CN109954583B - 一种攀枝花浮选钛精矿再提质降杂新工艺方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供了一种用攀枝花浮选钛精矿再提质降杂新工艺，为氯化钛渣项目提供合格原料，其包括：将浮选钛精矿给入浮选粗选,在加氟硅酸钠等抑制条件下浮选，得粗选精矿和粗选尾矿，粗选精矿进入浮选精选；经浮选精选进一步提质降杂，得精选精矿和精选尾矿，精选精矿进入电选；经电选得电选精矿和电选尾矿，电选尾矿、粗选尾矿、精选尾矿合并为总尾矿；粗选用的浮选钛精矿质量：TiO2 47.0％、CaO 1.09％、Al2O3 1.04％、MgO 3.99％、SiO2 3.17％；粗选、精选用的抑制剂主要为氟硅酸钠及硅酸类盐，精选精矿TiO2 49.5％、CaO 0.33％；电选精矿TiO2 49.6％、CaO 0.25％、Al2O3 0.40％、MgO 3.10％、SiO2 0.83％，用于做氯化钛渣原料；总尾矿TiO2 44.3％，用于做酸溶性钛渣原料；该新工艺钛回收率100％。
Description
技术领域
本发明属于钒钛磁铁矿选别技术领域，具体涉及一种攀枝花浮选钛精矿再提质降杂新工艺方法。
背景技术
钛精矿是一种重要的矿产资源，分布广泛。目前我国的钒钛磁铁矿储量居世界第三位。而攀枝花钒钛磁铁矿是国内最大的钒钛磁铁矿矿床，已探明资源总量达98亿t，其中表内(TFe≥20％)储量58亿t、表外(TFe≤20％)储量40亿t。就铁矿资源而言，约占全国的20％。钒钛资源与磁铁矿共生，其中，钒储量(折合为V2O5)1580万t，约占全国总储量的61％，世界钒储量的11.6％；钛储量(折合为TiO2)8.72亿t，约占全国总资源量的90％，世界钛储量的35.2％。此外，还伴生有90万t钴、70万t镍、25万t钪、18t吨镓以及大量的铜、硫等资源。目前钛精矿冶炼工艺技术研究开发的主要国家是南非、俄罗斯、美国和中国等，而我国的钛精矿铁低、钙镁高，制约我国氯化钛产业发展。
根据钛白粉行业的相关规划，在产业结构调整方面给予了明确思路。①鼓励优先发展氯化法和先进清洁生产的硫酸法工艺并举的路线；②氯化法单线产能需≥3万吨，且要以二氧化钛含量不小于90％的富钛料为原料；③淘汰硫酸法落后产能和环保不达标企业。
攀枝花钛精矿有两个主要特点：①储量大、品位低、钙镁含量高。作为钛矿，攀枝花的资源世界第一；②开发利用难度大，特别是开发用做氯化钛渣原料难度更大。
根据四川省盐边县红格钒钛磁铁矿资源储量核实报告，红格铁矿采矿权范围内TiO2保有资源储量为：①工业品位铁矿石中TiO2保有资源储量(氧化物量)2204.47万吨；②低品位矿石中TiO2保有资源储量(氧化物量)资源储量1246.19万吨。
现有技术中，将攀枝花钛精矿的粗矿提质降杂得到满足作为氯化钛渣的原料的要求的原料的方法为：对攀枝花地区选铁尾矿采用重选法进行富集，得到粗矿，粗矿经过磨矿、粗选和多次精选，且每次精选得到的粗矿均循环回到之前的步骤，使得矿石得到充分利用。但是，这种方法一方面会在工艺中损失8％左右的钛资源，另一方面设备和工艺过程较为复杂，导致生产成本过高，不经济。
因此，为了有效开发利用攀枝花钛精矿资源，将攀枝花钛精矿升级为高品位、低杂质的钛精矿，用于做氯化钛渣原料，提高攀枝花钛精矿市场竞争力和推进攀枝花钛产业向绿色、深加工发展，亟需一种对攀枝花浮选钛精矿再提质降杂的新工艺方法。
发明内容
