CN110508390A

CN110508390A - 一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法

Info

Publication number: CN110508390A
Application number: CN201910781732.1A
Authority: CN
Inventors: 邵伟华; 彭团儿; 赵平; 马超
Original assignee: Zhengzhou Institute of Multipurpose Utilization of Mineral Resources CAGS
Current assignee: Zhengzhou Institute of Multipurpose Utilization of Mineral Resources CAGS
Priority date: 2019-08-23
Filing date: 2019-08-23
Publication date: 2019-11-29
Anticipated expiration: 2039-08-23
Also published as: CN110508390B

Abstract

本发明提出了一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法，该方法包括以下步骤：(1)石英砂尾矿作为原矿，原矿过筛除杂，浓密机浓密；(2)将浓密机底流矿浆给入两段螺旋溜槽抛尾，溜槽重矿物进入磁选；(3)磁选阶段：弱磁选、中磁选联合回收钛铁矿，强磁选除去电气石，非磁性物再摇床富集锆英石和金红石，摇床重矿物浮选分离锆钛。本发明的方法对低含量、细粒锆钛矿物分选效果好，且工艺流程简单，浮选所用药剂原料稳定、来源广泛，中性或弱碱性环境中浮选，并获得高品质锆英石精矿和金红石精矿，实现了中性或弱碱性矿浆中浮选分离锆英石和金红石。

Description

一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法

技术领域

本发明涉及选矿加工技术领域，特别是指一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法。

背景技术

锆是一种稀有金属，具有惊人的抗腐蚀性能、极高的熔点、超高的硬度和强度等特性，锆在航空航天、原子能工业、精密铸造业等战略性新兴产业中扮演着重要的角色，锆资源的安全对我国战略性新兴产业的发展具有重要意义。

钛是一种重要的战略资源，是制造火箭、卫星必需的贵重金属，在空航天、原子能工业、精密铸造业等战略性新兴产业中占据重要地位。

目前具有工业意义的、分布最广、储量最大的锆矿物有锆英石，钛矿物为钛铁矿、金红石等。海滨砂矿床中一般都含有锆英石、金红石、钛铁矿等，其是目前具有工业价值的锆矿物锆英石(ZrSiO₄)和钛铁矿的主要产区，是世界冶炼金属锆的主要来源。中国的锆石砂矿主要集中在以海南文昌为代表的东南沿海地区，其中海南的锆石砂矿储量占全国砂矿总储量的67％，占全国锆资源储量的19％，是国内目前唯一能被开采利用的海滨砂矿。海滨砂矿具有易开发、成本低的特点，国内只有海南文昌生产锆英砂精矿，万宁和湛江主要生产普通锆英砂。

海滨砂中主要金属矿物有锆英石、钛铁矿、金红石、以及少量白钛矿、锐钛矿、磁铁矿等，非金属矿主要有石英、长石、电气石等。根据矿石特性，常采用重选预先抛除大部分石英、长石等轻矿物，采用磁选分别选出钛铁矿、电气石、磁铁矿等磁性物，获得锆钛粗精矿，再采用电选、浮选、干式磁选和电选联合等工艺精选获得优级锆精矿、钛精矿。但因设备选别精度或者矿石粒度偏细的原因，电选分离锆英石和金红石效果较差，得不到合格精矿，而且一般需要反复3-4次甚至5-6次高压电选和磁选作业，回收率仅30-40％。

