一种高铁铝土矿的悬浮焙烧分离铝铁的方法与流程

本发明属于矿物加工技术领域，特别涉及一种高铁铝土矿的悬浮焙烧分离铝铁的方法。

背景技术：

我国优质的铝土矿资源由于氧化铝工业的巨大消耗，日渐匮乏。而我国存在大量铁含量高的高铁型铝土矿资源尚未大规模实现有效利用，高铁型铝土矿资源中铝土矿物主要为三水铝石，一水硬铝石，铁矿物主要为赤铁矿、针铁矿、褐铁矿、菱铁矿等，实现高铁型铝土矿中铁、铝两种资源的有效利用，对缓解我国自产铁、铝矿石供应不足的局面有重要意义。但由于高铁型铝土矿成岩类型的不同和产地不同，性质及成分组成多有区别，尚未有高效技术实现该类型矿石的综合利用。当前多采用强磁选分离其中的铁矿物，或采用浮选分离其中的铁矿物，但常规磁选和浮选只能针对铁矿物组成为磁铁矿或赤铁矿的单一型高铁铝土矿，且分离效率十分低，不能有效分离铝铁，无法推广应用。

技术实现要素：

本发明的目的是提供一种高铁铝土矿的悬浮焙烧分离铝铁的方法，通过将高铁铝土矿破碎后氧化还原焙烧，再进行强弱磁选的方法，简化工艺的同时，提高分离效率和铁矿品位。

本发明的方法按以下步骤进行：

1、将高铁铝土矿破碎至粒度为5～20mm，再磨矿至粒度-0.074mm的部分占总重量50％以上，或磨矿至粒度-0.038mm的部分占总重量80％以上，获得矿粉；

2、将矿粉进行一段弱磁选，磁场强度1000～2000oe，获得一段磁选精矿和一段磁选尾矿；

3、将一段磁选尾矿置于焙烧炉中，通入煤气和空气，使一段磁选尾矿处于悬浮状态，在800～950℃进行氧化焙烧，焙烧时间5～20min，使铁矿物转变为fe2o3，并脱除水和其他挥发分，获得氧化矿粉；其中空气和煤气的流量均为每吨一段磁选尾矿通入5～25m³/h；

4、采用还原焙烧炉，还原焙烧炉的外壳内设有上隔板、布风板和下隔板；上隔板垂直放置，其顶边和两个侧边与外壳连接在一起；布风板位于上隔板下方且水平放置；下隔板的顶边与布风板连接在一起，其底边和两个侧边与外壳连接在一起；并且上隔板与下隔板位于同一个垂面上；上隔板的底边和布风板之间的间隙作为物料通道；上隔板将还原焙烧炉上部分隔为进料室和出料室，进料室和出料室通过物料通道连通，进料室顶端设有进料口，出料室上部设有出料口；下隔板和布风板将还原焙烧炉下部分隔为氮气室和还原气室，氮气室与进料室上下相对，还原气室与出料室上下相对；将氧化粉矿放入还原焙烧炉中，在还原器的进料室下降，并进入还原器的出料室，通入氮气和还原气，氧化粉矿在还原气的作用下处于悬浮状态，在还原室对氧化矿粉进行还原焙烧，焙烧温度为450～700℃，焙烧时间为3～10min，获得焙烧矿；其中还原气为co、h2或煤制气，还原气的流量按每吨氧化矿粉通入的co和h2的总量为1～15m³/h；氮气和还原气的比例为1:1～5:1；

5、将还原矿粉进行二段弱磁选，磁场强度1000～2000oe，获得二段磁选精矿和二段磁选尾矿；二段磁选精矿的主要成分为磁铁矿和γ-fe2o3；

6、将二段磁选尾矿进行强磁选，磁场强度4000～10000oe，获得强磁选精矿和强磁选尾矿；将强磁选精矿和二段弱磁选精矿合并作为铁精矿成品。

上述的高铁铝土矿的铁品位tfe为19～28％，按重量百分比含al2o345～52％，sio25～7％。

上述的铁精矿成品的铁品位tfe为56～64％。

上述的一段磁选尾矿和强磁选尾矿合并作为铝土矿，铝土矿按重量百分比含fe2o31～4％，al2o368～74％。

与现有高铁铝土矿综合利用方法相比，本发明的特点和优势为：

相比常规磁选、浮选工艺能有效处理含有不同类型铁矿物的高铁铝土矿，铁矿物为针铁矿，赤铁矿，褐铁矿，菱铁矿，黄铁矿等时均能实现铁、铝的有效分离；分离出的铝含量高的尾矿产品可以满足生产氧化铝工业要求；

