CN109954575B - 提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺 - Google Patents

提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺 Download PDF

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Abstract

本发明属于选矿技术领域,提供了一种提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺,包括破碎工序、第一段球磨与旋流器闭路、第一段强磁选、铁磁选、铁重选和钛选矿子工艺;原矿经破碎工序后,破碎产品给入第一段球磨与旋流器闭路中的第一段球磨,第一段球磨磨矿后产品给入旋流器,旋流器的沉砂返回第一段球磨,旋流器的溢流给入第一段强磁选;第一段强磁选的精矿给入铁磁选,铁磁选的尾矿给入铁重选,铁磁选的精矿和铁重选的精矿共同构成铁精矿;第一段强磁选的尾矿和铁重选的尾矿给入钛选矿子工艺,钛选矿子工艺的精矿为钛精矿。本发明对铁与钛的回收率远高于传统的该种矿石选矿工艺,且回收的品质较好,实现了铁与钛资源的高效回收利用。

Description

提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺
技术领域
本发明属于选矿技术领域,特别是涉及一种提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺。
背景技术
钛磁铁矿作为铁矿石的一种在国内外广泛存在,这类矿石的主要有用金属为铁和钛,其含铁量一般不高,大多数为12%-20%之间,TiO2含量一般为2%-5%之间,钛磁铁矿一般都与钛铁矿伴生,两种矿物在粗粒的时候呈连生状态。该种矿石铁的赋存状态较为复杂,分布于钛磁铁矿中的铁一般为50%左右,其余部分主要以钛铁矿、假象赤铁矿、赤(褐)铁矿和硅酸铁的形式存在。矿石中钛的赋存形式同样较为分散,呈钛铁矿形式的TiO2一般在60%左右,其余则赋存于钛磁铁矿和硅酸盐类矿物,而赋存于钛磁铁矿中的TiO2一般随同钛磁铁矿一起进入铁精矿。从矿石嵌布粒度来看,矿石解离粒度微细,磨矿粒度需达到0-200目约占85%以上。
从以上的分析可以看出,这种矿石的总体特征为嵌布粒度微细、铁矿物和钛矿物组成复杂,原矿含铁量低,易回收的钛磁铁矿中的铁所占比例不高,原矿含钛量不高、部分钛会进入铁精矿中。当前这种矿石,大多数选厂在前面破碎阶段采用三段破碎+多次干式预选的方式,先将非磁性的矿物抛出,以降低后续磨选作业的处理量。但是这种方式,往往在干式抛尾的时候将大量的非磁性的有用矿物如赤(褐)铁矿抛出,且部分已经和钛磁铁矿在粗粒时已经解离的钛铁矿被抛出,在干选时铁和钛的回收率就损失了大概45%;且当前选厂在选铁的时候仅仅采用弱磁选的方式,大部分弱磁性矿物和非磁性的矿物无法得到回收。
当前选矿厂的上述选矿措施都将大大的降低有用矿物铁和钛的回收率,往往采用这种方式的选厂,钛和铁的回收率基本都在40%左右,大部分的有用金属被浪费,不符合资源高效回收的要求。所以我们有必要开发一种能对有用矿物铁和钛高效回收的钛磁铁矿高效回收的选矿工艺。
发明内容
为了解决现有技术的不足,本发明提供了一种提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺,包括破碎工序、第一段球磨与旋流器闭路、第一段强磁选、铁磁选、铁重选和钛选矿子工艺;
原矿经破碎工序后,粒度为0-6mm破碎产品给入第一段球磨与旋流器闭路中的第一段球磨,第一段球磨磨矿后产品给入旋流器,旋流器的沉砂返回第一段球磨,旋流器的0-200目占60%的溢流给入第一段强磁选;
第一段强磁选的精矿给入铁磁选,铁磁选的尾矿给入铁重选,铁磁选的精矿和铁重选的精矿共同构成铁精矿;
第一段强磁选的尾矿和铁重选的尾矿给入钛选矿子工艺,钛选矿子工艺的精矿为钛精矿;
