CN110038715B - 磷灰石钒钛磁铁矿选矿工艺 - Google Patents

磷灰石钒钛磁铁矿选矿工艺 Download PDF

Info

Publication number
CN110038715B
CN110038715B CN201910246306.8A CN201910246306A CN110038715B CN 110038715 B CN110038715 B CN 110038715B CN 201910246306 A CN201910246306 A CN 201910246306A CN 110038715 B CN110038715 B CN 110038715B
Authority
CN
China
Prior art keywords
flotation
fine
concentrate
titanium
tailings
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Active
Application number
CN201910246306.8A
Other languages
English (en)
Other versions
CN110038715A (zh
Inventor
李国洲
邢伟
段云峰
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
MCC North Dalian Engineering Technology Co Ltd
Original Assignee
MCC North Dalian Engineering Technology Co Ltd
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by MCC North Dalian Engineering Technology Co Ltd filed Critical MCC North Dalian Engineering Technology Co Ltd
Priority to CN201910246306.8A priority Critical patent/CN110038715B/zh
Publication of CN110038715A publication Critical patent/CN110038715A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN110038715B publication Critical patent/CN110038715B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Images

Classifications

    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
    • B03B7/00—Combinations of wet processes or apparatus with other processes or apparatus, e.g. for dressing ores or garbage
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03B—SEPARATING SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS
    • B03B9/00—General arrangement of separating plant, e.g. flow sheets
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03C—MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03C1/00—Magnetic separation
    • B03C1/02—Magnetic separation acting directly on the substance being separated
    • B03C1/30—Combinations with other devices, not otherwise provided for
    • B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
    • B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
    • B03D—FLOTATION; DIFFERENTIAL SEDIMENTATION
    • B03D1/00—Flotation

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、磷浮选、两段摇床、脱硫粗浮选、脱硫扫浮选、脱硫精浮选和钛浮选；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得到铁、钒、磷和钛四种品质较好精矿，实现自然矿产资源的综合有效利用。