采用气体对高铁铝土矿进行焙烧，相比常规焙烧手段产热传质效率高，对铝土矿中细粒浸染的铁矿物还原充分；

采用预氧化-再还原的焙烧方法，氧化与还原过程的有机结合能够获得性质更均一产品。

本发明工艺流程简单，设备处理量大，产品性质易控制，工业化应用节能环保，且易实现大型化。

附图说明

图1为本发明的高铁铝土矿的悬浮焙烧分离铝铁的方法流程示意图；

图2为图1中的氧化焙烧部分流程示意图；

图3为本发明采用的还原焙烧炉结构示意图；图中，1、外壳，2、上隔板，3、布风板、4、下隔板，5、进料口，6、出料口，7、氮气进口，8、还原气进口。

具体实施方式

本发明实施例中采用的高铁铝土矿的粒度5～200mm。

本发明实施例中铁的回收率60～90％。

本发明实施例中破碎采用颚式破碎机，磨矿采用溢流型球磨机。

本发明实施例中弱磁选采用湿式弱磁选机。

本发明实施例中强磁选采用高梯度脉动强磁选机。

本发明实施例中采用的煤制气按体积百分比含h2≥35％；co≥15％；o2≤0.5％。

实施例1

流程如图1所示；

将高铁铝土矿破碎至粒度为5～20mm，再磨矿至粒度-0.074mm的部分占总重量50％；

将矿粉进行一段弱磁选，磁场强度1000oe，获得一段磁选精矿和一段磁选尾矿；

将一段磁选尾矿置于焙烧炉中，通入煤气和空气，使一段磁选尾矿处于悬浮状态，在800℃进行氧化焙烧，焙烧时间20min，使铁矿物转变为fe2o3，并脱除水和其他挥发分，获得氧化矿粉；其中空气和煤气的流量均为每吨一段磁选尾矿通入15m³/h；氧化流程如图2所示；

采用还原焙烧炉，结构如图3所示，外壳内设有上隔板、布风板和下隔板；上隔板垂直放置，其顶边和两个侧边与外壳连接在一起；布风板位于上隔板下方且水平放置；下隔板的顶边与布风板连接在一起，其底边和两个侧边与外壳连接在一起；并且上隔板与下隔板位于同一个垂面上；上隔板的底边和布风板之间的间隙作为物料通道；上隔板将还原焙烧炉上部分隔为进料室和出料室，进料室和出料室通过物料通道连通，进料室顶端设有进料口，出料室上部设有出料口；下隔板和布风板将还原焙烧炉下部分隔为氮气室和还原气室，氮气室与进料室上下相对，还原气室与出料室上下相对；将氧化粉矿放入还原焙烧炉中，在还原器的进料室下降，并进入还原器的出料室，通入氮气和还原气，氧化粉矿在还原气的作用下处于悬浮状态，在还原室对氧化矿粉进行还原焙烧，焙烧温度为450℃，焙烧时间为10min，获得焙烧矿；其中还原气为co，还原气的流量按每吨氧化矿粉通入的co为10m³/h；氮气和还原气的比例为1:1；

将还原矿粉进行二段弱磁选，磁场强度1000oe，获得二段磁选精矿和二段磁选尾矿；二段磁选精矿的主要成分为磁铁矿和γ-fe2o3；

将二段磁选尾矿进行强磁选，磁场强度4000oe，获得强磁选精矿和强磁选尾矿；将强磁选精矿和二段弱磁选精矿合并作为铁精矿成品；

采用的高铁铝土矿的铁品位tfe为19％，按重量百分比含al2o352％，sio27％；获得的铁精矿成品的铁品位tfe为56％；一段磁选尾矿和强磁选尾矿合并作为铝土矿，铝土矿按重量百分比含fe2o31％，al2o368％。

实施例2

方法同实施例1，不同点在于：

(1)将高铁铝土矿破碎至粒度为5～20mm，再磨矿至粒度-0.074mm的部分占总重量60％；

(2)一段弱磁选的磁场强度2000oe；

(3)在950℃进行氧化焙烧5min，空气和煤气的流量均为每吨一段磁选尾矿通入20m³/h；

(4)还原焙烧温度为700℃，时间为3min，还原气为h2，还原气的流量按每吨氧化矿粉通入的h2的总量为5m³/h；氮气和还原气的比例为5:1；

(5)二段弱磁选的磁场强度2000oe，强磁选的磁场强度10000oe；

(6)采用的高铁铝土矿的铁品位tfe为28％，按重量百分比含al2o345％，sio25％；获得的铁精矿成品的铁品位tfe为64％；铝土矿按重量百分比含fe2o34％，al2o374％。

实施例3

方法同实施例1，不同点在于：

(1)将高铁铝土矿破碎至粒度为5～20mm，再磨矿至粒度-0.038mm的部分占总重量80％；

(2)一段弱磁选的磁场强度1400oe；

(3)在850℃进行氧化焙烧15min，空气和煤气的流量均为每吨一段磁选尾矿通入5m³/h；

(4)还原焙烧温度为500℃，时间为8min，还原气为煤制气，还原气的流量按每吨氧化矿粉通入的co和h2的总量为15m³/h；氮气和还原气的比例为3:1；

(5)二段弱磁选的磁场强度1400oe，强磁选的磁场强度6000oe；

(6)采用的高铁铝土矿的铁品位tfe为22％，按重量百分比含al2o350％，sio26％；获得的铁精矿成品的铁品位tfe为61％；铝土矿按重量百分比含fe2o32％，al2o370％。

实施例4

方法同实施例1，不同点在于：

(1)将高铁铝土矿破碎至粒度为5～20mm，再磨矿至粒度-0.038mm的部分占总重量85％；

(2)一段弱磁选的磁场强度1600oe；

(3)在900℃进行氧化焙烧10min，空气和煤气的流量均为每吨一段磁选尾矿通入25m³/h；

(4)还原焙烧温度为600℃，时间为5min，还原气为煤制气，还原气的流量按每吨氧化矿粉通入的co和h2的总量为1m³/h；氮气和还原气的比例为2:1；

(5)二段弱磁选的磁场强度1600oe，强磁选的磁场强度8000oe；

(6)采用的高铁铝土矿的铁品位tfe为25％，按重量百分比含al2o349％，sio26％；获得的铁精矿成品的铁品位tfe为58％；铝土矿按重量百分比含fe2o33％，al2o372％。