CN103459625A

CN103459625A - 二氧化钛精矿的制造方法

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Publication number: CN103459625A
Application number: CN2011800699612A
Authority: CN
Inventors: 荒屋敷龙一; 池田繁树
Original assignee: JFE Mineral Co Ltd
Current assignee: JFE Mineral Co Ltd
Priority date: 2011-04-07
Filing date: 2011-05-26
Publication date: 2013-12-18
Anticipated expiration: 2031-05-26
Also published as: BR112013025554A2; AU2011364769A1; JP2012219313A; BR112013025554B1; CN103459625B; AU2011364769B2; ZA201307181B; JP4870845B1; WO2012137359A1

Abstract

由低品位的二氧化钛矿石以低成本制造二氧化钛被浓缩为高浓度后的高品位精矿。当对粉状的二氧化钛矿石依次实施反浮游选矿(A)和浮游选矿(B)时，在反浮游选矿(A)中，添加阳离子捕收剂和淀粉，并且在pH已调节为10以上的水溶液中对精矿进行沉降分离，在浮游选矿(B)中，添加阴离子捕收剂、氢氟酸和起泡剂，并且在pH已调节为2～3的水溶液中对精矿进行浮游分离。优选地，作为反浮游选矿(A)-浮游选矿(B)的前工序，对经过粒度调节(F)得到的粉状的二氧化钛矿石依次实施重力选矿(G)和磁力选矿(H)，作为反浮游选矿(A)-浮游选矿(B)的后工序，对在浮游选矿(B)中浮游分离后的精矿依次实施重力选矿(C)、干燥处理(D)和磁力选矿(E)。

Description

二氧化钛精矿的制造方法

技术领域

本发明涉及用于通过对二氧化钛矿石进行选矿(benefication)而得到二氧化钛的浓度提高后的精矿、优选二氧化钛(titanium dioxide)被浓缩为高浓度后的高品位精矿(high grade concentrate)的二氧化钛精矿的制造方法。

背景技术

工业制品中使用的金属钛、二氧化钛是由对金红石矿等二氧化钛矿石(天然矿石)进行选矿而将二氧化钛浓缩为高浓度后的精矿来制造。

作为用于通过对二氧化钛矿石进行选矿而得到使二氧化钛浓缩后的精矿的现有技术，例如有以下技术。

(1)将重力选矿(gravity concentration)、磁力选矿(magneticseparation)、静电选矿(electrostatic separation)等组合对矿石中的脉石成分(石英、磁铁矿、独居石、锆石等)进行分离除去的方法(例如，非专利文献1)。

(2)将主要用于除去铁的酸浸法(acid leaching)和用于形成TiO₂-矿渣的高温还原组合而成的化学方法(例如专利文献1)。

(3)将磁力选矿、浮游选矿、静电选矿、高温还原等组合而成的方法(例如专利文献2)。

现有技术文献

专利文献

专利文献1：日本特表2009-511755号公报

专利文献2：日本特开昭55-59853号公报

非专利文献

非专利文献1：工业技术院公害资源研究所富田坚二著、“非金属矿物的选矿法”、社团法人窑业协会、1974年7月10日、p.193-197

发明内容

发明所要解决的问题

但是，上述现有技术中(1)、(3)的方法存在提高精矿的二氧化钛浓度是有限的、难以得到高品位的二氧化钛精矿的问题。特别是，对于巴西米纳斯吉拉斯州出产的金红石矿而言，由于共生有蓝晶石(SiO₂·Al₂O₃)，因此，用现有方法很难得到高品位精矿。另外，(2)、(3)的方法中，廉价地提高精矿的二氧化钛浓度是有限的。

因此，本发明的目的在于提供能够以低成本由低品位的二氧化钛矿石得到二氧化钛的浓度提高后的精矿、优选能够以低成本得到二氧化钛浓缩至高浓度后的高品位精矿的二氧化钛精矿的制造方法。

用于解决问题的方法

本发明人为了解决上述问题，对仅利用物理的选矿能够以低成本得到高品位精矿(high grade concentrate)的方法反复进行了研究，结果发现，在特定条件下对粉状的二氧化钛矿石依次实施反浮游选矿(reverseflotation)和浮游选矿(flotation)，更优选在该反浮游选矿＋浮游选矿的工序前后以特定方式组合粒度调节、重力选矿(gravity concentration)、磁力选矿(magnetic separation)等工序，能够由低品位的二氧化钛矿石得到二氧化钛被浓缩为高浓度后的高品位精矿，特别是也能够由共生有蓝晶石的低品位的二氧化钛矿石得到高品位精矿。

