CN109954580A

CN109954580A - 磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺

Info

Publication number: CN109954580A
Application number: CN201910246346.2A
Authority: CN
Inventors: 李国洲; 邢伟; 段云峰
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: 2019-07-02
Anticipated expiration: 2039-03-29
Also published as: CN109954580B

Abstract

本发明属于选矿技术领域，提供了一种磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺,包括三段破碎工序、第一段棒磨与螺旋分级机闭路、磁选子工艺、脱硅反浮选、脱磷反浮选、第二段细筛、铁钒选矿子工艺、第三段球磨与细筛闭路、脱云母粗浮选、脱泥旋流器、脱云母精浮选和磷浮选；其中磁选子工艺包括第一段弱磁选、第二段球磨与旋流器闭路、第二段弱磁选和精磁选。本发明工艺可从磷灰石‑钒钛磁铁矿中同时得到品质较好的铁、钒和磷三种元素的精矿，实现自然矿产资源的综合有效利用。通过脱磷反浮选有效降低铁精矿中的磷含量，进一步提高铁精矿的品质。

Description

磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺

技术领域

本发明属于选矿技术领域，特别是涉及一种磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺。

背景技术

有很多铁矿山的铁矿石主要种类为钒钛磁铁矿，而有些地区的钒钛磁铁矿还伴生有大量的磷灰石，即磷灰石-钒钛磁铁矿。该种矿山的矿石一般含铁为15％左右，为超贫磁铁矿，P₂O₅的含量一般为2％-3％以上，TiO₂的含量为1％-2％之间，V₂O₅的含量为0.3-0.8％。该种矿石大约三分之二的铁以磁铁矿和钛磁铁矿的形式存在，其余的铁主要以辉石的形式存在，少量的铁赋存在石榴石、绿帘石、绿泥石中。P₂O₅主要以磷灰石的形式存在，少量赋存在云母中；TiO₂和V₂O₅主要赋存在磁铁矿和钛磁铁矿中以结晶共生的形式存在，磁铁矿还含有一定量的铝镁，其铁地质品位为68％，远低于磁铁矿72.4％的理论铁品位。其中钒主要以钒铁尖晶石的形式存在，其化学式一般为FeV₂O₄。

在欧洲地区以及其他发达国家，对铁精粉中P₂O₅的含量有严格要求，一般不许超过0.05％，远超过我国铁精粉中P₂O₅的最低含量可在0.1～0.4％之间的要求。从上面的叙述可以看出，该矿原矿铁品位较低，P₂O₅的含量较高，磁铁矿地质品位较低，铁精粉中的铁品位很难提高，国际市场上对铁精粉中P₂O₅的含量要求非常严格，这都给这种矿石资源的利用带来了难度。此外该矿石中TiO₂与磁铁矿结晶伴生，难以解离，很难通过选矿方法得到可以利用的钛精矿，而P₂O₅主要独立赋存在辉石中，这就为通过选矿的方法回收P₂O₅提供了条件。

此外钒当前主要由中国，俄罗斯，南非、新西兰四个国家生产，其产量远低于全球对钒的需求量，其市场价值也非常可观。钒主要以钒铁尖晶石的形式存在，其化学式一般为FeV₂O₄、该种钒铁尖晶石一般随铁的富剂而富集存在于铁精矿中，铁精矿中的这部分钒如果能加以提取分离将会大大的增加该种矿石的综合资源利用率，大大提高经济效益。所以，鉴于该矿铁品位较低，如仅回收铁矿物，将很难获得较好的经济效益，这就显得P₂O₅和钒的有效回收更为必要。而云母是磷精矿中的主要污染物，所以磷精矿的选别是特别要注意除云母。

所以我们有必要开发一种能够有效的提高铁精粉中铁品位，有效降低铁精粉中P₂O₅含量，并能有效的回收铁、磷和钒三种产品的磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺。

发明内容

为了解决上述技术问题，本发明提供了一种磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺，包括三段破碎工序、第一段棒磨与螺旋分级机闭路、磁选子工艺、脱硅反浮选、脱磷反浮选、第二段细筛、铁钒选矿子工艺、第三段球磨与细筛闭路、脱云母粗浮选、脱泥旋流器、脱云母精浮选和磷浮选；

