CN112076891A - 一种钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法，包括以下步骤：(1)将钒钛磁铁矿选铁尾矿进行第一段强磁选；(2)对第一段强磁尾矿进行分级得到溢流a，对第一段强磁精矿进行分级得到溢流b与沉砂b，对沉砂b进行磨矿分级，得到溢流c；(3)对溢流c进行第二段强磁选；(4)对第二段强磁精矿进行分级，得到溢流d和沉砂d，对沉砂d进行降硫处理、选钛浮选得到中粗粒级钛精矿；(5)合并溢流a、溢流b和溢流d，并进行浓缩得到浓缩底流矿浆a；(6)对浓缩底流矿浆a进行第三段强磁选、浓缩得到浓缩底流矿浆b；(7)对浓缩底流矿浆b进行降硫处理、选钛浮选得到微细粒级钛精矿。本发明的方法具有除杂效果好、钛回收率高等优点。

Description

一种钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法
技术领域
本发明属于选矿领域，尤其涉及一种钛铁矿的选矿方法。
背景技术
四川攀枝花-西昌地区是中国钒钛磁铁矿的主要成矿区，蕴藏着上百亿吨的钒钛磁铁矿资源。钒钛磁铁矿主要富含铁、钛两种金属资源，矿物形式为磁铁矿、钛铁矿。选矿原则流程通常以“先选铁、后选钛”为主，即通过弱磁选富集铁金属后，选铁尾矿再分选钛。选钛工艺有重选、浮选、重-浮联合法、重-浮-电联合法、强磁-浮选法、强磁-重选-电选法等，随着产能的提升及技术装备的发展，初步形成了以“强磁+浮选”为主流的回收钛铁矿工艺方案。
金属钛及其合金广泛应用于航天、造船及化工耐腐蚀工业，钛白广泛应用于涂料、塑料、造纸、化纤、橡胶等行业。作为钛金属资源重要来源的钒钛磁铁矿具有重要的价值，然而钒钛磁铁矿选钛过程中，由于资源的特殊性，钛铁矿与脉石矿物表面物理化学性质相近、伴生组分关系复杂，在选铁尾矿或选钛尾矿中造成钒铁磁铁矿钛资源回收难度大，因此提高钛资源选矿技术指标将是高效利用我国钒钛磁铁矿资源的关键所在。
通常来说，钒钛磁铁矿选铁尾矿利用“强磁+浮选”选钛时至少存在以下缺陷：
1、对矿物入选粒度要求较高，对于窄粒级技术适应性较好，但对于宽粒级适应性较较差，技术指标波动大；
2、常规脉动强磁选机分选粒度下限较高，难以满足-38μm微细粒级钛铁矿回收效果，该粒级强磁选钛作业回收率一般在55％左右；
3、钒钛磁铁矿嵌布粒度不均，磨矿过程中钛铁矿物产生过粉碎现象，造成-20μm矿物难以回收；在实际生产中，在实际生产上通常采用斜板浓密机来对强磁选精矿进行浓缩分级，产生的溢流样品TiO2品位约达15％，该产率相对于强磁精矿约为20％，而这部分浓缩斜板溢流产出的微细粒级会恶化浮选指标，最终丢弃在尾矿中没实现有效回收，这样造成了大量的钛资源损失；
4、浮选中，粗细混浮，低品位的微细类钛铁矿会影响最终产品的品质，同时微细类矿物硫含量也会影响指标。
因此，针对钛铁矿资源的性质特点，研究开发经济合理的提钛降杂选矿工艺方案以实现钛铁矿的高效回收，对大幅度提高微细粒级钛铁矿的回收率具有积极的意义和示范作用。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是克服以上背景技术中提到的不足和缺陷，提供一种除杂效果好、钛回收率高的钒钛磁铁矿选铁尾矿(或选钛尾矿)提钛降杂的方法。为解决上述技术问题，本发明提出的技术方案为：
一种钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法，包括以下步骤：
(1)将钒钛磁铁矿选铁尾矿进行第一段强磁选得到第一段强磁精矿与第一段强磁尾矿；
(2)对第一段强磁尾矿进行分级得到溢流a与沉砂a(抛弃)，对第一段强磁精矿进行分级得到溢流b与沉砂b，对所述沉砂b进行磨矿分级，得到溢流c和沉砂c(沉砂c返回磨矿工序)；
(3)对所述溢流c进行第二段强磁选，得到第二段弱磁精矿、第二段强磁精矿和第二段强磁尾矿(抛弃)；