本发明基于上述见解而完成，其主旨如下。

[1]一种二氧化钛精矿的制造方法，其为用于对二氧化钛矿石进行选矿而得到提高二氧化钛的浓度后的精矿的方法，其特征在于，

当对粉状的二氧化钛矿石依次实施反浮游选矿(A)和浮游选矿(B)时，

在反浮游选矿(A)中，添加阳离子捕收剂和淀粉，并且在pH已调节为10以上的水溶液中对精矿进行沉降分离，

在浮游选矿(B)中，添加阴离子捕收剂、氢氟酸和起泡剂，并且在pH已调节为2～3的水溶液中对精矿进行浮游分离。

[2]如上述[1]所述的二氧化钛精矿的制造方法，其特征在于，对在浮游选矿(B)中浮游分离后的精矿依次实施重力选矿(C)、干燥处理(D)和磁力选矿(E)。

[3]如上述[2]所述的二氧化钛精矿的制造方法，其特征在于，在磁力选矿(E)中，进行8000高斯以上的干式强磁力选矿。

[4]如上述[1]～[3]中任一项所述的二氧化钛精矿的制造方法，其特征在于，对经过粒度调节(F)得到的粉状的二氧化钛矿石依次实施重力选矿(G)和磁力选矿(H)，然后，依次实施反浮游选矿(A)和浮游选矿(B)。

[5]如上述[4]所述的二氧化钛精矿的制造方法，其特征在于，在粒度调节(F)中，进行二氧化钛矿石的粉碎处理和分级处理，得到粉状的二氧化钛矿石。

[6]如上述[4]或[5]所述的二氧化钛精矿的制造方法，其特征在于，对经过重力选矿(G)后的精矿实施粒度调节(I)，然后实施磁力选矿(H)。

[7]如上述[2]～[6]中任一项所述的二氧化钛精矿的制造方法，其特征在于，在重力选矿(C)及重力选矿(G)中，进行利用摇床式选矿机的选矿、利用螺旋选矿机的选矿、利用跳汰式选矿机的选矿中的一种以上的选矿。

[8]如上述[1]～[7]中任一项所述的二氧化钛精矿的制造方法，其特征在于，二氧化钛矿石为金红石矿。

[9]如上述[1]～[8]中任一项所述的二氧化钛精矿的制造方法，其特征在于，得到二氧化钛含量为90质量%以上的二氧化钛精矿。

发明效果

根据本发明，能够由低品位的二氧化钛矿石得到二氧化钛被浓缩为高浓度后的高品位精矿，而且，由于不使用化学精制技术/热精制技术，因此能够以低成本实施。因此，即使是由巴西米纳斯吉拉斯州产的共生有蓝晶石(kyanite)(SiO₂·Al₂O₃)的金红石矿(rutile)也能够以低成本得到二氧化钛被浓缩为高浓度后的高品位精矿。

附图说明

图1是表示本发明的一个实施方式的处理流程的说明图。

图2是表示本发明的更具体的实施方式的处理流程的一部分的说明图。

图3是表示本发明的更具体的实施方式的处理流程的一部分(接图2的处理流程)的说明图。

图4是表示本发明的更具体的实施方式的处理流程的一部分(接图3的处理流程)的说明图。

具体实施方式

本发明的二氧化钛精矿的制造方法是用于对二氧化钛矿石进行选矿而得到二氧化钛被浓缩后的精矿的方法，以在特定条件下对粉状的二氧化钛矿石依次实施反浮游选矿(A)和浮游选矿(B)为基础。另外，优选进行如下工序：(1)作为反浮游选矿(A)-浮游选矿(B)的前工序，对经过粒度调节(F)得到的粉状的二氧化钛矿石依次实施重力选矿(G)和磁力选矿(H)(然后，依次实施反浮游选矿(A)和浮游选矿(B))；(2)作为反浮游选矿(A)-浮游选矿(B)的后工序，对在浮游选矿(B)中浮游分离出的精矿依次实施重力选矿(C)、干燥处理(D)和磁力选矿(E)；等。