Description

磷灰石钒钛磁铁矿选矿工艺
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、钛磁铁矿和钛铁矿的形式存在，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；其余的铁主要以赤铁矿和褐铁矿的形式存在，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；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。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V2O5与磁铁矿和钛磁铁矿结晶伴生，难以解离，很难通过选矿方法得到可以利用的钒精矿，TiO2主要独立存在于钛铁矿中，P2O5主要独立赋存在辉石中，这就为通过选矿的方法回收TiO2和P2O5提供了条件。
此外TiO2主要用于航空航天和国防工业，价格较高，市场价值可观，矿石中的这部分TiO2如果能得到有效回收，则会大大提高整个矿山的经济效益；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。此外，一般该种矿石中还含有一定量的黄铁矿和黄铜矿，所以其含硫量较高，这部分硫极易随浮选进入最终的钛精矿中，影响钛精矿的质量和售价。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、TiO2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P2O5、TiO2和钒，又能脱出钛精矿中硫的磷灰石钒钛磁铁矿选矿工艺。
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、磷浮选、两段摇床、脱硫粗浮选、脱硫扫浮选、脱硫精浮选和钛浮选；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；
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；
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，第二段球磨排矿给入第二段弱磁选，第二段弱磁选的精矿返回旋流器，旋流器的P80为44微米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为铁精矿，铁钒选矿子工艺的溢流沉淀为钒精矿；
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，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进入磷浮选，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、脱云母粗浮选的尾矿、脱云母精浮选的尾矿、脱泥旋流器的溢流矿泥和磷浮选的尾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；
两段摇床的尾矿、脱硫扫浮选的尾矿和钛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的乙二胺捕收剂和18-22g的起泡剂甲基异丁基甲醇；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的抑制剂水玻璃；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。
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；第二段细筛的筛下产品经过滤与烘干后，与质量浓度为3％的Na2CO3混匀，Na2CO3的添加量为每吨给矿32-40kg，混匀后给入竖炉焙烧，竖炉焙烧的反应式为4FeV2O4+4Na2CO3+5O2＝2Fe2O3+8NaVO3+4CO2，竖炉焙烧的温度为800-1000℃，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；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。
优选地，所述磷浮选包括磷粗浮选、磷扫浮选和两次磷精浮选，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捕收剂塔尔油135-165g、抑制剂水玻璃72-88g和起泡剂甲氧基聚丙二醇18-22g；所述第一次磷精浮选中每吨给矿加入捕收剂塔尔油81-99g和起泡剂甲氧基聚丙二醇18-22g；所述磷扫浮选中每吨给矿加入起泡剂甲氧基聚丙二醇9-11g。
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浮选的精矿，钛扫浮选的尾矿即为钛浮选的尾矿。
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；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。
优选地，所述脱云母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；所述脱云母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磁铁矿、钛磁铁矿、钛铁矿、赤铁矿和褐铁矿，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％、V2O5的含量为0.52％和S含量为0.60％的原矿经上述的磷灰石钒钛磁铁矿选矿工艺处理后，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0.20％、S含量为0.15％、Fe回收率为46.72％、P2O5的回收率为0.19％、TiO2的回收率为18.28％、V2O5的回收率为4.15％和S回收率为2.7％的铁精矿，获得按照V2O5计的回收率为29.6％的钒精矿，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％、S含量为0.18％、Fe回收率为0.35％、P2O5回收率为36.50％、TiO2的回收率为2.05％、V2O5的回收率为0.27％和S回收率为0.7％的磷精矿，以及Fe品位为20.2％、P2O5的含量为0.49％、TiO2的含量为41.0％、V2O5的含量为0.25％、S含量为0.14％、Fe回收率为2.44％、P2O5回收率为0.38％、TiO2的回收率为56.00％、V2O5的回收率为0.85％和S回收率为0.41％的钛精矿。
本发明通过磁选子工艺和脱磷反浮选提高铁精矿的品质，降低铁精矿中磷的含量；通过脱云母粗浮选和脱云母精浮选除去磷精矿中的云母；通过脱硫粗浮选、脱硫扫浮选和脱硫精浮选降低钛精矿中的硫含量；通过对第二段细筛的筛下产品进行铁钒选矿子工艺处理，在得到铁精矿的同时，还获得钒精矿。本发明工艺流程可从磷灰石钒钛磁铁矿中得到铁、钒、磷和钛四种品质较好的精矿，实现自然矿产资源的综合有效利用。
附图说明
图1为磷灰石钒钛磁铁矿选矿工艺实施例的流程示意图；