原矿经三段破碎工序后，粒度为0-8mm的破碎产品给入第一段棒磨与螺旋分级机闭路中的第一段棒磨，第一段棒磨磨矿后给入螺旋分级机，螺旋分级机的沉砂返回第一段棒磨，螺旋分级机的粒度为0-1.7mm的溢流进入磁选子工艺；

磁选子工艺包括第一段弱磁选、第二段球磨与旋流器闭路、第二段弱磁选和精磁选；螺旋分级机的溢流给入第一段弱磁选，第一段弱磁选的精矿给入第二段球磨与旋流器闭路中的旋流器，旋流器的沉砂给入第二段球磨，第二段球磨与旋流器闭路中包含第二段弱磁选；第二段球磨的沉砂给入第二段弱磁选，第二段弱磁选的精矿返回旋流器，旋流器的溢流产品给入精磁选，精磁选的精矿给入脱硅反浮选；

脱硅反浮选的精矿给入脱磷反浮选，脱磷反浮选的精矿给入第二段细筛，第二段细筛的粒度超过44微米的筛上产品返回第二段球磨，第二段细筛的0-44微米的筛下产品给入铁钒选矿子工艺，铁钒选矿子工艺的底流精矿为铁精矿，铁钒选矿子工艺的溢流沉淀物为钒精矿；

第一段弱磁选的尾矿和第二段弱磁选的尾矿给入第三段球磨与细筛闭路中的细筛，第三段球磨与细筛闭路中包含脱云母粗浮选，细筛的粒度超过0.2mm的筛上产品给入脱云母粗浮选，脱云母粗浮选为反浮选，脱云母粗浮选的底流精矿给入第三段球磨，第三段球磨磨矿后返回细筛，细筛的粒度为0-0.2mm的筛下产品和精磁选的尾矿给入脱泥旋流器，脱泥旋流器的沉砂给入脱云母精浮选，脱云母精浮选的底流精矿给入磷浮选，磷浮选的精矿为磷精矿；

脱硅反浮选的尾矿、脱磷反浮选的尾矿、脱泥旋流器的溢流、脱云母粗浮选的尾矿、脱云母精浮选的尾矿和磷浮选的尾矿构成工艺尾矿抛尾。

优选地，所述脱硅反浮选包括脱硅粗浮选、脱硅精浮选和三次脱硅扫浮选；精磁选的精矿给入脱硅粗浮选，脱硅粗浮选的底流精矿给入脱硅精浮选，脱硅粗浮选的泡沫尾矿给入第一次脱硅扫浮选，第一次脱硅扫浮选的泡沫尾矿给入第二次脱硅扫浮选，第二次脱硅扫浮选的泡沫尾矿给入第三次脱硅扫浮选，第三次脱硅扫浮选的底流精矿返回第一次脱硅扫浮选，第一次脱硅扫浮选的底流精矿、第二次脱硅扫浮选的底流精矿和脱硅精浮选的泡沫尾矿返回脱硅粗浮选；脱硅精浮选的精矿即为脱硅反浮选的精矿；第三次脱硅扫浮选的泡沫尾矿即为脱硅反浮选的尾矿。

进一步地，所述脱硅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；所述脱硅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；所述第一次脱硅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。

优选地，所述脱磷反浮选包括脱磷粗浮选和两次脱磷精浮选；脱硅反浮选的精矿给入脱磷粗浮选，脱磷粗浮选的底流精矿给入第一次脱磷精浮选，第一次脱磷精浮选的底流精矿给入第二次脱磷精浮选，第一次脱磷精浮选的泡沫尾矿和第二次脱磷精浮选的泡沫尾矿返回脱磷粗浮选；第二次脱磷精浮选的底流精矿即为脱磷反浮选的精矿；脱磷粗浮选的泡沫尾矿即为脱磷反浮选的尾矿。

进一步地，所述脱磷粗浮选中每吨给矿加入135-165g的FS-2和90-110g的水玻璃；所述第一次脱磷精浮选中每吨给矿加入45-55g的FS-2；所述FS-2为皂化脂肪酸与2#油的质量混合比为5：1至10：1之间的混合物。