针对现有技术中，对攀枝花地区的采用重选法钛精矿进行提质降杂过程中存在钛资源损失且生产成过高的问题，本发明提供一种攀枝花浮选钛精矿再提质降杂新工艺方法，其目的在于：针对氯化钛渣项目原料的质量要求，改进现有的钛精矿再提质降杂工艺，更加充分地利用钛资源，且降低工艺的生产成本。能够推进攀枝花钛产业向绿色、深加工发展的选矿生产新工艺方向发展。
本发明采用的技术方案如下：
一种攀枝花浮选钛精矿再提质降杂新工艺方法，包括如下步骤：
[1]将攀枝花浮选钛精矿给入浮选粗选，加入抑制剂，经第一次提质降杂，得粗选精矿和粗选尾矿；
[2]将步骤[1]得到的粗选精矿给入浮选精选，加入抑制剂，进行第二次提质降杂，得到精选精矿和精选尾矿；
[3]将步骤[2]得到的精选精矿给入电选，进行第三次提质降杂，得到电选精矿和电选尾矿，电选精矿作为高品位钛精矿用于做氯化钛渣的原料。
为了生产用于做氯化钛渣的钛精矿，本技术方案相对于现有技术中的工艺，选用攀枝花浮选钛精矿作为起始原料，该原料本身粒度较细，因而省去了磨料工艺。此外，本工艺将两次浮选和一次电选结合，能够达到与现有技术的工艺中四次浮选相同的处理效果，因而，本工艺改变了本领域技术人员的思维定势，简化了工艺的流程，降低生产成本。加之攀枝花浮选钛精矿因浮选技术优于重选技术，钛收率高、有利于钛资源综合回收利用。此外，现有技术中选用选铁尾矿作为原料进行浮选需添加捕收剂，而本工艺中利用浮选钛精矿表面附着的药剂进行二次浮选，浮选时不需要加捕收剂，由于浮选起始原料的差异性，本工艺能够省去捕收剂的成本。综上所述，本申请中的技术方案相比于现有技术，其选矿技术先进、钛收率高，从而提高了生产效率、降低了生产成本，并得到的高品位钛精矿能够满足用做氯化钛渣的原料的要求。
优选的，将步骤[1]得到的粗选尾矿、步骤[2]得到的精选尾矿和步骤[3]得到的电选尾矿合并得到总尾矿，将总尾矿作为低品位钛精矿用于做酸溶性钛渣的原料。采用本优选方案后，合并得到的总尾矿的品位符合酸溶性钛渣的原料的要求，能够达到对钛资源的100％利用，避免了现有技术中部分尾矿品位过低无法利用造成的钛资源浪费。
优选的，步骤[1]和步骤[2]中的浮选所采用的抑制剂为氟硅酸盐类。
优选的，步骤[1]使用的原矿为攀枝花浮选钛精矿，所述攀枝花浮选钛精矿包括质量分数为46.0-48.0％的TiO2、0.6-1.1％的CaO、0.6-1.0％的Al2O3、2.5-4.5％的MgO和1.5-3.5％的SiO2。
进一步优选的，经过步骤[2]得到的精选精矿包括质量分数为49.5％的TiO2和0.33％的CaO。
进一步优选的，经过步骤[3]得到的电选精矿包括质量分数为49.6％的TiO2、0.25％的CaO、0.40％的Al2O3、3.10％的MgO和0.83％的SiO2。
优选的，步骤[1]所述粗选用的攀枝花浮选钛精矿中CaO/TiO2的质量比为23.19‰；经步骤[2]后得到的精选精矿中CaO/TiO2的质量比为6.67‰，产率≥55％；经步骤[3]电选提质得到的电选精矿中CaO/TiO2的质量比为5.04‰，产率≥50％。产率是指得到的精矿相对于步骤[1]中的原矿的质量比。
优选的，步骤[1]所述粗选用的浮选钛精矿粒度为(-200目)≤60％，经步骤[2]后得到的精选精矿粒度为(-200目)≤58％。
上述优选方案中，对各步骤的工艺参数进行了优选，以获得更好的工艺效果。
综上所述，由于采用了上述技术方案，本发明的有益效果是：
1.选用攀枝花浮选钛精矿作为起始原料，该原料本身粒度较细，因而省去了磨料工艺。
2.本工艺将两次浮选和一次电选结合，能够达到与现有技术的工艺中四次浮选相同的处理效果，因而，本工艺改变了本领域技术人员的思维定势，简化了工艺的流程，从而有效降低生产成本。