(4)对第二段强磁精矿进行分级，得到溢流d和沉砂d，对所述沉砂d进行降硫处理得到降硫尾矿a和粗硫精矿a，对所述降硫尾矿a进行选钛浮选得到中粗粒级钛精矿；
(5)合并溢流a、溢流b和溢流d，并进行浓缩得到浓缩底流矿浆a；
(6)对所述浓缩底流矿浆a进行第三段强磁选，得到第三段弱磁精矿、第三段强磁精矿与第三段强磁尾矿(抛弃)；对第三段强磁精矿进行浓缩，得到浓缩底流矿浆b；
(7)对浓缩底流矿浆b进行降硫处理得到降硫尾矿b和粗硫精矿b，对述降硫尾矿b进行选钛浮选得到微细粒级钛精矿。
(8)对第二、三段弱磁精矿混合返回选铁流程。
上述钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法中，优选的，所述钒钛磁铁矿选铁尾矿的铁品位为10-15％，钛品位为6-16％，粒度-200目占50-70％。
上述钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法中，优选的，所述第一段强磁选采用脉动强磁选机，磁场强度为0.5-1.1特斯拉。
上述钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法中，优选的，所述第二、三段强磁选采用三盘组合式高梯度强磁选机，上盘磁场强度为0.1-0.35特斯拉，中盘磁场强度为0.45-1.6特斯拉，下盘磁场强度为0.85-1.75特斯拉。本发明通过组合磁选不同场强梯度可以获得三种不同产品，此组合磁选机操作简单方便，为不同场强梯度的连续作业，保证了金属量，减少了损失，同时对微细类回收能力较强。
上述钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法中，优选的，所述步骤(4)中，对所述沉砂d进行降硫处理包括以下步骤：通过向沉砂d中依次加入硫酸、丁黄药和2号油，并且分别搅拌3-5min；其中，所述硫酸的给矿量为1000-5000g/t，丁黄药的给矿量为50-200g/t，2号油的给矿量为10-20g/t。
上述钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法中，优选的，所述步骤(4)中，选钛浮选时首先添加硫酸为1000-3000g/t，搅拌后再添加选钛捕收剂1500g/t-3500g/t，搅拌后再添加300-500g/t柴油，进行粗选、精选，获得中粗粒级钛精矿。
上述钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法中，优选的，所述步骤(7)中，对所述浓缩底流矿浆b进行降硫处理包括以下步骤：通过向浓缩底流矿浆b中依次加入硫酸、丁黄药和2号油，并且分别搅拌3-5min；其中，所述硫酸的给矿量为1000-5000g/t，丁黄药的给矿量为50-200g/t，2号油的给矿量为10-20g/t。
上述钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法中，优选的，所述步骤(7)中，选钛浮选时首先添加硫酸为1000-3000g/t，搅拌后再添加选钛捕收剂1500g/t-3000g/t，搅拌后再添加300-500g/t柴油，进行粗选、精选，获得微细粒级钛精矿。
上述钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法中，优选的，所述分级时采用水力旋流器进行分级，所述水力旋流器的给矿压力为0.10-0.20MPa；所述水力旋流器的沉砂嘴直径为10-25mm，溢流嘴的直径为25-45mm，锥角的角度为10-20°。
与现有技术相比，本发明的优点在于：
1、本发明将强磁选与分级灵活组合，达到按粒度归队回收钛铁矿，将场强梯度与粒度梯度充分结合逐步与脉石分离，并通过粒度归队分选达到分速浮钛降杂的目的。
