CN109499743A

CN109499743A - 一种提高超贫矿品位的方法

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Publication number: CN109499743A
Application number: CN201811289022.9A
Authority: CN
Inventors: 李忠斌; 陈立民; 张国礼; 林玉明; 古彦; 刘文均; 江涛
Original assignee: Huili County Xiushui River Mining Co Ltd
Current assignee: Huili County Xiushui River Mining Co Ltd
Priority date: 2018-10-31
Filing date: 2018-10-31
Publication date: 2019-03-22

Abstract

本发明具体涉及一种提高超贫矿品位的方法，包括以下内容：1)将原矿用球磨机进行开路擦摩洗矿处理，所得矿浆经脱泥处理后得脱泥矿浆；2)所述脱泥矿浆经磨矿制得一级脱泥矿浆；3)所述一级脱泥矿浆经一级磁选得到粗精矿，并抛弃尾矿；4)所述粗精矿经磨矿制得二级脱泥矿浆；5)所述二级脱泥矿浆经二级磁选得到铁粗精矿和二级磁选尾矿；6)所述铁粗精矿经磨矿后经三级磁选得到铁精矿和三级磁选尾矿；7)所述二级磁选尾矿、三级磁选尾矿磨矿后经四级磁选得到钛精矿，并抛弃尾矿。本发明整合了折旧资源，采用球磨机来对含泥量大的钛铁矿先进行脱泥处理，相比现有传统的脱泥设备效果更好，且不堵塞。

Description

一种提高超贫矿品位的方法

技术领域

本发明涉及选矿技术领域，特别是涉及一种提高超贫钛铁矿品位的方法。

背景技术

钛资源在我国具有相当丰富的储量，约占世界总储量的一半左右，其中的绝大多数以钛铁矿的形态存在。我国的钛铁矿主要分布于川、冀两省，在琼、粤、桂、滇等省区也有分布。

随着经济社会的发展，我国各项基础建设对钛资源的需求量越来越大，优质钛资源短缺已成为不争的事实，为满足国内钛工业的需求，我国每年需要进口数百万吨钛矿。由于过去选矿技术的制约，在我国西南地区尚存有相当数量的含钛铁尾矿，若能将其中的钛进行回收利用，对于缓解我国优质钛资源的短缺具有重要意义。

该类含钛铁尾矿通常粒度微细、有用元素含量低、矿物组成复杂、含泥量大，因此选矿回收难度很大。

发明内容

本发明一发明目的是提供一种处理高含泥量的钛铁矿的处理方法，特别是含泥量超过20％的钛铁矿尾矿，更进一步的使适用于雨季时间长的地区，特别是雨季时长占全年生产时间的50％。其中，含泥量为20％的矿即属于极难洗矿种。申请人并未发现有公开对含泥量超过20％的矿具有高效不易堵塞的脱泥方法。

本发明另一发明目的是提供一种富集钛铁矿品位的方法。

本发明提供了一种提高超贫矿品位的方法，包括以下内容：

1)将原矿用球磨机进行开路擦摩洗矿处理，所得矿浆经脱泥处理后得脱泥矿浆；

2)所述脱泥矿浆经磨矿制得一级脱泥矿浆；

3)所述一级脱泥矿浆经一级磁选得到粗精矿，并抛弃尾矿；

4)所述粗精矿经磨矿制得二级脱泥矿浆；

5)所述二级脱泥矿浆经二级磁选得到铁粗精矿和二级磁选尾矿；

6)所述铁粗精矿经磨矿后经三级磁选得到铁精矿和三级磁选尾矿；

7)所述二级磁选尾矿、三级磁选尾矿磨矿后经四级磁选得到钛精矿，并抛弃尾矿。

其中一级、二级、三级、四级磁选并不代表磁感应强度的大小，可存在大小相互重叠的情况。如三级、四级磁选均选用相同的磁感应强度。

本发明一具体实施例方式为，步骤1)中，所得矿浆的浓度小于等于15％。研究发现矿浆浓度越低干涉沉降影响越小，综合考虑实际用水成本，本申请优选矿浆的浓度为12-15％。

