CN109939814A

CN109939814A - 钛铁矿提质选钛工艺

Info

Publication number: CN109939814A
Application number: CN201910246359.XA
Authority: CN
Inventors: 李国洲; 段云峰; 邢伟
Original assignee: MCC North Dalian Engineering Technology Co Ltd
Current assignee: MCC North Dalian Engineering Technology Co Ltd; Northern Engineering and Technology Corp MCC
Priority date: 2019-03-29
Filing date: 2019-03-29
Publication date: 2019-06-28
Anticipated expiration: 2039-03-29
Also published as: CN109939814B

Abstract

本发明属于选矿技术领域，提供了一种钛铁矿提质选钛工艺，包括三段破碎工序、第一段球磨与旋流器闭路、混合预浮选、第二段球磨与细筛闭路、脱镁粗浮选、脱镁精浮选、弱磁选、两段摇床、脱硫粗浮选、脱硫精浮选、脱硫扫浮选和钛浮选。通过脱镁粗浮选和脱镁精浮选除去含含镁的粗粒云母和细粒云母，采用弱磁选的方法除磁性含流矿物，通过脱硫粗浮选、脱硫精浮选和脱硫扫浮选，脱去了绝大部分的含硫矿物黄铁矿和黄铜矿，原矿经钛铁矿提质选钛工艺，可得到较高质量的钛精矿。

Description

钛铁矿提质选钛工艺

技术领域

本发明属于选矿技术领域，特别是涉及一种钛铁矿提质选钛工艺。

背景技术

金属钛同时兼有钢(强度高)和铝(质地轻)的优点、纯净的钛有良好的可塑性，它的韧性超过纯铁2倍，耐热和抗腐蚀性能也很好。由于钛有这些优点，促使其成为突出的稀有金属，钛及其合金首先用在制造飞机、火箭、导弹、舰艇等方面，后来又广泛用于化工和石油部门。

钛铁矿是最主要的含钛矿物，是金属钛的最重要来源，是提取钛和二氧化钛的主要矿物。钛铁矿的化学成分与形成条件有关，产于超基性岩、基性岩中的钛铁矿，MgO含量较高且MgO主要以云母的形式存在；同时钛铁矿石中的脉石成分除了云母以外，还含有部分的硫化矿物，如黄铜矿，黄铁矿，磁黄铁矿等。

当前，部分钛铁矿山的矿石TiO₂的含量为5％-10％之间，TiO₂含量较高，具备获得高品质的钛精矿的条件。但是这种钛矿，往往在选矿的时候硫和镁也随钛的富集而富集，而硫和镁这些对钛精矿有害的元素如果不加以脱出，进入到钛精矿中则会大大降低钛精矿的质量等级，甚至于生产不出合格质量的钛精矿产品，所以为了获得高品质的钛精矿，提高选矿厂的经济效益，我们有必要开发一种能对钛精矿中的含镁云母和含硫的黄铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿能有效脱出，保障钛精矿的品质的的钛铁矿提质选钛工艺。

发明内容

为了从钛铁矿中得到品质较高的钛精矿，本发明提供了一种钛铁矿提质选钛工艺，包括三段破碎工序、第一段球磨与旋流器闭路、混合预浮选、第二段球磨与细筛闭路、脱镁粗浮选、脱镁精浮选、弱磁选、两段摇床、脱硫粗浮选、脱硫精浮选、脱硫扫浮选和钛浮选；

原矿经三段破碎工序后，粒度为0-12mm的破碎产品给入第一段球磨与旋流器闭路中的第一段球磨，经第一段球磨磨矿后产品给入旋流器，旋流器的沉砂回到第一段球磨，旋流器的粒度P₈₀为60～70μm的溢流给入混合预浮选；

混合预浮选的精矿给入第二段球磨与细筛闭路中的细筛，细筛的大于0.1mm的筛上产品给入脱镁粗浮选，脱镁粗浮选的底流精矿给入第二段球磨，第二段球磨磨矿后产品返回细筛，细筛的P₈₀为30～40μm的筛下产品给入脱镁精浮选；

脱镁精浮选的底流精矿给入弱磁选，弱磁选的精矿给入第一段摇床重选，第一段摇床重选的中矿给入第二段摇床重选；

两段摇床重选的精矿给入脱硫粗浮选，脱硫粗浮选的底流精矿给入脱硫精浮选，脱硫粗浮选的泡沫尾矿给入脱硫扫浮选，脱硫精浮选的尾矿和脱硫扫浮选的精矿返回脱硫粗浮选；脱硫精浮选的精矿给入钛浮选；钛浮选的精矿为钛精矿；

