CN109433407B - 一种强磁选尾矿中超微细粒级钛铁矿的回收方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开一种强磁选尾矿中超微细粒级钛铁矿的回收方法，首先将强磁选尾矿采用水力旋流器进行分级，分级溢流产品进行两次高梯度磁选获得磁选粗精矿，磁选粗精矿经浮选脱硫后，顺序添加硫酸、组合抑制剂、复合捕收剂后进行1次粗选，粗选泡沫进行3次精选，粗选槽内矿浆经1次扫选，精选过程中矿依次顺序返回上一级作业，扫选过程泡沫依次顺序返回上一级作业；本发明先通过小直径水力旋流器定向分离出尾矿中的超微细粒级钛铁矿，避免粗粒级对后续磁选和浮选的干扰，同时节约了能耗；再采用高梯度磁选，通过聚磁介质调整实现这部分超微细粒级钛铁矿的高梯度磁选预富集，满足入浮品位要求，然后进行浮选得到钛精矿，钛精矿品位为45%～47%。

Description

一种强磁选尾矿中超微细粒级钛铁矿的回收方法
技术领域
本发明涉及一种强磁选尾矿中超微细粒级钛铁矿的回收方法，属于矿物加工工程领域。
背景技术
我国钛资源丰富，储量位居世界首位，占世界储量的64%左右，主要分布在四川攀枝花、河北承德、云南、海南、广西等省区，其中大规模开发利用的是四川攀枝花和河北承德钒钛磁铁矿中钛铁矿资源。钒钛磁铁矿中的主要工业矿物为钛磁铁矿和钛铁矿，分别是提取铁和钛的主要原料。对于该类型钒钛磁铁矿，工业上广泛采用先弱磁选回收其中的铁矿物（钛磁铁矿），选铁尾矿再采用“强磁选预富集+浮选”联合工艺流程回收钛铁矿。然而，在选铁尾矿的强磁选预富集阶段，由于现有强磁选技术的限制，相当一部分钛铁矿会损失在强磁尾矿中，尾矿中二氧化钛的品位通常在4～8%左右，而这部分损失的钛铁矿又主要分布在-38μm超微细粒级钛铁矿中，这不仅严重制约了选厂钛综合回收率的提高，同时也造成了钛资源的极大浪费。
发明内容
针对强磁选尾矿中损失的超微细粒级钛铁矿，本发明提供一种可以用于强磁选尾矿中-38μm超微细粒级钛铁矿的回收方法，采用该方法可以较好的回收强磁选尾矿中损失的超微细粒级钛铁矿，提高钒钛磁铁矿中钛资源的综合利用率。
本发明通过以下技术方案实现：
一种强磁选尾矿中超微细粒级钛铁矿的回收方法，强磁选尾矿中超微细粒级为-38μm粒度级别，将强磁选尾矿采用水力旋流器按38μm粒度界限进行分级，-38μm分级溢流产品进行一粗一精两次高梯度磁选，粗选磁感应强度为0.7T～1.0T，精选磁感应强度为0.5T～0.7T，获得到磁选粗精矿，调节该粗精矿质量百分比浓度至 25～40wt%进行浮选脱硫，浮选脱硫尾矿添加硫酸控制矿浆pH=5~6，搅拌2min～5min，再添加组合抑制剂300g/t～600g/t，搅拌3min～6min，最后添加复合捕收剂2kg/t～6kg/t，作用2min～5min，然后进行1次粗选，粗选泡沫进行3次精选得到钛精矿，粗选槽内矿浆经1次扫选出尾矿，精选过程中矿依次顺序返回上一级作业，扫选过程泡沫返回上一级作业。
所述强磁选尾矿为钒钛磁铁矿型钛资源选钛工艺中的高梯度强磁选尾矿，TiO2品位为4%-8%。
所述水力旋流器直径为Φ100mm～Φ150mm。
所述高梯度磁选采用的高梯度磁选机为立环磁选机，聚磁介质为棒介质且介质直径小于2mm，磁选粗精矿中TiO2品位为15%～25%。