本发明一具体实施例方式为，步骤1)中，所述脱泥处理采用水力旋流器进行脱除，溢流浓度为12-16％，底流浓度为29-46％；优选底流浓度为40-46％。

本发明一具体实施例方式为，步骤1)中，所述矿浆的沉降速度为0.4-0.7m/h；优选为0.5m/h。

本发明一具体实施例方式为，步骤1)中，所述矿浆中矿料粒径为-74μm小于等于73％、-37μm小于等于55％；优选为，-19μm小于等于45％、-10μm小于等于36％。

本发明一具体实施例方式为，步骤2)中，所述磨矿后的矿料粒径为-10μm大于等于75％。

本发明一具体实施例方式为，步骤3)中，所述一级磁选的磁感应强度为0.1～0.25T，磁选设备为矿用通用磁选机。

本发明一具体实施例方式为，步骤4)中，所述磨矿后的矿料粒径为-10μm大于等于85％。

本发明一具体实施例方式为，步骤5)中，所述二级磁选的磁感应强度为0.2～0.3T，磁选设备为矿用通用磁选机。

本发明一具体实施例方式为，步骤6)中，所述磨矿后的矿料粒径为-10μm大于等于90％。

本发明一具体实施例方式为，步骤6)中，所述三级磁选的磁感应强度为0.3～0.35T，磁选设备为矿用通用磁选机。

本发明一具体实施例方式为，步骤7)中，所述四级磁选的磁感应强度为0.3～0.4T，磁选设备为矿用通用磁选机。所述磨矿后矿料粒径为-10μm大于等于93％。

本发明有益效果：

一、本发明整合了折旧资源，采用球磨机来对含泥量大的钛铁矿先进行脱泥处理，相比现有传统的脱泥设备效果更好，且不堵塞，减少了停工的风险，经过脱泥处理后再进行选矿，能提高矿的品位，减少杂质等渣的干扰，提高了后续磁选的效率。

二、本发明能将TiO₂品位为7.95％，TFe品位为18.23％(其中 mFe品位为6.27％)，含泥量大于20％的原矿经过富集后得到Fe品位65％以上的铁精矿和TiO₂品位52.5％以上的钛粗精矿。

三、本发明采用球磨机进行洗脱泥，再用旋流器脱泥处理可以使得到的中间产品所含铁品位20.88％，磁性铁8.7％，精矿全铁品位 24.15％，磁性铁13.16％，尾矿全铁品位11.38％，磁性铁0.87％，提高了粉矿入磨全铁品位3.27％，磁性铁品位4.41％，抛废产率25.61％。

四、本发明充分利用破旧球磨机设备用于洗矿，并合理优化富集工艺，本发明具有工艺简单、成本低、资源综合利用率高的特点。

具体实施方式

以下对本发明的具体实施方式进行详细说明。应当理解的是，此处所描述的具体实施方式仅用于说明和解释本发明，并不用于限制本发明。

在本文中所披露的范围的端点和任何值都不限于该精确的范围或值，这些范围或值应当理解为包含接近这些范围或值的值。对于数值范围来说，各个范围的端点值之间、各个范围的端点值和单独的点值之间，以及单独的点值之间可以彼此组合而得到一个或多个新的数值范围，这些数值范围应被视为在本文中具体公开。

实施例1

1、试验矿样及代表性

取会理县秀水河茨竹箐矿山原矿矿石样品共重约50公斤，主要为粉矿，矿石颜色为黄泥色，由矿石表面性质可看出，矿石氧化程度不一，含泥量高。

来样经晒干、筛分、混匀缩分，制得-3mm～0mm试验用综合样 10Kg(原矿)，另有40Kg矿样为备样。

2、原矿粒度分析及金属分布

原矿TiO₂品位为7.95％，TFe品位为18.23％(其中mFe品位为 6.27％)。

对原矿进行粒度分析，其中+0.037mm粒级采用筛分，-0.037mm 粒级采用水析。分析结果见表1。

表1原矿粒度分析结果

表1粒度分析结果表明：原矿TiO₂品位为7.95％，原矿含泥较重， -0.019mm粒级的含量为44.91％(其中-0.010mm粒级占35.98％)，这部分细泥含二氧化钛品位与金属分布率较低(分布率仅为9.52％)，考虑对后续分选作业的影响，应该预先脱出该级别矿泥再进行选别。