图2为磷灰石钒钛磁铁矿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选矿工艺实施例的磷浮选流程示意图；
图6为磷灰石钒钛磁铁矿选矿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所示的磷灰石钒钛磁铁矿选矿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、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、磷浮选S1500、两段摇床、脱硫粗浮选S1012、脱硫扫浮选S1014、脱硫精浮选S1013和钛浮选S1600；其中磁选子工艺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；
原矿Fe品位为14.7％、P2O5的含量为2.3％、TiO2的含量为1.3％、V2O5的含量为0.52％和S含量为0.60％，原矿的有用矿物主要成分为磁铁矿、钛磁铁矿、钛铁矿、赤铁矿和褐铁矿，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；
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％、S含量为5％、Fe回收率为25.1％、P2O5的回收率为1.9％，TiO2的回收率为1.8％、V2O5的回收率为0.73％和S回收率为25.5％，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排矿给入第二段弱磁选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％、S含量为0.28％、Fe回收率为66.37％、P2O5的回收率为4.17％、TiO2的回收率为27.43％、V2O5的回收率为53.5％和S回收率为8.5％，第二段弱磁选S1105的精矿返回旋流器S1102，旋流器S1102的P80为44微米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％、S含量为0.62％、Fe回收率为6.38％、P2O5回收率为3.24％、TiO2的回收率为4.49％、V2O5的回收率为4.0％和S回收率为4.0％，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的产率为0.4％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0.20％、S含量为0.15％、Fe回收率为46.72％、P2O5的回收率为0.19％、TiO2的回收率为18.28％、V2O5的回收率为4.15％和S回收率为2.7％；铁钒选矿子工艺S1400的溢流沉淀为钒精矿，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％、S含量为0.67％、Fe回收率为33.63％、P2O5回收率为95.83％、TiO2的回收率为72.57％、V2O5的回收率为46.5％和S回收率为91.5％，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中的细筛S1005，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的筛下产品和精磁选S1103的尾矿的混合产品的综合产率为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％、S含量为0.67％、Fe回收率为40.01％、P2O5回收率为99.07％、TiO2的回收率为77.06％、V2O5的回收率为50.5％和S回收率为95.5％，细筛S1005的0-0.2mm的筛下产品和精磁选S1103的尾矿合并给入脱泥旋流器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％、S含量为0.22％、Fe回收率为15.65％、P2O5回收率为82.3％、TiO2的回收率为22.65％、V2O5的回收率为5.84％和S回收率为15.92％，脱云母精浮选S1009的底流精矿进入磷浮选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％、S含量为0.18％、Fe回收率为0.35％、P2O5回收率为36.50％、TiO2的回收率为2.05％、V2O5的回收率为0.27％和S回收率为0.7％；
脱硅反浮选S1200的尾矿、脱磷反浮选S1300的尾矿、脱云母粗浮选S1006的尾矿、脱云母精浮选S1009的尾矿、脱泥旋流器S1008的溢流矿泥和磷浮选S1500的尾矿综合产率为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％、S含量为0.67％、Fe回收率为52.49％、P2O5回收率为63.31％、TiO2的回收率为79.50％、V2O5的回收率为57.39％和S回收率为96.58％；脱硅反浮选S1200的尾矿、脱磷反浮选S1300的尾矿、脱云母粗浮选S1006的尾矿、脱云母精浮选S1009的尾矿、脱泥旋流器S1008的溢流矿泥和磷浮选S1500的尾矿给入第一段摇床S1010重选，第一段摇床S1010重选的中矿给入第二段摇床S1011重选，两段摇床的精矿产率为38.5％、Fe品位为7.2％、P2O5的含量为1.22％、TiO2的含量为2.5％、V2O5的含量为0.47％、S含量为1.25％、Fe回收率为18.86％、P2O5回收率为20.50％、TiO2的回收率为74.0％、V2O5的回收率为34.50％和S回收率为80.21％，两段摇床重选的精矿给入脱硫粗浮选S1012，脱硫粗浮选S1012的底流精矿给入脱硫精浮选S1013，脱硫精浮选S1013的精矿产率为35.20％、Fe品位为6.06％、P2O5的含量为1.2％、TiO2的含量为2.65％、V2O5的含量为0.48％、S含量为0.14％、Fe回收率为14.5％、P2O5回收率为18.3％、TiO2的回收率为71.8％、V2O5的回收率为32.7％和S回收率为8.21％；脱硫粗浮选S1012的泡沫尾矿给入脱硫扫浮选S1014，脱硫精浮选S1013的尾矿和脱硫扫浮选S1014的精矿返回脱硫粗浮选S1012；脱硫精浮选S1013的精矿给入钛浮选S1600，钛浮选S1600的精矿为钛精矿，钛精矿的产率为1.78％、Fe品位为20.2％、P2O5的含量为0.49％、TiO2的含量为41％、V2O5的含量为0.25％、S含量为0.14％、Fe回收率为2.44％、P2O5回收率为0.38％、TiO2的回收率为56％、V2O5的回收率为0.85％和S回收率为0.41％；
两段摇床的尾矿、脱硫扫浮选S1014的尾矿和钛浮选S1600的尾矿构成工艺尾矿，工艺尾矿的产率为85.01％、Fe品位为8.65％、P2O5的含量为1.7％、TiO2的含量为0.36％、V2O5的含量为0.35％、S含量为0.68％、Fe回收率为50.05％、P2O5回收率为62.93％、TiO2的回收率为23.5％、V2O5的回收率为56.54％和S回收率为96.16％，工艺尾矿抛尾。