钛选矿子工艺的尾矿为工艺尾矿抛尾。
优选地,所述铁磁选包括第二段球磨与第二段旋流器闭路、弱磁选、第二段强磁扫选和磁选柱;
第一段强磁选的精矿给入第二段球磨与第二段旋流器闭路中的第二段旋流器,第二段旋流器的沉砂给入第二段球磨,第二段球磨磨矿后返回第二段旋流器;
第二段旋流器的0-200目占90%的溢流产品给入弱磁选,弱磁选的尾矿给入第二段强磁扫选,弱磁选的精矿和第二段强磁扫选的精矿给入磁选柱,磁选柱的尾矿返回弱磁选,磁选柱的精矿为铁磁选的精矿,归入铁精矿;
第二段强磁扫选的尾矿为铁磁选的尾矿。
进一步地,所述第二段强磁扫选的磁场强度为5500-6600GS。所述弱磁选的磁场强度为1800-2200GS。所述磁选柱的磁场强度为100-300GS。
优选地,所述铁重选包括螺旋溜槽粗选、螺旋溜槽精选和螺旋溜槽扫选;铁磁选的尾矿给入螺旋溜槽粗选,螺旋溜槽粗选的精矿给入螺旋溜槽精选,螺旋溜槽粗选的尾矿给入螺旋溜槽扫选,螺旋溜槽精选的尾矿和螺旋溜槽扫选的精矿返回螺旋溜槽粗选,螺旋溜槽精选的精矿为铁重选的精矿,归入铁精矿;
螺旋溜槽扫选的尾矿为铁重选的尾矿。
优选地,所述钛选矿子工艺包括第三段强磁选和两段摇床重选;所述第一段强磁选的尾矿和铁重选的尾矿给入第三段强磁选,第三段强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为钛精矿;
第三段强磁选的尾矿和两段摇床重选的尾矿为钛选矿子工艺的尾矿,构成工艺尾矿抛尾。
进一步地,所述第三段强磁选的磁场强度为3600-4500GS。
优选地,所述第一段强磁选的磁场强度为7200-8800GS。
优选地,所述原矿的有用矿物主要成分为钛磁铁矿、钛铁矿、假象赤铁矿、赤铁矿和褐铁矿,原矿的脉石矿物主要为角闪石、辉石和斜长岩;Fe品位为17.7%,TiO2的含量为2.94%的原矿经上述的提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺处理后,获得Fe品位为63.0%、TiO2的含量为2.69%、Fe回收率为70%和TiO2的回收率为18.00%的铁精矿,以及Fe品位为23.1%、TiO2的含量为45.0%、Fe回收率为4.95%和TiO2的回收率为58.00%的钛精矿。
本发明可从钛磁铁矿中高效回收铁与钛这两种有用金属,铁回收率可达70%,钛回收率可达58%,远高于传统的该种矿石的选矿厂的回收率,且回收的品质较好,实现了铁与钛资源的高效回收利用。
附图说明
图1为提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺实施例流程示意图;
图2为提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺实施例的铁磁选流程示意图;
图3为提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺实施例的铁重选流程示意图;
图4为提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺实施例的钛选矿子工艺流程示意图。
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所示的一种提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺可选实施例流程,包括破碎工序S1001、第一段球磨S1002与旋流器S1003闭路、第一段强磁选S1004、铁磁选S1100、铁重选S1200和钛选矿子工艺S1300;
原矿Fe品位为17.7%和TiO2的含量为2.94%,原矿的有用矿物主要成分为钛磁铁矿、钛铁矿、假象赤铁矿、赤铁矿和褐铁矿,脉石矿物主要为角闪石、辉石、斜长岩等硅酸盐矿物,原矿经破碎工序S1001后,粒度为0-6mm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,第一段球磨S1002磨矿后产品给入旋流器S1003,旋流器S1003的沉砂返回第一段球磨S1002,旋流器S1003的0-200目占60%的溢流给入第一段强磁选S1004,第一段强磁选S1004的磁场强度为8000GS,第一段强磁选S1004的精矿产率为34.56%、Fe品位为44.3%、TiO2的含量为3.20%、Fe回收率为86.5%和TiO2的回收率为37.62%;