在本发明中，精矿是指，为了得到二氧化钛被浓缩后的精矿(制品)而在各工序中进行处理或分离的“含二氧化钛的矿物”。

对于本发明中作为选矿对象的二氧化钛矿石(titanium dioxideore)，作为代表例，可列举金红石矿(rutile)，除此之外，例如有锐钛矿(anatase)、板钛矿(brookite)等，可以使用它们的一种以上。另外，特别是巴西米纳斯吉拉斯州产的共生有蓝晶石(kyanite)(SiO₂·Al₂O₃)的金红石矿难以得到高品位的二氧化钛精矿，但即使是这样的金红石矿也能够作为选矿对象。在该金红石矿出产的地区，主要分布有变质岩的片麻岩、片岩，金红石矿床包含贯穿到它们里面的伟晶岩脉。该矿床是伟晶岩风化、金红石浓缩后的风化残留型。金红石的粒度构成中，0.5～0.045mm为约80质量%，从粒度约0.15mm起金红石的单体分离变得显著。

一般而言，金红石矿等二氧化钛矿石(天然矿物)的TiO₂含量为2质量%以下，本发明的目的在于由这样的TiO₂含量的二氧化钛矿石得到TiO₂被高度浓缩后的精矿(优选TiO₂含量为90质量%以上、更优选为95质量%以上的精矿)。另外，从制造成本、处理效率等方面考虑，优选在本发明中作为原料使用的二氧化钛矿石(天然矿物)的TiO₂含量为0.5质量%以上。

在本发明的一系列工序中被分离除去的矿石的脉石成分例如是石英(SiO₂)、蓝晶石(SiO₂·Al₂O₃)、锆石(zircon)(ZrSiO₄)、独居石((Ce·Th)PO₄)、石榴石(3FeO·Al₂O₃·3SiO₂)、铝土矿(Al₂O₃·3H₂O)等，这些脉石成分被分离除去的结果是得到了TiO₂被高度浓缩后的精矿。

图1示出了本发明的一个实施方式的处理流程。在该实施方式中，对矿石(原矿)依次进行粒度调节(F)、重力选矿(G)、粒度调节(I)、磁力选矿(H)、反浮游选矿(A)、浮游选矿(B)、重力选矿(C)、干燥处理(D)、磁力选矿(E)的处理，得到高品位的二氧化钛精矿。

作为最初工序的粒度调节(F)中，对原矿(原料矿石)实施分级和破碎/粉碎处理，矿石被调节为适合选矿的粒度。在此，也可以兼带分级地进行矿石的清洗(水洗)。通常，优选该粒度调节(F)中的分级以2阶段以上进行，最终的分级使用作为湿式分级机的旋风分离器。另外，在该粒度调节(F)中，优选将矿石调节为1mm以下(优选0.020mm以上且1mm以下)的粒度。

重力选矿(G)是对经过上述粒度调节(F)得到的粉状的二氧化钛矿石实施的工序，其目的在于分离除去低比重矿物。作为重力选矿机，可以使用摇床式选矿机、跳汰式选矿机(jig concentrator)、螺旋选矿机(spiral concentrator)等，但特别优选利用离心重力的螺旋选矿机。

粒度调节(I)根据需要实施，对在上述重力选矿(G)选出的精矿进一步实施分级和粉碎处理，由此进行微粒化，并调节为更适合选矿(反浮游选矿(A)及浮游选矿(B))的粒度。在该粒度调节(I)中，优选将矿石调节为0.25mm以下(优选0.020mm以上且0.25mm以下)的粒度。另外，该工序中的分级也优选使用作为湿式分级机的旋风分离器。

对经过上述重力选矿(G)或粒度调节(I)后的精矿实施磁力选矿(H)，除去主要的铁氧化物(磁性物)。该磁力选矿优选使用湿式磁力选矿机。

对经过上述磁力选矿(H)后的精矿依次实施反浮游选矿(A)和浮游选矿(B)。反浮游选矿工序(A)的主要目的在于基本完全地除去石英成分的残留部分，继而进行的浮游选矿(B)的主要目的在于分离除去包含蓝晶石、锆石的脉石成分。

在反浮游选矿(A)中，添加阳离子捕收剂和淀粉，并且在pH已调节为10以上的水溶液中对精矿进行沉降分离。在该反浮游选矿中，将脉石成分作为浮游物(浮渣)进行分离，并将精矿作为沉降物(沉渣)进行回收，因此，将应作为浮游物而分离除去的脉石成分的表面变为疏水性，且添加用于产生气泡的阳离子捕收剂和将精矿变成亲水性以易于沉降的淀粉。含有大量重元素的矿物容易与淀粉结合，在结合的状态下成为亲水性，气泡难以附着，因此容易沉降。另外，为了使各矿物粒子分散而抑制脉石成分的聚集、沉降，将水溶液的pH调节为10以上。

