CN109967222B - 磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺 - Google Patents

磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺 Download PDF

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    • B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
    • B03B9/00—General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets

Abstract

本发明属于选矿技术领域，提供了一种磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺，包括三段破碎工序、第一段棒磨与螺旋分级机闭路、弱磁选、强磁选、第二段球磨与旋流器闭路、脱硅反浮选、脱镁粗浮选、脱镁精浮选、脱磷反浮选和钛选矿子工艺。本发明的工艺通过磁选、脱镁浮选和脱磷反浮选，分别对矿石中的铁、镁和磷加以脱出，降低了对钛精矿品质有不利影响的铁、镁和磷的含量，提高的钛精矿的品质。通过该工艺的处理，可从磷灰石‑钛铁矿中获得符合国际市场要求优质钛精矿。

Description

磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺
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钛铁矿选钛降杂工艺。
背景技术
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。
钛铁矿是最主要含钛矿物，是金属钛的最重要来源，其TiO2理论含量52.66％，铁的含量一般为20％-30％之间。钛铁矿的化学成分与形成条件有关。当前，很多矿山蕴藏有大量的磷灰石-钛铁矿。类似地区矿山的矿石一般含TiO2含量为4％-8％之间，TiO2含量较高，具备获得高品质的钛精矿的条件。其P2O5的含量一般为2％以上，P2O5主要以磷灰石的形式存在；此外该种矿石往往钛铁矿还与一定量的磁铁矿伴生，且还含有少量的假象赤铁矿，这些铁矿物和钛铁矿的比重类似，对水的亲和力也类似，所以其极易在钛铁矿的重选和浮选中随钛铁矿进入到钛精矿中，导致钛精矿品位不高。这种矿石的脉石中还含有一定量的含镁云母，这些镁如果不加以脱出，最终进入到钛精矿中，会降低钛精矿的质量等级，降低其售价。
在欧洲地区以及其他发达国家，对钛精粉中P2O5的含量有严格要求，一般不许超过0.1％，远超过我国钛精粉中P2O5的最低含量的要求。
因此可以看出，该矿原矿TiO2较高，但是P2O5的含量也较高，同时MgO含量也较高，且伴生多种铁矿物，要想获得优质的钛精粉，必须对矿石中的磷、铁和镁加以脱出。所以有必要开发一种能够有效的提高钛精粉中TiO2含量，有效降低钛精粉中P2O5含量、铁含量和MgO含量的磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺。
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钛铁矿选钛降杂工艺，包括三段破碎工序、第一段棒磨与螺旋分级机闭路、弱磁选、强磁选、第二段球磨与旋流器闭路、脱硅反浮选、脱镁粗浮选、脱镁精浮选、脱磷反浮选和钛选矿子工艺；
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，第一段棒磨磨矿后产品给入螺旋分级机，螺旋分级机的沉砂返回第一段棒磨形成闭路，螺旋分级机的粒度为0-1mm溢流给入弱磁选；
弱磁选的精矿给入强磁选，强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，第二段球磨磨矿后的产品返回旋流器形成闭路，旋流器的P80为40μm的溢流给入脱硅反浮选；
脱硅反浮选的精矿给入脱镁粗浮选，脱镁粗浮选的底流精矿给入脱镁精浮选，脱镁精浮选的底流精矿给入脱磷反浮选，脱磷反浮选的精矿给入钛选矿子工艺，钛选矿子工艺的精矿为钛精矿；
弱磁选的尾矿、强磁选的尾矿、脱硅反浮选的尾矿、脱镁粗浮选的尾矿、脱镁精浮选的尾矿、脱磷反浮选的尾矿和钛选矿子工艺的尾矿共同构成工艺尾矿抛尾。
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；旋流器的溢流给入脱硅粗浮选，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尾矿即为脱硅反浮选的尾矿。
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；脱镁精浮选的底流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尾矿和第二次脱磷精浮选的尾矿返回脱磷粗浮选；第二次脱磷精浮选的精矿即为脱磷反浮选的精矿，脱磷粗浮选的尾矿即为脱磷反浮选的尾矿。