采用浮选精选分离锆英石和金红石，有采用硫酸调整矿浆在酸性条件下选别，牛玉勤等(海滨砂矿种钛铁矿、金红石、独居石与锆英石浮选分离的研究，北京矿冶研究总院学报，1993，1，23-29)采用硫酸调整pH值3左右，新研究的JS、ES、SP抑制剂抑制非锆矿物，BS系列捕收剂浮选回收锆英石，为有效回收海滨砂矿中的有用矿物开辟了新途径；陈定洲(浮选锆英石的新捕收剂研究，北京矿冶研究总院学报，1993，4，47-50)介绍了锆英石捕收BS系列的合成方法，并对广东甲子、海南万宁锆矿石进行浮选验证试验，BS系列捕收剂在酸性条件下效果较好；吴熙群等(潜水层以下海宾砂矿毛矿精选新工艺研究，矿冶，1997，4，25-29，19)采用湿式为主的重—磁—浮—电选联合流程，在酸性条件下采用捕收剂B3和抑制剂RW，浮选锆英石粗精矿，浮选精矿电选除钛后得锆精矿特级品和一级品。

有用氢氧化钠调整矿浆在pH12强碱性条件下浮选，向延松(海滨砂矿精选新工艺的研究，广东有色金属学报，1996，11，81-87)采用弱磁—强磁—重选—浮选—磁选—电选流程，通过分析独居石、锆石、金红石、钛铁矿的浮选作用机理，精选作业调整矿浆pH值到13，脂肪酸类药剂做捕收剂，在高碱性矿浆介质(pH>12)中，得到独居石精矿、锆石精矿、金红石精矿、钛铁矿等，浮选精矿再通过磁选-电选获得各精矿。也有在弱碱性矿浆中选别，陈元卿(提高锆英石选矿回收率的研究，有色金属选矿部分，1987，32-35)通过对海滨砂矿中锆英石可浮性的研究，并经海南清澜钛钛矿生产证实，将传统的重-电-磁-电-磁复杂流程改为浮—磁—电的简单流程，提高比原来10-15％的回收率，锆精矿一级品高出60％以上，采用碳酸钠调整矿浆pH值为9-9.5，水玻璃作抑制剂，肥皂和煤油做捕收剂，粗扫选共加入碳酸钠1.7kg/t，捕收剂肥皂2.2kg/t。

无论在酸性或者强碱性条件下浮选，对设备和工人操作都带来不便。有鉴于此，特提出本发明。

发明内容

本发明针对海南省文昌市天然海滨石英砂矿提纯后的尾矿回收锆钛矿物，天然海滨石英砂矿储量较大，由地表往下两米是低铁玻璃用砂的优质原料，伴生有锆英石、钛铁矿、金红石，但因锆钛矿物含量较低，粒度较细，采用常规锆钛回收工艺，选别指标较低，成本不合算，因此被作为尾矿处置，造成资源浪费。

本发明提出一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法，该方法对低含量、细粒锆钛矿物分选效果好，而且工艺流程简单，浮选所用药剂原料稳定、来源广泛，中性或弱碱性环境中浮选，并获得高品质锆英石精矿和金红石精矿，实现了在中性或弱碱性矿浆中浮选分离锆英石和金红石。

本发明的技术方案是这样实现的：一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法，包括以下步骤：

(1)石英砂尾矿作为原矿，原矿过筛除杂，再进入浓密机，浓密至浓度为40-45％，浓密的同时脱出上层溢流0.01mm以下的细泥；

(2)将步骤(1)中的浓密机底流矿浆给入1号螺旋溜槽进行预先抛尾，1号溜槽轻矿物丢尾，1号溜槽重矿物进入2号螺旋溜槽再次抛尾，2号溜槽轻矿物返回到1号溜槽给料，2号溜槽重矿物进入1号弱磁选机；丢尾指的是石英砂尾矿作为原矿，回收锆钛矿物过程中产生的尾矿，两段螺旋溜槽可抛掉90％以上的尾矿。

(3)1号弱磁选机的磁性物主要为机械铁、磁铁矿及强磁性矿物直接丢尾，1号弱磁选机的非磁性物给入2号中磁机，2号中磁机的磁性物给入1号摇床，1号摇床的轻矿物丢尾，1号摇床的重矿物为钛铁矿精矿；将2号中磁机的非磁性物进入3号强磁机，3号强磁机的非磁性物给入2号摇床进行进一步富集，3号强磁机的磁性物主要为电气石、贫连体的钛铁矿等丢尾，2号摇床的轻矿物丢尾，2号摇床的中矿进入3号摇床进行中矿再选，2号摇床和3号摇床的重矿物进入浮选作业分离锆钛，3号摇床的轻矿物返回2号摇床。