所述组合抑制剂为草酸和聚丙烯酰胺按照质量比为6:1混合而成。
所述复合捕收剂为塔尔油、十二烷基苯磺酸钠、水杨羟肟酸和商业乳化剂OP-10四者按照质量比为（8～6）:（4～2）:1:1混合而成。
本发明具有以下优点和积极效果：
（1）本发明整体工艺为“水力旋流器分级+高梯度磁选+浮选”，先通过小直径水力旋流器定向分离出尾矿中的超微细粒级钛铁矿，避免粗粒级对后续磁选和浮选的干扰，同时节约了能耗；再采用高梯度磁选，通过聚磁介质调整实现这部分超微细粒级钛铁矿的高梯度磁选预富集，满足入浮品位要求，然后进行浮选得到钛精矿。
（2）通过组合抑制剂，实现对超微细粒级脉石矿物的有效抑制和矿泥的有效分散，采用新型复配捕收剂实现对超微细粒级钛铁矿的强化捕收。
（3）本发明浮选作业钛的回收率大于45%，钛精矿品位45%～47%。
附图说明
图1为本发明实施例1的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施例对本发明作进一步说明。
实施例1
一种强磁选尾矿中超微细粒级钛铁矿的回收方法，待选原料为四川攀枝花地区某选钛强磁尾矿，TiO2 品位5%，-38μm粒级占60%以上，如图1所示，具体步骤如下：将该强磁选尾矿采用直径为Φ100mm的水力旋流器进行分级，-38μm分级溢流产品进行一粗一精两次高梯度磁选，高梯度磁选采用的高梯度磁选机为立环磁选机，聚磁介质为棒介质且介质直径为1mm，粗选磁感应强度控制在0.7T，精选磁感应强度控制在0.5T，获得TiO2品位20%的磁选粗精矿，调节该粗精矿质量百分比浓度至 35wt%进行浮选脱硫得到硫精矿，浮选脱硫方式为现有常规技术，浮选脱硫尾矿添加硫酸控制矿浆pH=5，搅拌2min，再添加组合抑制剂400g/t搅拌3min，组合抑制剂为草酸和聚丙烯酰胺按照质量比为6:1混合而成，最后添加复合捕收剂4kg/t，作用4min，复合捕收剂为塔尔油、十二烷基苯磺酸钠、水杨羟肟酸和商业乳化剂OP-10四者按照质量比为8:4:1:1混合而成，然后进行1次粗选，粗选泡沫进行3次精选，3次精选分别为精选Ⅰ、精选Ⅱ和精选Ⅲ，均不加药剂，粗选槽内矿浆经1次扫选Ⅰ，扫选药剂与粗选的药剂度相同，但药剂减半，作用时间相同，精选过程中矿依次顺序返回上一级作业，扫选过程泡沫返回上一级作业，浮选作业钛精矿TiO2品位45%，回收率为45%。
实施例2
一种强磁选尾矿中超微细粒级钛铁矿的回收方法，待选原料为云南某地选钛强磁尾矿，TiO2 品位8%，-38μm粒级占70%以上，具体步骤如下：将该强磁选尾矿采用直径为Φ120mm的水力旋流器进行分级，-38μm分级溢流产品进行一粗一精两次高梯度磁选，高梯度磁选采用的高梯度磁选机为立环磁选机，聚磁介质为棒介质且介质直径为1.8mm，粗选磁感应强度控制在0.8T，精选磁感应强度控制在0.6T，获得TiO2品位22%的磁选粗精矿，调节该粗精矿质量百分比浓度至 