CN103191828B

CN103191828B - 一种浮钛捕收剂及使用其的低品位钛铁矿的选矿方法

Info

Publication number: CN103191828B
Application number: CN201210531540.3A
Authority: CN
Inventors: 吴雪红; 王勇; 王洪彬; 肖良初; 李韦韦; 蒲劲松
Original assignee: Pangang Group Mining Co Ltd
Current assignee: Pangang Group Mining Co Ltd
Priority date: 2012-12-11
Filing date: 2012-12-11
Publication date: 2014-12-03
Anticipated expiration: 2032-12-11
Also published as: CN103191828A

Abstract

本发明提供了一种浮钛捕收剂及使用其的低品位钛铁矿的选矿方法。所述选矿方法包括：将原矿进行隔渣、分级，得到粗粒物料和细粒物料分别进行一段除铁后，得到粗粒除铁尾矿、细粒除铁尾矿和次铁精矿；将粗粒除铁尾矿进行一段强磁选，得到强磁精矿和尾矿；将强磁精矿进行螺旋重选，得到的重选精矿送至磨矿处理；细粒除铁尾矿经过两段强磁选获得的强磁精矿与磨矿后的重选精矿混合并分级后依次经二段除铁、三段强磁选、浮选后得到最终钛精矿；其中，将粗粒MOH捕收剂和细粒MOH捕收剂按照一定的比例进行混合，得到的混合捕收剂作为浮钛捕收剂用于浮选。本发明选矿方法能够提高粗选钛精矿的产率和TiO₂回收率，达到在保证钛精矿质量的同时提高钛精矿回收率。

Description

一种浮钛捕收剂及使用其的低品位钛铁矿的选矿方法

技术领域

本发明涉及一种选矿方法，尤其涉及一种低品位钛铁矿的选矿新方法，并提供一种适用于该选矿方法的浮钛捕收剂。

背景技术

中国钛资源居世界之首，储量占世界的40%，其中90%以上在四川攀西地区。攀西地区的钛资源主要为岩矿型的钒钛磁铁矿，而其中钙镁含量较高，属于开发利用较困难的钛铁矿。目前，主要对TiO₂含量8wt%以上的选铁尾矿进行钛铁矿的回收利用。随着钛资源需求的日益扩大，该地区存在的大量含钛更低的选铁尾矿急待开发利用。由于该类型资源含钛量低，加上复杂的矿物组成及嵌布关系，造成该类型资源的钛铁矿回收率低，回收成本高。

对于TiO₂含量为8wt%以上的选铁尾矿，目前主要采用“原矿→隔渣→分级→除铁→两段强磁选→浮选”的工艺流程对钛铁矿进行回收，如图1所示，采用该流程能获得TiO₂品位达到47%以上的钛精矿，浮选作业回收率达到75%以上。但是，用上述工艺流程对TiO₂含量更低的钛铁矿进行回收时，两段强磁生产得到的用于浮选的给矿中，TiO₂品位只能达到9%～12%，如此低品位的浮选给矿对于浮选非常不利，会导致最终获得钛精矿的品位和回收率均不理想，且浮选药剂成本高，无法达到经济、高效利用低品位钛资源的目的。

发明内容

本发明的目的在于解决现有技术的不足，而提供一种适用于低品位钛铁矿（TiO₂含量为2wt%～7wt%），在确保合格钛精矿质量（TiO₂品位达到47%以上）的同时提高钛精矿回收率的选矿方法，并提供一种适用于该选矿方法的浮钛捕收剂。