优选地，所述铁钒选矿子工艺包括过滤与烘干、竖炉焙烧、湿式球磨、浓密机和沉淀池；第二段细筛的粒度为0-44微米的筛下产品经过滤与烘干后，与质量浓度为3％的Na₂CO₃混匀，混匀后给入竖炉焙烧，竖炉焙烧的反应式为4FeV₂O₄+4Na₂CO₃+5O₂＝2Fe₂O₃+8NaVO₃+4CO₂，竖炉焙烧后产品给入湿式球磨，湿式球磨磨矿后的矿浆给入浓密机浸出，浓密机的底流即为铁钒选矿子工艺的底流精矿；浓密机的溢流NaVO₃的水溶液输送给沉淀池，在沉淀池中加入氨水，生成钒酸铵沉淀即为铁钒选矿子工艺的溢流沉淀物。进一步地，所述竖炉焙烧前Na₂CO₃的添加量为每吨给矿32-40kg，竖炉焙烧的温度为800-1000℃。

优选地，所述磷浮选包括磷粗浮选、两次磷精浮选和磷扫浮选；磷浮选为正浮选，脱云母精浮选的底流精矿给入磷粗浮选，磷粗浮选的泡沫精矿给入第一次磷精浮选，第一次磷精浮选的精矿给入第二次磷精浮选，磷粗浮选的尾矿给入磷扫浮选，第二次磷精浮选的底流尾矿返回第一次磷精浮选，第一次磷精浮选的底流尾矿和磷扫浮选的泡沫精矿返回磷粗浮选，第二次磷精浮选的泡沫精矿即为磷浮选的精矿；磷扫浮选的尾矿即为磷浮选的尾矿。

进一步地，所述磷粗浮选中每吨给矿加入塔尔油135-165g、水玻璃72-88g和甲氧基聚丙二醇18-22g；所述第一次磷精浮选中每吨给矿加入塔尔油81-99g和甲氧基聚丙二醇18-22g；所述磷扫浮选中每吨给矿加入甲氧基聚丙二醇9-11g。

优选地，所述第一段弱磁选的磁场强度为1800-2200GS，第二段弱磁选的磁场强度为1450-1750GS，精磁选的磁场强度为1100-1300GS；所述脱云母粗浮选中每吨给矿加入硫酸180-220g、醚胺55-66g和2#油13-16g；所述脱云母精浮选中每吨给矿加入醚胺27-33g。

优选地，所述原矿的有用矿物主要成分为磁铁矿和钛磁铁矿，原矿的脉石矿物主要为磷灰石、辉石和云母；Fe品位为14.7％、P₂O₅的含量为2.3％、TiO₂的含量为1.3％和V₂O₅的含量为0.52％的原矿经上述的磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺处理后，获得Fe品位为63.60％、P₂O₅的含量为0.04％、TiO₂的含量为2.20％、V₂O₅的含量为0.24％和Fe回收率为46.7％的铁精矿，获得按照V₂O₅计的回收率为29.6％的钒精矿，以及获得Fe品位为2.25％、P₂O₅的含量为36.20％、TiO₂的含量为1.15％、V₂O₅的含量为0.06％、Fe回收率为0.35％和P₂O₅回收率为36.50％的磷精矿。

本发明工艺可从磷灰石-钒钛磁铁矿中同时得到品质较好的铁、钒和磷三种元素的精矿，实现自然矿产资源的综合有效利用，增加选矿经济效益。通过脱磷反浮选有效降低铁精矿中的磷含量，进一步提高铁精矿的品质。

附图说明

图1为磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺实施例流程示意图；

图2为磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺实施例的脱硅反浮选流程示意图；

图3为磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺实施例的脱磷反浮选流程示意图；

图4为磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺实施例的铁钒选矿子工艺流程示意图；

图5为磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺实施例的磷浮选流程示意图。

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所示的磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺可选实施例流程，包括三段破碎工序S1001、第一段棒磨S1002与螺旋分级机S1003闭路、磁选子工艺S1100、脱硅反浮选S1200、脱磷反浮选S1300、第二段细筛S1004、铁钒选矿子工艺S1400、第三段球磨S1007与细筛S1005闭路、脱云母粗浮选S1006、脱泥旋流器S1008、脱云母精浮选S1009和磷浮选S1500；