3.现有技术中选用选铁尾矿作为原料进行浮选需添加捕收剂，而本工艺中利用浮选钛精矿表面附着的药剂进行二次浮选，浮选时不需要加捕收剂，由于浮选起始原料的差异性，本工艺能够省去捕收剂的成本。
4.本工艺中合并得到的总尾矿的品位符合酸溶性钛渣的原料的要求，能够得到充分的利用，避免了现有技术中部分尾矿品位过低无法利用造成的钛资源浪费。
附图说明
本发明将通过例子并参照附图的方式说明，其中：
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
本说明书中公开的所有特征，或公开的所有方法或过程中的步骤，除了互相排斥的特征和/或步骤以外，均可以以任何方式组合。
在下文中，将结合图1和示例性实施例来详细说明本发明的攀枝花浮选钛精矿再提质降杂新工艺。
要想获得低杂质、满足生产氯化钛渣需要的钛精矿，通常是在国外采购高铁、低钙镁的钛精矿。然而，发明人通过多年应用试验研究，发现现有通过在国外采购高铁、低钙镁的钛精矿方法，对我国钛产业发展和攀枝花钒钛磁铁矿资源综合利用存在诸多不利，主要体现在以下几点：①在国外采购高铁、低钙镁的钛精矿，受制于国外大公司垄断限制，对我国钛产业发展非常不利；②在国外采购高铁、低钙镁的钛精矿，受制于国外大公司垄断限制，既浪费我国大量外汇，又增加企业生产成本；③攀枝花钒钛磁铁矿是国内最大的钒钛磁铁矿矿床，已探明钛资源储量(折合为TiO2)8.72亿t，约占全国总资源量的90％，有资源不能用，也制约我国钛资源综合利用；为此，为了有效利用攀枝花钒钛磁铁矿资源，将攀枝花低铁、高钙镁的钛精矿提质降杂，升级为高品位、低钙的钛精矿，用做氯化钛渣原料，并满足氯化钛渣原料质量要求，发明人提供了本发明的攀枝花浮选钛精矿再提质降杂新工艺。
本发明的攀枝花浮选钛精矿再提质降杂新工艺包括以下步骤：
[1]将攀枝花浮选钛精矿给入浮选粗选，加入抑制剂，经第一次提质降杂，得粗选精矿和粗选尾矿；
[2]将步骤[1]得到的粗选精矿给入浮选精选，加入抑制剂，进行第二次提质降杂，得到精选精矿和精选尾矿；
[3]将步骤[2]得到的精选精矿给入电选，进行第三次提质降杂，得到电选精矿和电选尾矿，电选精矿作为高品位钛精矿用于做氯化钛渣的原料。
将步骤[1]得到的粗选尾矿、步骤[2]得到的精选尾矿和步骤[3]得到的电选尾矿合并得到总尾矿，将总尾矿作为低品位钛精矿用于做酸溶性钛渣的原料。
电选精矿(高品位钛精矿)的组成包括如下质量分数的组分：TiO2 49.6％、CaO0.25％、Al2O3 0.40％、MgO 3.10％、SiO2 0.83％，余量为钛精矿的其他常规组分，由于其他常规组分不影响钛精矿作为氯化钛渣原料的应用，因此在此处不再详述。
总尾矿(低品位钛精矿)的组成包括质量分数为44.3％的TiO2，用于做酸溶性钛渣原料。
相比于现有技术中约8％的钛资源损失，该新工艺钛回收率为100％，无钛资源损失。
总体来讲，通过三次提质降杂，电选精矿(高品位钛精矿)产率≥50％、TiO249.6％、CaO 0.25％、Al2O3 0.40％、MgO 3.10％、SiO2 0.83％，满足钛白粉行业中对氯化钛渣原料质量要求。总尾矿(低品位钛精矿)TiO2 44.3％，满足钛白粉行业中对酸溶性钛渣原料的质量要求。该新工艺钛回收率为100％，无钛资源损失，实现攀枝花钒钛磁铁矿资源绿色、高效、综合利用。
在本发明的一个示例性实施例中，攀枝花浮选钛精矿再提质降杂新工艺在上述基础上，优选确定第一次、第二次提质降杂中抑制剂的选择。例如，所述浮选粗选第一次提质降杂、浮选精选第二次提质降杂，使用的抑制剂为氟硅酸钠，都是经过多次试验和中试试验得出的；第三次提质降杂中筛板电选机及工作电压30-38kv的选择，也是经过多次重选、磁选、筒式电选、筛板电选试验和不同电压条件试验得出的，这样就能够获得更好的浮选效果和电选效果。