为了实现上述目的，本发明一方面提供了一种低品位钛铁矿的选矿方法，所述选矿方法包括如下步骤：将原矿进行隔渣和分级处理，得到粗粒物料和细粒物料；将所述粗粒物料和所述细粒物料分别进行一段除铁后，得到粗粒除铁尾矿、细粒除铁尾矿和次铁精矿；将所述粗粒除铁尾矿进行一段强磁选，得到强磁精矿和尾矿；将所述强磁精矿进行螺旋重选，得到重选精矿和尾矿；将所述重选精矿送至磨矿处理；所述细粒除铁尾矿依次经一段强磁选和二段强磁选，最终获得的强磁精矿与所述磨矿后的重选精矿混合并分级；将分级后的不合格混合精矿返回磨矿步骤再磨，合格混合精矿进行二段除铁，得到二段除铁尾矿和次铁精矿；将所述二段除铁尾矿进行三段强磁选，获得的强磁精矿经过浮选后得到最终钛精矿；其中，所述浮选步骤包括依次进行的浮硫和浮钛步骤，所述浮钛步骤采用混合捕收剂作为浮选药剂，所述混合捕收剂由粗粒MOH捕收剂和细粒MOH捕收剂按照预定比例混合而成。

根据本发明的低品位钛铁矿的选矿方法的一个实施例，当待浮选的所述强磁精矿中粒度-200目的物料的重量百分含量为40%～80%时，所述预定比例按重量比计为4:1～1:4，优选地，所述预定比例按重量比计为1:3。

根据本发明的低品位钛铁矿的选矿方法的一个实施例，在所述螺旋重选步骤中可以包括对所述一段强磁选得到的强磁精矿进行螺旋粗选，获得合格的重选精矿、中矿和尾矿，其中，所述中矿可再经过螺旋扫选以获得合格的重选精矿。

根据本发明的低品位钛铁矿的选矿方法的一个实施例，所述隔渣后用于分级处理的原矿的粒度不大于2mm。

根据本发明的低品位钛铁矿的选矿方法的一个实施例，所述粗粒物料的粒度大于0.154mm，所述细粒物料的粒度不大于0.154mm。

根据本发明的低品位钛铁矿的选矿方法的一个实施例，所述粗粒除铁尾矿和细粒除铁尾矿的一段强磁选、三段强磁选的磁场强度均为5000～10000奥斯特，所述细粒除铁尾矿的二段强磁选的磁场强度为2000～7000奥斯特，所述螺旋重选的给矿浓度为25wt%～45wt%。

本发明的另一方面提供了一种浮钛捕收剂，所述浮钛捕收剂由粗粒MOH捕收剂和细粒MOH捕收剂按照4:1～1:4的重量比混合而成，并且所述浮钛捕收剂用于对强磁精矿进行浮选，所述强磁精矿中粒度-200目的物料的重量百分含量为40%～80%。优选地，所述浮钛捕收剂由粗粒MOH捕收剂和细粒MOH捕收剂按照1:3的重量比混合而成。

与现有技术相比，本发明的有益效果包括：本发明的浮钛捕收剂及使用其的选矿方法适用于低品位钛铁矿，提高了用于浮选的给矿品位，并且降低了其橄榄石和斜长石的含量，能够在保证钛精矿质量的同时提高钛精矿回收率。

附图说明

图1是原钛铁矿的选矿工艺流程图。

图2是本发明的钛铁矿的选矿工艺流程图。

具体实施方式

以下，参照附图来详细说明本发明的实施例。需注意的是，在本说明书中，除另有说明外，所涉及百分比均指重量百分比，下文中将不再赘述。

图1是原钛铁矿的选矿工艺流程图，图2是本发明的钛铁矿的选矿工艺流程图。

如图1所示，原选矿工艺是将原矿经隔渣处理后进行分级，得到粗粒物料和细粒物料，分别将其进行一段除铁后，得到粗粒除铁尾矿、细粒除铁尾矿和次铁精矿；其中，粗粒除铁尾矿和细粒除铁尾矿分别经过两段强磁选后进行浮选得到最终钛精矿。采用图1所示的工艺流程对低品位（TiO₂含量约为2wt%～7wt%）钛铁矿进行回收时，由于两段强磁生产得到的用于浮选的给矿中，TiO₂品位较低，橄榄石和斜长石的含量高，使最终获得钛精矿的品位和回收率均不理想。