进一步地，步骤(3)中，2号摇床和3号摇床重矿物进入浮选作业包括以下步骤：

1)将2号摇床和3号摇床的重矿物浓缩至浓度为60％-65％，加入水玻璃100-200g/t擦洗10-15分钟，调浆至浓度为45％左右，然后加入碳酸钠200-600g/t，水玻璃200-300g/t，抑制剂150-200g/t，搅拌5分钟，此时pH为7.0-8.5，加入锆英石捕收剂200-300g/t，进行一次粗选，获得了粗选泡沫1和粗选槽底物料1，粗选泡沫1为锆粗精矿1；

2)粗选槽底物料1再加入水玻璃50-100g/t，抑制剂100-150g/t，锆英石捕收剂100-150g/t进行二次粗选，获得粗选泡沫2和粗选槽底物料2，粗选泡沫2为锆粗精矿2；

3)粗选槽底物料2再加入抑制剂30-50g/t，锆英石捕收剂50-100g/t扫选一次，得扫选泡沫1和扫选槽底物料1，扫选槽底物料1再加入锆英石捕收剂300-400g/t进行二次扫选，获得扫选泡沫2和扫选槽底物料2，扫选槽底物料2为金红石粗精矿，扫选泡沫2因含大量的杂质矿物丢尾；

4)将步骤3)中的金红石粗精矿烘干后，经过两次干式磁选除去机械夹杂杂质，获得金红石精矿；

5)将步骤1)和2)中的锆粗精矿1和锆粗精矿2合并进行两次精选，一次精选加抑制剂30-50g/t，二次精选加15-30g/t，得优级锆精矿，两次精选的槽底物料和扫选泡沫1合并进行中矿再选两次，每次加水玻璃50-100g/t，抑制剂30-50g/t，获得中矿再选泡沫和中矿再选槽底物料，中矿再选泡沫返回第一次精选，中矿再选槽底物料为次级锆精矿。

进一步地，所述抑制剂的制备方法：将淀粉和B-糊精按重量比1:2-1:5混合均匀，加入温度为50℃、浓度为5wt％的氢氧化钠溶液，边加边搅拌，保证溶液无块状物，再搅拌半小时，成悬浊液，透亮，有荧光，配置成浓度为5wt％的抑制剂。

进一步地，所述锆英石捕收剂由以下重量份的组份制成：亚油酸20-30份、油酸20-30份、油酰基氨基酸5-10份、石油磺酸20-30份和柴油10-20份复配而成。

进一步地，所述锆英石捕收剂的制备方法：将亚油酸、油酸、油酰基氨基酸、石油磺酸份、柴油按比例混合，搅拌均匀后，再加入50℃的0.8-1.5wt％的氢氧化钠溶液，配置成药剂浓度为5-20wt％即可使用。

进一步地，步骤(1)中，石英砂尾矿为海滨石英砂生产低铁玻璃后的尾矿，粒度0.2-0.1mm之间占85％以上，含有大量的草根、枯枝等，石英砂尾矿采用筛网2mm的振动筛除去杂草和枯枝，再进入浓密机。

进一步地，1号弱磁选机的场强为119.4KA/m，2号中磁机的场强为637KA/m，3号强磁机的场强为955.4KA/m。

进一步地，1号螺旋溜槽为LL1200螺旋溜槽，2号螺旋溜槽为LL600螺旋溜槽。

本发明的有益效果：

1、本发明采用螺旋溜槽预先抛尾，弱磁选、中磁选联合回收钛铁矿，强磁选除去电气石，非磁性物再摇床富集锆英石和金红石，再浮选分离锆钛流程，对比原矿溜槽抛尾、摇床富集锆钛矿、烘干多次磁选、多次电选的常规流程，回收率高，精矿品位高，特别是针对细粒的锆钛矿，采用干磁选和电选不但易夹带杂质矿物影响精矿品位，而且需要反复数次，回收率低。本发明通过不同场强的湿式磁选、减少夹杂，有利于精矿品质；通过浮选分离锆英石和金红石减少了细级别的损失。