混合预浮选的尾矿、脱镁粗浮选的尾矿、脱镁精浮选的尾矿、弱磁选的尾矿、两段摇床的尾矿、脱硫扫浮选的尾矿以及钛浮选的尾矿共同构成工艺尾矿抛尾。

优选地，所述混合预浮选包括混合预粗浮选、混合预精浮选和三次混合预扫浮选，混合预浮选为反浮选；旋流器的溢流给入混合预粗浮选，混合预粗浮选的底流精矿给入混合预精浮选，混合预粗浮选的泡沫尾矿给入第一次混合预扫浮选，第一次混合预扫浮选的泡沫尾矿给入第二次混合预扫浮选，第二次混合预扫浮选的泡沫尾矿给入第三次混合预扫浮选，第三次混合预扫浮选的底流精矿返回第一次混合预扫浮选，第一次混合预扫浮选的底流精矿、第二次混合预扫浮选的底流精矿和混合预精浮选的泡沫尾矿返回混合预粗浮选，混合预精浮选的精矿进入细筛；

第三次混合预扫浮选的尾矿即为混合预浮选的尾矿，归入工艺尾矿抛尾。

进一步地，所述混合预粗浮选中每吨给矿加入108-132g的乙二胺捕收剂和18-22g的起泡剂甲基异丁基甲醇；所述混合预精浮选中每吨给矿加入72-88g的乙二胺捕收剂和13-16g的起泡剂甲基异丁基甲醇；所述第一次混合预扫浮选中每吨给矿加入36-45g的乙二胺捕收剂和9-11g的起泡剂甲基异丁基甲醇。

优选地，所述钛浮选包括钛粗浮选、钛扫浮选和四次钛精浮选；钛浮选为正浮选，脱硫精浮选的精矿给入钛粗浮选，钛粗浮选的底流尾矿给钛扫浮选，钛粗浮选的泡沫精矿给入第一次钛精浮选，第一次钛精浮选的精矿给第二次钛精浮选，第二次钛精浮选的精矿给入第三次钛精浮选，第三次钛精浮选的精矿给入第四次钛精浮选；第四次钛精浮选的底流尾矿给入第二次钛精浮选，第三次钛精浮选的底流尾矿给入第一次钛精浮选，第二次钛精浮选的底流尾矿、第一次钛精浮选的底流尾矿和钛扫浮选的泡沫精矿返回钛粗浮选；第四次钛精浮选的精矿为钛精矿；

钛扫浮选的尾矿即为钛浮选的尾矿，归入工艺尾矿抛尾。

进一步地，所述钛粗浮选中每吨给矿加入PH调整剂硫酸2150-2650g、捕收剂氧化石蜡皂1350-1650g和起泡剂甲氧基聚丙二醇45-55g。

进一步地，所述第一次钛精浮选中每吨给矿加入硫酸108-132g，第二次钛精浮选中每吨给矿加入硫酸90-110g，第三次钛精浮选中每吨给矿加入硫酸72-8 8g，第四次钛精浮选中每吨给矿加入硫酸55-66g。

优选地，所述弱磁选的磁场强度为1800-2200GS。

优选地，所述脱镁粗浮选中每吨给矿加入PH调整剂硫酸180-220g、醚胺捕收剂55-66g和起泡剂2#油13-16g；脱镁精浮选中每吨给矿加入醚胺捕收剂27-33g。

优选地，所述脱硫粗浮选中每吨给矿加入PH调整剂硫酸180-220g、捕收剂丁黄药90-110g和起泡剂2#油18-22g；脱硫精浮选中每吨给矿加入捕收剂丁黄药55-66g和起泡剂2#油9-11g。

优选地，所述原矿的有用矿物主要成分为钛铁矿，原矿的脉石矿物主要为辉石、云母、石英、黄铁矿、黄铜矿和磁黄铁矿；TiO₂的含量为8.5％、S含量为0.85％和MgO的含量为3.5％的原矿经过上述的钛铁矿提质选钛工艺后，获得TiO₂含量为46.60％、S的含量为0.15％、MgO的含量为0.35％、TiO₂的回收率为61.00％、S的回收率为1.93％和MgO回收率为1.12％的钛精矿。