本发明为了降低橄榄石和斜长石的含量，提高浮选给矿的品位，在保证钛精矿质量的同时提高钛精矿回收率，提供了一种适用于低品位（TiO₂含量约为2wt%～7wt%）钛铁矿的选矿新工艺。具体的选矿工艺流程如图2所示，即首先将钛铁矿原矿进行隔渣处理，在本发明的一个示例中，钛铁矿中粒度大于2mm的原矿经过隔渣处理后作为尾矿，而粒度不大于2mm的原矿用于下一步处理。

将隔渣后的原矿进行分级处理，得到粗粒物料和细粒物料，这里，粗粒物料和细粒物料的具体尺寸根据原矿的不同而不同，在本发明的一个示例中，所述粗粒物料的粒度大于0.154mm，所述细粒物料的粒度不大于0.154mm。然后，将粗粒物料和细粒物料分别进行一段除铁后，得到粗粒除铁尾矿、细粒除铁尾矿和次铁精矿。

将粗粒除铁尾矿进行一段强磁选，得到强磁精矿和尾矿，一段强磁的目的是利用矿物磁性差异抛掉大量的脉石等尾矿，减少后续工序处理量，降低成本。

所得的强磁精矿进行螺旋重选，利用各种矿物的比重差异抛出影响浮选过程的弱磁性橄榄石和斜长石，得到重选精矿和尾矿。在本发明的一个示例中，采用螺旋溜槽进行螺旋重选作业。在螺旋重选作业过程中，宜采用一粗一扫联合流程，即首先对一段强磁选得到的强磁精矿进行螺旋粗选，获得合格的重选精矿、中矿和尾矿，其中，该中矿再经过螺旋扫选以获得合格的重选精矿，一粗（粗选）是为了提高最终钛精矿的品位，一扫（扫选）是为了提高钛铁矿的回收率。所得的重选精矿送至磨矿处理，磨矿可以提高矿物的单体解离度。

所述细粒除铁尾矿依次经一段强磁选和二段强磁选，最终获得的强磁精矿与所述磨矿后的重选精矿混合并分级。将分级后的不合格混合精矿返回磨矿步骤再磨，合格混合精矿进行二段除铁，得到二段除铁尾矿和次铁精矿。

将所述二段除铁尾矿进行三段强磁选。三段强磁选的目的是为了去除磨矿处理解离得到的脉石矿物，进一步提高强磁精矿品位，为浮选步骤提供优质的给矿原料，三段强磁后的强磁精矿经过浮选后得到最终钛精矿，浮选步骤包括依次进行的浮硫和浮钛步骤，为了提高最终钛精矿的品位，浮钛步骤宜采用一粗四精流程，即进行一次粗选并将粗选精矿经过四次精选后得到最终钛精矿。

采用本发明示例性实施例的选矿新工艺对低品位钛铁矿进行回收时，获得的待浮选的强磁精矿中粒度-200目（粒度不大于0.074mm）的物料的重量百分含量为40%～80%，在浮选步骤中，若单独采用粗粒捕收剂或细粒捕收剂进行粗选，虽然最终也可以获得TiO₂品位达到47%以上的钛精矿，但是粗选的粗钛精矿产率和TiO₂回收率均不理想，从而影响最终钛精矿的产率和回收率。为了提高粗选过程的粗钛精矿产率、TiO₂品位和TiO₂回收率，本发明的另一方面提供了一种浮钛捕收剂，该浮钛捕收剂由市售的粗粒MOH捕收剂和细粒MOH捕收剂按照一定的比例混合而成，并且该浮钛捕收剂用于对浮选给矿（所述待浮选的强磁精矿）进行浮选。所述粗粒MOH捕收剂一般适宜回收粒度在0.074mm~0.154mm范围内的钛铁矿，细粒MOH捕收剂适宜回收粒度不大于0.074mm的钛铁矿。粗粒MOH捕收剂和细粒MOH捕收剂的混合比例主要根据浮选给矿的粒度组成进行选取，细粒度的物料含量较多时，可以增加细粒MOH捕收剂的用量，粗粒度的物料含量较多时，可以增加粗粒MOH捕收剂的用量，针对本发明示例性实施例的低品位钛铁矿的选矿新工艺，由于待浮选的强磁精矿中粒度-200目的物料的重量百分含量为40%～80%，可以将粗粒MOH捕收剂和细粒MOH捕收剂按照4:1～1:4的比例进行混合。表1中给出了在药剂用量相同的条件下，采用不同捕收剂进行浮钛粗选时获得的粗选作业指标。需要说明的是，捕收剂类型“粗细1：1混合捕收剂”是指粗粒MOH捕收剂和细粒MOH捕收剂按照1:1的比例进行混合，表格中的其他混合捕收剂依此类推。