第一段强磁选S1004的精矿给入铁磁选S1100,铁磁选S1100的尾矿给入铁重选S1200,铁磁选S1100的精矿和铁重选S1200的精矿共同构成铁精矿,铁精矿产率为19.67%、Fe品位为63.0%、TiO2的含量为2.69%、Fe回收率为70%和TiO2的回收率为18.00%;
第一段强磁选S1004的尾矿和铁重选S1200的尾矿的综合产率为80.33%、Fe品位为6.61%、TiO2的含量为3.0%、Fe回收率为30.00%和TiO2的回收率为82.00%,第一段强磁选S1004的尾矿和铁重选S1200的尾矿给入钛选矿子工艺S1300,钛选矿子工艺S1300的精矿为钛精矿;
钛选矿子工艺S1300的尾矿为工艺尾矿,工艺尾矿的产率为76.54%、Fe品位为5.79%、TiO2的含量为0.94%、Fe回收率为25.05%和TiO2的回收率为24.0%工艺尾矿抛尾。
在图1实施例中,经破碎工序后的原矿全部给入第一段球磨,第一段球磨的产品全部入选,避免了传统的三段破碎和三段干选作业对弱磁性矿物,非磁性矿物及已经解离的钛铁矿的甩尾,避免了在破碎阶段的钛和铁的大量损失,为后续最终高回收率的铁和钛打下了坚实的基础。采用铁磁选和铁重选相结合的方式,实现了对强磁性铁矿物钛磁铁矿,弱磁性铁矿物假象赤铁矿,非磁性铁矿物赤铁矿和褐铁矿的综合高效回收,获得了产率为19.67%、Fe品位为63.0%、TiO2的含量为2.69%、Fe回收率为70%和TiO2的回收率为18.00%的铁精矿。选铁品位很高,且70%的铁回收率远高于传统的该种矿石的选矿厂的回收率,实现了铁资源的高效回收利用。
如图2所示的一种提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺可选实施例的铁磁选流程,所述铁磁选S1100包括第二段球磨S1102与第二段旋流器S1101闭路、弱磁选S1103、第二段强磁扫选S1104和磁选柱S1105;
第一段强磁选S1004的精矿给入第二段球磨S1102与第二段旋流器S1101闭路中的第二段旋流器S1101,第二段旋流器S1101的沉砂给入第二段球磨S1102,第二段球磨S1102磨矿后返回第二段旋流器S1101;
第二段旋流器S1101的0-200目占90%的溢流产品给入弱磁选S1103,弱磁选S1103的磁场强度为2000GS,弱磁选S1103的尾矿给入第二段强磁扫选S1104,第二段强磁扫选S1104的磁场强度为6000GS,弱磁选S1103的精矿和第二段强磁扫选S1104的精矿给入磁选柱S1105,磁选柱S1105的磁场强度为200GS,磁选柱S1105的尾矿返回弱磁选S1103,磁选柱S1105的精矿为铁磁选S1100的精矿,铁磁选S1100的精矿产率为15.38%、Fe品位为63.3%、TiO2的含量为2.51%、Fe回收率为55%和TiO2的回收率为13.12%,铁磁选S1100的精矿归入铁精矿;
第二段强磁扫选S1104的尾矿产率为19.18%、Fe品位为29.77%、TiO2的含量为3.75%、Fe回收率为31.50%和TiO2的回收率为24.50%,第二段强磁扫选S1104的尾矿为铁磁选S1100的尾矿。