作为阳离子捕收剂(cationic collector)，特别优选单氨基类捕收剂、二氨基类捕收剂等氨基类捕收剂，其中最优选单氨基类捕收剂(例如商品名“EDA3”，Clariant S.A.公司制)。添加量优选约200g/t～约300g/t(g/t：被处理物的固体成分每1吨的添加量。下同)。如果添加量少，则由添加带来的效果小，另一方面，如果过多，则精矿容易浮游。

另外，淀粉的添加量优选约300g/t～约600g/t。如果添加量少，则由添加带来的效果小，另一方面，如果过多，则脉石成分容易沉降。

如果进行反浮游选矿(A)的水溶液的pH低于10，则会阻碍脉石成分的分散。另一方面，即使pH超过11，对脉石成分的分散也不会带来大的变化，而pH调节剂的使用量增加，因此，为了抑制pH调节剂的使用量，优选以pH约11为上限。通常，作为pH调节剂，添加氢氧化钠等碱。

在浮游选矿(B)中，添加阴离子捕收剂(anionic collector)、氢氟酸和起泡剂，并且在pH已调节为2～3的水溶液中对精矿进行浮游分离。在该浮游选矿中，将精矿作为浮游物(浮渣)进行回收，将脉石成分作为沉降物(沉渣)进行分离，因此，为了在精矿与其他重矿物(脉石成分)的分离中具有选择性，添加阴离子捕收剂，并且添加用于吸附在应分离除去的脉石成分的表面而使其具有亲水性的氢氟酸(抑制剂)，还添加用于产生气泡的起泡剂。另外，为了促进阴离子捕收剂的吸附而确保精矿的浮游性，将水溶液的pH调节为2～3。

作为阴离子捕收剂，特别优选膦酸类捕收剂(例如商品名“Flotinor1683”，Clariant S.A.制)。添加量优选约150g/t～约200g/t。如果添加量少，则由添加带来的效果小，另一方面，如果过多，则精矿以外的重矿物(脉石成分)容易浮游。

另外，作为氢氟酸，例如优选氟化氢、氢氟酸盐等，可以使用它们的一种以上。添加量优选约600g/t～约1000g/t。如果添加量少，则由添加带来的效果小，另一方面，如果过多，则可能会抑制精矿的浮游。

作为起泡剂，特别优选石油类起泡剂(商品名“MIBC”，シェル石油公司制)、合成醇类起泡剂(商品名“AEROFROTH65”，Cytec公司制)等，可以使用它们的一种以上。添加量优选约1g/t～约2g/t。如果添加量少，则由添加带来的效果小，另一方面，如果过多，则精矿以外的其他矿物(脉石成分)容易浮游。

如果进行浮游选矿(B)的水溶液的pH低于2，则捕收剂的吸附容易减少，另一方面，如果pH超过3，则精矿以外的其他矿物(脉石成分)容易浮游。通常，作为pH调节剂，添加酸(盐酸溶液等)。

另外，由于在浮游选矿(B)的沉降物中含有少量的TiO₂，因此，可以将其回收并再次投入到浮游选矿(B)系统中。

反浮游选矿(A)及浮游选矿(B)中使用的浮游选矿机有阿基泰尔型浮游选矿机、丹佛A型浮游选矿机等，可以使用任意一种。在通常的浮游选矿机中，在向装入含矿物的水溶液(浆料)的处理槽中压入空气的同时用叶轮等搅拌装置进行搅拌，由此使矿物与空气(气泡)混合，并使气泡附着到一部分矿物上，作为浮渣进行浮游分离，使残留部分的矿物作为沉渣沉降。

对通过上述浮游选矿(B)得到的精矿(浮渣)实施重力选矿(C)，其目的在于对在浮游选矿(B)中未分离除去的主要是蓝晶石、锆石等脉石成分进行分离除去。通常，作为重力选矿机，使用振动摇床(例如杰姆斯型摇床、威尔弗莱型摇床等)，在该重力选矿(C)这样以细粒矿物为对象的情况下，特别优选振动摇床中的杰姆斯型摇床。

在干燥处理(D)中，对在上述重力选矿(C)中回收的精矿进行干燥处理。该干燥处理(D)为了容易进行下一工序的磁力选矿而进行，一般而言，强磁力选矿机为干式规格。在该干燥处理中，通常使精矿干燥至水分量为约1质量%～约2质量%。作为干燥机，可以使用旋转式干燥机等。

对在干燥处理(D)中干燥后的精矿实施磁力选矿(E)。该磁力选矿(E)的目的主要在于分离除去独居石，优选以8000高斯以上的磁力进行干式强磁力选矿。一般而言，如果磁力低于8000高斯，则难以除去独居石。另外，一般的磁力选矿机的磁力以约10000高斯为上限。