原矿Fe品位为14.7％、P₂O₅的含量为2.3％、TiO₂的含量为1.3％和V₂O₅的含量为0.52％，原矿的有用矿物主要成分为磁铁矿和钛磁铁矿，脉石矿物主要为磷灰石、辉石和云母，原矿经三段破碎工序S1001后，粒度为0-8mm的破碎产品给入第一段棒磨S1002与螺旋分级机S1003闭路中的第一段棒磨S1002，第一段棒磨S1002磨矿后给入螺旋分级机S1003，螺旋分级机S1003的沉砂返回第一段棒磨S1002，螺旋分级机S1003的粒度为0-1.7mm的溢流进入磁选子工艺S1100；

磁选子工艺S1100包括第一段弱磁选S1101、第二段球磨S1104与旋流器S1102闭路、第二段弱磁选S1105和精磁选S1103；螺旋分级机S1003的溢流给入第一段弱磁选S1101，第一段弱磁选S1101的磁场强度为2000GS，第一段弱磁选S1101的精矿产率为44.8％、Fe品位为25.1％、P₂O₅的含量为1.9％、TiO₂的含量为1.8％、V₂O₅的含量为0.73％和Fe回收率为76.5％，第一段弱磁选S1101的精矿给入第二段球磨S1104与旋流器S1102闭路中的旋流器S1102，旋流器S1102的沉砂给入第二段球磨S1104，第二段球磨S1104与旋流器S1102闭路中包含第二段弱磁选S1105；第二段球磨S1104的沉砂给入第二段弱磁选S1105，第二段弱磁选S1105的磁场强度为1600GS，第二段弱磁选S1105的精矿的产率为18.1％、Fe品位为53.9％、P₂O₅的含量为0.53％、TiO₂的含量为1.97％、V₂O₅的含量为1.54％和Fe回收率为66.4％，第二段弱磁选S1105的精矿返回旋流器S1102，旋流器S1102的溢流产品给入精磁选S1103，精磁选S1103的磁场强度为1200GS，精磁选S1103的精矿的产率为14.2％、Fe品位为62.1％、P₂O₅的含量为0.18％、TiO₂的含量为2.1％、V₂O₅的含量为1.81％和Fe回收率为59.9％，精磁选S1103的尾矿产率为3.90％、Fe品位为24.04％、P₂O₅的含量为1.91％、TiO₂的含量为1.50％、V₂O₅的含量为1.58％、Fe回收率为6.38％和P2O5回收率为3.24％，精磁选S1103的精矿给入脱硅反浮选S1200；

脱硅反浮选S1200的精矿给入脱磷反浮选S1300，脱磷反浮选S1300的精矿给入第二段细筛S1004，第二段细筛S1004的粒度超过44微米的筛上产品返回第二段球磨S1104，第二段细筛S1004的0-44微米的筛下产品给入铁钒选矿子工艺S1400，铁钒选矿子工艺S1400的底流精矿为铁精矿，铁精矿产率为10.8％、Fe品位为63.60％、P₂O₅的含量为0.04％、TiO₂的含量为2.20％、V₂O₅的含量为0.24％和Fe回收率为46.7％；铁钒选矿子工艺S1400的溢流沉淀物为钒精矿，每吨原矿可产0.018吨钒酸铵，按照V₂O₅计的回收率为29.6％；

第一段弱磁选S1101的尾矿和第二段弱磁选S1105的尾矿综合产率为81.90％、Fe品位为6.04％、P₂O₅的含量为2.69％、TiO₂的含量为1.15％、V₂O₅的含量为0.3％、Fe回收率为33.63％和P₂O₅回收率为95.83％，第一段弱磁选S1101的尾矿和第二段弱磁选S1105的尾矿给入第三段球磨S1007与细筛S1005闭路中的细筛S1005，第三段球磨S1007与细筛S1005闭路中包含脱云母粗浮选S1006，细筛S1005的粒度超过0.2mm的筛上产品给入脱云母粗浮选S1006，脱云母粗浮选S1006为反浮选，脱云母粗浮选S1006中加入PH调整剂硫酸200g/t给矿、醚胺捕收剂(flotigam3135)为60g/t给矿和起泡剂2#油15g/t给矿，脱云母粗浮选S1006的底流精矿给入第三段球磨S1007，第三段球磨S1007磨矿后返回细筛S1005，细筛S1005的粒度为0-0.2mm的筛下产品和精磁选S1103的尾矿混合产率为85.8％、Fe品位为6.86％、P₂O₅的含量为2.66％、TiO₂的含量为1.17％、V₂O₅的含量为0.31％、Fe回收率为40.01％和P₂O₅回收率为99.07％，细筛S1005的筛下产品和精磁选S1103的尾矿给入脱泥旋流器S1008，脱泥旋流器S1008的沉砂给入脱云母精浮选S1009，脱云母精浮选S1009中加入醚胺捕收剂(flotigam3135)为30g/t给矿，脱云母精浮选S1009的底流精矿产率为43.42％、Fe品位为5.30％、P₂O₅的含量为4.36％、TiO₂的含量为1.20％、V₂O₅的含量为0.07％、Fe回收率为15.65％和P₂O₅回收率为82.3％，脱云母精浮选S1009的底流精矿给入磷浮选S1500，磷浮选S1500的精矿为磷精矿，磷精矿的产率为2.32％、Fe品位为2.25％、P₂O₅的含量为36.20％、TiO₂的含量为1.15％、V₂O₅的含量为0.06％、Fe回收率为0.35％和P₂O₅回收率为36.50％；

