮选浓度为20％，氢氧化钠的用量为450g/t，水玻璃用量为450g/t，淀粉用量为1200g/t，捕收剂WHA-3第一次反浮选用量为900g/t，第二次反浮选用量为150g/t，其分离结果见表9。
表9 磁选精矿反浮选收铁结果

实施例十对铁含量为36.52％、氧化铝含量为31.12％的强磁选铁精矿经磨矿后进行分级分筛，其具体操作步骤与实施例八中步骤基本相同，不再详细叙述。不同之处在于-400目的矿粉占95％，浮选浓度为32％，氢氧化钠的用量为450g/t，水玻璃用量为450g/t，淀粉用量为1200g/t，捕收剂WHA-3第一次反浮选用量为700g/t，第二次反浮选用量为250g/t，其分离结果见表10。
表10 磁选精矿反浮选收铁结果

权利要求
1.一种高铁铝土矿铝铁分离综合利用方法，包括高铁铝土矿强磁选铝铁分离和磁选精矿回收铁精矿，采用破碎机将矿石破碎至0～25mm粒度，再用磨矿设备磨细，通过分级机选出粒度为-0.074mm占60％～85％的矿粒，较粗的颗粒返回磨矿设备再细磨，以水为输送介质，将矿浆导入强磁磁选机，通过强磁粗选、强磁精选、强磁扫选的流程，使矿浆中的氧化铁磁性矿物和氧化铝非磁性矿物分离，采用阴离子反浮选法对磁选精矿中的铁进行回收，磁选精矿经磨矿后，用调整剂调浆，用分散剂对矿浆进行分散，用抑制剂抑制铁矿物，用捕收剂对磁选精矿中的铝、硅矿物进行浮选脱除，其特征是(1).高铁铝土矿的氧化铁含量≥10％，氧化铝含量≥40％；(2).高铁铝土矿强磁粗选的给矿浓度为20％～35％；强磁精选给矿浓度为8％～15％；(3).分离磁性矿物和非磁性矿物的强磁磁选机的强度为8000奥斯特～16000奥斯特；(4).矿浆经过强磁磁选机粗选，分离出磁性矿物粗选精矿铁精矿和非磁性矿物粗选尾矿铝精矿；将粗选铁精矿经过强磁磁选机精选，分离出精选铁精矿和精选尾矿；将粗选尾矿铝精矿经过强磁磁选机扫选，分离出扫选尾矿和扫选铝精矿；将扫选铝精矿脱泥获得产品氧化铝精矿；(5).将氧化铁磁性矿浆，或氧化铝非磁性矿浆通过真空过滤机进行水与氧化铁或氧化铝固相分离，分别获得富氧化铁精矿，或富氧化铝精矿；(6).磁选精矿的磨矿粒度在-400目占84％～99％；(7).精矿浮选浓度为20％～45％；(8).磁选精矿经磨矿后进行第一次反浮选，对分离出的铁精矿再进行第二次反浮选分离出产品铁精矿和尾矿；(9).产品铝精矿品位＞68％，回收率＞70％，铁精矿品位＞55％，回收率＞50％。
2.根据权利要求1所述的高铁铝土矿铝铁分离综合利用方法，其特征是通过分级机选出粒度为-0.074mm占68％～79％的矿粒。
3.根据权利要求1所述的高铁铝土矿铝铁分离综合利用方法，其特征是强磁粗选的给矿浓度为22％～28％。
4.根据权利要求1所述的高铁铝土矿铝铁分离综合利用方法，其特征是将精选尾矿或扫选尾矿返回强磁磁选机进行再次磁选。
5.根据权利要求1所述的高铁铝土矿铝铁分离综合利用方法，其特征是分离磁性矿物和非磁性矿物的强磁粗选的强度为12000奥斯特～13000奥斯特，强磁精选的强度为10000奥斯特～12000奥斯特，强磁扫选的强度为14000奥斯特～15000奥斯特。
6.根据权利要求1所述的高铁铝土矿铝铁分离综合利用方法，其特征是强磁粗选或强磁精选的尾矿氧化铝精矿冲洗水水量为220L/h～450L/h。
7.一种磁选精矿回收铁精矿方法，是采用阴离子反浮选法对磁选精矿中的铁进行回收，磁选精矿经磨矿后，用调整剂调浆，用分散剂对矿浆进行分散，用抑制剂抑制铁矿物，用捕收剂对磁选精矿中的铝、硅矿物进行浮选脱除，其特征是①.磁选精矿的磨矿粒度在-400目占84％～99％；②.精矿浮选浓度为20％～45％；③.磁选精矿经磨矿后进行第一次反浮选，对分离出的铁精矿再进行第二次反浮选分离出产品铁精矿和尾矿。
8.根据权利要求7所述的磁选精矿回收铁精矿方法，其特征是所述的调整剂为氢氧化钠，或为碳酸钠；所述的分散剂为水玻璃，或为六偏磷酸钠，或为硫酸盐；所述的抑制剂为淀粉，所述的捕收剂为油酸，或为妥尔油，或为捕收剂WHA-3。
9.根据权利要求8所述的磁选精矿回收铁精矿方法，其特征是所述的调整剂为氢氧化钠，所述的分散剂为水玻璃，所述的捕收剂为捕收剂WHA-3。
10.根据权利要求9所述的磁选精矿回收铁精矿方法，其特征是所述调整剂氢氧化钠的用量为450g/t～800g/t，所述分散剂水玻璃用量为150g/t～450g/t，所述抑制剂淀粉用量为800g/t～1200g/t，所述捕收剂WHA-3第一次反浮选用量为450g/t～900g/t，第二次反浮选用量为150g/t～300g/t。
全文摘要
本发明涉及一种铝土矿选矿方法，特别是涉及一种高铁铝土矿中强磁选铝铁分离及阴离子反浮选回收铁的综合利用方法。本发明方法首先对高铁铝土矿进行强磁选铝铁分离，采用破碎机将矿石破碎至0～25mm粒度，通过分级机选出粒度为－0.074mm占60％～85％的矿粒，以水为输送介质，将矿浆经过强磁磁选机粗选，分离出磁性矿物粗选铁精矿和非磁性矿物粗选铝精矿；将粗选铁精和粗选铝精矿分别经过强磁磁选机精选和扫选，分离出精选铁精矿和精选尾矿，扫选铝精矿和扫选尾矿；将扫选铝精矿脱泥获得产品氧化铝精矿。再对分离出的磁选精矿铁精矿进行阴离子反浮选回收铁，将磁选精矿经磨矿后，磨矿粒度在－400目占84％～99％，添加调整剂、分散剂、抑制剂、捕收剂进行第一次反浮选，对分离出的铁精矿再进行第二次反浮选分离出产品富铁精矿和尾矿。
文档编号B03D1/00GK1806930SQ20061001737
公开日2006年7月26日 申请日期2006年1月25日 优先权日2006年1月25日
发明者李天庚, 王霄楠, 吴一峰 申请人:中国长城铝业公司, 李天庚, 王霄楠, 吴一峰