3、原矿分级脱泥试验

根据原矿粒度分析可知，本次试验主要对-0.019mm粒级进行分级脱泥。由于矿石粒度组成很细，不同矿浆浓度造成的干涉沉降对脱泥效果会有显著影响，矿浆浓度越低干涉沉降影响越小，但现场的用水量太大将难以实现，根据类似矿山生产工艺参数，选取15％与20％两种浓度分别进行脱泥试验。

试验参考-0.019mm粒级在不同浓度条件下的理论干涉沉降速度为条件试验的浮动基点。矿浆浓度为15％时，脱泥条件试验的沉降速度为0.5m/h、0.6m/h、0.7m/h；矿浆浓度为20％时，脱泥条件试验的沉降速度为0.4m/h、0.5m/h、0.6m/h。

脱泥试验采用1L量筒进行。为了提高脱泥效率，要求底流浓度不能太低，应达到40％以上。试验结果见表2。

表2原矿分级脱泥试验结果

从表2中可看出，浓度越大，矿浆的干涉沉降越严重，脱泥效果越差，因此为提高斜板脱泥效率，降低溢流金属含量，实际生产中条件允许的情况下作业浓度应不大于15％，沉降速度为0.5m/h，在保证底流排放浓度40％左右时，脱泥产率可达到30％以上，TiO₂金属损失率仅为10％左右。该试验数据可作为设备选型参数。

对原矿进行粒度分析表明，-0.019mm粒级的含量高达44.91％(其中-0.010mm粒级占35.98％)，但TiO₂金属分布率仅为9.52％，是理想的脱泥对象。

脱泥试验表明，因原矿含泥重，矿浆粘度大，干涉沉降严重，矿浆浓度大于15％的脱泥效果较差。实际脱泥作业的矿浆浓度以小于 15％为宜。

实施例2

1、物料性质

钛磁铁矿，其中-74μm72.59％，-37μm54.46％。

2、试验要求

给料浓度15％；分别按照74μm与37μm脱泥，品位化验数据如表1。

3、试验结果和讨论

(1)来料粒度组成

粒度	-74μm/％	-45μm/％
			试验物料	72.59	54.46

(2)旋流器分级试验数据

1)旋流器脱泥试验

2)金属品位分析

(3)数据分析

1)FX150-A旋流器底流产率可调范围更宽，分级效率更高。 FX150-A与FX150-B旋流器均可取得较好的脱泥效果，但是FX150-A 旋流器底流产率在30～58％范围内，而FX150-B旋流器底流产率在41～58％范围内。在条件三下，FX150-A旋流器分级质效率更高，74 μm分级质效率为77.40％，37μm分级质效率为66.31％。因此，建议采用FX150-A旋流器。

3)采用旋流器A，分别将底流产率控制在30.82％、40.65％、58.21％三个档，旋流器的溢流和底流产品磁性铁品位差值明显，底流铁品位分别为13.52％、10.99％、9.07％，溢流铁品位分别为0.45％、4.12％、 2.8％，；溢流和底流的二氧化钛品位也有明显的差别，底流二氧化钛品位分别为22.07％、3.3％、15.67％，溢流二氧化钛品位分别为9.92％、2.74％、2.89％。排除明显不符合规律的数据，基本体现了旋流器A的分选效果。由于金属量不平衡，未计算金属损失率和回收率。