脱硅反浮选S1200的尾矿、脱磷反浮选S1300的尾矿、脱泥旋流器S1008的溢流、脱云母粗浮选S1006的尾矿、脱云母精浮选S1009的尾矿和磷浮选S1500的尾矿构成工艺尾矿，工艺尾矿的综合产率为86.78％、Fe品位为8.89％、P₂O₅的含量为1.68％、TiO₂的含量为1.19％、V₂O₅的含量为0.34％、Fe回收率为52.49％、P₂O₅回收率为63.31％、TiO₂的回收率为79.50％和V₂O₅的回收率为57.39％，工艺尾矿抛尾。

在图1所示的磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺中，磁选子工艺采用第一段弱磁选、第二段球磨与旋流器闭路、第二段弱磁选和精磁选，之后再经过脱硅反浮选、脱磷反浮选、第二段细筛及铁钒选矿子工艺，获得了产率为10.8％、Fe品位为63.60％、P₂O₅的含量为0.04％、TiO₂的含量为2.20％、V₂O₅的含量为0.24％和Fe回收率为46.7％的铁精矿以及经济价值较高的钒精矿，其中铁品位达到了63.6％，这对于理论铁品位仅仅68％的原矿而言，获得了非常高的精矿铁品位。在磨矿选别的节能措施前提下，第二段球磨与旋流器闭路中加入了第二段弱磁选甩去了26.7％产率的尾矿(第一段弱磁选精矿的产率减去第二段弱磁精选的产率)，大大的降低了第二段球磨的磨矿量和能耗，大大降低了选矿成本。脱磷反浮选的精矿给入第二段细筛后，筛上返回第二段球磨，进一步的将粗颗粒的矿物返回球磨再磨，以便其进一步解离，有利于进一步提高精矿的品质。采用第三段球磨-脱云母浮选-磷浮选的工艺，获得了产率为2.32％、Fe品位为2.25％、P₂O₅的含量为36.20％、TiO₂的含量为1.15％、V₂O₅的含量为0.06％和P₂O₅回收率为36.5％的磷精矿。这对于原矿P₂O₅含量仅2.3％的磷灰石-钒钛磁铁矿而言获得了相当高品位和收率的P₂O₅精矿，提高了该种矿石的综合收益。在磷选别前，粗粒的弱磁选尾矿给入第三段球磨与细筛闭路，在第三段球磨与细筛闭路中引入了脱云母粗浮选，不仅利用了云母大多以粗粒形式存在的特性，在0.2mm-1.7mm粒度时除去了大量的云母，保障了后续磷浮选的精矿的品质，而且脱云母粗浮选尾矿直接甩尾，大大的降低了第三段球磨的处理量，节省了能耗。在磷选别前设置了脱泥作业，将-20μm的矿泥脱去，不仅避免了矿泥对后续磷精矿的污染，而且降低了磷选别的处理量，降低了设备投资和能耗。该工艺从磷灰石钒钛磁铁矿中得到铁、钒及磷三种精矿产品，充分实现对自然矿产资源综合利用，增加选矿的经济效益。