表1采用不同捕收剂的粗选作业指标

捕收剂类型	产率（%）	TiO₂品位（%）	TiO₂回收率（%）
				粗粒MOH捕收剂	37.59	22.00	59.03
细粒MOH捕收剂	43.93	22.15	69.45
				粗细1：1混合捕收剂	54.45	20.80	80.84
粗细1：2混合捕收剂	52.82	19.61	73.93
				粗细1：3混合捕收剂	45.58	23.19	75.45
粗细1：4混合捕收剂	43.91	23.66	74.15
				粗细4：1混合捕收剂	55.33	19.21	75.87

从表1可以看出，采用本发明混合制成的浮钛捕收剂后，由于混合捕收剂具有选择性和捕收能力均高于某一种粗粒或细粒捕收剂的优点，粗选后所获得的粗钛精矿产率、TiO₂回收率均高于单独采用某一种粗粒或细粒捕收剂所获得的指标，有利于下一步精选作业，优选地，粗粒MOH捕收剂和细粒MOH捕收剂按照1:3的重量比混合而成时，对应地低品位钛铁矿的回收指标更优。

为了达到本发明的最佳处理效果，本发明还对强磁选的具体参数、螺旋重选的给矿浓度等相关参数进行了具体选择以及调整：一般为了保证回收率并且同时兼顾精矿的品位，粗粒除铁尾矿和细粒除铁尾矿的一段强磁选、三段强磁选的磁场强度均可选择为5000～10000奥斯特；而为了确保精矿的品位同时兼顾回收率，细粒除铁尾矿的二段强磁选的磁场强度可选择为2000～7000奥斯特。为了有效地抛出弱磁性橄榄石和部分斜长石，达到提高重选精矿品位的目的，控制螺旋重选的给矿浓度为25%～45%。另外，所述磨矿后的重选精矿的磨矿细度控制在40%～60%为宜，这里，磨矿细度是指磨矿产品的粗细程度，一般以小于200目（小于0.074毫米）矿粒的质量分数（%）表示。

采用本发明的新工艺对低品位钛铁矿进行回收，能获得TiO₂品位大于15%的浮选给矿，较采用图1流程提高了3%以上，对后续浮选作业非常有利，最终获得TiO₂品位达到47%以上的钛精矿，达到了经济、高效回收低品位钛铁矿，并且提高钛精矿回收率的目的。

表2两种流程所获浮选给矿的矿物组成对比结果

表2中给出了图1所示的工艺流程和本发明的工艺流程所得到的用于浮选的给矿成分的对比结果，可以看出，增加螺旋重选后不仅对浮选给矿品位提高较大，同时对影响下步浮选的橄榄石和斜长石含量都有一定的降低，有助于下一步浮选。

表3两种流程浮选药剂成本分析

由表3可看出，两种流程各种药剂消耗量相当，采用图1流程平均单位用于浮选的给矿药剂成本34.29元，单位钛精矿药剂成本382.68元，而图2流程平均单位用于浮选的给矿药剂成本34.26元，单位钛精矿药剂成本230.23元，即该流程钛精矿药剂单位成本较图1流程低152.45元。

表4钛精矿选别成本分析

由表4可看出，采用图1流程单位原矿的平均成本25.69元，单位钛精矿成本1027.60元，而采用图2流程单位原矿的平均成本21.36元，单位钛精矿成本688.90元，即新工艺流程单位钛精矿成本较原流程低338.70元。