3)采用旋流器B，分别将底流产率控制在41.63％、45.17％、57.58％三个档，旋流器的溢流和底流产品磁性铁品位差值明显，底流铁品位分别为，15.37％、16.29％、6.89％，溢流铁品位分别为0.61％、0.65％、 0.65％，分选效果较旋流器A好一些；二氧化钛品位方面，底流二氧化钛品位分别为21.27％、21.26％、16.22％，溢流二氧化钛品位分别为3.02％、4.88％、3.45％。从分选效果来看旋流器B效果较旋流器A好一些，推荐使用旋流器B结构。由于金属量不平衡，未计算金属损失率和回收率。

4)若现场实际生产粒度组成-74μm72％、-37μm54％左右时，在保证溢流-74μm≥98％、-37μm≥95％前提下，预计旋流器底流产率在55-60％。

最终经过脱泥后所含铁品位20.88％，磁性铁8.7％，精矿全铁品位24.15％，磁性铁13.16％，尾矿全铁品位11.38％，磁性铁0.87％，提高了粉矿入磨全铁品位3.27％，磁性铁品位4.41％，抛废产率 25.61％。

实施例3

采用实施例1和2确定的FX150-A旋流器按条件三进行脱泥。

2)所述脱泥矿浆经磨矿制得一级脱泥矿浆；所述磨矿后的矿料粒径经分析为-10μm78.3％；

3)所述一级脱泥矿浆经一级磁选得到粗精矿，并抛弃尾矿；所述一级磁选的磁感应强度为0.1T；

4)所述粗精矿经磨矿制得二级脱泥矿浆；所述磨矿后的矿料粒径经分析为-10μm85％；

5)所述二级脱泥矿浆经二级磁选得到铁粗精矿和二级磁选尾矿；所述二级磁选的磁感应强度为0.2T；

6)所述铁粗精矿经磨矿后经三级磁选得到铁精矿和三级磁选尾矿；所述磨矿后的矿料粒径经分析为-10μm91.3％；所述三级磁选的磁感应强度为0.35T；

7)所述二级磁选尾矿、三级磁选尾矿磨矿后经四级磁选得到钛精矿，并抛弃尾矿；所述四级磁选的磁感应强度为0.32T，磁选设备为矿用通用磁选机；所述磨矿后矿料粒径经分析为-10μm93.5％。

最终制得得到的矿中Fe品位为65.9％的铁精矿和TiO₂品位为 54.5％的钛粗精矿。

实施例4

采用实施例1和2确定的FX150-A旋流器按条件三进行脱泥。

2)所述脱泥矿浆经磨矿制得一级脱泥矿浆；所述磨矿后的矿料粒径经分析为-10μm为78.6％；

3)所述一级脱泥矿浆经一级磁选得到粗精矿，并抛弃尾矿；所述一级磁选的磁感应强度为0.25T；

4)所述粗精矿经磨矿制得二级脱泥矿浆；所述磨矿后的矿料粒径经分析为-10μm为88.7％；

5)所述二级脱泥矿浆经二级磁选得到铁粗精矿和二级磁选尾矿；所述二级磁选的磁感应强度为0.25T；

6)所述铁粗精矿经磨矿后经三级磁选得到铁精矿和三级磁选尾矿；所述磨矿后的矿料粒径经分析为-10μm为92.3％；所述三级磁选的磁感应强度为0.35T；

7)所述二级磁选尾矿、三级磁选尾矿磨矿后经四级磁选得到钛精矿，并抛弃尾矿；所述四级磁选的磁感应强度为0.35T，磁选设备为矿用通用磁选机；所述磨矿后矿料粒径经分析为-10μm为94.2％。

最终制得得到的矿中Fe品位为67.3％的铁精矿和TiO₂品位为 55.7％的钛粗精矿。

实施例5

采用实施例1和2确定的FX150-A旋流器按条件三进行脱泥。

2)所述脱泥矿浆经磨矿制得一级脱泥矿浆；所述磨矿后的矿料粒径经分析为-10μm为75％；

4)所述粗精矿经磨矿制得二级脱泥矿浆；所述磨矿后的矿料粒径经分析为-10μm为87.5％；

5)所述二级脱泥矿浆经二级磁选得到铁粗精矿和二级磁选尾矿；所述二级磁选的磁感应强度为0.3T；

6)所述铁粗精矿经磨矿后经三级磁选得到铁精矿和三级磁选尾矿；所述磨矿后的矿料粒径经分析为-10μm为93.6％；所述三级磁选的磁感应强度为0.35T；

7)所述二级磁选尾矿、三级磁选尾矿磨矿后经四级磁选得到钛精矿，并抛弃尾矿；所述四级磁选的磁感应强度为0.4T，磁选设备为矿用通用磁选机；所述磨矿后矿料粒径经分析为-10μm为95.6％。