如图2所示的磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺可选实施例的脱硅反浮选流程，所述脱硅反浮选S1200包括脱硅粗浮选S1201、脱硅精浮选S1202和三次脱硅扫浮选；精磁选S1103的精矿给入脱硅粗浮选S1201，脱硅粗浮选S1201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；脱硅粗浮选S1201的底流精矿给入脱硅精浮选S1202，脱硅精浮选S1202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，脱硅精浮选S1202的精矿产率为12.50％、Fe品位为62.25％、P₂O₅的含量为0.11％、TiO₂的含量为2.18％、V₂O₅的含量为1.93％和Fe回收率为52.93％；脱硅粗浮选S1201的泡沫尾矿给入第一次脱硅扫浮选S1203，第一次脱硅扫浮选S1203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；第一次脱硅扫浮选S1203的泡沫尾矿给入第二次脱硅扫浮选S1204，第二次脱硅扫浮选S1204的泡沫尾矿给入第三次脱硅扫浮选S1205，第三次脱硅扫浮选S1205的底流精矿返回第一次脱硅扫浮选S1203，第一次脱硅扫浮选S1203的底流精矿、第二次脱硅扫浮选S1204的底流精矿和脱硅精浮选S1202的泡沫尾矿返回脱硅粗浮选S1201；脱硅精浮选S1202的精矿给入脱磷反浮选S1300；第三次脱硅扫浮选S1205的泡沫尾矿归入工艺尾矿抛尾。

在图2所示的脱硅反浮选中，第三次脱硅扫浮选的精矿返回第一次脱硅扫浮选，第二次脱硅扫浮选的精矿返回脱硅粗浮选，这种跨越式返回的方式，被返回的物料增加了一次扫浮选的时间，进一步优化了浮选的效果。

如图3所示的磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺可选实施例的脱磷反浮选流程，所述脱磷反浮选S1300包括脱磷粗浮选S1301和两次脱磷精浮选；脱硅反浮选S1200的精矿给入脱磷粗浮选S1301，脱磷粗浮选S1301加入150g/t给矿的FS-2和100g/t给矿的抑制剂水玻璃，FS-2是皂化脂肪酸捕收剂与2#油起泡剂的混合物，两者的质量混合比为5：1至10：1之间，脱磷粗浮选S1301的底流精矿给入第一次脱磷精浮选S1302，第一次脱磷精浮选S1302加入50g/t给矿的FS-2，第一次脱磷精浮选S1302的底流精矿给入第二次脱磷精浮选S1303，第二次脱磷精浮选S1303的精矿产率为11.30％、Fe品位为63.40％、P₂O₅的含量为0.04％、TiO₂的含量为2.20％、V₂O₅的含量为2.02％和Fe回收率为48.74％；第一次脱磷精浮选S1302的泡沫尾矿和第二次脱磷精浮选S1303的泡沫尾矿返回脱磷粗浮选S1301；第二次脱磷精浮选S1303的底流精矿给入第二段细筛S1004，第二段细筛S1004产率为0.4％的44微米以上的筛上产品返回第二段球磨S1104，第二段细筛S1004的筛下产品给入铁钒选矿子工艺S1400；脱磷粗浮选S1301的泡沫尾矿归入工艺尾矿抛尾。

在图3所示的脱磷反浮选中，通过FS-2捕收剂，水玻璃抑制剂的配合使用，结合一次粗选和两次精选可得到P₂O₅的含量为0.04％的铁精矿，铁精矿P₂O₅的含量低于国际市场上对于P₂O₅的含量＜0.05％的要求。

如图4所示的磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺可选实施例的铁钒选矿子工艺流程，所述铁钒选矿子工艺S1400包括过滤与烘干S1401、竖炉焙烧S1402、湿式球磨S1403、浓密机S1404和沉淀池S1405；脱磷反浮选S1300的精矿给入第二段细筛S1004，第二段细筛S1004产率为0.4％的44微米以上的筛上产品返回第二段球磨S1104，第二段细筛S1004的筛下产品的产率为10.9％、Fe品位为63.6％、P₂O₅的含量为0.04％、TiO₂的含量为2.2％、V₂O₅的含量为2.02％、Fe回收率为47.16％和V₂O₅的回收率为42.34％，第二段细筛S1004的粒度为0-44微米的筛下产品经过滤与烘干S1401后，与质量浓度为3％的Na₂CO₃混匀，Na₂CO₃的添加量为36kg/t给矿，混匀后给入竖炉焙烧S1402，竖炉焙烧S1402的温度为900℃，竖炉焙烧S1402的反应式为4FeV₂O₄+4Na₂CO₃+5O₂＝2Fe₂O₃+8NaVO₃+4CO₂，竖炉焙烧S1402后的产品含NaVO₃为2.7％，竖炉焙烧S1402后产品给入湿式球磨S1403，湿式球磨S1403磨矿后的矿浆给入浓密机S1404浸出，浓密机S1404的底流为铁精矿；浓密机S1404的溢流NaVO₃的水溶液输送给沉淀池S1405，在沉淀池S1405中加入氨水，生成钒酸铵沉淀得到钒精矿。