本发明的有益效果是：通过上述工艺进行处理，对钛铁矿进行脱镁脱硫选矿处理，由TiO₂的含量为8.5％、S含量为0.85％和MgO的含量为3.5％的钛铁矿原矿，可得到TiO₂含量为46.60％、S的含量为0.15％、MgO的含量为0.35％和TiO₂的回收率为61.00％较高质量的钛精矿，可见本发明的工艺对钛精矿选矿的品质提升效果显著。

附图说明

图1为钛铁矿提质选钛工艺实施例流程示意图；

图2为钛铁矿提质选钛工艺实施例的混合预浮选流程示意图；

图3为钛铁矿提质选钛工艺实施例的钛浮选流程示意图。

具体实施方式

为了更进一步阐述本发明为解决技术问题所采取的技术手段及功效，以下结合附图和具体实施例对本发明做进一步详细描述，但不作为本发明要求的保护范围限定。

如图1所示的钛铁矿提质选钛工艺可选实施例流程，包括三段破碎工序S1001、第一段球磨S1002与旋流器S1003闭路、混合预浮选S1100、第二段球磨S1005与细筛S1004闭路、脱镁粗浮选S1006、脱镁精浮选S1007、弱磁选S1008、两段摇床、脱硫粗浮选S1011、脱硫精浮选S1012、脱硫扫浮选S1013和钛浮选S1200；

原矿TiO₂的含量为8.5％、S含量为品位为0.85％和MgO的含量为3.5％，原矿的有用矿物主要成分为钛铁矿，原矿的脉石矿物主要为辉石、云母、石英、黄铁矿、黄铜矿和磁黄铁矿；原矿经三段破碎工序S1001后，粒度为0-12mm的破碎产品给入第一段球磨S1002与旋流器S1003闭路中的第一段球磨S1002，经第一段球磨S1002磨矿后产品给入旋流器S1003，旋流器S1003的沉砂回到第一段球磨S1002，旋流器S1003的粒度P₈₀为60～70μm的溢流给入混合预浮选S1100；

混合预浮选S1100的精矿给入第二段球磨S1005与细筛S1004闭路中的细筛S1004，细筛S1004的大于0.1mm的筛上产品给入脱镁粗浮选S1006，脱镁粗浮选S1006中加入PH调整剂硫酸200g/t给矿、醚胺捕收剂为60g/t给矿和起泡剂2#油15g/t给矿，脱镁粗浮选S1006的底流精矿给入第二段球磨S1005，第二段球磨S1005磨矿后产品返回细筛S1004，细筛S1004的筛下产品产率为51.25％、TiO₂含量为14.98％、S的含量为1.33％、MgO的含量为2.82％、TiO₂的回收率为90.3％、S回收率为80.2％和MgO回收率为41.33％，细筛S1004的P₈₀为30～40μm的筛下产品给入脱镁精浮选S1007，脱镁精浮选S1007中加入醚胺捕收剂为30g/t给矿，脱镁精浮选S1007的底流精矿的产率为43.43％、TiO₂含量为17.29％、S的含量为1.53％、MgO的含量为0.52％、TiO₂的回收率为88.35％、S回收率为78.26％和MgO回收率为6.5％；

脱镁精浮选S1007的底流精矿给入弱磁选S1008，弱磁选S1008的磁场强度为2000GS，弱磁选S1008的精矿的产率为41.25％、TiO₂含量为17.84％、S的含量为1.18％、MgO的含量为0.55％、TiO₂的回收率为86.56％、S回收率为57.26％和MgO回收率为6.48％，弱磁选S1008的精矿给入第一段摇床S1009重选，第一段摇床S1009重选的中矿给入第二段摇床S1010重选；两段摇床重选的精矿的产率为27.17％、TiO₂含量为25.50％、S的含量为1.48％、MgO的含量为0.50％、TiO₂的回收率为81.50％、S回收率为47.30％和MgO回收率为3.88％，