2、本发明的方法中对第一段强磁尾矿和第二段强磁精矿进行选择性分级，采用阶段分级，阶段回收，克服了脉动强磁选机对-0.038mm粒级回收率低的特点；通过分级，将一段强磁尾矿、二段强磁精矿中的细粒级颗粒与溢流a实现窄粒级混浮，提高了浮选效率和指标，也提高了细粒级颗粒的回收率。
3、本发明的方法中对第一段强磁精矿进行分级再磨在有效保证了微细粒钛铁矿的高效回收前提下，又强化了中粗粒级的单体解离。
4、本发明的方法中对第一、二强磁精矿进行分级有利于按粒度归队收钛，中粗粒径矿物与细粒级矿物是分开浮选作业，形成分速分选浮选氛围，能够充分回收目的矿物，保证品质。
5、本发明的方法本着能抛早抛的原则，采用分级设备抛弃+0.038mm粒级脉石矿物及目的矿物极贫连生体，又本着能收尽收的原则，集中回收-0.038粒级流失的微细粒钛铁矿，在减小工艺流程的同时还可以减小资源浪费。
总的来说，本发明提供的一种钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法，通过强磁选、分级与浮选的灵活组合，各组成步骤相互配合，具有除杂效果好、钛回收率高、流程适应性强、产品质量好且品质稳定等特点，实现了钛铁矿资源的高效回收。
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为本发明钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法的工艺流程图。
具体实施方式
为了便于理解本发明，下文将结合说明书附图和较佳的实施例对本发明作更全面、细致地描述，但本发明的保护范围并不限于以下具体的实施例。
除非另有定义，下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解的含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的，并不是旨在限制本发明的保护范围。
除非另有特别说明，本发明中用到的各种原材料、试剂、仪器和设备等均可通过市场购买得到或者可通过现有方法制备得到。
实施例1：
如图1所示，一种钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法，本实施例中的钒钛磁铁矿选铁尾矿属高镁高钙含铁的低品位钒钛磁铁矿选铁尾矿，钛矿物主要是钛铁矿，次为榍石；铁矿物含量较低，多为钛磁铁矿，此外还可见少量的磁铁矿、赤铁矿和褐铁矿等；金属硫化物以磁黄铁矿为主，次为黄铁矿，偶见硫钴矿；非金属矿物中含量较高的是斜长石、钛辉石和绿泥石，次为钛闪石等，钛铁矿晶体粒度大多在一般0.01-0.15mm之间，包括以下步骤：
(1)将钛品位为8.41％的钒钛磁铁矿选铁尾矿(细度-200目占56.9％)进行第一段强磁选，磁场强度为0.8特斯拉，获得产率为63.87％，TiO2含量为4.92％的第一段强磁尾矿和产率为36.13％，TiO2品位为14.58％，TiO2回收率为62.67％的第一段强磁精矿；
(2)对第一段强磁尾矿进行分级得到溢流a(产率为39.61％，TiO2品位为6.93％，TiO2作业回收率为55.79％，细度-0.038mm占93.12％)与沉砂a(产率为60.39％，TiO2品位为3.60％)，对第一段强磁精矿进行分级得到溢流b(产率为39.61％，TiO2品位为18.93％，TiO2作业回收率为55.79％，细度-0.038mm占92.52％)与沉砂b(产率为60.39％，TiO2品位为12.41％，细度-0.074mm占12.57％)，对沉砂b进行磨矿分级，得到溢流c和沉砂c；沉砂a抛弃，沉砂c返回磨矿工序；
