CN110976072A - 一种高品位钛精矿的选矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及选矿方法技术领域，具体公开一种高品位钛精矿的选矿方法，所述高品位钛精矿的选矿方法包括以下工艺步骤：a、对原矿浆进行除杂和高梯度强磁选，得到强磁选精矿；b、对强磁选精矿进行分级筛分，得到的细矿粒进行脱磁处理，得到脱磁矿；c、对所述脱磁矿进行重选处理，得到钛品位≥42wt％的钛精矿；d、对所述钛精矿进行强磁选，得到钛品位≥45wt％的高品位钛精矿。本发明得到的钛精矿的选矿方法中省去了浮选工序，减少环境污染源，且最终得到的高品位钛精矿的各项指标均能达到深加工的高要求，实现了稳定连续生产细磨、低硫、高品位钛精矿的目的。
Description
技术领域
本发明涉及选矿方法技术领域，尤其涉及一种高品位钛精矿的选矿方法。
背景技术
高品位钛精矿的钛品位范围为≥45％，传统工艺都是使用浮选方法从原矿中选别得到高品位钛精矿，高品位钛精矿主要用于深加工生产钛白粉或海绵钛，根据深加工的产品不同，对钛精矿中硫、硅、磷及其细度等指标要求也不相同，现有生产工艺多使用强磁选配合浮选的方法进行选别，该方法需要使用大量的浮选药剂，对水质及大气都有一定污染，且选矿过程复杂、成本高；而目前选矿使用的重选流程，会使钛精矿回收率大大降低，得到的钛精矿产品质量难以达到深加工要求。
发明内容
针对现有高品位钛精矿的选矿方法工序复杂、选矿成本高、易污染环境且钛精矿回收率低、选别得到的高品位钛精矿的产品质量难以保障的问题，本发明提供一种高品位钛精矿的选矿方法。
为达到上述发明目的，本发明实施例采用了如下的技术方案：
一种高品位钛精矿的选矿方法，包括以下工艺步骤：
a、对原矿浆进行除杂和高梯度强磁选，得到强磁选精矿；
b、对所述强磁选精矿进行分级筛分，得到粒径小于0.5mm的细矿粒，将其进行脱磁处理，得到脱磁矿；
c、对所述脱磁矿依次进行重选处理，得到高品位钛品位≥42wt％的钛精矿；
d、对所述钛精矿进行强磁选，得到钛品位≥45wt％且硫品位≤0.8wt％的高品位钛精矿。
相对于现有技术，本发明提供的高品位钛精矿的选矿方法，通过对除杂后的原矿首选使用高梯度强磁选的方法初步对钛矿物进行富集，并针对性的对高梯度强磁选后得到的精矿进行分级磨矿，对磁化后矿物再脱磁，减少矿物中的磁化影响，提高综合金属回收率和选后矿的钛品位，有效降低矿物选别的成本，对高梯度强磁选后得到的精矿进行分级磨矿，将进入脱磁设备的精矿的粒度控制在0.5mm以下，可提高矿物的脱磁效率，使脱磁矿通过重选工序后，钛品位可顺利达到42wt％以上，较少重选过程中产生的尾矿，而钛品位达到42wt％以上的钛精矿通过强磁选的选矿工艺，又进一步提高了强磁选的选矿效率，使通过强磁选后的矿物中的高品位钛精矿的含量提升，并显著提高高品位钛精矿的钛品位，使得到的高品位钛精矿的钛品位达到45.5wt％以上。整个选矿过程无需使用浮选工序，避免了大量浮选用钛捕收药剂的使用，减少环境污染源，选矿工艺简单，且最终得到的高品位钛精矿的各项指标均能达到深加工的高要求，实现了稳定连续生产细磨、低硫、高品位钛精矿的目的。
优选的，步骤a中所述的除杂过程为：对原矿浆依次进行大斜板浓缩脱泥和弱磁选除铁处理。
优选的，所述大斜板浓缩脱泥过程中，控制沉砂浓度≥20wt％，斜板溢流中粒度在45μm以上的矿物含量≤5wt％。
优选的，所述弱磁选除铁处理的磁场强度为3000GS，弱磁选除铁后矿物中强磁矿物含量≤3wt％。
这里所说的强磁矿物为磁铁矿、钛磁铁矿、锌铁尖晶石和磁黄铁矿等，在上述磁场强度下这些强磁矿物大部分可被去除。