通过该磁力选矿(E)，能够得到作为非磁性物的、TiO₂含量为90质量%以上(优选95质量%以上)的二氧化钛精矿。

一般而言，对于二氧化钛矿石中共生有蓝晶石(SiO₂·Al₂O₃)的金红石矿，蓝晶石与二氧化钛的分离非常难，但根据本发明，通过组合特定条件的反浮游选矿(A)和浮游选矿(B)，更优选通过在该反浮游选矿(A)＋浮游选矿(B)的工序的前后以特定方式组合粒度调节、重力选矿、磁力选矿等工序，能够高效地分离除去包含蓝晶石在内的脉石成分，能够得到高品位的二氧化钛精矿。

图2～图4示出了本发明的一个具体实施方式的处理流程。以下，针对该具体的实施方式，依次对工序进行说明。

粒度调节(F)

如图2所示，将规定粒度(例如100mm以下)的矿石(原矿)通过振动送料器25装入规定筛孔(例如筛孔20mm)的鼓式洗涤机20，用该鼓式洗涤机20进行水洗并分级，将筛下(undersize)的矿石(例如-20mm)送到作为下一工序的筛22。另一方面，将筛上(oversize)的矿石(例如＋20mm)用包含圆锥破碎机等的破碎机21进行粉碎，并再次装入鼓式洗涤机20。另外，鼓式洗涤机20还发挥用水拆解矿石的作用。

将鼓式洗涤机20中的上述筛下的矿石(例如-20mm)送入筛孔更小的筛22(例如筛孔1mm)，将筛下的矿石(例如-1mm)送入作为下一工序的旋风分离器24。将筛上的矿石(例如＋1mm)用湿式粉碎机23再次粉碎后，用筛22再次筛分。作为湿式粉碎机23，可以使用球磨机、棒磨机、振动磨机等。将筛22的筛下的矿石(例如-1mm)用作为湿式分级机的旋风分离器24进行分级，以规定粒径(例如0.020mm)为分级点分离出微粉成分(例如-0.020mm)。这样分离除去微粉成分是为了除去矿石中的粘土成分。该利用第一段的旋风分离器24的分级通过入侧压力(例如1kg/cm²)进行控制，含有大量氧化铝(Al₂O₃)、硅石(SiO₂)的泥土成分作为溢流水排出到系统外，并作为尾矿(tailing)进行处理。

重力选矿(G)

将经过上述利用旋风分离器24的分级后的规定粒度(例如0.020～1mm)的矿石如图3所示利用两段的重力选矿机30、31分离成精矿C(concentrate)、中间物M(middling)、尾矿T(tailing)。重力选矿机有摇床式、跳汰方式等，特别优选利用离心重力的螺旋选矿机。在本实施方式中，第一段使用粗选用的螺旋选矿机，第二段使用低品位用螺旋选矿机和中品位用螺旋选矿机，以如图所示的精矿C、中间物M、尾矿T的流程，得到送入下一工序的精矿。废弃的尾矿主要是粘土和石英。

粒度调节(I)

通过上述重力选矿(G)选出的精矿(矿石)用作为湿式分级机的旋风分离器40(第二段的旋风分离器)进行分级，以规定粒径(例如0.25mm)为分级点，分离出粗粒成分(例如＋0.25mm)。该利用第二段的旋风分离器40的分级通过入侧压力(1kg/cm²)进行控制，将细粒(例如-0.25mm)的精矿送入作为下一工序的磁力选矿(H)。将粗粒(例如＋0.25mm)的精矿用湿式粉碎机41粉碎后，用作为湿式分级机的第三段的旋风分离器42进行分级，以规定粒径(例如0.020mm)为分级点，分离出微粉成分(例如-0.020mm)。另一方面，将粗粒(例如＋0.020mm)的精矿再循环至第二段的旋风分离器40。

磁力选矿(magneticseparation)(H)

将经过上述粒度调节(I)的利用旋风分离器40的分级后的规定粒度(例如0.020～0.25mm)的精矿利用湿式磁力选矿机50进行磁力选别。在此，使用具备具有例如约1000高斯的磁力的鼓型永磁铁的湿式磁力选矿机，通过磁力选矿分离成磁性物和非磁性物。废弃的磁性物主要是具有强磁性的铁氧化物，非磁性物作为精矿进行回收。

反浮游选矿(A)-浮游选矿(B)