优选地，所述钛选矿子工艺包括两段摇床、钛粗浮选、钛扫浮选和四次钛精浮选；
脱磷反浮选的精矿给入第一段摇床，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钛粗浮选，钛粗浮选的底流尾矿给入钛扫浮选，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入第二次钛精浮选，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返回第二次钛精浮选，第三次钛精浮选的底流尾矿返回第一次钛精浮选，第一次钛精浮选的底流尾矿、第二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即为钛选矿子工艺的精矿，两段摇床的尾矿和钛扫浮选的尾矿构成钛选矿子工艺的尾矿。
优选地，所述弱磁选的磁场强度为1800-2200GS，强磁选的磁场强度为7200-8800GS。
优选地，所述脱硅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；脱硅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；所述第一次脱硅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，所述脱磷粗浮选中每吨给矿加入135-165g的FS-2和90-110g的水玻璃；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；所述第一次脱磷精浮选中每吨给矿加入45-55g的FS-2。
优选地，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；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72-88g，第四次钛精浮选中每吨给矿加入硫酸55-66g。
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磷灰石、辉石、石英、磁铁矿和假象赤铁矿；TiO2的含量为6.5％、Fe品位为9.2％、P2O5的含量为2.3％和MgO含量3.5％的原矿经上述的磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺处理后，获得TiO2的含量为46.0％、Fe品位为23.0％、P2O5的含量为0.05％、MgO含量为0.5％、TiO2的回收率为63.0％、Fe的回收率为22.26％、P2O5回收率为0.19％和MgO回收率为1.27％的钛精矿。
本发明的工艺通过磁选、脱镁浮选和脱磷反浮选，分别对矿石中的铁、镁和磷加以脱出，降低了对钛精矿品质有不利影响的铁、镁和磷的含量，提高的钛精矿的品质。通过该工艺的处理，可从磷灰石-钛铁矿中获得符合国际市场要求优质钛精矿。
附图说明
图1为磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺实施例的流程示意图；
图2为磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺实施例的脱硅反浮选流程示意图；
图3为磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺实施例的脱磷反浮选流程示意图；
图4为磷灰石钛铁矿选钛降杂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所示的磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺可选实施例的流程，包括三段破碎工序S1001、第一段棒磨S1002与螺旋分级机S1003闭路、弱磁选S1004、强磁选S1005、第二段球磨S1007与旋流器S1006闭路、脱硅反浮选S1100、脱镁粗浮选S1008、脱镁精浮选S1009、脱磷反浮选S1200和钛选矿子工艺S1300；
原矿TiO2的含量为6.5％、Fe品位为9.2％、P2O5的含量为2.3％和MgO含量3.5％，有用矿物主要成分为钛铁矿，脉石矿物主要为磷灰石、含镁云母、辉石、石英、磁铁矿和假象赤铁矿，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磨矿后产品给入螺旋分级机S1003，螺旋分级机S1003的沉砂返回第一段棒磨S1002形成闭路，螺旋分级机S1003的粒度为0-1mm溢流给入弱磁选S1004，弱磁选S1004的磁场强度为2000GS；
弱磁选S1004的精矿给入强磁选S1005，强磁选S1005的磁场强度为8000GS，强磁选S1005的精矿产率为84.26％、TiO2的含量为7.45％、Fe品位为5.41％、P2O5的含量为2.60％、MgO含量为3.89％、TiO2的回收率为96.58％、Fe的回收率为49.59％、P2O5回收率为95.42％和MgO回收率为93.7％，强磁选S1005的精矿给入第二段球磨S1007与旋流器S1006闭路中的旋流器S1006，旋流器S1006的沉砂给入第二段球磨S1007，第二段球磨S1007磨矿后的产品返回旋流器S1006形成闭路，旋流器S1006的P80为40μm的溢流给入脱硅反浮选S1100；