在图4所示的铁钒选矿子工艺中，通过对脱磷反浮选的精矿给入第二段细筛的筛下产品进行焙烧-浸出-沉淀作业，通过焙烧将钒铁尖晶石氧化为可溶的钒酸钠，再通过浸出作业将钒酸钠转移到水溶液中，然后通过胺化沉淀反应得到的钒酸铵沉淀产品。其指标为按照每吨原矿计可产0.018吨钒酸铵，按照V₂O₅计的V₂O₅的回收率为29.6％。这部分额外获得的紧俏的钒酸铵产品将大大的增加整个项目的资源利用率和经济效益。在焙烧作业中采用了碳酸钠焙烧而没有采用传统的硫酸钠焙烧，有效的避免了硫酸钠中的硫元素对铁精矿的污染。

如图5所示的磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺可选实施例的磷浮选流程，所述磷浮选S1500包括磷粗浮选、两次磷精浮选和磷扫浮选；磷浮选S1500为正浮选，脱云母精浮选S1009的底流精矿给入磷粗浮选S1501，磷粗浮选S1501加入捕收剂塔尔油150g/t给矿、抑制剂水玻璃80g/t给矿和起泡剂甲氧基聚丙二醇20g/t，磷粗浮选S1501的泡沫精矿给入第一次磷精浮选S1503，第一次磷精浮选S1503加入捕收剂塔尔油90g/t给矿和起泡剂甲氧基聚丙二醇20g/t，第一次磷精浮选S1503的精矿给入第二次磷精浮选S1504，磷粗浮选S1501的尾矿给入磷扫浮选S1502，磷扫浮选S1502加入起泡剂甲氧基聚丙二醇10g/t，第二次磷精浮选S1504的底流尾矿返回第一次磷精浮选S1503，第一次磷精浮选S1503的底流尾矿和磷扫浮选S1502的泡沫精矿返回磷粗浮选S1501，第二次磷精浮选S1504的泡沫精矿为磷精矿；磷扫浮选S1502的尾矿归入工艺尾矿抛尾。

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

1.一种磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺，包括三段破碎工序，其特征在于：还包括第一段棒磨与螺旋分级机闭路、磁选子工艺、脱硅反浮选、脱磷反浮选、第二段细筛、铁钒选矿子工艺、第三段球磨与细筛闭路、脱云母粗浮选、脱泥旋流器、脱云母精浮选和磷浮选；

2.根据权利要求1所述的磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺，其特征在于：所述脱硅反浮选包括脱硅粗浮选、脱硅精浮选和三次脱硅扫浮选；精磁选的精矿给入脱硅粗浮选，脱硅粗浮选的底流精矿给入脱硅精浮选，脱硅粗浮选的泡沫尾矿给入第一次脱硅扫浮选，第一次脱硅扫浮选的泡沫尾矿给入第二次脱硅扫浮选，第二次脱硅扫浮选的泡沫尾矿给入第三次脱硅扫浮选，第三次脱硅扫浮选的底流精矿返回第一次脱硅扫浮选，第一次脱硅扫浮选的底流精矿、第二次脱硅扫浮选的底流精矿和脱硅精浮选的泡沫尾矿返回脱硅粗浮选；脱硅精浮选的精矿即为脱硅反浮选的精矿；第三次脱硅扫浮选的泡沫尾矿即为脱硅反浮选的尾矿。