优选的，步骤a中利用高梯度立环磁选机进行所述的高梯度强磁选，具体方法为：当所述弱磁选除铁后矿物中钛含量≤5wt％时，高梯度立环磁选机励磁电流为800-850A，脉动冲程为26-28mm，冲次为280-300R/min，转环转速为3.5R/min；当所述弱磁选除铁后矿物中，5wt％＜钛含量≤6wt％时，高梯度立环磁选机的励磁电流为850-900A，脉动冲程为24-26mm，冲次为260-280R/min，转环转速为3.5R/min；当所述弱磁选除铁后矿物中钛含量＞6wt％时，高梯度立环磁选机励磁电流为900-950A，脉动冲程为22-24mm，冲次为240-260R/min，转环转速为3.5R/min。
上述高梯度强磁选的过程，可以确保得到强磁选精矿中的钛品位稳定在15-17wt％之间，利于后续的重选工序的高效进行。
优选的，对步骤b中所述分级筛分得到的粗矿粒进行球磨细磨后，再次进行分级筛分处理。
分级筛分一方面可以提高后续脱磁处理的脱磁程度以及重选工序的重选效率，另一方面大大提高的矿物的利用率，降低选矿成本。
优选的，当粗矿粒中≤0.5mm的颗粒含量＞20％时，球磨细磨的给矿浓度为65-70wt％；当粗矿粒中≤0.5mm的颗粒含量≤20％时，球磨细磨的给矿浓度为55-65wt％。
因矿粒具有一定的粘附性，经筛分得到的粗矿粒中仍会含有部分0.5mm以下的细矿粒，根据粗矿粒中细矿粒的含量控制磨矿的给矿浓度，可提高球磨细磨的磨矿效率。
优选的，步骤b中所述的脱磁处理过程是使用针对8000GS以上高场强磁化矿的脱磁设备对细矿粒进行脱磁处理。
优选的，步骤c中所述脱磁矿通过三段重选得到所述钛精矿；脱磁矿进入第一段重选工序时，调整给矿浓度为25-30wt％，控制第一段重选后的钛品位≥28wt％的精矿进入第二段重选工序，钛品位≤3.5wt％的尾矿排出，3.5wt％＜钛品位＜28wt％的中矿重新进入第一段重选工序；第一段重选后的精矿进入第二段重选工序，调整其给矿浓度为25-30wt％，控制第二段重选后的钛品位≥35wt％的精矿进入第三段重选工序，钛品位≤8wt％的尾矿排出，8wt％＜钛品位＜35wt％的中矿重新进入第二段重选工序；第二段重选后的精矿进入第三段重选工序，调整其给矿浓度为20-25wt％，控制第三段重选后的钛品位≥42wt％的精矿进入强磁选工序，钛品位≤10wt％的尾矿排出，10wt％＜钛品位＜42wt％的中矿重新进入第三段重选工序；和/或
步骤d中利用湿式辊筒强磁机对第三段重选后的精矿进行强磁选，强磁选过程中，当第三段重选后的精矿的钛品位为42-43wt％时，调整磁选机筒体与辊筒间距为10-15mm；当第三段重选后的精矿的钛品位为＞43wt％时，调整磁选机筒体与辊筒间距＜10mm。
经过三段重选和强磁选后的矿物中的钛品位达到45.5wt％以上，硫品位≤0.6wt％，完全达到生产钛白粉或海绵钛等其它深加工产品的要求。
优选的，还包括联产低品位钛精矿的步骤e：将步骤c中的第二段重选、第三段重选的尾矿和步骤d中的强磁选尾矿混合后对尾矿进行高梯度强磁选，进一步对钛矿物进行富集，得到低品位钛精矿；具体方法为：将第二段重选、第三段重和强磁选得到的尾矿混合后进入高梯度立环磁选机中进行高梯度强磁选，若第二段重选、第三段重和强磁选得到的尾矿混合进入高梯度立环磁选机后的钛品位≥13％，则调节高梯度立环磁选机的励磁电流为700-750A，脉动冲程为24-26mm，冲次为260-280R/min，转环转速为3.5R/min，得到钛品位≥25wt％的低品位钛精矿；若第二段重选、第三段重和湿式辊筒强磁机得到的尾矿混合进入高梯度立环磁选机后的钛品位≤13％，则调节高梯度立环磁选机的励磁电流为600-700A，脉动冲程为26-28mm，冲次为280-300R/min，转环转速为3.5R/min，得到钛品位≥25wt％的低品位钛精矿。