最终制得得到的矿中Fe品位为66.9％的铁精矿和TiO₂品位58.2％以上的钛粗精矿。

对比例1-3

技术方案与实施例5相同，仅改变各步骤中磨矿(本申请磨矿可采用现有通用的磨矿设备，如球磨机等)所得矿料粒径(-10μm)，单位为％。

	步骤2	步骤4	步骤6	步骤7	Fe品位	TiO<sub>2</sub>品位
							实施例5	75	87.5	93.6	95.6	66.9	58.2
对比例1	75	80	85.6	84.8	57.5	42.8
							对比例2	68.5	78.5	84.8	90.2	54.4	43.4
对比例3	65	75.5	88.5	91.3	56.8	41.8

对比例4-6

技术方案与实施例5相同，仅改变各步骤中磁选磁感应强度，磁感应强度单位为T，品位单位为％。

	步骤3	步骤5	步骤6	步骤7	Fe品位	TiO<sub>2</sub>品位
							实施例5	0.25	0.3	0.35	0.4	66.9	58.2
对比例1	0.25	0.25	0.3	0.3	58.1	44.3
							对比例2	0.25	0.25	0.35	0.35	55.8	45.1
对比例3	0.15	0.2	0.3	0.3	51.2	42.4

以上所述，仅为本发明的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本领域的技术人员在本发明所揭露的技术范围内，可不经过创造性劳动想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。因此，本发明的保护范围应该以权利要求书所限定的保护范围为准。

Claims

1.一种提高超贫矿品位的方法，其特征在于，包括以下内容：

2)所述脱泥矿浆经磨矿制得一级脱泥矿浆；

3)所述一级脱泥矿浆经一级磁选得到粗精矿，并抛弃尾矿；

4)所述粗精矿经磨矿制得二级脱泥矿浆；

2.根据权利要求1所述提高超贫矿品位的方法，其特征在于，步骤1)中，所得矿浆的浓度小于等于15％。研究发现矿浆浓度越低干涉沉降影响越小，综合考虑实际用水成本，本申请优选矿浆的浓度为12-15％。

3.根据权利要求1所述提高超贫矿品位的方法，其特征在于，步骤1)中，所述脱泥处理采用水力旋流器进行脱除，溢流浓度为12-16％，底流浓度为29-46％；优选底流浓度为40-46％。

4.根据权利要求1所述提高超贫矿品位的方法，其特征在于，步骤1)中，所述矿浆的沉降速度为0.4-0.7m/h；优选为0.5m/h。

5.根据权利要求1所述提高超贫矿品位的方法，其特征在于，步骤1)中，所述矿浆中矿料粒径为-74μm小于等于73％、-37μm小于等于55％；优选为，-19μm小于等于45％、-10μm小于等于36％。

6.根据权利要求1所述提高超贫矿品位的方法，其特征在于，步骤2)中，所述磨矿后的矿料粒径为-10μm大于等于75％。

7.根据权利要求1所述提高超贫矿品位的方法，其特征在于，步骤3)中，所述一级磁选的磁感应强度为0.1～0.25T。

8.根据权利要求1所述提高超贫矿品位的方法，其特征在于，步骤4)中，所述磨矿后的矿料粒径为-10μm大于等于85％。

9.根据权利要求1所述提高超贫矿品位的方法，其特征在于，步骤5)中，所述二级磁选的磁感应强度为0.2～0.3T。

10.根据权利要求1所述提高超贫矿品位的方法，其特征在于，步骤6)中，所述磨矿后的矿料粒径为-10μm大于等于90％。