(3)对溢流c进行第二段强磁选，得到第二段弱磁精矿(产率为4.81％，铁含量为36.90％)、第二段强磁精矿(产率为64.97％，TiO2品位为17.99％，回收率为85.49％)和第二段强磁尾矿(产率为30.22％，TiO2品位为3.08％，损失率为8.73％，抛弃)；第二段强磁选采用高梯度组合式强磁选机，其上盘磁场强度为0.3特斯拉，中盘磁场强度为1.0特斯拉，下盘磁场强度为1.4特斯拉；
(4)对第二段强磁精矿进行分级，得到溢流d(作业产率为21.28％，TiO2品位为17.09％、TiO2作业回收率为20.21％，细度-0.038mm占92.52％)和沉砂d(作业产率为78.72％，TiO2品位为18.35％，细度+0.038mm占94.56％，回收率为79.79％)，对沉砂d进行降硫处理得到降硫尾矿a和粗硫精矿a，对降硫尾矿a进行选钛浮选得到中粗粒级钛精矿；具体过程如下：向沉砂d中依次加入硫酸、丁黄药和2号油，并且分别搅拌3-5min，其中硫酸的给矿量为4000g/t，丁黄药的给矿量为80g/t，2号油的给矿量为15g/t。进行选钛浮选时，添加硫酸为1500g/t，搅拌后再添加选钛捕收剂3500g/t，最后添加300g/t柴油，进行1次粗选，粗选泡沫进行3次精选，粗选槽内矿浆经1次扫选，精选过程中矿顺序返回，扫选过程泡沫返回上一级作业；粗硫精矿a的作业产率为4.23％，TiO2品位为18.50％，浮选钛精矿(即中粗粒级钛精矿)的作业产率为32.05％，TiO2品位为48.37％，TiO2回收率为84.50％，浮选尾矿TiO2品位为3.24％；
(5)合并溢流a、溢流b和溢流d，并进行浓缩得到浓缩底流矿浆a，浓缩底流矿浆a浓度为25.37％，产率为40.66％，TiO2品位为11.31％；
(6)对浓缩底流矿浆a进行第三段强磁选，得到第三段弱磁精矿(产率为3.85％，铁含量为27.08％)、第三段强磁精矿(产率为48.03％，TiO2品位为17.92％，回收率为76.10％)与第三段强磁尾矿(产率为48.12％，TiO2品位为4.69％，损失率为19.95％，抛弃)；对第三段强磁精矿进行浓缩，得到浓缩底流矿浆b；第三段强磁选采用高梯度组合式强磁选机，其上盘磁场强度为0.3特斯拉，中盘磁场强度为1.2特斯拉，下盘磁场强度为1.5特斯拉；
(7)对浓缩底流矿浆b进行降硫处理得到降硫尾矿b和粗硫精矿b，对降硫尾矿b进行选钛浮选得到微细粒级钛精矿；具体过程如下：向浓缩底流矿浆b中依次加入硫酸、丁黄药和2号油，并且分别搅拌3-5min，其中硫酸的给矿量为3500g/t，丁黄药的给矿量为80g/t，2号油的给矿量为15g/t。进行选钛浮选时，添加硫酸为1500g/t，搅拌后再添加选钛捕收剂3000g/t，最后添加450g/t柴油，进行1次粗选，粗选泡沫进行3次精选，粗选槽内矿浆经1次扫选，精选1与精选2过程中矿顺序返回粗扫作业，精选3过程中矿顺序返回，粗扫作业扫选过程泡沫返回上一级作业；脱硫精矿b的作业产率为3.06％，TiO2品位为16.40％，浮选钛精矿(即微细粒级钛精矿)的作业产率为29.79％，TiO2品位为48.21％，TiO2回收率为80.15％，浮选尾矿TiO2品位为4.55％；
(8)合并第二段弱磁精矿和第三段弱磁精矿，进入铁精选作业工序。
本实施例中，最终所得总钛精矿产率为9.40％，TiO2品位为48.27％，TiO2回收率为53.95％。

Claims (10)

1.一种钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法，其特征在于，包括以下步骤：
(1)将钒钛磁铁矿选铁尾矿进行第一段强磁选得到第一段强磁精矿与第一段强磁尾矿；
(2)对第一段强磁尾矿进行分级得到溢流a与沉砂a，对第一段强磁精矿进行分级得到溢流b与沉砂b，对所述沉砂b进行磨矿分级，得到溢流c和沉砂c；
(3)对所述溢流c进行第二段强磁选，得到第二段弱磁精矿、第二段强磁精矿和第二段强磁尾矿；