在图1所示的实施例中，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、精磁选、脱硅反浮选、脱磷反浮选及铁钒选矿子工艺，在阶段磨矿阶段选别的节能措施前提下，在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。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0.20％、S含量为0.15％、Fe回收率为46.72％、P2O5的回收率为0.19％、TiO2的回收率为18.28％、V2O5的回收率为4.15％和S回收率为2.7％的铁精矿。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。采用第三段球磨-脱云母浮选-磷浮选的工艺，在磷选别的时候，粗粒的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0-20μm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。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％、S含量为0.18％、Fe回收率为0.35％、P2O5回收率为36.5％、TiO2的回收率为2.05％、V2O5的回收率为0.27％和S回收率为0.7％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。选钛采用了连续两段摇床重选、脱硫粗浮选、脱硫扫浮选、脱硫精浮选和钛浮选的工艺。在脱硫粗浮选之前先采用摇床，充分利用了摇床对较重较粗的钛铁矿的较好选择性，除去了包括磷灰石在内的绝大多数较软较细的脉石矿物，甩尾产率高达48.28％，大大降低了后续浮选的给矿量，降低了浮选的设备投资和运营成本。在钛浮选前，通过脱硫浮选脱去了摇床精矿中的大部分硫化物，避免了在钛浮选时硫化物随钛铁矿一并进入钛精矿，对钛精矿的污染，钛精矿硫含量为0.14％，降硫效果特别明显。获得了产率为1.78％、Fe品位为20.2％、P2O5的含量为0.49％、TiO2的含量为41.0％、V2O5的含量为0.25％、S含量为0.14％、Fe回收率为2.44％、P2O5回收率为0.38％、TiO2的回收率为56.00％、V2O5的回收率为0.85％和S回收率为0.41％的钛精矿。选钛品位较高，且56％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，并大大提高了整个选厂的经济效益。
如图2所示的磷灰石钒钛磁铁矿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％、S含量为0.15％、Fe回收率为52.93％、P2O5的回收率为0.60％、TiO2的回收率为20.96％、V2O5的回收率为46.5％和S回收率为3.13％；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的精矿即为脱硅反浮选S1200的精矿，给入脱磷反浮选S1300；第三次脱硅扫浮选S1205的尾矿即为脱硅反浮选S1200的尾矿，给入第一段摇床S1010。
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，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％、S含量为0.15％、Fe回收率为48.74％、P2O5的回收率为0.2％、TiO2的回收率为19.12％、V2O5的回收率为43.90％和S回收率为2.83％；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的底流精矿即为脱磷反浮选S1300的精矿，给入第二段细筛S1004，第二段细筛S1004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的尾矿即为脱磷反浮选S1300的尾矿，给入第一段摇床。
在图3所示的实施例中，脱磷反浮选通过FS-2捕收剂，水玻璃抑制剂的配合使用，结合一次脱磷粗浮选和两次脱磷精浮选得到了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％、S含量为0.15％、Fe回收率为47.16％、P2O5的回收率为0.19％、TiO2的回收率为18.45％、V2O5的回收率为42.34％和S回收率为2.73％，第二段细筛S1004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的反应式为4FeV2O4+4Na2CO3+5O2＝2Fe2O3+8NaVO3+4CO2，竖炉焙烧S1402的温度为900℃，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1403，湿式球磨1403磨矿后的矿浆给入浓密机S1404浸出，浓密机S1404的底流即为铁钒选矿子工艺S1400的底流，得到铁精矿；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，生成钒酸铵沉淀即为铁钒选矿子工艺S1400的溢流沉淀，得到钒精矿。
在图4所示实施例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，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S1501、磷扫浮选S1502和两次磷精浮选，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的泡沫精矿即为磷浮选S1500的精矿，得到磷精矿；磷扫浮选S1502的尾矿即为磷浮选S1500的尾矿，给入第一段摇床S1010。
如图6所示的磷灰石钒钛磁铁矿选矿工艺可选实施例的钛浮选流程，所述钛浮选S1600包括钛粗浮选S1601、钛扫浮选S1602和四次钛精浮选，钛浮选S1600为正浮选；脱硫精浮选S1013的精矿给入钛粗浮选S1601，钛粗浮选S1601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S1601的底流尾矿给入钛扫浮选S1602，钛粗浮选S1601的泡沫精矿给入第一次钛精浮选S1603，第一次钛精浮选S1603中加入硫酸120g/t给矿，第一次钛精浮选S1603的精矿给入第二次钛精浮选S1604，第二次钛精浮选S1604中加入硫酸100g/t给矿，第二次钛精浮选S1604的精矿给入第三次钛精浮选S1605，第三次钛精浮选S1605中加入硫酸80g/t给矿，第三次钛精浮选S1605的精矿给入第四次钛精浮选S1606，第四次钛精浮选S1606中加入硫酸60g/t给矿；第四次钛精浮选S1606的底流尾矿返回第二次钛精浮选S1604，第三次钛精浮选S1605的底流尾矿返回第一次钛精浮选S1603，第一次钛精浮选S1603的底流尾矿、第二次钛精浮选S1604的底流尾矿和钛扫浮选S1602的泡沫精矿返回钛粗浮选S1601，第四次钛精浮选S1606的精矿即为钛浮选S1600的精矿，得到钛精矿；钛扫浮选S1602的尾矿即为钛浮选S1600的尾矿，归入工艺尾矿抛尾。
在图6所示实施例的钛浮选中，每一段精浮选的尾矿均采用向上上一级精浮选返回的方式，每段精浮选备返回的尾矿均增加了一次精浮选的时间，从而大大增加了钛浮选的回收率。
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)