将第二段重选、第三段重选及强磁选的尾矿回收后再进行高梯度强磁选，解决了重选尾矿中细粒级矿物回收困难的问题，降低了成本与提高产品的附加值，可有效增加生产效益，实现产品多元化。
附图说明
图1是本发明实施例1中的高品位钛精矿的选矿方法流程图。
具体实施方式
为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合实施例，对本发明进行进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。
为了更好的说明本发明实施例提供的，下面通过实施例做进一步的举例说明。
实施例1
一种高品位钛精矿的选矿方法，包括以下工艺步骤：
a、使用的原矿浆中硫品位为3.8wt％、钛品位为4.8％wt％、0.5mm及以上粒度的颗粒物含量为18wt％；对原矿浆进行大斜板浓缩脱泥处理，浓缩脱泥处理过程中，控制大斜板的沉砂浓度为20.8wt％，粒度在45μm及以上的矿物含量为4.7wt％，然后在3000GS的磁场强度下对浓缩脱泥后的矿物进行弱磁选除铁处理，得到弱磁精矿、除铁处理后的矿物以及尾矿，将弱磁精矿进行回收，尾矿排出，除铁处理后的矿物进行高梯度强磁选处理；除铁处理后的矿物中强磁性矿物含量为2.5wt％，钛品位为4.85wt％，设定高梯度立环磁选的机励磁电流为825A、脉动冲程为27mm、冲次为280R/min、转环转速为3.5R/min，对除铁后的矿物进行高梯度强磁选处理，得到钛品位为16.2wt％的强磁选精矿；
b、对强磁选精矿进行分级筛分，筛分的筛孔直径为0.5mm，筛分得到的细矿粒在针对8000GS的高场强磁化矿的脱磁器中进行脱磁处理，得到脱磁矿；筛分得到的粗矿粒中，0.5mm以下粒度的颗粒物含量为16wt％，将得到的粗矿粒在65wt％的给矿浓度下进入磨矿系统中进行球磨细磨，细磨后的矿物重新进行分级筛分处理；
c、将脱磁矿进行第一段重选处理，第一段重选处理过程中，调整给矿浓度为25wt％，调整挡矿板控制第一段重选后的钛品位≥28wt％的精矿进入第二段重选工序，钛品位≤3.5wt％的尾矿排出，3.5wt％＜钛品位＜28wt％的中矿重新进入第一段重选工序；第一段重选后的精矿进入第二段重选工序，调整其给矿浓度为25wt％，控制第二段重选后的钛品位≥35wt％的精矿进入第三段重选工序，钛品位≤8wt％的尾矿排出，8wt％＜钛品位＜35wt％的中矿重新进入第二段重选工序；第二段重选后的精矿进入第三段重选工序，调整其给矿浓度为20wt％，控制第三段重选后的钛品位≥42wt％的精矿进入强磁选工序，钛品位≤10wt％的尾矿排出，10wt％＜钛品位＜42wt％的中矿重新进入第三段重选工序，经过三段重选后，得到的精矿的钛品位为42.7wt％；利用湿式辊筒强磁机对第三段重选后的精矿进行强磁选，强磁选过程中，调整磁选机筒体与辊筒间距为10mm，强磁选后得到的高品位钛精矿中的钛品位为45.5wt％、硫品位为0.51wt％。
将第二段重选、第三段重和强磁选得到的尾矿混合后的钛品位为12.9wt％，浆混合后的尾矿再次采用高梯度强磁选进一步对钛矿物进行富集，具体方法为：将第二段重选、第三段重和强磁选得到的尾矿混合后进入高梯度立环磁选机中，调节高梯度立环磁选机的励磁电流为600A，脉动冲程为26mm，冲次为280R/min，转环转速为3.5R/min，最终得到钛品位为25.4wt％的低品位钛精矿。
实施例2