2、该流程浮选作业在中性及弱碱性环境中进行，对比酸性、弱酸性及强碱性介质中浮选，更环保，而且采用的浮选药剂原料方便、环境污染较低，在常温及低温矿浆中浮选效果均较好。

3、该方法在进入浮选前进行高浓度擦洗，可以清除掉矿物表面的污物、氧化物以及沾染的药剂，对浮选更有益。

该方法适合于粒度较细、含量较低的伴生矿物中锆钛的综合回收。

附图说明

为了更清楚地说明本发明实施例或现有技术中的技术方案，下面将对实施例或现有技术描述中所需要使用的附图作简单地介绍，显而易见地，下面描述中的附图仅仅是本发明的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下，还可以根据这些附图获得其他的附图。

图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有付出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。

实施例1

我国海南某低铁玻璃砂选厂生产尾矿，含ZrO₂ 0.21％，TiO₂ 0.42％，含锆矿物主要为锆英石，含钛矿物为金红石、钛铁矿、白钛石、少量榍石，主要有用矿物为锆英石、金红石、钛铁矿，主要脉石矿物为石英、电气石、磁铁矿等。

如图1所示，一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法，包括以下步骤：

(1)将石英砂尾矿先采用筛网2mm的振动筛除去杂草和枯枝，再浓密至浓度为45％，(1)，浓密同时脱出上层溢流0.01mm以下的细泥；

(2)将步骤(1)中的浓密机底流矿浆进入1号LL1200螺旋溜槽进行预先抛尾，再进入2号LL600螺旋溜槽再次抛尾，2号溜槽的轻矿物返回到1号溜槽给料，2号溜槽重矿物进入磁选，1号溜槽轻矿物丢尾；丢尾指的是石英砂尾矿作为原矿，回收锆钛矿物过程中产生的尾矿，两段螺旋溜槽可抛掉93％以上的尾矿；

(3)2号溜槽重矿物进入磁选，给入场强为119.4kA/m的1号弱磁选机，1号磁选机的非磁性物给入场强为637kA/m的2号中磁机，1号弱磁选机磁性物主要为机械铁、磁铁矿及强磁性矿物直接丢尾，2号磁选机的磁性物给入1号摇床，1号摇床重矿物即为钛铁矿精矿，1号摇床轻矿物丢尾；2号磁选机的非磁性物进入场强为955.4kA/m的3号强磁机，3号强磁机的非磁性物给入2号摇床进行进一步富集；3号强磁机的磁性物主要为电气石、贫连体的钛铁矿等丢尾；2号摇床的轻矿物丢尾，2号摇床中矿进入3号摇床进行中矿再选，2号摇床和3号摇床的重矿物进入浮选作业分离锆钛，3号摇床轻矿物返回2号摇床。

将2号摇床和3号摇床的重矿物进入浮选作业分离锆钛，包括以下步骤：

1)将2号和3号摇床重矿物浓缩至浓度为60％，加入水玻璃100g/t擦洗15分钟，调浆至浓度为45％左右，然后加入碳酸钠300g/t，水玻璃300g/t，抑制剂180g/t，搅拌5分钟，加入锆英石捕收剂200g/t，一次粗选，获得了粗选泡沫1和粗选槽底物料1，粗选泡沫1为锆粗精矿1；