25wt%进行浮选脱硫得到硫精矿，浮选脱硫方式为现有常规技术，浮选脱硫尾矿添加硫酸控制矿浆pH=6，搅拌3min，再添加组合抑制剂600g/t搅拌5min，组合抑制剂为草酸和聚丙烯酰胺按照质量比为6:1混合而成，最后添加复合捕收剂2kg/t，作用5min，复合捕收剂为塔尔油、十二烷基苯磺酸钠、水杨羟肟酸和商业乳化剂OP-10四者按照质量比为6:2:1:1混合而成，然后进行1次粗选，粗选泡沫进行3次精选，3次精选分别为精选Ⅰ、精选Ⅱ和精选Ⅲ，均不加药剂，粗选槽内矿浆经1次扫选Ⅰ，扫选药剂与粗选的药剂度相同，但药剂减半，作用时间相同，精选过程中矿依次顺序返回上一级作业，扫选过程泡沫返回上一级作业，浮选作业钛精矿TiO2品位47%，回收率为60%。
实施例3
一种强磁选尾矿中超微细粒级钛铁矿的回收方法，待选原料为云南某地选钛强磁尾矿，TiO2 品位4%，-38μm粒级占70%以上，具体步骤如下：将该强磁选尾矿采用直径为Φ150mm的水力旋流器进行分级，-38μm分级溢流产品进行一粗一精两次高梯度磁选，高梯度磁选采用的高梯度磁选机为立环磁选机，聚磁介质为棒介质且介质直径为1.5mm，粗选磁感应强度控制在1.0T，精选磁感应强度控制在0.7T，获得TiO2品位18%的磁选粗精矿，调节该粗精矿质量百分比浓度至 40wt%进行浮选脱硫得到硫精矿，浮选脱硫方式为现有常规技术，浮选脱硫尾矿添加硫酸控制矿浆pH=5.5，搅拌5min，再添加组合抑制剂300g/t搅拌6min，组合抑制剂为草酸和聚丙烯酰胺按照质量比为6:1混合而成，最后添加复合捕收剂6kg/t，作用2min，复合捕收剂为塔尔油、十二烷基苯磺酸钠、水杨羟肟酸和商业乳化剂OP-10四者按照质量比为7:3:1:1混合而成，然后进行1次粗选，粗选泡沫进行3次精选，3次精选分别为精选Ⅰ、精选Ⅱ和精选Ⅲ，均不加药剂，粗选槽内矿浆经1次扫选Ⅰ，扫选药剂与粗选的药剂度相同，但药剂减半，作用时间相同，精选过程中矿依次顺序返回上一级作业，扫选过程泡沫返回上一级作业，浮选作业钛精矿TiO2品位45%，回收率为60%。

Claims (3)

1.一种强磁选尾矿中超微细粒级钛铁矿的回收方法，其特征在于，将强磁选尾矿采用水力旋流器进行分级，分级溢流产品进行一粗一精两次高梯度磁选，粗选磁感应强度为0.7T～1.0T，精选磁感应强度为0.5T～0.7T，获得到磁选粗精矿，调节粗精矿质量百分比浓度至25～40％进行浮选脱硫，浮选脱硫尾矿添加硫酸控制矿浆pH＝5～6，搅拌2min～5min，再添加组合抑制剂300g/t～600g/t，搅拌3min～6min，最后添加复合捕收剂2kg/t～6kg/t，作用2min～5min，然后进行1次粗选，粗选泡沫进行3次精选得到钛精矿，粗选槽内矿浆经1次扫选出尾矿，精选过程中矿依次顺序返回上一级作业，扫选过程泡沫返回上一级作业；
所述组合抑制剂为草酸和聚丙烯酰胺按照质量比为6:1混合而成；
所述复合捕收剂为塔尔油、十二烷基苯磺酸钠、水杨羟肟酸和商业乳化剂OP-10四者按照质量比为8～6:4～2:1:1混合而成。
2.根据权利要求1所述强磁选尾矿中超微细粒级钛铁矿的回收方法，其特征在于，所述水力旋流器直径为Φ100mm～Φ150mm。
3.根据权利要求1所述强磁选尾矿中超微细粒级钛铁矿的回收方法，其特征在于，所述高梯度磁选采用的高梯度磁选机为立环磁选机，聚磁介质为棒介质且介质直径小于2mm。
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