CN113289764A - 一种回收微细粒级钛铁矿选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种回收微细粒级钛铁矿选矿方法，属于矿物加工技术领域，包括以下步骤：S1.对原矿进行“一粗一扫一精”磁选预富集作业，最终得到入浮物料及磁选尾矿；S2.入浮物料采用“一粗一扫五精一精扫”的剪切‑絮凝浮选工艺流程；S3对精Ⅱ‑精Ⅴ产生的浮选中矿采用集中处理的方式，采用“一粗两扫”的剪切‑絮凝浮选工艺流程；通过以上磁选预富集作业及浮选工艺流程，最终可获得TiO2品位为48％以上，浮选作业回收率为82％以上的钛精矿；本发明的选矿方法可以有效解决微细粒级钛铁矿难以回收的问题，并且工艺结构简单且有效。

Description

一种回收微细粒级钛铁矿选矿方法
技术领域
本发明涉及矿物加工技术领域，尤其涉及一种回收微细粒级钛铁矿选矿方法。
背景技术
我国钛资源储量丰富，分布广泛且种类繁多。伴随着我国经济的飞速发展，我国各行各业对钛及钛产品的需求也越来越大。然而，随着深层矿床开采出的钛矿石越来越贫，且矿石组成也愈发复杂，为提高选别效率通过细磨有用矿物与脉石有效分离，而通过细磨产生的微细粒级钛铁矿无法得到有效回收，基本都流失于尾矿中，造成了资源的大量浪费。据统计我国攀枝花地区的钛资源-0.019mm的微细粒级钛铁矿占比约为35％，-0.010mm的微细粒级钛铁矿占比约为15％，目前大多数选钛厂采用直接分级脱泥的方式将-0.019mm的微细粒级矿物直接抛尾，从而造成资源大量浪费。
目前，针对微细粒钛铁矿的浮选分离研究工作主要围绕着浮选工艺及浮选药剂两个方面进行。近年来，科研工作者们针对微细粒钛铁矿浮选回收难的问题，采取的主要手段是在矿浆充分分散的前提下，使微细粒矿物选择性疏水化，形成聚团，通过增大颗粒的表观粒径，实现微细粒矿物的常规浮选分离，相关的工艺统称为“疏水絮凝分选法”，包括：载体浮选、油团聚浮选、剪切絮凝浮选、浮油萃取等，该法在一定的适用范围内均有一定的分选效果；但是，对于粒径-0.019mm的微细粒级矿，由于粒径太细，得到的钛精矿的品位和回收率都有待提高。
另外，目前也有很多关于微细粒级钛矿选矿的专利报道，比如中国专利CN110369129 A公开了一种针对-38μm，即-0.038mm的微细粒级钛矿进行选矿回收的方法，又比如CN104668099A公开了一种针对-28μm，即-0.028mm的微细粒级钛矿进行选矿回收的方法，再比如CN110882826A公开了一种针对-35μm，即-0.035mm的微细粒级钛矿进行选矿回收的方法；
上述这些方法，虽然针对-0.028mm及以上的微细粒级钛矿的选矿回收取得了一定效果，但是，采用上述发明专利的选矿方法针对本发明拟处理的微细粒级钛矿(-0.019mm)，最终都无法得到合格的钛精矿产品，这对于资源的利用以及经济效益的提升亟需进一步改善。
发明内容
本发明的目的就在于提供一种回收微细粒级钛铁矿选矿方法，以解决上述问题。
为了实现上述目的，本发明采用的技术方案是这样的：一种回收微细粒级钛铁矿选矿方法，所述方法包括以下步骤：
1)对原矿进行磁选预富集作业，得到入浮物料及磁选尾矿；
2)将步骤1)所得的入浮物料进行剪切-絮凝浮选工艺，所述剪切-絮凝浮选工艺至少包括一次粗选作业、一次扫选作业、五次精选作业及一次精扫选作业，所述五次精选作业包括精选Ⅰ、精选Ⅱ、精选Ⅲ、精选-Ⅳ和精选Ⅴ；