2)粗选槽底物料1再加入水玻璃100g/t，抑制剂150g/t，锆英石捕收剂150g/t进行二次粗选，获得粗选泡沫2和粗选槽底物料2，粗选泡沫2为锆粗精矿2；

3)粗选槽底物料2再加入抑制剂50g/t，锆英石捕收剂100g/t扫选一次，得扫选泡沫1和扫选槽底物料1，扫选槽底物料1再加入锆英石捕收剂400g/t进行二次扫选，获得扫选泡沫2和扫选槽底物料2，扫选槽底物料2为金红石粗精矿，扫选泡沫2因含大量的杂质矿物丢尾；

4)金红石粗精矿烘干后，经过一次干式磁选除去机械夹杂杂质，获得金红石精矿；

5)将步骤1)和2)中的锆粗精矿1和锆粗精矿2合并进行两次精选，精选作业分别加入加抑制剂30g/t，15g/t，得优级锆精矿，两次精选的槽底物料和扫选泡沫1合并在进行中矿再选两次，一次中矿再选加入加水玻璃50g/t，抑制剂30g/t，二次中矿再选加入水玻璃100g/t，抑制剂30g/t，获得中矿再选泡沫和中矿再选槽底物料，中矿再选泡沫返回第一次精选，中矿再选槽底物料为次级锆精矿。

所述抑制剂的制备方法：将淀粉和B-糊精按1:2，混合均匀，加入温度为50度、浓度为5wt％的氢氧化钠溶液，边加边搅拌，保证溶液无块状物，再搅拌半小时，成悬浊液，透亮，有荧光，最后配置成浓度为5wt％的抑制剂。

所述锆英石捕收剂由以下重量份的组份制成：亚油酸20份、油酸30份、油酰基氨基酸10份、石油磺酸30份和柴油10份，将亚油酸、油酸、油酰基氨基酸、石油磺酸份、柴油按上述重量份混合，搅拌均匀后，再加入50℃的0.8-1.5wt％的氢氧化钠溶液，配置成药剂浓度为5-20wt％即可使用。

采用本实施例的方法回收锆钛矿物，测试结果如下：

2号摇床和3号摇床的重矿物作为浮选给料进行浮选作业，优级锆精矿浮选作业回收率为72.70％，金红石精矿作业回收率为82.17％。

实施例2

我国海南某低铁玻璃砂选厂生产尾矿，含ZrO₂ 0.21％，TiO₂ 0.36％，含锆矿物主要为锆英石，含钛矿物为钛铁矿、金红石、白钛石、部分榍石，主要有用矿物为锆英石、金红石、钛铁矿，主要脉石矿物为石英、电气石、磁铁矿等。

将2号摇床和3号摇床的重矿物进入浮选作业分离锆钛包括以下步骤：

1)将2号和3号摇床重矿物浓缩至浓度为60％，加入水玻璃100g/t擦洗15分钟，调浆至浓度为45％左右，然后加入碳酸钠200g/t，水玻璃300g/t，抑制剂200g/t，搅拌5分钟，加入锆英石捕收剂250g/t，一次粗选，获得了粗选泡沫1和粗选槽底物料1，粗选泡沫1为锆粗精矿1；

2)粗选槽底物料1再加入水玻璃80g/t，抑制剂120g/t，锆英石捕收剂100g/t进行二次粗选，获得粗选泡沫2和粗选槽底物料2，粗选泡沫2为锆粗精矿2；

3)粗选槽底物料2再加入抑制剂30g/t，锆英石捕收剂80g/t扫选一次，得扫选泡沫1和扫选槽底物料1，扫选槽底物料1再加入锆英石捕收剂350g/t进行二次扫选，获得扫选泡沫2和扫选槽底物料2，扫选槽底物料2为金红石粗精矿，扫选泡沫2因含大量的杂质矿物丢尾；

5)将步骤1)和2)中的锆粗精矿1和锆粗精矿2合并进行两次精选，精选作业分别加入加抑制剂40g/t，30g/t，得优级锆精矿，两次精选的槽底物料和扫选泡沫1合并在进行中矿再选两次，一次中矿再选加入加水玻璃80g/t，抑制剂35g/t，二次中矿再选加入水玻璃50g/t，抑制剂40g/t，获得中矿再选泡沫和中矿再选槽底物料，中矿再选泡沫返回第一次精选，中矿再选槽底物料为次级锆精矿。