将通过上述磁力选矿(H)分离后的精矿(非磁性物)如图4所示积存于调节池11a、11b中，在此进行用于反浮游选矿的成分调节(水、添加剂的添加等)。如前所述，该反浮游选矿中，将脉石成作为浮游物(浮渣)进行分离，并将精矿作为沉降物(沉渣)进行回收，因此，添加用于吸附到应作为浮游物分离除去的脉石成分的表面而使疏水性和气泡性提高的阳离子捕收剂，并且添加用于使精矿成为亲水性而容易沉降的淀粉。另外，为了促进矿物粒子群的分散，将水溶液的pH调节为10以上(优选11以下)。

将用调节池11a和调节池11b进行成分调节后的精矿(浆料)送入浮游选矿机10进行反浮游选矿，将主要由石英构成的脉石成分作为浮游物(浮渣)分离除去(废弃)，并将精矿作为沉降物(沉渣)进行回收。

将通过反浮游选矿(A)回收后的精矿(沉降物)积存于调节池13a、13b中，在此进行用于浮游选矿的成分调节(水、添加剂的添加等)。如前所述，在该浮游选矿中，将精矿作为浮游物(浮渣)进行回收，将脉石成分作为沉降物(沉渣)进行分离，因此，添加用于对精矿和其他重矿物(脉石成分)维持选择性的阴离子捕收剂，并且添加用于吸附在应分离除去的脉石成分的表面而成为亲水性的氢氟酸(抑制剂)，还添加用于产生气泡的起泡剂。另外，为了确保精矿的浮游性，将水溶液的pH调节为2～3。

将用调节池13a和调节池13b进行成分调节后的精矿(浆料)送入浮游选矿机12进行浮游选矿，将主要由蓝晶石、锆石构成的脉石成分作为沉降物(沉渣)进行分离除去(废弃)，并将浮游物(浮渣)作为精矿进行回收。

另外，浮游选矿机有阿基泰尔(Agitair)型浮游选矿机、丹佛(Denver)A型浮游选矿机等，在反浮游选矿(A)、浮游选矿(B)中，可以使用任意一种选矿机。利用浓缩机对沉降物(沉渣)进行沉降处理，利用脱水单元(脱水筛等)进行脱水处理。另外，将利用浓缩机处理后的溢流水作为工艺用水进行再循环。在图4中，14为脱水筛。

重力选矿(C)

将通过上述浮游选矿(B)回收后的精矿(浮渣)送入作为重力选矿机的振动摇床60，进一步分离成精矿和尾矿。通常，作为振动摇床60，使用杰姆斯型摇床(James Table)。

干燥处理(D)

将通过上述重力选矿(C)回收后的精矿利用旋转式干燥机等干燥机70进行干燥处理。

磁力选矿(E)

将通过上述干燥处理(D)干燥后的精矿利用干式强磁力磁选机80进行选别，得到作为非磁性物的精矿。作为干式强磁力磁选机80，优选稀土辊式磁选机。

经过以上各工序，能够得到TiO₂含量为90质量%以上(优选95质量%以上)的二氧化钛精矿。

在本发明中，反浮游选矿(A)和浮游选矿(B)以外的工序是任意的，例如，可以根据需要将图1及图2至图4所示的各种工序适当组合来实施。另外，在图1和图2至图4的实施方式中，可以省略重力选矿(G)、粒度调节(I)及磁力选矿(H)，对经过粒度调节(F)后的矿石依次实施反浮游选矿(A)和浮游选矿(B)。或者，在图1及图2至图4的实施方式中，可以省略重力选矿(C)、干燥处理(D)及磁力选矿(E)，取而代之，将反浮游选矿(A)和浮游选矿(B)重复进行2次以上。即，可以采用下述(1)～(3)这样的实施方式。另外，在下述(1)、(3)的实施方式中的粒度调节(F)中，优选与图1、图2至图4的实施方式中的粒度调节(F)相比使矿石的粒度充分小(例如0.025mm以下)。

(1)粒度调节(F)→反浮游选矿(A)→浮游选矿(B)→重力选矿(C)→干燥处理(D)→磁力选矿(E)

(2)粒度调节(F)→重力选矿(G)→粒度调节(I)→磁力选矿(H)→将[反浮游选矿(A)→浮游选矿(B)]重复2次以上

(3)粒度调节(F)→将[反浮游选矿(A)→浮游选矿(B)]重复2次以上

实施例

对巴西米纳斯吉拉斯州产的金红石矿按照图2至图4所示的处理流程在以下的条件下进行选矿。表1示出原矿品位和精矿(制品)品位。

表1 (质量％)