3)对步骤2)的精选Ⅱ-精选Ⅴ产生的浮选中矿进行集中处理，所述集中处理采用“一次粗选两次扫选”的剪切-絮凝浮选工艺，所述两次扫选包括扫选Ⅰ和扫选Ⅱ。
作为优选的技术方案，步骤1)中，所述原矿-0.019mm占比≥80％。
作为优选的技术方案，步骤1)中，所述磁选预富集作业采用“一次粗选一次扫选一次精选”的方法。
作为进一步优选的技术方案，所述粗选作业控制磁感应强度为0.7-1.0T，扫选作业控制磁感应强度为0.7-1.0T，精选作业控制磁感应强度为0.4-0.7T。
作为优选的技术方案，步骤2)中，所述剪切-絮凝浮选工艺中，在添加捕收剂后，使矿浆和药剂在浮选机的充分作用下搅拌10-15min。
作为优选的技术方案，步骤2)中，所述粗选作业时：矿浆pH调整为4.0-4.5，并添加硅酸盐脉石的抑制剂、微细粒级钛铁矿捕收剂及辅助捕收剂。
作为优选的技术方案，步骤2)中，所述扫选作业时，矿浆pH调整为4.0-4.5，并添加硅酸盐脉石的抑制剂、微细粒级钛铁矿捕收剂及辅助捕收剂柴油。
作为优选的技术方案，步骤2)中，所述精选Ⅰ、精选Ⅱ、精选Ⅲ作业的矿浆pH调整为3.0-4.0，精选Ⅳ及精选Ⅴ作业的矿浆pH调整为2.6-3.0，并添加硅酸盐脉石的抑制剂、微细粒级钛铁矿捕收剂及辅助捕收剂柴油，所述精选Ⅰ产生的浮选精矿继续进行精选作业，产生的浮选中矿进行精扫选作业，产生的精扫选精矿顺序返回上一作业，产生的精扫选尾矿作为尾矿抛尾。
作为优选的技术方案，步骤3)中，所述粗选作业的矿浆pH调整为4.0-4.5，并添加硅酸盐脉石的抑制剂和微细粒级钛铁矿捕收剂，粗选精矿返回步骤2)的所述精选Ⅰ作业，粗选尾矿进行两次扫选作业。
作为优选的技术方案，步骤3)中，所述扫选Ⅰ的矿浆pH调整为4.0-4.5，并添加硅酸盐脉石的抑制剂及微细粒级钛铁矿捕收剂，充分搅拌实现剪切-絮凝浮选后，扫选Ⅰ精矿顺序返回上一作业，扫选Ⅰ尾矿进行扫选Ⅱ作业，所述选扫选Ⅱ作业矿浆pH调整为4.0-4.5，然后可根据实验现象选择空白扫选或添加硅酸盐脉石的抑制剂、微细粒级钛铁矿捕收剂
与现有技术相比，本发明的优点在于：
1.本发明的回收微细粒级钛铁矿的选矿方法，工艺流程结构简单，能够有效实现微细粒级钛铁矿和脉石矿物的分离。
2.本发明的回收微细粒级钛铁矿的选矿方法，使用剪切-絮凝浮选工艺使微细粒级矿物疏水聚团，从而实现常规浮选工艺，无需更换现有选矿设备，降低成本。
3.本发明的回收微细粒级钛铁矿的选矿方法，采用中矿集中处理的方式，一方面降低了精选作业设备的处理量，节能降耗；另一方面可以更好的实现微细粒级钛铁矿的回收，有效提高微细粒级钛铁矿的回收率。
附图说明
图1为本发明实施例1的选矿流程图。
具体实施方式
下面将结合附图对本发明作进一步说明。
下述实施例和对比例中，除非特别说明，硅酸盐脉石矿物抑制剂EM-A均是指“水玻璃90wt％+羧甲基纤维素10wt％”；微细粒级钛铁矿捕收剂EM-326是指MOH，上述药剂均为市购，药剂生产厂家为湖北荆江选矿药剂厂。
实施例1
本实施例提供一种回收微细粒级钛铁矿的选矿方法，实验原矿来自攀西地区某选钛厂二段强磁选的斜板溢流，经化学多项分析可知，原矿的TiO2品位为16.85％，粒度分析检测钛铁矿-0.019mm占比达到83.62％，-0.010mm占比达到39.59％，属于难以回收利用的微细粒级钛铁矿；
其选矿具体包括以下步骤，参见图1：
S1.对实验原矿进行“一粗一扫一精”磁选预富集作业，抛出34.98％的磁选尾矿，最终得到TiO2品位为22.86％，TiO2回收率为79.63％的强磁精矿；