在本发明的另一个示例性实施例中，攀枝花浮选钛精矿再提质降杂新工艺在上述基础上，优选确定提质降杂得到的精矿(高品位、低钙镁)中CaO/TiO2、产率指标，最终得到的精矿满足公司氯化钛渣质量要求。例如，所述经第一次、第二次浮选提质降杂中得到的精选精矿CaO/TiO2≤6.67‰、产率≥55％；经第三次电选提质降杂中得到的电选精矿CaO/TiO2≤5.04‰、产率≥50％。
在本发明的一个示例性实施例中，攀枝花浮选钛精矿再提质降杂新工艺在上述基础上，优选确定提质降杂中入选矿、精选精矿、电选精矿的粒度指标要求。例如，所述粗选用的浮选钛精矿粒度(-200目)≤60％、精选精矿粒度(-200目)≤58％、电选精矿粒度(-200目)≤56％。
下面参照附图来详细说明本发明的具体实施例。
实施例1
如图1所示，将浮选钛精矿(即过滤钛精矿)给入浮选粗选(例如，浮选机)，加入氟硅酸钠及硅酸类盐抑制剂，经第一次浮选粗选提质降杂，得粗选精矿和粗选尾矿，粗选精矿进入浮选精选。
经浮选精选第二次提质降杂，得精选精矿(CaO/TiO2 6.67‰)和精选尾矿，精选精矿进入电选(例如，筛板电选机，电压30-3kv)。
经筛板电选机第三次提质降杂，得电选精矿(高品位钛精矿)和电选尾矿，电选尾矿、粗选尾矿、精选尾矿合并为总尾矿(低品位钛精矿)。
该新工艺钛回收率为100％，无钛资源损失。
采用图1的工艺流程来对攀枝花浮选钛精矿再提质降杂。作为原料的攀枝花浮选钛精矿的成分按重量计如表4所示。实施例1的相关工艺参数如表1所示。
表1：实施例1的相关参数
表2：实施例1所得到的各精矿、尾矿的产率情况
表3：实施例1中所得到的电选精矿、总尾矿的钛收率情况
| 选矿方法 | 原矿钛收率％ | 电选精矿(高品位钛精矿)钛收率％ | 总尾矿(低品位钛精矿)钛收率％ |
| 示例1 | 100 | 53.6 | 46.4 |
表4：原矿、电选精矿化学多元素分析结果
| 名称 | 元素 | TFe | TiO2 | CaO | MgO | Al2O3 | SiO2 |
| 原矿(浮选钛精矿) | 含量(％) | 32.10 | 47.0 | 1.09 | 3.99 | 1.04 | 3.17 |
| 电选精矿(高品位钛精矿) | 含量(％) | 49.6 | 0.25 | 3.10 | 0.4 | 0.83 | |
| 名称 | 元素 | Cr2O3 | V2O5 | S | MnO | P | FeO |
| 原矿(浮选钛精矿) | 含量(％) | 0.10 | 0.12 | 0.20 | 0.74 | 0.02 | 26.5 |
| 电选精矿(高品位钛精矿) | 含量(％) | 0.04 | 0.08 | 0.09 | 0.71 | 0 |
从表1、表2、表3可以看出，采用本发明的攀枝花浮选钛精矿再提质降杂新工艺来处理攀枝花的浮选钛精矿，具有较好的质量、技术经济指标和100％的钛资源综合利用率。例如，本发明的电选精矿(高品位钛精矿)产率为50.79％，也就是说攀枝花浮选钛精矿通过本发明有50.79％的钛精矿可升级为做氯化钛渣的原料，提高了攀枝花钛精矿的附加值；本发明的电选精矿品位TiO249.6％、CaO/TiO2 5.04‰，比未选前浮选钛精矿品位TiO247.0％高出2.6％、CaO/TiO2 23.19‰降低18.15％；本发明的钛回收率为100％，无钛损失。