一种高品位钛精矿的选矿方法，包括以下工艺步骤：
a、使用的原矿浆中硫品位为2.7wt％、钛品位为4.5％wt％、0.5mm及以上粒度的颗粒物含量为16wt％；对原矿浆进行大斜板浓缩脱泥处理，浓缩脱泥处理过程中，控制大斜板的沉砂浓度为21.3wt％，粒度在45μm及以上的矿物含量为4.8wt％，然后在3000GS的磁场强度下对浓缩脱泥后的矿物进行弱磁选除铁处理，得到弱磁精矿、除铁处理后的矿物以及尾矿，将弱磁精矿进行回收，尾矿排出，除铁处理后的矿物进行高梯度强磁选处理；除铁处理后的矿物中强磁性矿物含量为2.3wt％，钛品位为4.72wt％，设定高梯度立环磁选的机励磁电流为800A、脉动冲程为26mm、冲次为290R/min、转环转速为3.5R/min，对除铁后的矿物进行高梯度强磁选处理，得到钛品位为15.8wt％的强磁选精矿；
b、对强磁选精矿进行分级筛分，筛分的筛孔直径为0.5mm，筛分得到的细矿粒在针对8000GS的高场强磁化矿的脱磁器中进行脱磁处理，得到脱磁矿；筛分得到的粗矿粒中，0.5mm及以下粒度的颗粒物含量为18wt％，将得到的粗矿粒在68wt％的给矿浓度下进入磨矿系统中进行球磨细磨，细磨后的矿物重新进行分级筛分处理；
c、将脱磁矿进行第一段重选处理，第一段重选处理过程中，调整给矿浓度为28wt％，调整挡矿板控制第一段重选后的钛品位≥28wt％的精矿进入第二段重选工序，钛品位≤3.5wt％的尾矿排出，3.5wt％＜钛品位＜28wt％的中矿重新进入第一段重选工序；第一段重选后的精矿进入第二段重选工序，调整其给矿浓度为28wt％，控制第二段重选后的钛品位≥35wt％的精矿进入第三段重选工序，钛品位≤8wt％的尾矿排出，8wt％＜钛品位＜35wt％的中矿重新进入第二段重选工序；第二段重选后的精矿进入第三段重选工序，调整其给矿浓度为22wt％，控制第三段重选后的钛品位≥42wt％的精矿进入强磁选工序，钛品位≤10wt％的尾矿排出，10wt％＜钛品位＜42wt％的中矿重新进入第三段重选工序，经过三段重选后，得到的精矿的钛品位为42.1wt％；利用湿式辊筒强磁机对第三段重选后的精矿进行强磁选，强磁选过程中，调整磁选机筒体与辊筒间距为12mm，强磁选后得到的高品位钛精矿中的钛品位为45.6wt％、硫品位为0.59wt％。
将第二段重选、第三段重和强磁选得到的尾矿混合后的钛品位为13.2wt％，浆混合后的尾矿再次采用高梯度强磁选进一步对钛矿物进行富集，具体方法为：将第二段重选、第三段重和强磁选得到的尾矿混合后进入高梯度立环磁选机中，调节高梯度立环磁选机的励磁电流为700A，脉动冲程为25mm，冲次为260R/min，转环转速为3.5R/min，最终得到钛品位为25.2wt％的低品位钛精矿。
实施例3
一种高品位钛精矿的选矿方法，包括以下工艺步骤：
a、使用的原矿浆中硫品位为3.8wt％、钛品位为5.3wt％、0.5mm及以上粒度的颗粒物含量为20.5wt％；对原矿浆进行大斜板浓缩脱泥处理，浓缩脱泥处理过程中，控制大斜板的沉砂浓度为21.5wt％，粒度在45μm及以上的矿物含量为4.6wt％，然后在3000GS的磁场强度下对浓缩脱泥后的矿物进行弱磁选除铁处理，得到弱磁精矿、除铁处理后的矿物以及尾矿，将弱磁精矿进行回收，尾矿排出，除铁处理后的矿物进行高梯度强磁选处理；除铁处理后的矿物中强磁性矿物含量为2.7wt％，钛品位为5.41wt％，设定高梯度立环磁选的机励磁电流为860A、脉动冲程为25mm、冲次为270R/min、转环转速为3.5R/min，对除铁后的矿物进行高梯度强磁选处理，得到钛品位为16.5wt％的强磁选精矿；
b、对强磁选精矿进行分级筛分，筛分的筛孔直径为0.55mm，筛分得到的细矿粒在针对8000GS的高场强磁化矿的脱磁器中进行脱磁处理，得到脱磁矿；筛分得到的粗矿粒中，0.5mm及以下粒度的颗粒物含量为21.3wt％，将得到的粗矿粒在60wt％的给矿浓度下进入磨矿系统中进行球磨细磨，细磨后的矿物重新进行分级筛分处理；
c、将脱磁矿进行第一段重选处理，第一段重选处理过程中，调整给矿浓度为30wt％，调整挡矿板控制第一段重选后的钛品位≥28wt％的精矿进入第二段重选工序，钛品位≤3.5wt％的尾矿排出，3.5wt％＜钛品位＜28wt％的中矿重新进入第一段重选工序；第一段重选后的精矿进入第二段重选工序，调整其给矿浓度为30wt％，控制第二段重选后的钛品位≥35wt％的精矿进入第三段重选工序，钛品位≤8wt％的尾矿排出，8wt％＜钛品位＜35wt％的中矿重新进入第二段重选工序；第二段重选后的精矿进入第三段重选工序，调整其给矿浓度为25wt％，控制第三段重选后的钛品位≥42wt％的精矿进入强磁选工序，钛品位≤10wt％的尾矿排出，10wt％＜钛品位＜42wt％的中矿重新进入第三段重选工序，经过三段重选后，得到的精矿的钛品位为42.9wt％；利用湿式辊筒强磁机对第三段重选后的精矿进行强磁选，强磁选过程中，调整磁选机筒体与辊筒间距为15mm，强磁选后得到的高品位钛精矿中的钛品位为45.7wt％、硫品位为0.58wt％。
将第二段重选、第三段重和强磁选得到的尾矿混合后的钛品位为13.2wt％，浆混合后的尾矿再次采用高梯度强磁选进一步对钛矿物进行富集，具体方法为：将第二段重选、第三段重和强磁选得到的尾矿混合后进入高梯度立环磁选机中，调节高梯度立环磁选机的励磁电流为710A，脉动冲程为25mm，冲次为270R/min，转环转速为3.5R/min，最终得到钛品位为25.7wt％的低品位钛精矿。
实施例4
一种高品位钛精矿的选矿方法，包括以下工艺步骤：
a、使用的原矿浆中硫品位为3.1wt％、钛品位为5.7wt％、0.5mm及以上粒度的颗粒物含量为19.5wt％；对原矿浆进行大斜板浓缩脱泥处理，浓缩脱泥处理过程中，控制大斜板的沉砂浓度为21.3wt％，粒度在45μm及以上的矿物含量为4.4wt％，然后在3000GS的磁场强度下对浓缩脱泥后的矿物进行弱磁选除铁处理，得到弱磁精矿、除铁处理后的矿物以及尾矿，将弱磁精矿进行回收，尾矿排出，除铁处理后的矿物进行高梯度强磁选处理；除铁处理后的矿物中强磁性矿物含量为2.7wt％，钛品位为5.83wt％，设定高梯度立环磁选的机励磁电流为900A、脉动冲程为26mm、冲次为280R/min、转环转速为3.5R/min，对除铁后的矿物进行高梯度强磁选处理，得到钛品位为16.8wt％的强磁选精矿；
b、对强磁选精矿进行分级筛分，筛分的筛孔直径为0.55mm，筛分得到的细矿粒在针对8000GS的高场强磁化矿的脱磁器中进行脱磁处理，得到脱磁矿；筛分得到的粗矿粒中，0.5mm及以下粒度的颗粒物含量为18.3wt％，将得到的粗矿粒在55wt％的给矿浓度下进入磨矿系统中进行球磨细磨，细磨后的矿物重新进行分级筛分处理；
c、将脱磁矿进行第一段重选处理，第一段重选处理过程中，调整给矿浓度为26wt％，调整挡矿板控制第一段重选后的钛品位≥28wt％的精矿进入第二段重选工序，钛品位≤3.5wt％的尾矿排出，3.5wt％＜钛品位＜28wt％的中矿重新进入第一段重选工序；第一段重选后的精矿进入第二段重选工序，调整其给矿浓度为26wt％，控制第二段重选后的钛品位≥35wt％的精矿进入第三段重选工序，钛品位≤8wt％的尾矿排出，8wt％＜钛品位＜35wt％的中矿重新进入第二段重选工序；第二段重选后的精矿进入第三段重选工序，调整其给矿浓度为21wt％，控制第三段重选后的钛品位≥42wt％的精矿进入强磁选工序，钛品位≤10wt％的尾矿排出，10wt％＜钛品位＜42wt％的中矿重新进入第三段重选工序，经过三段重选后，得到的精矿的钛品位为43.1wt％；利用湿式辊筒强磁机对第三段重选后的精矿进行强磁选，强磁选过程中，调整磁选机筒体与辊筒间距为9mm，强磁选后得到的高品位钛精矿中的钛品位为45.6wt％、硫品位为0.55wt％。
将第二段重选、第三段重和强磁选得到的尾矿混合后的钛品位为13.5wt％，浆混合后的尾矿再次采用高梯度强磁选进一步对钛矿物进行富集，具体方法为：将第二段重选、第三段重和强磁选得到的尾矿混合后进入高梯度立环磁选机中，调节高梯度立环磁选机的励磁电流为720A，脉动冲程为24mm，冲次为260R/min，转环转速为3.5R/min，最终得到钛品位为25.9wt％的低品位钛精矿。
实施例5
一种高品位钛精矿的选矿方法，包括以下工艺步骤：
a、使用的原矿浆中硫品位为2.9wt％、钛品位为6.2wt％、0.5mm及以上粒度的颗粒物含量为22wt％；对原矿浆进行大斜板浓缩脱泥处理，浓缩脱泥处理过程中，控制大斜板的沉砂浓度为20.3wt％，粒度在45μm及以上的矿物含量为4.2wt％，然后在3000GS的磁场强度下对浓缩脱泥后的矿物进行弱磁选除铁处理，得到弱磁精矿、除铁处理后的矿物以及尾矿，将弱磁精矿进行回收，尾矿排出，除铁处理后的矿物进行高梯度强磁选处理；除铁处理后的矿物中强磁性矿物含量为2.8wt％，钛品位为6.33wt％，设定高梯度立环磁选的机励磁电流为950A、脉动冲程为22mm、冲次为240R/min、转环转速为3.5R/min，对除铁后的矿物进行高梯度强磁选处理，得到钛品位为16.9wt％的强磁选精矿；
b、对强磁选精矿进行分级筛分，筛分的筛孔直径为0.5mm，筛分得到的细矿粒在针对8000GS的高场强磁化矿的脱磁器中进行脱磁处理，得到脱磁矿；筛分得到的粗矿粒中，0.5mm及以下粒度的颗粒物含量为21.2wt％，将得到的粗矿粒在58wt％的给矿浓度下进入磨矿系统中进行球磨细磨，细磨后的矿物重新进行分级筛分处理；
c、将脱磁矿进行第一段重选处理，第一段重选处理过程中，调整给矿浓度为25wt％，调整挡矿板控制第一段重选后的钛品位≥28wt％的精矿进入第二段重选工序，钛品位≤3.5wt％的尾矿排出，3.5wt％＜钛品位＜28wt％的中矿重新进入第一段重选工序；第一段重选后的精矿进入第二段重选工序，调整其给矿浓度为25wt％，控制第二段重选后的钛品位≥35wt％的精矿进入第三段重选工序，钛品位≤8wt％的尾矿排出，8wt％＜钛品位＜35wt％的中矿重新进入第二段重选工序；第二段重选后的精矿进入第三段重选工序，调整其给矿浓度为20wt％，控制第三段重选后的钛品位≥42wt％的精矿进入强磁选工序，钛品位≤10wt％的尾矿排出，10wt％＜钛品位＜42wt％的中矿重新进入第三段重选工序，经过三段重选后，得到的精矿的钛品位为43.3wt％；利用湿式辊筒强磁机对第三段重选后的精矿进行强磁选，强磁选过程中，调整磁选机筒体与辊筒间距为9.5mm，强磁选后得到的高品位钛精矿中的钛品位为45.8wt％、硫品位为0.51wt％。
将第二段重选、第三段重和强磁选得到的尾矿混合后的钛品位为13.7wt％，浆混合后的尾矿再次采用高梯度强磁选进一步对钛矿物进行富集，具体方法为：将第二段重选、第三段重和强磁选得到的尾矿混合后进入高梯度立环磁选机中，调节高梯度立环磁选机的励磁电流为700A，脉动冲程为24mm，冲次为260R/min，转环转速为3.5R/min，最终得到钛品位为25.5wt％的低品位钛精矿。
实施例6
一种高品位钛精矿的选矿方法，包括以下工艺步骤：
a、使用的原矿浆中硫品位为3.7wt％、钛品位为6.5wt％、0.5mm及以上粒度的颗粒物含量为19.7wt％；对原矿浆进行大斜板浓缩脱泥处理，浓缩脱泥处理过程中，控制大斜板的沉砂浓度为21.9wt％，粒度在45μm及以上的矿物含量为3.6wt％，然后在3000GS的磁场强度下对浓缩脱泥后的矿物进行弱磁选除铁处理，得到弱磁精矿、除铁处理后的矿物以及尾矿，将弱磁精矿进行回收，尾矿排出，除铁处理后的矿物进行高梯度强磁选处理；除铁处理后的矿物中强磁性矿物含量为2.6wt％，钛品位为6.68wt％，设定高梯度立环磁选的机励磁电流为900A、脉动冲程为24mm、冲次为260R/min、转环转速为3.5R/min，对除铁后的矿物进行高梯度强磁选处理，得到钛品位为16.7wt％的强磁选精矿；
b、对强磁选精矿进行分级筛分，筛分的筛孔直径为0.5mm，筛分得到的细矿粒在针对8000GS的高场强磁化矿的脱磁器中进行脱磁处理，得到脱磁矿；筛分得到的粗矿粒中，0.5mm及以下粒度的颗粒物含量为19.9wt％，将得到的粗矿粒在65wt％的给矿浓度下进入磨矿系统中进行球磨细磨，细磨后的矿物重新进行分级筛分处理；
c、将脱磁矿进行第一段重选处理，第一段重选处理过程中，调整给矿浓度为25wt％，调整挡矿板控制第一段重选后的钛品位≥28wt％的精矿进入第二段重选工序，钛品位≤3.5wt％的尾矿排出，3.5wt％＜钛品位＜28wt％的中矿重新进入第一段重选工序；第一段重选后的精矿进入第二段重选工序，调整其给矿浓度为25wt％，控制第二段重选后的钛品位≥35wt％的精矿进入第三段重选工序，钛品位≤8wt％的尾矿排出，8wt％＜钛品位＜35wt％的中矿重新进入第二段重选工序；第二段重选后的精矿进入第三段重选工序，调整其给矿浓度为20wt％，控制第三段重选后的钛品位≥42wt％的精矿进入强磁选工序，钛品位≤10wt％的尾矿排出，10wt％＜钛品位＜42wt％的中矿重新进入第三段重选工序，经过三段重选后，得到的精矿的钛品位为42.5wt％；利用湿式辊筒强磁机对第三段重选后的精矿进行强磁选，强磁选过程中，调整磁选机筒体与辊筒间距为9mm，强磁选后得到的高品位钛精矿中的钛品位为45.5wt％、硫品位为0.59wt％。
将第二段重选、第三段重和强磁选得到的尾矿混合后的钛品位为13.1wt％，浆混合后的尾矿再次采用高梯度强磁选进一步对钛矿物进行富集，具体方法为：将第二段重选、第三段重和强磁选得到的尾矿混合后进入高梯度立环磁选机中，调节高梯度立环磁选机的励磁电流为750A，脉动冲程为24mm，冲次为280R/min，转环转速为3.5R/min，最终得到钛品位为26.1wt％的低品位钛精矿。
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、等同替换或改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (10)
1.一种高品位钛精矿的选矿方法，其特征在于：包括以下工艺步骤：
a、对原矿浆进行除杂和高梯度强磁选，得到强磁选精矿；
b、对所述强磁选精矿进行分级筛分，得到粒径小于0.5mm的细矿粒，将其进行脱磁处理，得到脱磁矿；
c、对所述脱磁矿进行重选处理，得到钛品位≥42wt％的钛精矿；
d、对所述钛精矿进行强磁选，得到钛品位≥45wt％的高品位钛精矿。
2.如权利要求1所述的选矿方法，其特征在于：步骤a中所述的除杂过程为：对原矿浆依次进行大斜板浓缩脱泥和弱磁选除铁处理。
3.如权利要求2所述的选矿方法，其特征在于：所述大斜板浓缩脱泥过程中，控制沉砂浓度≥20wt％，斜板溢流中粒度在45μm以上的矿物含量≤5wt％。
4.如权利要求2所述的选矿方法，其特征在于：所述弱磁选除铁处理的磁场强度为3000GS，弱磁选除铁后矿物中的强磁矿物含量≤3wt％。
5.如权利要求1所述的选矿方法，其特征在于：步骤a中利用高梯度立环磁选机进行所述的高梯度强磁选，具体方法为：当所述弱磁选除铁后矿物中钛含量≤5wt％时，高梯度立环磁选机励磁电流为800-850A，脉动冲程为26-28mm，冲次为280-300R/min，转环转速为3.5R/min；当所述弱磁选除铁后矿物中，5wt％＜钛含量≤6wt％时，高梯度立环磁选机的励磁电流为850-900A，脉动冲程为24-26mm，冲次为260-280R/min，转环转速为3.5R/min；当所述弱磁选除铁后矿物中钛含量＞6wt％时，高梯度立环磁选机励磁电流为900-950A，脉动冲程为22-24mm，冲次为240-260R/min，转环转速为3.5R/min。
6.如权利要求1所述的选矿方法，其特征在于：对步骤b中所述分级筛分得到的粗矿粒进行球磨细磨后，再次进行分级筛分处理。
7.如权利要求6所述的选矿方法，其特征在于：当粗矿粒中≤0.5mm的颗粒含量＞20％时，球磨细磨的给矿浓度为65-70wt％；当粗矿粒中≤0.5mm的颗粒含量≤20％时，球磨细磨的给矿浓度为55-65wt％。
8.如权利要求1所述的选矿方法，其特征在于：步骤b中所述的脱磁处理过程是使用针对8000GS以上高场强磁化矿的脱磁设备对细矿粒进行脱磁处理。
9.如权利要求1所述的选矿方法，其特征在于：步骤c中所述脱磁矿通过三段重选得到所述钛精矿；脱磁矿进入第一段重选工序时，调整给矿浓度为25-30wt％，控制第一段重选后的钛品位≥28wt％的精矿进入第二段重选工序，钛品位≤3.5wt％的尾矿排出，3.5wt％＜钛品位＜28wt％的中矿重新进入第一段重选工序；第一段重选后的精矿进入第二段重选工序，调整其给矿浓度为25-30wt％，控制第二段重选后的钛品位≥35wt％的精矿进入第三段重选工序，钛品位≤8wt％的尾矿排出，8wt％＜钛品位＜35wt％的中矿重新进入第二段重选工序；第二段重选后的精矿进入第三段重选工序，调整其给矿浓度为20-25wt％，控制第三段重选后的钛品位≥42wt％的精矿进入强磁选工序，钛品位≤10wt％的尾矿排出，10wt％＜钛品位＜42wt％的中矿重新进入第三段重选工序；和/或
步骤d中利用湿式辊筒强磁机对第三段重选后的精矿进行强磁选，强磁选过程中，当第三段重选后的精矿的钛品位为42-43wt％时，调整磁选机筒体与辊筒间距为10-15mm；当第三段重选后的精矿的钛品位为＞43wt％时，调整磁选机筒体与辊筒间距＜10mm。
10.如权利要求9所述的选矿方法，其特征在于：还包括联产低品位钛精矿的步骤e：将步骤c中的第二段重选、第三段重选的尾矿和步骤d中的强磁选尾矿混合后利用高梯度立环磁选机对尾矿进行高梯度强磁选，若混合后尾矿中钛品位≥13wt％，则调节高梯度立环磁选机的励磁电流为700-750A，脉动冲程为24-26mm，冲次为260-280R/min，转环转速为3.5R/min，得到钛品位≥25wt％的低品位钛精矿；若混合后尾矿中钛品位≤13％，则调节高梯度立环磁选机的励磁电流为600-700A，脉动冲程为26-28mm，冲次为280-300R/min，转环转速为3.5R/min，得到钛品位≥25wt％的低品位钛精矿。
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