在图2实施例中,铁磁选在第一段强磁选后再采用弱磁-强磁-磁选柱的流程,通过高场强的第一段强磁作业保证了对第一段磨矿后强磁性矿物钛磁铁矿,弱磁性矿物假象赤铁矿的有效回收;通过高场强的第二段强磁扫选保证了对弱磁选中的尾矿中的弱磁性的假象赤铁矿的有效回收;通过场强低的弱磁选保证了钛磁铁矿的有效回收;通过磁性柱的磁选作用保证了对钛磁铁矿的磁选回收和假象赤铁矿的重选回收的综合回收,磁选柱的大水量水洗还保障了磁选铁精矿的品质。第一段强磁选的磁场强度为8000GS,第二段强磁选的磁场强度为6000GS,弱磁选的磁场强度为2000GS。磁选场强从前到后的逐次降低,有力与对非磁性矿物的逐步释放,以不断的提高铁精矿的品位,保障了铁磁选的铁精矿品质。归入铁精矿的铁磁选的精矿的产率为15.38%、Fe品位为63.3%、TiO2的含量为2.51%、Fe回收率为55%和TiO2的回收率为13.12%,获得了较高品位和回收率的磁选铁精矿。
如图3所示的一种提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺可选实施例的铁重选流程,所述铁重选S1200包括螺旋溜槽粗选S1201、螺旋溜槽精选S1202和螺旋溜槽扫选S1203;铁磁选S1100的尾矿给入螺旋溜槽粗选S1201,螺旋溜槽粗选S1201的精矿给入螺旋溜槽精选S1202,螺旋溜槽粗选S1201的尾矿给入螺旋溜槽扫选S1203,螺旋溜槽精选S1202的尾矿和螺旋溜槽扫选S1203的精矿返回螺旋溜槽粗选S1201,螺旋溜槽精选S1202的精矿为铁重选S1200的精矿,铁重选S1200的精矿产率为4.29%、Fe品位为61.92%、TiO2的含量为3.35%、Fe回收率为15%和TiO2的回收率为4.88%,铁重选S1200的精矿归入铁精矿;
螺旋溜槽扫选S1203的尾矿为铁重选S1200的尾矿。
在图3实施例中,在铁重选采用螺旋溜槽粗选-螺旋溜槽精选-螺旋溜槽扫选,通过螺旋溜槽重选对粗颗粒非磁性铁矿物如赤铁矿和褐铁矿的较好选择性,对第二段强磁扫选尾矿中的非磁性铁矿物进行了进一步的回收,获得的铁重选的精矿产率为4.29%、Fe品位为61.92%、TiO2的含量为3.35%、Fe回收率为15%和TiO2的回收率为4.88%。铁重选的精矿归入铁精矿,这部分较高品位的铁重选的精矿的回收,进一步有效增加了铁精矿的铁回收率。
如图4所示的一种提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺可选实施例的钛选矿子工艺流程,所述钛选矿子工艺S1300包括第三段强磁选S1301和两段摇床重选;所述第一段强磁选S1004的尾矿和铁重选S1200的尾矿给入第三段强磁选S1301,第三段强磁选S1301的磁场强度为4000GS,第三段强磁选S1301的产率为35.2%、Fe品位为5.53%、TiO2的含量为5.39%、Fe回收率为11%和TiO2的回收率为64.52%,第三段强磁选S1301的精矿给入第一段摇床S1302重选,第一段摇床S1302重选的中矿给入第二段摇床S1303重选,两段摇床重选的精矿为钛精矿,钛精矿产率为3.79%、Fe品位为23.1%、TiO2的含量为45.0%、Fe回收率为4.95%和TiO2的回收率为58.00%;
第三段强磁选S1301的尾矿和两段摇床重选的尾矿为钛选矿子工艺S1300的尾矿,构成工艺尾矿抛尾。
在图4实施例中,在钛选矿子工艺采用了第三段强磁选和连续两段摇床重选的工艺。在重选之前采用强磁甩尾,不仅脱去了选铁矿尾矿中的部分非磁铁矿物,降低了摇床给矿的矿量,节省了摇床的设备投资费用和运营费用,降低了选矿成本,而且进一步的提高了重选给矿的TiO2的含量。采用摇床重选的方式,充分利用了摇床对0-200目占90%的微细颗粒的较好选择性,获得了产率为3.79%、Fe品位为23.1%、TiO2的含量为45.0%、Fe回收率为4.95%和TiO2的回收率为58.00%的钛精矿。选钛品位很高,且58%的钛回收率远高于传统的该种矿石的选矿厂的回收率,实现了钛资源的高效回收利用。
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 (9)

1.一种提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺,包括破碎工序,其特征在于:还包括第一段球磨与旋流器闭路、第一段强磁选、铁磁选、铁重选和钛选矿子工艺;