两段摇床重选的精矿给入脱硫粗浮选S1011，脱硫粗浮选S1011中加入PH调整剂硫酸200g/t给矿、捕收剂丁黄药100g/t给矿和起泡剂2#油20g/t给矿；脱硫粗浮选S1011的底流精矿给入脱硫精浮选S1012，脱硫精浮选S1012中加入捕收剂丁黄药60g/t给矿和起泡剂2#油10g/t给矿，脱硫精浮选S1012的精矿产率为23.55％、TiO₂含量为27.85％、S的含量为0.24％、MgO的含量为0.45％、TiO₂的回收率为77.15％、S回收率为6.65％和MgO回收率为3.00％；脱硫粗浮选S1011的泡沫尾矿给入脱硫扫浮选S1013，脱硫精浮选S1012的尾矿和脱硫扫浮选S1013的精矿返回脱硫粗浮选S1011；脱硫精浮选S1012的精矿给入钛浮选S1200；钛浮选S1200的精矿为钛精矿；钛精矿的产率为11.15％、TiO₂含量为46.50％、S的含量为0.15％、MgO的含量为0.35％、TiO₂的回收率为61.00％、S回收率为1.97％和MgO回收率为1.12％；

混合预浮选S1100的尾矿、脱镁粗浮选S1006的尾矿、脱镁精浮选S1007的尾矿、弱磁选S1008的尾矿、两段摇床的尾矿、脱硫扫浮选S1013的尾矿以及钛浮选S1200的尾矿共同构成工艺尾矿，工艺尾矿的产率为88.85％、TiO₂含量为3.73％、S的含量为0.94％、MgO的含量为3.9％、TiO₂的回收率为39.0％、S回收率为98.03％和MgO回收率为98.88％，工艺尾矿抛尾。

在第二段球磨与细筛的闭路流程内的引入了脱镁粗浮选，不仅利用了含镁云母大多以粗粒形式存在的特性，在大于0.1mm粒度时除去了大量的云母，保障了后续钛精矿的品质，而且脱镁粗浮选尾矿直接甩尾，大大的降低了第二段球磨磨矿的处理量，节省了能耗。通过脱镁粗浮选和脱镁精浮选除去含含镁的粗粒云母和细粒云母，脱镁精浮选精矿MgO的含量为0.52％和回收率为6.5％，脱镁效果非常显著。采用的弱磁选作业，有效的去处了含硫矿物磁黄铁矿，通过弱磁选作业获得了S含量为1.18％的精矿，相对于其给矿S含量降低了0.35％。采用弱磁选的方法除磁性含流矿物，相对于用浮选的方法投资更低，更加节能。在脱硫粗浮选前采用了两段摇床重选，充分的利用了摇床对细颗粒的比重大的金属矿物具有较好的选择性的特点，进一步的甩去了部分脉石，甩尾率达到14.08％。大大降低了后续作业的处理量，并进一步的将TiO₂的含量由17.84％提高到25.50％，提质效果明显。通过脱硫粗浮选、脱硫精浮选和脱硫扫浮选，脱去了绝大部分的含硫矿物黄铁矿和黄铜矿，在保证TiO₂高收率的前提下，将脱硫精浮选得到的精矿中的硫含量降低到0.24％，回收率降低到6.65％，脱硫效果非常显著，有力的保障了后续钛精矿的质量。该工艺通过两段磨矿、混合预浮选、脱镁粗浮选、脱镁精浮选、弱磁选、两段摇床、脱硫粗浮选、脱硫精浮选以及钛浮选的流程，获得了产率为11.15％、TiO₂含量为46.50％、S的含量为0.15％、MgO的含量为0.35％、TiO₂的回收率为61.00％、S回收率为1.97％和MgO回收率为1.12％的钛精矿。TiO₂的品位和回收率都很好，硫含量低，氧化镁含量低，钛精矿的指标非常好，为优质钛精矿。