其中磁选预富集作业中，强磁粗选作业控制磁感应强度为0.8T，强磁扫选作业控制磁感应强度为0.8T，强磁精选作业控制磁感应强度为0.6T。
S2.强磁精矿作为入浮物料，采用“一粗一扫五精一精扫”的剪切-絮凝浮选工艺流程；
浮选作业用到的药剂包含：pH调整剂硫酸、硅酸盐脉石矿物抑制剂EM-A、微细粒级钛铁矿捕收剂EM-326及辅助捕收剂柴油；
剪切-絮凝浮选工艺控制选钛粗选作业pH为4.2，pH调整剂硫酸用量为3000g/t，硅酸盐脉石矿物抑制剂EM-A用量为400g/t，微细粒级钛铁矿捕收剂EM-326用量为2000g/t、辅助捕收剂柴油用量为150g/t；
剪切-絮凝浮选工艺控制选钛扫选作业pH为4.0，pH调整剂硫酸用量为500g/t，硅酸盐脉石矿物抑制剂EM-A用量为100g/t，微细粒级钛铁矿捕收剂EM-326用量为250g/t、辅助捕收剂柴油用量为50g/t；
剪切-絮凝浮选工艺控制选钛精Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ作业pH为3.2，选钛精Ⅳ、Ⅴ作业pH为2.8，硅酸盐脉石矿物抑制剂EM-A用量为50g/t，微细粒级钛铁矿捕收剂EM-326用量为100g/t；
S3.采用中矿集中处理的方式处理精Ⅱ-精Ⅴ作业产出浮选中矿，控制中矿再选粗选作业浮选矿浆pH为4.0，pH调整剂硫酸用量为400g/t，硅酸盐脉石矿物抑制剂EM-A用量为100g/t，微细粒级钛铁矿捕收剂EM-326用量为200g/t，中矿再选粗选作业产生的浮选精矿返回精Ⅰ作业；
中矿再选粗选作业粗选作业产生的浮选尾矿进行两次扫选作业，控制扫选Ⅰ作业浮选矿浆pH为4.0，pH调整剂硫酸用量为200g/t，硅酸盐脉石矿物抑制剂EM-A用量为50g/t，微细粒级钛铁矿捕收剂EM-326用量为100g/t；扫选Ⅱ作业为空白浮选不添加药剂，且扫选作业产生的扫选精矿顺序返回上一作业。
实施例2
本实施例提供一种回收微细粒级钛铁矿的选矿方法，实验原矿来自攀西地区某选钛厂二段强磁选的斜板溢流，经化学多项分析可知，原矿的TiO2品位为17.13％，粒度分析检测钛铁矿-0.019mm占比达到80.31％，-0.010mm占比达到43.77％，属于难以回收利用的微细粒级钛铁矿。具体包括以下步骤：
S1.对实验原矿进行“一粗一扫一精”磁选预富集作业，抛出31.47％的磁选尾矿，最终得到TiO2品位为23.66％，TiO2回收率为80.11％的强磁精矿；
其中磁选预富集作业中，强磁粗选作业控制磁感应强度为0.9T，强磁扫选作业控制磁感应强度为1.0T，强磁精选作业控制磁感应强度为0.6T。
S2.强磁精矿作为入浮物料，采用“一粗一扫五精一精扫”的剪切-絮凝浮选工艺流程；
浮选作业用到的药剂包含：pH调整剂硫酸、硅酸盐脉石矿物抑制剂EM-A、微细粒级钛铁矿捕收剂EM-326及辅助捕收剂柴油；
剪切-絮凝浮选工艺控制选钛粗选作业pH为4.5，pH调整剂硫酸用量为3300g/t，硅酸盐脉石矿物抑制剂EM-A用量为380g/t，微细粒级钛铁矿捕收剂EM-326用量为2100g/t、辅助捕收剂柴油用量为150g/t；
剪切-絮凝浮选工艺控制选钛扫选作业pH为4.2，pH调整剂硫酸用量为550g/t，硅酸盐脉石矿物抑制剂EM-A用量为100g/t，微细粒级钛铁矿捕收剂EM-326用量为250g/t、辅助捕收剂柴油用量为50g/t；