1.一种磷灰石钒钛磁铁矿选矿工艺，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、磷浮选、两段摇床、脱硫粗浮选、脱硫扫浮选、脱硫精浮选和钛浮选；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；
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；
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，第二段球磨排矿给入第二段弱磁选，第二段弱磁选的精矿返回旋流器，旋流器的P80为44微米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为铁精矿，铁钒选矿子工艺的溢流沉淀为钒精矿；
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，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进入磷浮选，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、脱云母粗浮选的尾矿、脱云母精浮选的尾矿、脱泥旋流器的溢流矿泥和磷浮选的尾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；
两段摇床的尾矿、脱硫扫浮选的尾矿和钛浮选的尾矿构成工艺尾矿抛尾。
2.根据权利要求1所述的磷灰石钒钛磁铁矿选矿工艺，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；第二段细筛的筛下产品经过滤与烘干后，与质量浓度为3％的Na2CO3混匀，Na2CO3的添加量为每吨给矿32-40kg，混匀后给入竖炉焙烧，竖炉焙烧的反应式为4FeV2O4+4Na2CO3+5O2＝2Fe2O3+8NaVO3+4CO2，竖炉焙烧的温度为800-1000℃，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；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。
5.根据权利要求1所述的磷灰石钒钛磁铁矿选矿工艺，其特征在于：所述磷浮选包括磷粗浮选、磷扫浮选和两次磷精浮选，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选矿工艺，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浮选的精矿，钛扫浮选的尾矿即为钛浮选的尾矿。
7.根据权利要求3所述的磷灰石钒钛磁铁矿选矿工艺，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。
8.根据权利要求5所述的磷灰石钒钛磁铁矿选矿工艺，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。
9.根据权利要求6所述的磷灰石钒钛磁铁矿选矿工艺，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；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。
10.根据权利要求1-9之一所述的磷灰石钒钛磁铁矿选矿工艺，其特征在于：所述原矿的有用矿物主要成分为磁铁矿、钛磁铁矿、钛铁矿、赤铁矿和褐铁矿，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％、V2O5的含量为0.52％和S含量为0.60％的原矿经权利要求1-9之一所述的磷灰石钒钛磁铁矿选矿工艺处理后，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0.20％、S含量为0.15％和Fe回收率为46.72％的铁精矿，获得按照V2O5计的回收率为29.6％的钒精矿，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％、S含量为0.18％、Fe回收率为0.35％和P2O5回收率为36.50％的磷精矿，以及Fe品位为20.2％、P2O5的含量为0.49％、TiO2的含量为41.0％、V2O5的含量为0.25％、S含量为0.14％、Fe回收率为2.44％、P2O5回收率为0.38％、TiO2的回收率为56.00％、V2O5的回收率为0.85％和S回收率为0.41％的钛精矿。
CN201910246306.8A 2019-03-29 2019-03-29 磷灰石钒钛磁铁矿选矿工艺 Active CN110038715B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201910246306.8A CN110038715B (zh) 2019-03-29 2019-03-29 磷灰石钒钛磁铁矿选矿工艺