脱硅反浮选S1100的精矿给入脱镁粗浮选S1008，脱镁粗浮选S1008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，脱镁粗浮选S1008的底流精矿给入脱镁精浮选S1009，脱镁精浮选S1009中加入醚胺捕收剂(flotigam3135)为30g/t给矿，脱镁精浮选S1009的底流精矿产率为50.03％、TiO2的含量为11.73％、Fe品位为7.77％、P2O5的含量为3.37％、MgO含量为0.6％、TiO2的回收率为90.31％、Fe的回收率为42.26％、P2O5回收率为73.27％和MgO回收率为8.58％，脱镁精浮选S1009的底流精矿给入脱磷反浮选S1200，脱磷反浮选S1200的精矿给入钛选矿子工艺S1300，钛选矿子工艺S1300的精矿为钛精矿，钛精矿的产率为8.9％、TiO2的含量为46.0％、Fe品位为23.0％、P2O5的含量为0.05％、MgO含量为0.5％、TiO2的回收率为63.0％、Fe的回收率为22.26％、P2O5回收率为0.19％和MgO回收率为1.27％；
弱磁选S1004的尾矿、强磁选S1005的尾矿、脱硅反浮选S1100的尾矿、脱镁粗浮选S1008的尾矿、脱镁精浮选S1009的尾矿、脱磷反浮选S1200的尾矿和钛选矿子工艺S1300的尾矿共同构成工艺尾矿，工艺尾矿的产率为91.1％、TiO2的含量为2.64％、Fe品位为7.85％、P2O5的含量为2.52％、MgO含量为3.79％、TiO2的回收率为37.0％、Fe的回收率为77.74％、P2O5回收率为99.81％和MgO回收率为98.37％，工艺尾矿抛尾。
在图1所示的实施例中，采用三段破碎工序、第一段棒磨与螺旋分级机闭路、弱磁选、强磁选、第二段球磨与旋流器闭路、脱硅反浮选、脱镁粗浮选、脱镁精浮选、脱磷反浮选和钛选矿子工艺的流程，对第一段棒磨磨矿的产品通过先弱磁除磁性磁铁矿，然后通过强磁除弱磁性的假象赤铁矿，精矿的铁品位5.41％，铁回收率49.59％相对于弱磁给矿除铁效果非常显著。磁选设备单机处理能力大，能耗低，将磁选设置在此处的处理量大的地方更加经济合理。通过脱镁粗浮选和脱镁精浮选，结合脱镁浮选的药剂制度，除去了绝大部分的含镁云母，获得了MgO含量为0.6％和MgO收率为8.58％的精矿，脱镁效果非常显著。然后经过脱磷反浮选进行降磷处理，再经钛选矿子工艺获得了产率为8.9％、TiO2的含量为46.0％、Fe品位为23.0％、P2O5的含量为0.05％、MgO含量为0.5％、TiO2的回收率为63.0％、Fe的回收率为22.26％、P2O5回收率为0.19％和MgO回收率为1.27％的钛精矿。其中钛选别指标品位达到了46％，回收率为63％，P2O5的含量为0.05％，Fe品位为23.22％，MgO含量为0.5％，选别指标优，杂质含量低，符合国际市场对钛精矿的要求。
如图2所示的磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺可选实施例的脱硅反浮选流程，所述脱硅反浮选S1100包括脱硅粗浮选S1101、脱硅精浮选S1102和三次脱硅扫浮选；旋流器S1006的溢流给入脱硅粗浮选S1101，脱硅粗浮选S1101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S1101的底流精矿给入脱硅精浮选S1102，脱硅精浮选S1102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S1102的精矿产率为58.77％、TiO2的含量为10.24％、Fe品位为7.25％、P2O5的含量为3.23％、MgO含量为1.44％、TiO2的回收率为92.55％、Fe的回收率为46.32％、P2O5回收率为82.5％和MgO回收率为84.75％；脱硅粗浮选S1101的泡沫尾矿给入第一次脱硅扫浮选S1103，第一次脱硅扫浮选S1103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S1103的泡沫尾矿给入第二次脱硅扫浮选S1104，第二次脱硅扫浮选S1104的泡沫尾矿给入第三次脱硅扫浮选S1105，第三次脱硅扫浮选S1105的底流精矿返回第一次脱硅扫浮选S1103，第一次脱硅扫浮选S1103的底流精矿、第二次脱硅扫浮选S1104的底流精矿和脱硅精浮选S1102的泡沫尾矿返回脱硅粗浮选S1101；脱硅精浮选S1102的精矿即为脱硅反浮选S1100的精矿，给入脱镁粗浮选S1008；第三次脱硅扫浮选S1105的尾矿即为脱硅反浮选S1100的尾矿，归入工艺尾矿抛尾。