综上所述，本发明的钛铁矿的选矿方法适用于低品位钛铁矿。经生产试验表明：⑴采用本发明的选矿新工艺后，用于浮选的给矿中TiO₂品位达到15%以上，降低了影响下步浮选的橄榄石和斜长石含量；⑵在浮钛粗选步骤中，采用本发明的浮钛捕收剂后，进一步提高了粗选后所获得的粗钛精矿产率、TiO₂回收率；⑶能够在保证钛精矿质量（TiO₂品位达到47%以上）的同时提高钛精矿回收率；⑷浮选药剂成本、单位钛精矿成本大大降低，产生了巨大的经济效益。

尽管已经参照上述实施例详细描述了本发明的钛铁矿的选矿方法，但是本领域的技术人员应该知道，在不脱离本发明的精神和范围的情况下，可以对实施例做出各种形式的改变。

Claims

1.一种低品位钛铁矿的选矿方法，其特征在于，所述低品位钛铁矿中TiO₂含量为2wt％～7wt％，所述选矿方法包括如下步骤：

将原矿进行隔渣和分级处理，得到粗粒物料和细粒物料；

将所述粗粒物料和所述细粒物料分别进行一段除铁后，得到粗粒除铁尾矿、细粒除铁尾矿和次铁精矿；

将所述粗粒除铁尾矿进行一段强磁选，得到强磁精矿和尾矿；

将所述强磁精矿进行螺旋重选，得到重选精矿和尾矿；

将所述重选精矿送至磨矿处理；

所述细粒除铁尾矿依次经一段强磁选和二段强磁选，最终获得的强磁精矿与所述磨矿后的重选精矿混合并分级；

将分级后的不合格混合精矿返回磨矿步骤再磨，合格混合精矿进行二段除铁，得到二段除铁尾矿和次铁精矿；

将所述二段除铁尾矿进行三段强磁选，获得的强磁精矿经过浮选后得到最终钛精矿；

其中，所述浮选步骤包括依次进行的浮硫和浮钛步骤，所述浮钛步骤采用混合捕收剂作为浮选药剂，所述混合捕收剂由粗粒MOH捕收剂和细粒MOH捕收剂按照预定比例混合而成。

2.根据权利要求1所述的低品位钛铁矿的选矿方法，其特征在于，待浮选的所述强磁精矿中粒度-200目的物料的重量百分含量为40％～80％。

3.根据权利要求2所述的低品位钛铁矿的选矿方法，其特征在于，所述预定比例按重量比计为4:1～1:4。

4.根据权利要求3所述的低品位钛铁矿的选矿方法，其特征在于，所述预定比例按重量比计为1:3。

5.根据权利要求1所述的低品位钛铁矿的选矿方法，其特征在于，在所述螺旋重选步骤中包括对所述一段强磁选得到的强磁精矿进行螺旋粗选，获得合格的重选精矿、中矿和尾矿，其中，所述中矿再经过螺旋扫选以获得合格的重选精矿。

6.根据权利要求1所述的低品位钛铁矿的选矿方法，其特征在于，所述隔渣后用于分级处理的原矿的粒度不大于2mm。

7.根据权利要求1所述的低品位钛铁矿的选矿方法，其特征在于，所述粗粒物料的粒度大于0.154mm，所述细粒物料的粒度不大于0.154mm。

8.根据权利要求1所述的低品位钛铁矿的选矿方法，其特征在于，所述粗粒除铁尾矿和细粒除铁尾矿的一段强磁选、三段强磁选的磁场强度均为5000～10000奥斯特，所述细粒除铁尾矿的二段强磁选的磁场强度为2000～7000奥斯特，所述螺旋重选的给矿浓度为25wt％～45wt％。

9.一种浮钛捕收剂，其特征在于，所述浮钛捕收剂由粗粒MOH捕收剂和细粒MOH捕收剂按照4:1～1:4的重量比混合而成，并且所述浮钛捕收剂用于对强磁精矿进行浮选，所述强磁精矿中粒度-200目的物料的重量百分含量为40％～80％。

10.根据权利要求9所述的浮钛捕收剂，其特征在于，所述浮钛捕收剂由粗粒MOH捕收剂和细粒MOH捕收剂按照1:3的重量比混合而成。