将从矿山开采的矿石(粒度100mm以下)通过振动送料器25以500t/h(t/h：每小时的吨数，下同)供给到具有筛孔(开孔)20mm的鼓式洗涤机20中，在水洗的同时进行分级。将＋20mm的矿石用破碎机21(圆锥破碎机)破碎成-20mm，再次装入鼓式洗涤机20中。利用筛孔1mm的筛22对-20mm的矿石进行筛分，将＋1mm的矿石用湿式粉碎机23(球磨机)进行粉碎，用筛22再次进行筛分。破碎工序是闭合回路，全部矿石成为-1mm的矿石，但供给到下一工序的旋风分离器24的矿石为500t/h。

将-1mm的矿石利用旋风分离器24进行分级，以0.020mm为分级点分离出微粉成分(-0.020mm)。在该旋风分离器24中，将流入压力设定为1kg/cm²，以使分级点为0.020mm。用旋风分离器24分离后的微粉成分(-0.020mm)为35t/h，将其作为尾矿废弃。送入下一工序的精矿(0.020～1mm)为465t/h。

接下来，供给到第一段的螺旋式重力选矿机30并选别为精矿C(concentrate)、中间物M(middling)、尾矿T(tailing)，进一步分别供给到第二段的螺旋式重力选矿机31进行选别。向该第二段的重力选矿机31供给的量是精矿C：35t/h(8质量%)、中间物M：115t/h(25质量%)、尾矿T：315t/h(67质量%)。

利用该第二段的重力选矿机31得到的精矿(2次精矿)为25t/h，作为尾矿废弃的量为440t/h，得到的精矿为由前工序的旋风分离器24供给的精矿的5.4质量%。将通过该重力选矿得到的精矿用第二段的旋风分离器40进行分级，以0.25mm为分级点，分离出＋0.25mm。在该旋风分离器40中，将流入压力设定为1kg/cm²，以使分级点为0.25mm。＋0.25mm的精矿的产生量为15t/h，将其用湿式粉碎机41粉碎后，用第三段的旋风分离器42进行分级。该第三段的旋风分离器42的分级点为0.020mm，-0.020mm为尾矿并排出到系统外，＋0.020mm再循环到第二段的旋风分离器40。利用第二段的旋风分离器40进行分级并送入下一工序的精矿(3次精矿)为23t/h。

接着，通过使用具备1000高斯的鼓型永磁铁的湿式磁力选矿机50的磁力选矿，分离成磁性物和非磁性物。磁性物和非磁性物的比例为98.7质量%和1.3质量%。

将通过磁力选矿选别出的精矿(磁性物)依次积存于调节池11a、11b，并进行用于反浮游选矿的成分调节。在调节池11a中，添加用于将pH值调节为10～11的范围的氢氧化钠(NaOH)液，并且添加600g/t的作为抑制剂的淀粉。接着，在调节池11b中，添加300g/t的作为阳离子捕收剂的“EDA3”。调节时间(加入添加剂后用于融合所需的时间)为5分钟。

作为浮游选矿机10，使用阿基泰尔型浮游选矿机，反浮游选矿以两阶段(粗选-清扫)进行。供给到处理槽内的空气压力为2kg/cm²，叶轮的转数为1000rpm。

通过该反浮游选矿得到的沉渣(沉降物)为15.7t/h，浮渣(浮游物)为7t/h，比例分别为69.1质量%、30.9质量%。将该沉渣(沉降物)依次积存于调节池13a、13b，进行用于浮游选矿的成分调节。在调节池13a中，添加用于使pH值为3的50%浓度的盐酸溶液，并且分别添加作为抑制剂的氟化氢1000g/t、作为起泡剂的“AEROFROTH65”(合成醇类起泡剂)1g/t。接着，在调节池13b中添加作为阴离子捕收剂的“Flotinor1683”200g/t。调节时间(加入添加剂后用于融合所需的时间)为5分钟。

作为浮游选矿机12，使用阿基泰尔型浮游选矿机，浮游选矿以三阶段(粗选-精选-再精选)进行。供给到处理槽内的空气压力为2kg/cm²，叶轮的转数为1000rpm。

此处，关于通过反浮游选矿分离出的浮渣(通过作为第一阶段的“粗选”分离出的浮渣1、通过作为第二阶段的“清扫”分离出的浮渣2)、通过浮游选矿分离出的沉渣(通过作为一阶段的“粗选”分离出的沉渣1、通过作为第二阶段的“精选”分离出的沉渣2、通过作为第三阶段的“再精选”分离出的沉渣3)和反浮游选矿-浮游选矿后的精矿，将TiO₂、Fe₂O₃、SiO₂、Al₂O₃、P₂O₅、Zr₂O的各成分平衡(balance)示于表2。