在图2所示实施例的脱硅反浮选中，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，在甩去了产率30.49％的尾矿的同时，TiO2的回收率为78.50％，保障了目的矿物的收率。将甩尾量最大的脱硅反浮选放在所有浮选作业的前端，大大的降低了后续所有作业的处理量，节能降耗，降低投资的作用非常显著。
如图3所示的磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺可选实施例的脱磷反浮选流程，所述脱磷反浮选S1200包括脱磷粗浮选S1201和两次脱磷精浮选；脱镁精浮选S1009的底流精矿给入脱磷粗浮选S1201，脱磷粗浮选S1201加入150g/t给矿的FS-2和100g/t给矿的抑制剂水玻璃，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；脱磷粗浮选S1201的底流精矿给入第一次脱磷精浮选S1202，第一次脱磷精浮选S1202加入50g/t给矿的FS-2，第一次脱磷精浮选S1202的底流精矿给入第二次脱磷精浮选S1203，第二次脱磷精浮选S1203的精矿产率为42.63％、TiO2的含量为13.33％、Fe品位为8.33％、P2O5的含量为0.06％、MgO含量为0.55％、TiO2的回收率为87.45％、Fe的回收率为38.60％、P2O5回收率为1.11％和MgO回收率为6.7％；第一次脱磷精浮选S1202的尾矿和第二次脱磷精浮选S1203的尾矿返回脱磷粗浮选S1201；第二次脱磷精浮选S1203的精矿即为脱磷反浮选S1200的精矿，给入钛选矿子工艺S1300；脱磷粗浮选S1201的尾矿即为脱磷反浮选S1200的尾矿，归入工艺尾矿抛尾。
在图3所示实施例的脱磷反浮选中，通过脱磷粗浮选和两次精浮选，结合脱磷浮选的药剂制度，获得了P2O5的含量为0.06％和P2O5收率为1.11％的精矿，脱磷效果非常显著。
如图4所示的磷灰石钛铁矿选钛降杂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包括两段摇床、钛粗浮选S1303、钛扫浮选S1304和四次钛精浮选；
脱磷反浮选S1200的精矿给入第一段摇床S1301，第一段摇床S1301重选的中矿给入第二段摇床S1302重选，两段摇床重选的精矿的产率为27.3％、TiO2的含量为18.93％、Fe品位为13.32％、P2O5的含量为0.05％、MgO含量为0.5％、TiO2的回收率为79.52％、Fe的回收率为39.53％、P2O5回收率为0.59％和MgO回收率为3.9％，两段摇床重选的精矿给入钛粗浮选S1303，钛粗浮选S1303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S1303的底流尾矿给入钛扫浮选S1304，钛粗浮选S1303的泡沫精矿给入第一次钛精浮选S1305，第一次钛精浮选S1305加入硫酸120g/t给矿，第一次钛精浮选S1305的精矿给入第二次钛精浮选S1306，第二次钛精浮选S1306加入硫酸100g/t给矿，第二次钛精浮选S1306的精矿给入第三次钛精浮选S1307，第三次钛精浮选S1307加入硫酸80g/t给矿，第三次钛精浮选S1307的精矿给入第四次钛精浮选S1308；第四次钛精浮选S1308加入硫酸60g/t给矿，第四次钛精浮选S1308的底流尾矿返回第二次钛精浮选S1306，第三次钛精浮选S1307的底流尾矿返回第一次钛精浮选S1305，第一次钛精浮选S1305的底流尾矿、第二次钛精浮选S1306的底流尾矿和钛扫浮选S1304的泡沫精矿返回钛粗浮选S1303，第四次钛精浮选S1308的精矿即为钛选矿子工艺S1300的精矿，得到钛精矿；两段摇床的尾矿和钛扫浮选S1304的尾矿构成钛选矿子工艺S1300的尾矿，归入工艺尾矿抛尾。
在图4所示实施例的钛选矿子工艺中，在钛浮选前采用了摇床重选，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15.33％。大大降低了后续作业的处理量，并进一步的将TiO2的含量由13.33％提高到18.93％，提质效果明显。钛浮选的钛精浮选尾矿采用跨越式返回的方式，即每级钛精浮选的尾矿均返回上上级钛精浮选，这种方式每级返回的矿浆均增加了一级钛精浮选的时间，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 (10)

1.一种磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺，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、弱磁选、强磁选、第二段球磨与旋流器闭路、脱硅反浮选、脱镁粗浮选、脱镁精浮选、脱磷反浮选和钛选矿子工艺；
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，第一段棒磨磨矿后产品给入螺旋分级机，螺旋分级机的沉砂返回第一段棒磨形成闭路，螺旋分级机的粒度为0-1mm溢流给入弱磁选；
弱磁选的精矿给入强磁选，强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，第二段球磨磨矿后的产品返回旋流器形成闭路，旋流器的P80为40μm的溢流给入脱硅反浮选；