如图2所示的钛铁矿提质选钛工艺可选实施例的混合预浮选流程，所述混合预浮选S1100包括混合预粗浮选S1101、混合预精浮选S1102和三次混合预扫浮选，混合预浮选S1100为反浮选；旋流器S1003的溢流给入混合预粗浮选S1101，混合预粗浮选S1101中加入120g/t给矿的乙二胺捕收剂和20g/t给矿的起泡剂甲基异丁基甲醇；混合预粗浮选S1101的底流精矿给入混合预精浮选S1102，混合预精浮选S1102中加入80g/t给矿的乙二胺捕收剂和15g/t给矿的起泡剂甲基异丁基甲醇，混合预精浮选S1102的精矿产率为63.23％、TiO₂含量为12.53％、S的含量为1.2％、MgO的含量为4.83％、TiO₂的回收率为93.20％、S回收率为89.60％和MgO回收率为87.20％；混合预粗浮选S1101的泡沫尾矿给入第一次混合预扫浮选S1103，第一次混合预扫浮选S1103中加入40g/t给矿的乙二胺捕收剂和10g/t给矿的起泡剂甲基异丁基甲醇；第一次混合预扫浮选S1103的泡沫尾矿给入第二次混合预扫浮选S1104，第二次混合预扫浮选S1104的泡沫尾矿给入第三次混合预扫浮选S1105，第三次混合预扫浮选S1105的底流精矿返回第一次混合预扫浮选S1103，第一次混合预扫浮选S1103的底流精矿、第二次混合预扫浮选S1104的底流精矿和混合预精浮选S1102的泡沫尾矿返回混合预粗浮选S1101，混合预精浮选S1102的精矿进入细筛S1004；细筛S1004的大于0.1mm的筛上产品给入脱镁粗浮选S1006，脱镁粗浮选S1006的底流精矿给入第二段球磨S1005，第二段球磨S1005磨矿后产品返回细筛S1004，细筛S1004的筛下产品给入脱镁精浮选S1007；

第三次混合预扫浮选S1105的尾矿即为混合预浮选的尾矿，与脱镁粗浮选S1006的尾矿都归入工艺尾矿抛尾。

通过混合预浮选的方法，甩去了产率为36.77％的尾矿，同时TiO₂的收率达到了93.2％，在保证目的矿物的收率的前提下，甩去了大量的辉石和石英等脉石矿物，大大降低了后续作业的处理量，降低了投资和运营成本，降低了能耗。混合预扫浮选采用跨越式返回的方式，即每级扫浮选的精矿均返回上上级扫浮选，这种方式每级返回的矿浆均增加了一级扫浮选的时间，有力的保证了混合预浮选精矿的TiO₂的高收率。

如图3所示的钛铁矿提质选钛工艺可选实施例的钛浮选流程，所述钛浮选S1200包括钛粗浮选S1201、钛扫浮选S1202和四次钛精浮选；钛浮选S1200为正浮选，脱硫精浮选S1012的精矿给入钛粗浮选S1201，钛粗浮选S1201中加入PH调整剂硫酸2400g/t给矿、捕收剂氧化石蜡皂1500g/t给矿和起泡剂甲氧基聚丙二醇50g/t给矿，钛粗浮选S1201的底流尾矿给钛扫浮选S1202，钛粗浮选S1201的泡沫精矿给入第一次钛精浮选S1203，第一次钛精浮选S1203中加入硫酸120g/t给矿，第一次钛精浮选S1203的精矿给第二次钛精浮选S1204，第二次钛精浮选S1204中加入硫酸100g/t给矿，第二次钛精浮选S1204的精矿给入第三次钛精浮选S1205，第三次钛精浮选S1205中加入硫酸80g/t给矿，第三次钛精浮选S1205的精矿给入第四次钛精浮选S1206，第四次钛精浮选S1206中加入硫酸60g/t给矿；第四次钛精浮选S1206的底流尾矿给入第二次钛精浮选S1204，第三次钛精浮选S1205的底流尾矿给入第一次钛精浮选S1203，第二次钛精浮选S1204的底流尾矿、第一次钛精浮选S1203的底流尾矿和钛扫浮选S1202的泡沫精矿返回钛粗浮选S1201；第四次钛精浮选S1206的精矿为钛精矿；

钛扫浮选S1202的尾矿即为钛浮选S1200的尾矿，归入工艺尾矿抛尾。

钛精浮选的尾矿采用跨越式返回的方式，即每级精浮选的尾矿均返回上上级精浮选，这种方式每级返回的矿浆均增加了一级精浮选的时间，有力的保证了钛精矿的TiO₂的高收率。

上述所提到的‘每吨给矿’是指给入本工序的矿石重量，与‘/t给矿’意义相同。

当然，本发明还可有其它多种实施例，在不背离本发明精神及其实质的情况下，本领域技术人员可根据本发明作出各种相应的改变和变形，但这些相应的改变和变形都属于本发明的权利要求的保护范围。

Claims

1.一种钛铁矿提质选钛工艺，包括三段破碎工序，其特征在于：还包括第一段球磨与旋流器闭路、混合预浮选、第二段球磨与细筛闭路、脱镁粗浮选、脱镁精浮选、弱磁选、两段摇床、脱硫粗浮选、脱硫精浮选、脱硫扫浮选和钛浮选；