原矿经破碎工序后,粒度为0-6mm破碎产品给入第一段球磨与旋流器闭路中的第一段球磨,第一段球磨磨矿后产品给入旋流器,旋流器的沉砂返回第一段球磨,旋流器的0-200目占60%的溢流给入第一段强磁选;
第一段强磁选的精矿给入铁磁选,铁磁选的尾矿给入铁重选,铁磁选的精矿和铁重选的精矿共同构成铁精矿;
第一段强磁选的尾矿和铁重选的尾矿给入钛选矿子工艺,钛选矿子工艺的精矿为钛精矿;
钛选矿子工艺的尾矿为工艺尾矿抛尾,
其中:所述铁磁选包括第二段球磨与第二段旋流器闭路、弱磁选、第二段强磁扫选和磁选柱;
第一段强磁选的精矿给入第二段球磨与第二段旋流器闭路中的第二段旋流器,第二段旋流器的沉砂给入第二段球磨,第二段球磨磨矿后返回第二段旋流器;
第二段旋流器的0-200目占90%的溢流产品给入弱磁选,弱磁选的尾矿给入第二段强磁扫选,弱磁选的精矿和第二段强磁扫选的精矿给入磁选柱,磁选柱的尾矿返回弱磁选,磁选柱的精矿为铁磁选的精矿,归入铁精矿;
第二段强磁扫选的尾矿为铁磁选的尾矿。
2.根据权利要求1所述的提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺,其特征在于:所述铁重选包括螺旋溜槽粗选、螺旋溜槽精选和螺旋溜槽扫选;铁磁选的尾矿给入螺旋溜槽粗选,螺旋溜槽粗选的精矿给入螺旋溜槽精选,螺旋溜槽粗选的尾矿给入螺旋溜槽扫选,螺旋溜槽精选的尾矿和螺旋溜槽扫选的精矿返回螺旋溜槽粗选,螺旋溜槽精选的精矿为铁重选的精矿,归入铁精矿;
螺旋溜槽扫选的尾矿为铁重选的尾矿。
3.根据权利要求1所述的提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺,其特征在于:所述钛选矿子工艺包括第三段强磁选和两段摇床重选;所述第一段强磁选的尾矿和铁重选的尾矿给入第三段强磁选,第三段强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为钛精矿;
第三段强磁选的尾矿和两段摇床重选的尾矿为钛选矿子工艺的尾矿,构成工艺尾矿抛尾。
4.根据权利要求1所述的提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺,其特征在于:所述第一段强磁选的磁场强度为7200-8800GS。
5.根据权利要求1所述的提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺,其特征在于:所述第二段强磁扫选的磁场强度为5500-6600GS。
6.根据权利要求1所述的提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺,其特征在于:所述弱磁选的磁场强度为1800-2200GS。
7.根据权利要求1所述的提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺,其特征在于:所述磁选柱的磁场强度为100-300GS。
8.根据权利要求3所述的提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺,其特征在于:所述第三段强磁选的磁场强度为3600-4500GS。
9.根据权利要求1-8之一所述的提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺,其特征在于:所述原矿的有用矿物主要成分为钛磁铁矿、钛铁矿、假象赤铁矿、赤铁矿和褐铁矿,原矿的脉石矿物主要为角闪石、辉石和斜长岩;Fe品位为17.7%,TiO2的含量为2.94%的原矿经权利要求1-8之一所述的提高钛磁铁矿回收率的选矿工艺处理后,获得Fe品位为63.0%、TiO2的含量为2.69%、Fe回收率为70%和TiO2的回收率为18.00%的铁精矿,以及Fe品位为23.1%、TiO2的含量为45.0%、Fe回收率为4.95%和TiO2的回收率为58.00%的钛精矿。
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