所述抑制剂的制备方法：将淀粉和B-糊精按1:4，混合均匀，加入温度为50度、浓度为5wt％的氢氧化钠溶液，边加边搅拌，保证溶液无块状物，再搅拌半小时，成悬浊液，透亮，有荧光，最后配置成浓度为5wt％的抑制剂。

所述锆英石捕收剂由以下重量份的组份制成：亚油酸30份、油酸25份、油酰基氨基酸5份、石油磺酸20份和柴油20份，将亚油酸、油酸、油酰基氨基酸、石油磺酸份、柴油按上述重量份混合，搅拌均匀后，再加入50℃的0.8-1.5wt％的氢氧化钠溶液，配置成药剂浓度为5-20wt％即可使用。

采用本实施例的方法，回收锆钛，获得如下结果：

2号摇床和3号摇床的重矿物作为浮选给料进行浮选作业，优级锆精矿浮选作业回收率为80.43％，金红石精矿作业回收率为71.55％。

实施例3

我国海南某低铁玻璃砂选厂生产尾矿，含ZrO₂ 0.21％，TiO₂ 0.43％，含锆矿物主要为锆英石，含钛矿物为钛铁矿、金红石、白钛石、部分榍石，主要有用矿物为锆英石、金红石、钛铁矿，主要脉石矿物为石英、电气石、磁铁矿等。

1)将2号和3号摇床重矿物浓缩至浓度为60％，加入水玻璃100g/t擦洗15分钟，调浆至浓度为45％左右，然后加入碳酸钠500g/t，水玻璃200g/t，抑制剂150g/t，搅拌5分钟，加入锆英石捕收剂300g/t，一次粗选，获得了粗选泡沫1和粗选槽底物料1，粗选泡沫1为锆粗精矿1；

2)粗选槽底物料1再加入水玻璃50g/t，抑制剂100g/t，锆英石捕收剂120g/t进行二次粗选，获得粗选泡沫2和粗选槽底物料2，粗选泡沫2为锆粗精矿2；

3)粗选槽底物料2再加入抑制剂40g/t，锆英石捕收剂80g/t扫选一次，得扫选泡沫1和扫选槽底物料1，扫选槽底物料1再加入锆英石捕收剂400g/t进行二次扫选，获得扫选泡沫2和扫选槽底物料2，扫选槽底物料2为金红石粗精矿，扫选泡沫2因含大量的杂质矿物丢尾；

5)将步骤1)和2)中的锆粗精矿1和锆粗精矿2合并进行两次精选，精选作业分别加入加抑制剂50g/t，30g/t，得优级锆精矿，两次精选的槽底物料和扫选泡沫1合并在进行中矿再选两次，一次中矿再选加入加水玻璃100g/t，抑制剂40g/t，二次中矿再选加入水玻璃80g/t，抑制剂50g/t，获得中矿再选泡沫和中矿再选槽底物料，中矿再选泡沫返回第一次精选，中矿再选槽底物料为次级锆精矿。

所述抑制剂的制备方法：将淀粉和B-糊精按1:5，混合均匀，加入温度为50度、浓度为5wt％的氢氧化钠溶液，边加边搅拌，保证溶液无块状物，再搅拌半小时，成悬浊液，透亮，有荧光，最后配置成浓度为5wt％的抑制剂。

所述锆英石捕收剂由以下重量份的组份制成：亚油酸25份、油酸20份、油酰基氨基酸10份、石油磺酸25份和柴油20份，将亚油酸、油酸、油酰基氨基酸、石油磺酸份、柴油按上述重量份混合，搅拌均匀后，再加入50℃的0.8-1.5wt％的氢氧化钠溶液，配置成药剂浓度为5-20wt％即可使用。