2.根据权利要求1所述的钛铁矿提质选钛工艺，其特征在于：所述混合预浮选包括混合预粗浮选、混合预精浮选和三次混合预扫浮选，混合预浮选为反浮选；旋流器的溢流给入混合预粗浮选，混合预粗浮选的底流精矿给入混合预精浮选，混合预粗浮选的泡沫尾矿给入第一次混合预扫浮选，第一次混合预扫浮选的泡沫尾矿给入第二次混合预扫浮选，第二次混合预扫浮选的泡沫尾矿给入第三次混合预扫浮选，第三次混合预扫浮选的底流精矿返回第一次混合预扫浮选，第一次混合预扫浮选的底流精矿、第二次混合预扫浮选的底流精矿和混合预精浮选的泡沫尾矿返回混合预粗浮选，混合预精浮选的精矿进入细筛；

3.根据权利要求1所述的钛铁矿提质选钛工艺，其特征在于：所述钛浮选包括钛粗浮选、钛扫浮选和四次钛精浮选；钛浮选为正浮选，脱硫精浮选的精矿给入钛粗浮选，钛粗浮选的底流尾矿给钛扫浮选，钛粗浮选的泡沫精矿给入第一次钛精浮选，第一次钛精浮选的精矿给第二次钛精浮选，第二次钛精浮选的精矿给入第三次钛精浮选，第三次钛精浮选的精矿给入第四次钛精浮选；第四次钛精浮选的底流尾矿给入第二次钛精浮选，第三次钛精浮选的底流尾矿给入第一次钛精浮选，第二次钛精浮选的底流尾矿、第一次钛精浮选的底流尾矿和钛扫浮选的泡沫精矿返回钛粗浮选；第四次钛精浮选的精矿为钛精矿；

钛扫浮选的尾矿即为钛浮选的尾矿，归入工艺尾矿抛尾。

4.根据权利要求1所述的钛铁矿提质选钛工艺，其特征在于：所述弱磁选的磁场强度为1800-2200GS。

5.根据权利要求2所述的钛铁矿提质选钛工艺，其特征在于：所述混合预粗浮选中每吨给矿加入108-132g的乙二胺和18-22g的甲基异丁基甲醇；所述混合预精浮选中每吨给矿加入72-88g的乙二胺和13-16g的甲基异丁基甲醇；所述第一次混合预扫浮选中每吨给矿加入36-45g的乙二胺和9-11g的甲基异丁基甲醇。

6.根据权利要求1所述的钛铁矿提质选钛工艺，其特征在于：所述脱镁粗浮选中每吨给矿加入硫酸180-220g、醚胺55-66g和2#油13-16g；脱镁精浮选中每吨给矿加入醚胺27-33g。

7.根据权利要求1所述的钛铁矿提质选钛工艺，其特征在于：所述脱硫粗浮选中每吨给矿加入硫酸180-220g、丁黄药90-110g和2#油18-22g；脱硫精浮选中每吨给矿加入丁黄药55-66g和2#油9-11g。

8.根据权利要求3所述的钛铁矿提质选钛工艺，其特征在于：所述钛粗浮选中每吨给矿加入硫酸2150-2650g、氧化石蜡皂1350-1650g和甲氧基聚丙二醇45-55g。

9.根据权利要求3所述的钛铁矿提质选钛工艺，其特征在于：所述第一次钛精浮选中每吨给矿加入硫酸108-132g，第二次钛精浮选中每吨给矿加入硫酸90-110g，第三次钛精浮选中每吨给矿加入硫酸72-8 8g，第四次钛精浮选中每吨给矿加入硫酸55-66g。

10.根据权利要求1-9之一所述的钛铁矿提质选钛工艺，其特征在于：所述原矿的有用矿物主要成分为钛铁矿，原矿的脉石矿物主要为辉石、云母、石英、黄铁矿、黄铜矿和磁黄铁矿；TiO₂的含量为8.5％、S含量为0.85％和MgO的含量为3.5％的原矿经过权利要求1-9之一所述的钛铁矿提质选钛工艺后，获得TiO₂含量为46.60％、S的含量为0.15％、MgO的含量为0.35％、TiO₂的回收率为61.00％、S的回收率为1.93％和MgO回收率为1.12％的钛精矿。