(4)对第二段强磁精矿进行分级，得到溢流d和沉砂d，对所述沉砂d进行降硫处理得到降硫尾矿a和粗硫精矿a，对所述降硫尾矿a进行选钛浮选得到中粗粒级钛精矿；
(5)合并溢流a、溢流b和溢流d，并进行浓缩得到浓缩底流矿浆a；
(6)对所述浓缩底流矿浆a进行第三段强磁选，得到第三段弱磁精矿、第三段强磁精矿与第三段强磁尾矿；对第三段强磁精矿进行浓缩，得到浓缩底流矿浆b；
(7)对浓缩底流矿浆b进行降硫处理得到降硫尾矿b和粗硫精矿b，对述降硫尾矿b进行选钛浮选得到微细粒级钛精矿。
2.根据权利要求1所述的钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法，其特征在于，所述钒钛磁铁矿选铁尾矿的铁品位为10-15％，钛品位为6-16％，粒度-200目占50-70％。
3.根据权利要求1或2所述的钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法，其特征在于，所述第一段强磁选采用脉动强磁选机，磁场强度为0.5-1.1特斯拉。
4.根据权利要求1或2所述的钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法，其特征在于，所述第二段强磁选、第三段强磁选采用三盘组合式高梯度强磁选机，上盘磁场强度为0.1-0.35特斯拉，中盘磁场强度为0.45-1.6特斯拉，下盘磁场强度为0.85-1.75特斯拉。
5.根据权利要求1或2所述的钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法，其特征在于，所述步骤(4)中，对所述沉砂d进行降硫处理包括以下步骤：通过向沉砂d中依次加入硫酸、丁黄药和2号油，并且分别搅拌3-5min；其中，所述硫酸的给矿量为1000-5000g/t，丁黄药的给矿量为50-200g/t，2号油的给矿量为10-20g/t。
6.根据权利要求1或2所述的钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法，其特征在于，所述步骤(4)中，选钛浮选时首先添加硫酸为1000-3000g/t，搅拌后再添加选钛捕收剂1500g/t-3500g/t，搅拌后再添加300-500g/t柴油，进行粗选、精选，获得中粗粒级钛精矿。
7.根据权利要求1或2所述的钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法，其特征在于，所述步骤(7)中，对所述浓缩底流矿浆b进行降硫处理包括以下步骤：通过向浓缩底流矿浆b中依次加入硫酸、丁黄药和2号油，并且分别搅拌3-5min；其中，所述硫酸的给矿量为1000-5000g/t，丁黄药的给矿量为50-200g/t，2号油的给矿量为10-20g/t。
8.根据权利要求1或2所述的钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法，其特征在于，所述步骤(7)中，选钛浮选时首先添加硫酸为1000-3000g/t，搅拌后再添加选钛捕收剂1500g/t-3000g/t，搅拌后再添加300-500g/t柴油，进行粗选、精选，获得微细粒级钛精矿。
9.根据权利要求1或2所述的钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法，其特征在于，所述分级时采用水力旋流器进行分级，所述水力旋流器的给矿压力为0.10-0.20MPa；所述水力旋流器的沉砂嘴直径为10-25mm，溢流嘴的直径为25-45mm，锥角的角度为10-20°。
10.根据权利要求1或2所述的钒钛磁铁矿选铁尾矿提钛降杂的方法，其特征在于，合并第二段弱磁精矿和第三段弱磁精矿，进入铁精选作业工序。
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