脱硅反浮选的精矿给入脱镁粗浮选，脱镁粗浮选的底流精矿给入脱镁精浮选，脱镁精浮选的底流精矿给入脱磷反浮选，脱磷反浮选的精矿给入钛选矿子工艺，钛选矿子工艺的精矿为钛精矿；
弱磁选的尾矿、强磁选的尾矿、脱硅反浮选的尾矿、脱镁粗浮选的尾矿、脱镁精浮选的尾矿、脱磷反浮选的尾矿和钛选矿子工艺的尾矿共同构成工艺尾矿抛尾。
2.根据权利要求1所述的磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺，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；旋流器的溢流给入脱硅粗浮选，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所述的磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺，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；脱镁精浮选的底流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尾矿和第二次脱磷精浮选的尾矿返回脱磷粗浮选；第二次脱磷精浮选的精矿即为脱磷反浮选的精矿，脱磷粗浮选的尾矿即为脱磷反浮选的尾矿。
4.根据权利要求1所述的磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺，其特征在于：所述钛选矿子工艺包括两段摇床、钛粗浮选、钛扫浮选和四次钛精浮选；
脱磷反浮选的精矿给入第一段摇床，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钛粗浮选，钛粗浮选的底流尾矿给入钛扫浮选，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入第二次钛精浮选，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返回第二次钛精浮选，第三次钛精浮选的底流尾矿返回第一次钛精浮选，第一次钛精浮选的底流尾矿、第二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即为钛选矿子工艺的精矿，两段摇床的尾矿和钛扫浮选的尾矿构成钛选矿子工艺的尾矿。
5.根据权利要求1所述的磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺，其特征在于：所述弱磁选的磁场强度为1800-2200GS，强磁选的磁场强度为7200-8800GS。
6.根据权利要求2所述的磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺，其特征在于：所述脱硅粗浮选中每吨矿石重量给矿加入108-132g的乙二胺和18-22g的甲基异丁基甲醇；脱硅精浮选中每吨矿石重量给矿加入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矿石重量给矿加入36-45g的乙二胺和9-11g的甲基异丁基甲醇。
7.根据权利要求1所述的磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺，其特征在于：所述脱镁粗浮选中每吨矿石重量给矿加入硫酸180-220g、醚胺55-66g和2#油13-16g；脱镁精浮选中每吨矿石重量给矿加入醚胺27-33g。
8.根据权利要求3所述的磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺，其特征在于：所述脱磷粗浮选中每吨矿石重量给矿加入135-165g的FS-2和90-110g的水玻璃；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；所述第一次脱磷精浮选中每吨矿石重量给矿加入45-55g的FS-2。
9.根据权利要求4所述的磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺，其特征在于：所述钛粗浮选中每吨矿石重量给矿加入硫酸2150-2650g、氧化石蜡皂1350-1650g和甲氧基聚丙二醇45-55g；所述第一次钛精浮选中每吨矿石重量给矿加入硫酸108-132g，第二次钛精浮选中每吨矿石重量给矿加入硫酸90-110g，第三次钛精浮选中每吨矿石重量给矿加入硫酸72-88g，第四次钛精浮选中每吨矿石重量给矿加入硫酸55-66g。
10.根据权利要求1-9之一所述的磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺，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磷灰石、辉石、石英、磁铁矿和假象赤铁矿。
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