为了比较本实施例与现有技术的成本，对成本进行估算。其中，用于对比的现有技术中的工艺为：对攀枝花地区选铁尾矿采用重选法进行富集，得到粗矿，粗矿经过磨矿、粗选和三次精选，且每次精选得到的粗矿均循环回到之前的步骤，上诉粗选和精选均为浮选。成本对比结果如下表：
表5：本实施例设备购置和安装成本
表6：现有技术中备购置和安装成本
表7：本实施例和现有技术中生产氯化钛渣原料的生产成本
通过表5-表7的对比可见，本申请相比于现有技术中的生产成本更低，具有很高的经济价值。
综上所述，本发明的攀枝花浮选钛精矿再提质降杂新工艺适用于攀枝花浮选钛精矿提质降杂升级为氯化钛渣原料，得到的电选精矿(高品位钛精矿)产率50.79％、TiO249.6％、CaO/TiO2 5.04‰，满足公司氯化钛渣原料的质量要求，提高钛精矿附加值；推进攀枝花钛产业向绿色、深加工发展，实现攀枝花钒钛磁铁矿资源的高效、综合利用；且本申请的工艺相对于现有技术有效降低了成本，同时，保证了我国氯化钛渣原料自产自给，不受国外大公司垄断、制约。
以上所述实施例仅表达了本申请的具体实施方式，其描述较为具体和详细，但并不能因此而理解为对本申请保护范围的限制。应当指出的是，对于本领域的普通技术人员来说，在不脱离本申请技术方案构思的前提下，还可以做出若干变形和改进，这些都属于本申请的保护范围。
Claims (6)
1.一种攀枝花浮选钛精矿再提质降杂新工艺方法，其特征在于，包括如下步骤：
[1]将攀枝花浮选钛精矿给入浮选粗选，加入抑制剂，经第一次提质降杂，得粗选精矿和粗选尾矿；所述攀枝花浮选钛精矿包括质量分数为46.0-48.0％的TiO2、0.6-1.1％的CaO、0.6-1.0％的Al2O3、2.5-4.5％的MgO和1.5-3.5％的SiO2；
[2]将步骤[1]得到的粗选钛精矿给入浮选精选，加入抑制剂，进行第二次提质降杂，得到精选精矿和精选尾矿；
[3]将步骤[2]得到的精选精矿给入电选，进行第三次提质降杂，得到电选精矿和电选尾矿，电选精矿作为高品位钛精矿用于做氯化钛渣的原料；
将步骤[1]得到的粗选尾矿、步骤[2]得到的精选尾矿和步骤[3]得到的电选尾矿合并得到总尾矿，将总尾矿作为低品位钛精矿用于做酸溶性钛渣的原料；
所述浮选粗选和浮选精选利用浮选钛精矿表面附着的药剂进行的浮选。
2.按照权利要求1所述的一种攀枝花浮选钛精矿再提质降杂新工艺方法，其特征在于：步骤[1]和步骤[2]中的浮选所采用的抑制剂为氟硅酸盐类。
3.按照权利要求1所述的一种攀枝花浮选钛精矿再提质降杂新工艺方法，其特征在于：经过步骤[2]得到的精选精矿包括质量分数为49.5％的TiO2和0.33％的CaO。
4.按照权利要求1所述的一种攀枝花浮选钛精矿再提质降杂新工艺方法，其特征在于：经过步骤[3]得到的电选精矿包括质量分数为49.6％的TiO2、0.25％的CaO、0.40％的Al2O3、3.10％的MgO和0.83％的SiO2。
5.按照权利要求1所述的一种攀枝花浮选钛精矿再提质降杂新工艺方法，其特征在于：步骤[1]所述粗选用的攀枝花浮选钛精矿中CaO/TiO2的质量比为23.19‰；经步骤[2]后得到的精选精矿中CaO/TiO2的质量比为6.67‰，产率≥55％；经步骤[3]电选提质得到的电选精矿中CaO/TiO2的质量比为5.04‰，产率≥50％。
6.按照权利要求1所述的一种攀枝花浮选钛精矿再提质降杂新工艺方法，其特征在于：步骤[1]所述浮选粗选用的浮选钛精矿-200目的粒度≤60％，经步骤[2]后得到的精选精矿-200目的粒度≤58％。
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