采用本实施例的方法，回收锆钛，获得如下结果：

2号摇床和3号摇床的重矿物作为浮选给料进行浮选作业，优级锆精矿浮选作业回收率为79.09％，金红石精矿作业回收率为87.09％。

以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims

1.一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法，其特征在于，包括以下步骤：

(2)将步骤(1)中的浓密机底流矿浆给入1号螺旋溜槽进行预先抛尾，1号溜槽轻矿物丢尾，1号溜槽重矿物进入2号螺旋溜槽再次抛尾，2号溜槽轻矿物返回到1号溜槽给料，2号溜槽重矿物进入1号弱磁选机；

(3)1号弱磁选机的磁性物丢尾，1号弱磁选机的非磁性物给入2号中磁机，2号中磁机的磁性物给入1号摇床，1号摇床的轻矿物丢尾，1号摇床的重矿物为钛铁矿精矿；将2号中磁机的非磁性物进入3号强磁机，3号强磁机的非磁性物给入2号摇床进行富集，3号强磁机的磁性物丢尾，2号摇床的轻矿物丢尾，2号摇床的中矿进入3号摇床进行中矿再选，2号摇床和3号摇床的重矿物进入浮选作业分离锆钛，3号摇床的轻矿物返回2号摇床。

2.根据权利要求1所述的一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法，其特征在于，所述步骤(3)中，2号摇床和3号摇床重矿物进入浮选作业包括以下步骤：

1)将2号摇床和3号摇床的重矿物浓缩至浓度为60％-65％，加入水玻璃100-200g/t擦洗10-15分钟，调浆至浓度为45％左右，然后加入碳酸钠200-600g/t，水玻璃200-300g/t，抑制剂150-200g/t，并进行搅拌，pH为7.0-8.5，加入锆英石捕收剂200-300g/t，进行一次粗选，获得了粗选泡沫1和粗选槽底物料1，粗选泡沫1为锆粗精矿1；

3)粗选槽底物料2再加入抑制剂30-50g/t，锆英石捕收剂50-100g/t扫选一次，得扫选泡沫1和扫选槽底物料1，扫选槽底物料1再加入锆英石捕收剂300-400g/t进行二次扫选，获得扫选泡沫2和扫选槽底物料2，扫选槽底物料2为金红石粗精矿，扫选泡沫2丢尾；

3.根据权利要求2所述的一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法，其特征在于，所述抑制剂的制备方法：将淀粉和B-糊精按重量比1:2-1:5，混合均匀，加入温度为50℃、浓度为5wt％的氢氧化钠溶液，边加边搅拌，保证溶液无块状物，再搅拌半小时，成悬浊液，透亮，有荧光，配置成浓度为5wt％的抑制剂。

4.根据权利要求2所述的一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法，其特征在于，所述锆英石捕收剂由以下重量份的组份制成：亚油酸20-30份、油酸20-30份、油酰基氨基酸5-10份、石油磺酸20-30份和柴油10-20份复配而成。

5.根据权利要求4所述的一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法，其特征在于，所述锆英石捕收剂的制备方法：将亚油酸、油酸、油酰基氨基酸、石油磺酸份、柴油混合，搅拌均匀后，再加入50℃的0.8-1.5wt％的氢氧化钠溶液，配置成药剂浓度为5-20wt％即可使用。

6.根据权利要求1所述的一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法，其特征在于，步骤(1)中，石英砂尾矿为海滨石英砂生产低铁玻璃后的尾矿，粒度0.2-0.1mm之间占85％以上，石英砂尾矿采用筛网2mm的振动筛除去杂草和枯枝，再进入浓密机。

7.根据权利要求1所述的一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法，其特征在于，1号弱磁选机的场强为119.4KA/m，2号中磁机的场强为637KA/m，3号强磁机的场强为955.4KA/m。

8.根据权利要求1所述的一种石英砂尾矿中回收锆钛矿物的方法，其特征在于，1号螺旋溜槽为LL1200螺旋溜槽，2号螺旋溜槽为LL600螺旋溜槽。