如表2A和表2B所示，在反浮游选矿中，作为浮渣1，除去Fe₂O₃：15.9质量%、SiO₂：79.34质量%、Al₂O₃：34.22质量%、P₂O₅：35.87质量%、Zr₂O：58.0质量%，作为浮渣2，除去Fe₂O₃：2.4质量%、SiO₂：9.71质量%、Al₂O₃：5.96质量%、P₂O₅：4.28质量%、Zr₂O：11.8质量%。在接下来的浮游选矿中，作为沉渣1，除去Fe₂O₃：62.9质量%、SiO₂：10.59质量%、Al₂O₃：52.92质量%、P₂O₅：48.6质量%、Zr₂O：18.2质量%，作为沉渣2，除去Fe₂O₃：14.8质量%、SiO₂：0.32质量%、Al₂O₃：6.04质量%、P₂O₅：8.83质量%、Zr₂O：8.1质量%，作为沉渣3，除去Fe₂O₃：1.3质量%、Al₂O₃：0.45质量%、P₂O₅：0.76质量%、Zr₂O：0.6质量%。以上的结果是，得到了含有30.4质量%TiO₂的精矿。

表2A (质量％)

表2B

*1浮渣1,2：反浮游选矿(A)的浮渣

沉渣1～3：浮游选矿(B)的浮渣

精矿：反浮游选矿(A)-浮游选矿(B)后的精矿

通过浮游选矿得到的浮渣(浮游物)为12.7t/h，为了含有细粒及微粒，利用作为重力选矿机的振动摇床60(杰姆斯型摇床)进行重力选矿。由此得到的精矿(4次精矿)为9.7t/h。

接着，在用干燥机70对该精矿进行干燥后，在干式强磁力磁选机80(稀土辊式磁选机)中以9000高斯进行磁选，以非磁性物的形式得到作为制品的二氧化钛精矿。得到的精矿为7.5t/h，如表1所示，TiO₂含量为94质量%。

标号说明

10浮游选矿机

11a、11b调节池

12浮游选矿机

13a、13b调节池

14脱水筛

20鼓式洗涤机

21破碎机

22筛

23湿式粉碎机

24旋风分离器

25振动送料器

30、31重力选矿机

40旋风分离器

41湿式粉碎机

42旋风分离器

50湿式磁力选矿机

60振动摇床

70干燥机

80干式强磁力磁选机

Claims

1.一种二氧化钛精矿的制造方法，其为用于对二氧化钛矿石进行选矿而得到提高二氧化钛的浓度后的精矿的方法，其特征在于，

2.根据权利要求1所述的二氧化钛精矿的制造方法，其特征在于，对在浮游选矿(B)中浮游分离后的精矿依次实施重力选矿(C)、干燥处理(D)和磁力选矿(E)。

3.根据权利要求2所述的二氧化钛精矿的制造方法，其特征在于，在磁力选矿(E)中，进行8000高斯以上的干式强磁力选矿。

4.根据权利要求1～3中任一项所述的二氧化钛精矿的制造方法，其特征在于，对经过粒度调节(F)得到的粉状的二氧化钛矿石依次实施重力选矿(G)和磁力选矿(H)，然后，依次实施反浮游选矿(A)和浮游选矿(B)。

5.根据权利要求4所述的二氧化钛精矿的制造方法，其特征在于，在粒度调节(F)中，进行二氧化钛矿石的粉碎处理和分级处理，得到粉状的二氧化钛矿石。

6.根据权利要求4或5所述的二氧化钛精矿的制造方法，其特征在于，对经过重力选矿(G)后的精矿实施粒度调节(I)，然后实施磁力选矿(H)。

7.根据权利要求2～6中任一项所述的二氧化钛精矿的制造方法，其特征在于，在重力选矿(C)及重力选矿(G)中，进行利用摇床式选矿机的选矿、利用螺旋选矿机的选矿、利用跳汰式选矿机的选矿中的一种以上的选矿。

8.根据权利要求1～7中任一项所述的二氧化钛精矿的制造方法，其特征在于，二氧化钛矿石为金红石矿。

9.根据权利要求1～8中任一项所述的二氧化钛精矿的制造方法，其特征在于，得到二氧化钛含量为90质量%以上的二氧化钛精矿。