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201910246306.8A CN110038715B (zh) 2019-03-29 2019-03-29 磷灰石钒钛磁铁矿选矿工艺

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN110038715A CN110038715A (zh) 2019-07-23
CN110038715B true CN110038715B (zh) 2020-10-16

Family

ID=67275536

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201910246306.8A Active CN110038715B (zh) 2019-03-29 2019-03-29 磷灰石钒钛磁铁矿选矿工艺

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN110038715B (zh)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2022213158A1 (en) * 2021-04-09 2022-10-13 Australian Vanadium Limited Vanadium recovery

Family Cites Families (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5559853A (en) * 1978-10-27 1980-05-06 Konpanhia Bare Do Rio Dose Mineral dressing method of titanium ore
CN102580843A (zh) * 2012-02-22 2012-07-18 攀钢集团矿业有限公司 钒钛磁铁矿的选矿方法
CN102698871B (zh) * 2012-06-17 2014-11-05 鞍钢集团矿业公司 用于处理钒钛磁铁矿的选矿工艺
CN102728477A (zh) * 2012-07-05 2012-10-17 河北联合大学 从低品位高磷钒钛磁铁矿中综合回收铁磷的选矿工艺
CN106755998A (zh) * 2016-12-15 2017-05-31 沈阳有色金属研究院 一种钛铁矿的选矿方法

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2022213158A1 (en) * 2021-04-09 2022-10-13 Australian Vanadium Limited Vanadium recovery

Also Published As

Publication number Publication date
CN110038715A (zh) 2019-07-23

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN101234363B (zh) 一种用低品位硫铁矿矿石生产高品位硫精矿的方法
CN104023851B (zh) 矿石加工
CN103459625B (zh) 二氧化钛精矿的制造方法
CN102631977A (zh) 一种微细粒级锡石的选矿方法
CN102671769A (zh) 从易浮脉石类难选钼矿中浮选回收钼的选矿方法
CN101905190A (zh) 一种胶磷矿的选矿方法
CN109604048B (zh) 分步回收铜转炉渣中金属铜、硫化铜和铁矿物的方法
CN106984425A (zh) 一种低品位微细粒锡矿石的分质分级分流处理方法
CN106861891A (zh) 一种低品位黑白钨矿的分选方法
CN109954577B (zh) 钛磁铁矿钛铁矿选矿工艺
CN108579987A (zh) 一种利用沙漠风积沙提取石英精矿的方法
CN110090730B (zh) 磷灰石钛铁矿选矿工艺
CN110038715B (zh) 磷灰石钒钛磁铁矿选矿工艺
CN109939814B (zh) 钛铁矿提质选钛工艺
CN109954574B (zh) 磷灰石钒钛磁铁矿四产品选矿工艺
CN109954580B (zh) 磷灰石钒钛磁铁矿三产品选矿工艺
CN109967222B (zh) 磷灰石钛铁矿选钛降杂工艺
CN110075993B (zh) 钛铁矿选钛工艺
CN110038718B (zh) 一种应用离心机和浮选高效分选微细粒钨矿的工艺
CN110038712B (zh) 钒钛磁铁矿三产品选矿工艺
CN109967224B (zh) 磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺
CN109550587B (zh) 磁赤混合矿选矿工艺
CN109954579B (zh) 磷灰石钛铁矿两产品选矿工艺
CN102886301B (zh) 赤铁矿选矿方法
CN109939816B (zh) 钛铁矿降杂选钛工艺

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant