CN111437989A

CN111437989A - 一种回收榴辉岩绿辉石产品中金红石的方法

Info

Publication number: CN111437989A
Application number: CN202010169367.1A
Authority: CN
Inventors: 黄俊玮; 李洪潮; 彭团儿; 杨楠; 雷晴宇; 刘磊
Original assignee: Zhengzhou Institute of Multipurpose Utilization of Mineral Resources CAGS
Current assignee: Jiangsu Zaitong New Material Co ltd
Priority date: 2020-03-12
Filing date: 2020-03-12
Publication date: 2020-07-24
Anticipated expiration: 2040-03-12
Also published as: CN111437989B

Abstract

本发明提出了一种回收榴辉岩绿辉石产品中金红石的方法，包括以下步骤：绿辉石产品经不低于0.9T高磁场强度的干式磁选得到磁性物和非磁性物，磁性物为绿辉石最终精矿，非磁性物即为金红石提纯原料；金红石提纯原料采用棒磨机磨矿至‑0.18mm粒级含量为90wt％以上；磨矿产品调浆至矿浆浓度为15％～30％后，采用摇床进行重选，重选次数为2～3次，获得重矿物和轻矿物，重矿物为金红石粗精矿，轻矿物为尾矿；金红石粗精矿进行反浮选脱硫脱磷得到金红石精矿产品。本发明能够有效的从榴辉岩绿辉石产品中回收金红石，金红石精矿TiO₂含量大于92％，P、S杂质含量均小于0.02％，去除了金红石正浮选作业，避免了价格昂贵且污染性强的金红石捕收剂的使用，降低了生产成本，减少了环境污染。

Description

一种回收榴辉岩绿辉石产品中金红石的方法

技术领域

本发明涉及矿物加工技术领域，特别是指一种回收榴辉岩绿辉石产品中金红石的方法。

背景技术

钛因比强度高、耐腐蚀性和耐低温、耐热性能好，被广泛应用于航空航天、船舶、机械、化学等工业中。我国钛资源储量较大，钛主要以钒钛磁铁矿的形式存在，其次为金红石。受限于钒钛磁铁矿的综合利用技术，我国钛资源利用率较低，对金红石等高端钛原料进口依赖度较高。因此，实现金红石的高效开发利用具有重要意义。

天然金红石是制取钛白粉、海绵钛等高档钛产品的优质原料，在国民经济生活中具有重要应用。我国金红石矿主要分为原生金红石矿和金红石砂矿两大类型，大部分为低品位的原生矿，其储量占全国金红石资源的86％，砂矿仅为14％。原生金红石矿品位低、粒度细、矿物组成及相互嵌布关系复杂，选别工艺复杂，金红石回收率低，经济效益低下，目前开发规模较小。榴辉岩型金红石矿成分简单，具有嵌布粒度较粗、可综合回收利用的矿物多、经济价值较高等特点，是一类具有较大开发利用优势的原生金红石矿产资源。

目前，回收榴辉岩矿中的金红石，主要采用浮选工艺流程(包括反浮选除杂和正浮选提纯)，有时浮选精矿还需要通过电选、酸洗等工艺进一步提纯。浮选工艺的分选精度较高，同时也存在一些难以克服的缺陷，如选矿成本较高、浮选条件要求严格(一般pH值要严格控制在3-4)、不易在现场实施、浮选药剂污染环境等。

CN201110318086.9公开了一种“选择性磨矿-粗粒重选-细粒浮选”的金红石粗选技术，采用该技术处理TiO₂含量2％左右的原矿能够获得TiO₂含量49％左右的粗精矿，粗精矿还需进一步精选，不能直接获得TiO₂含量大于90％的最终精矿产品。同时，该技术细粒浮选作业采用“反浮选脱泥+金红石正浮选”的工艺流程，需使用硝酸铅(或乙酸铅)、羟肟酸钠、苄基胂酸或苯乙烯膦酸等价格昂贵且对环境污染较大的浮选药剂。

某金红石粗精矿精选试验研究[J]，非金属矿，黄俊玮等，2017.11，40(6)，公开了一种榴辉岩中金红石粗精矿精选试验方法，工艺流程为“浮硫-浮磷-浮金红石-电选提纯”，可获得TiO₂品位大于90％的金红石精矿。该工艺流程以浮选为主，存在浮选条件要求严格(一般pH值要严格控制在3-4)、不易在现场实施、浮选药剂污染环境等缺点，整体工艺流程有待进一步优化。

发明内容

本发明提出一种回收榴辉岩绿辉石产品中金红石的方法，该方法在保证选别指标的前提下采用简单的工艺流程就能够从绿辉石产品中高效回收金红石。与现有的技术方法相比，去除了金红石正浮选等作业流程，简化了工艺流程，大幅度降低了生产成本，减少了环境污染。

本发明的技术方案是这样实现的：一种回收榴辉岩绿辉石产品中金红石的方法，包括以下步骤：

a：榴辉岩绿辉石产品经过干式磁选机分选，得到磁性物和非磁性物，磁性物为绿辉石最终精矿，非磁性物为金红石提纯原料；

b:金红石提纯原料采用棒磨机进行磨矿，获得一定细度的磨矿产品；

c：对磨矿产品进行调浆获得矿浆，矿浆浓度为15％～30％；

d：调浆后的磨矿产品进行一次重选粗选，分别获得重矿物产品和轻矿物产品，重矿物产品进行1-2次重选精选，所有重选轻矿物产品合并作为尾矿；

e：重选精选后的重矿物进行反浮选除硫，获得硫杂质和脱硫产品；

f：脱硫产品进行反浮选除磷，获得磷杂质和金红石精矿产品。

进一步地，步骤a中干式磁选设备为永磁滚筒式干式磁选机，磁场强度为≥0.9T。

进一步地，步骤b中一定细度的磨矿产品为-0.18mm粒级的质量占磨矿产品总质量的90％以上。

进一步地，步骤d中的重选设备为单层摇床或多层摇床或两者的组合。

进一步地，步骤e中反浮选除硫流程为一次粗选和一次扫选。

进一步地，步骤f中反浮选除磷的捕收剂为氧化石蜡皂和油酸复合而成，比例为1:1，反浮选流程为一次粗选和一次扫选。

本发明的有益效果：

本发明的方法能够获得高品质金红石精矿产品:精矿TiO₂品位大于92％，金红石回收率在75％以上，P、S杂质含量均小于0.02％。

与现有的金红石选矿技术方法相比，本发明优先采用干式磁选分离出绿辉石精矿，非磁性物作为金红石提纯原料，通过再磨进一步提高金红石矿物的单体解离度，通过重选提高金红石品位，通过反浮选去除硫、磷等杂质，去除了金红石正浮选等作业流程，避免了水杨羟肟酸、苄基胂酸、苯乙烯膦酸等价格昂贵且污染性强的金红石捕收剂的使用，大幅度降低了生产成本，减少了环境污染。同时，检索相关文献可知，本技术在保证金红石精矿TiO₂品位的基础上，回收率提高5％以上，此外，本发明还能将绿辉石产品的纯度(矿物含量)提高5％左右。

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是本发明的选矿工艺流程图；

图2是本发明实施例1的选矿工艺流程图。

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。

如图1所示，一种回收榴辉岩绿辉石产品中金红石的方法，包括以下步骤：

a：榴辉岩绿辉石产品经过干式磁选机分选，得到磁性物和非磁性物，磁性物为绿辉石最终精矿，非磁性物为金红石提纯原料，干式磁选设备为永磁滚筒式干式磁选机，磁场强度为≥0.9T；

b:金红石提纯原料采用棒磨机进行磨矿，获得一定细度的磨矿产品，一定细度的磨矿产品为-0.18mm粒级的质量占磨矿产品总质量的90％以上；

c：对磨矿产品进行调浆获得矿浆，矿浆浓度为15％～30％；

d：调浆后的磨矿产品进行一次重选粗选，分别获得重矿物产品和轻矿物产品，重矿物产品进行1-2次重选精选，所有重选轻矿物产品合并作为尾矿，重选设备为单层摇床或多层摇床或两者的组合；

e：重选精选后的重矿物进行反浮选除硫，获得硫杂质和脱硫产品，反浮选除硫流程为一次粗选和一次扫选；

f：脱硫产品进行反浮选除磷，获得磷杂质和金红石精矿产品，反浮选除磷的捕收剂为氧化石蜡皂和油酸复合而成，比例为1:1，反浮选流程为一次粗选和一次扫选。

实施例1

本实施例中的绿辉石产品由江苏东海榴辉岩矿采用CN201910194459.2公开的一种回收榴辉岩矿中石榴子石和绿辉石的方法，经“磨矿-分级-重选-干式磁选”得到，该绿辉石产品中TiO₂含量为5.34％，主要有用矿物为金红石，脉石矿物为石英、绿泥石、黄铁矿、磷灰石等。

本实施例的选矿工艺流程如图2所示，绿辉石产品通过干式磁选分为磁性物和非磁性物，磁性物即为绿辉石最终精矿，非磁性物为金红石提纯原料，干式磁选磁场强度为0.9T。采用棒磨机对金红石提纯原料进行再磨，磨矿细度为-0.18mm含量为93％(质量含量，下同)。将磨矿产品调浆成浓度为25％的矿浆。

采用单层摇床对矿浆进行一次重选，得到一次重矿物和一次轻矿物；采用单层摇床对一次重矿物进行二次重选，得到二次重矿物和二次轻矿物；采用单层摇床对二次重矿物进行三次重选，得到三次重矿物和三次轻矿物；将一次轻矿物、二次轻矿物和三次轻矿物合并成为尾矿。

将三次重矿物调浆成浓度为35％左右的矿浆，搅拌3分钟后加入乙基钾黄药作为硫化物捕收剂，用量为80g/t(用量相对于三次重矿物干矿，下同)。搅拌3分钟后加入松醇油作为起泡剂，用量为40g/t。搅拌3分钟后进行粗选，得到硫杂质1。在剩余矿浆中加入乙基钾黄药作为硫化物捕收剂，用量为40g/t。搅拌3分钟后加入松醇油作为起泡剂，用量为20g/t。搅拌3分钟后进行扫选，得到硫杂质2。硫杂质1和硫杂质2合并成为最终硫杂质。

除硫后的矿浆加入Na₂CO₃作为pH值调整剂，用量为500g/t，控制矿浆pH值为8-8.5。搅拌3分钟后加入磷杂质捕收剂(氧化石蜡皂和油酸复配而成，比例为1:1，下同，该捕收剂选择性较强，能够大幅度降低在反浮选除磷过程中金红石的损失)，用量为300g/t。搅拌3分钟后进行粗选，得到磷杂质1。在剩余矿浆中加入Na₂CO₃作为pH值调整剂，用量为200g/t，控制矿浆pH值为8-8.5。搅拌3分钟后加入磷杂质捕收剂，用量为100g/t。搅拌3分钟后进行扫选，得到磷杂质2。磷杂质1和磷杂质2合并成为最终磷杂质，剩余矿浆即为金红石精矿产品。本实施例的选别指标见表1。

表1实施例1选别指标/％

产品名称	产率	TiO<sub>2</sub>品位	TiO<sub>2</sub>回收率	P含量	S含量
						金红石精矿	4.49	92.25	77.57	0.010	0.018

实施例2

实施例2与实施例1基本一致，不同之处在于，本实施例中的绿辉石产品由山东日照榴辉岩矿采用CN201910194459.2公开的一种回收榴辉岩矿中石榴子石和绿辉石的方法，经“磨矿-分级-重选-干式磁选”得到，该绿辉石产品中TiO₂含量为6.82％。再磨细度为-0.18mm含量为91％。重选次数为两次。本实施例的选别指标见表2。

表2实施例2选别指标/％

产品名称	产率	TiO<sub>2</sub>品位	TiO<sub>2</sub>回收率	P含量	S含量
						金红石精矿	5.59	93.01	76.24	0.013	0.009

实施例3

实施例3与实施例1基本一致，不同之处在于，本实施例中的绿辉石产品由青海乌兰榴辉岩矿采用CN201910194459.2公开的一种回收榴辉岩矿中石榴子石和绿辉石的方法，经“磨矿-分级-重选-干式磁选”得到，该绿辉石产品中TiO₂含量为4.67％。再磨细度为-0.18mm含量为95％。

表3实施例3选别指标/％

产品名称	产率	TiO<sub>2</sub>品位	TiO<sub>2</sub>回收率	P含量	S含量
						金红石精矿	3.81	92.01	75.07	0.019	0.007

分析表1、表2和表3可知，本发明提出的一种回收榴辉岩绿辉石产品中金红石的方法能够有效的回收绿辉石产品中的金红石，金红石精矿选别指标优良，与现有的技术方法相比，本发明提出的方法去除了金红石正浮选和电选提纯作业流程，整体工艺流程更简单、大幅度降低了生产成本，减少了环境污染。

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

1.一种回收榴辉岩绿辉石产品中金红石的方法，其特征在于，包括以下步骤：

c：对磨矿产品进行调浆获得矿浆，矿浆浓度为15％～30％；

2.根据权利要求1所述的一种回收榴辉岩绿辉石产品中金红石的方法，其特征在于：步骤a中干式磁选设备为永磁滚筒式干式磁选机，磁场强度为≥0.9T。

3.根据权利要求1所述的一种回收榴辉岩绿辉石产品中金红石的方法，其特征在于：步骤b中一定细度的磨矿产品为-0.18mm粒级的质量占磨矿产品总质量的90％以上。

4.根据权利要求1所述的一种回收榴辉岩绿辉石产品中金红石的方法，其特征在于：步骤d中的重选设备为单层摇床或多层摇床或两者的组合。

5.根据权利要求1所述的一种回收榴辉岩绿辉石产品中金红石的方法，其特征在于：步骤e中反浮选除硫流程为一次粗选和一次扫选。

6.根据权利要求1所述的一种回收榴辉岩绿辉石产品中金红石的方法，其特征在于：步骤f中反浮选除磷的捕收剂为氧化石蜡皂和油酸复合而成，比例为1:1，反浮选流程为一次粗选和一次扫选。