3.根据权利要求1所述的磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺，其特征在于：所述脱磷反浮选包括脱磷粗浮选和两次脱磷精浮选；脱硅反浮选的精矿给入脱磷粗浮选，脱磷粗浮选的底流精矿给入第一次脱磷精浮选，第一次脱磷精浮选的底流精矿给入第二次脱磷精浮选，第一次脱磷精浮选的泡沫尾矿和第二次脱磷精浮选的泡沫尾矿返回脱磷粗浮选；第二次脱磷精浮选的底流精矿即为脱磷反浮选的精矿；脱磷粗浮选的泡沫尾矿即为脱磷反浮选的尾矿。

4.根据权利要求1所述的磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺，其特征在于：所述铁钒选矿子工艺包括过滤与烘干、竖炉焙烧、湿式球磨、浓密机和沉淀池；第二段细筛的粒度为0-44微米的筛下产品经过滤与烘干后，与质量浓度为3％的Na₂CO₃混匀，混匀后给入竖炉焙烧，竖炉焙烧的反应式为4FeV₂O₄+4Na₂CO₃+5O₂＝2Fe₂O₃+8NaVO₃+4CO₂，竖炉焙烧后产品给入湿式球磨，湿式球磨磨矿后的矿浆给入浓密机浸出，浓密机的底流即为铁钒选矿子工艺的底流精矿；浓密机的溢流NaVO₃的水溶液输送给沉淀池，在沉淀池中加入氨水，生成钒酸铵沉淀即为铁钒选矿子工艺的溢流沉淀物。

5.根据权利要求1所述的磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺，其特征在于：所述磷浮选包括磷粗浮选、两次磷精浮选和磷扫浮选；磷浮选为正浮选，脱云母精浮选的底流精矿给入磷粗浮选，磷粗浮选的泡沫精矿给入第一次磷精浮选，第一次磷精浮选的精矿给入第二次磷精浮选，磷粗浮选的尾矿给入磷扫浮选，第二次磷精浮选的底流尾矿返回第一次磷精浮选，第一次磷精浮选的底流尾矿和磷扫浮选的泡沫精矿返回磷粗浮选，第二次磷精浮选的泡沫精矿即为磷浮选的精矿；磷扫浮选的尾矿即为磷浮选的尾矿。

6.根据权利要求1所述的磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺，其特征在于：所述第一段弱磁选的磁场强度为1800-2200GS，第二段弱磁选的磁场强度为1450-1750GS，精磁选的磁场强度为1100-1300GS；所述脱云母粗浮选中每吨给矿加入硫酸180-220g、醚胺55-66g和2#油13-16g；所述脱云母精浮选中每吨给矿加入醚胺27-33g。

7.根据权利要求2所述的磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺，其特征在于：所述脱硅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；所述脱硅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；所述第一次脱硅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。

8.根据权利要求3所述的磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺，其特征在于：所述脱磷粗浮选中每吨给矿加入135-165g的FS-2和90-110g的水玻璃；所述第一次脱磷精浮选中每吨给矿加入45-55g的FS-2；所述FS-2为皂化脂肪酸与2#油的质量混合比为5：1至10：1之间的混合物。

9.根据权利要求5所述的磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺，其特征在于：所述磷粗浮选中每吨给矿加入塔尔油135-165g、水玻璃72-88g和甲氧基聚丙二醇18-22g；所述第一次磷精浮选中每吨给矿加入塔尔油81-99g和甲氧基聚丙二醇18-22g；所述磷扫浮选中每吨给矿加入甲氧基聚丙二醇9-11g。

10.根据权利要求1-9之一所述的磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺，其特征在于：所述原矿的有用矿物主要成分为磁铁矿和钛磁铁矿，原矿的脉石矿物主要为磷灰石、辉石和云母；Fe品位为14.7％、P₂O₅的含量为2.3％、TiO₂的含量为1.3％和V₂O₅的含量为0.52％的原矿经权利要求1-9之一所述的磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺处理后，获得Fe品位为63.60％、P₂O₅的含量为0.04％、TiO₂的含量为2.20％、V₂O₅的含量为0.24％和Fe回收率为46.7％的铁精矿，获得按照V₂O₅计的回收率为29.6％的钒精矿，以及获得Fe品位为2.25％、P₂O₅的含量为36.20％、TiO₂的含量为1.15％、V₂O₅的含量为0.06％、Fe回收率为0.35％和P₂O₅回收率为36.50％的磷精矿。