剪切-絮凝浮选工艺控制选钛精Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ作业pH为3.4，选钛精Ⅳ、Ⅴ作业pH为2.9，硅酸盐脉石矿物抑制剂EM-A用量为50g/t，微细粒级钛铁矿捕收剂EM-326用量为100g/t；
S3.采用中矿集中处理的方式处理精Ⅱ-精Ⅴ作业产出浮选尾矿，控制中矿再选粗选作业浮选矿浆pH为4.1，pH调整剂硫酸用量为400g/t，硅酸盐脉石矿物抑制剂EM-A用量为100g/t，微细粒级钛铁矿捕收剂EM-326用量为200g/t，中矿再选粗选作业产生的浮选精矿返回精Ⅰ作业；
中矿再选粗选作业产生的浮选尾矿进行两次扫选作业，控制扫选Ⅰ作业浮选矿浆pH为4.2，pH调整剂硫酸用量为200g/t，硅酸盐脉石矿物抑制剂EM-A用量为50g/t，微细粒级钛铁矿捕收剂EM-326用量为100g/t；控制扫选Ⅱ作业浮选矿浆pH为4.2，pH调整剂硫酸用量为150g/t，硅酸盐脉石矿物抑制剂EM-A用量为60g/t，微细粒级钛铁矿捕收剂EM-326用量为100g/t；扫选Ⅱ作业为空白浮选不添加药剂，且扫选作业产生的扫选精矿顺序返回上一作业。
实施例3
本发明提供一种回收微细粒级钛铁矿的选矿方法，实验原矿来自攀西地区某选钛厂二段强磁选的斜板溢流，经化学多项分析可知，原矿的TiO2品位为15.35％，粒度分析检测钛铁矿-0.019mm占比达到79.97％，-0.010mm占比达到22.48％，属于难以回收利用的微细粒级钛铁矿。具体包括以下步骤：
S1.对实验原矿进行“一粗一扫一精”磁选预富集作业，抛出37.96％的磁选尾矿，最终得到TiO2品位为21.9111％，TiO2回收率为80.64％的强磁精矿；
其中磁选预富集作业中，强磁粗选作业控制磁感应强度为1.0T，强磁扫选作业控制磁感应强度为1.0T，强磁精选作业控制磁感应强度为0.7T。
S2.强磁精矿作为入浮物料，采用“一粗一扫五精一精扫”的剪切-絮凝浮选工艺流程；
浮选作业用到的药剂包含：pH调整剂硫酸、硅酸盐脉石矿物抑制剂EM-A、微细粒级钛铁矿捕收剂EM-326及辅助捕收剂柴油；
剪切-絮凝浮选工艺控制选钛粗选作业pH为4.5，pH调整剂硫酸用量为3500g/t，硅酸盐脉石矿物抑制剂EM-A用量为400g/t，微细粒级钛铁矿捕收剂EM-326用量为2100g/t、辅助捕收剂柴油用量为180g/t；
剪切-絮凝浮选工艺控制选钛扫选作业pH为4.4，pH调整剂硫酸用量为450g/t，硅酸盐脉石矿物抑制剂EM-A用量为100g/t，微细粒级钛铁矿捕收剂EM-326用量为300g/t、辅助捕收剂柴油用量为50g/t；
剪切-絮凝浮选工艺控制选钛精Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ作业pH为3.2，选钛精Ⅳ、Ⅴ作业pH为2.6，硅酸盐脉石矿物抑制剂EM-A用量为50g/t，微细粒级钛铁矿捕收剂EM-326用量为100g/t；
S3.采用中矿集中处理的方式处理精Ⅱ-精Ⅴ作业产出浮选尾矿，控制中矿再选粗选作业浮选矿浆pH为4.4，pH调整剂硫酸用量为350g/t，硅酸盐脉石矿物抑制剂EM-A用量为100g/t，微细粒级钛铁矿捕收剂EM-326用量为200g/t，中矿再选粗选作业产生的浮选精矿返回精Ⅰ作业；
中矿再选粗选作业产生的浮选尾矿进行两次扫选作业，控制扫选Ⅰ作业浮选矿浆pH为4.4，pH调整剂硫酸用量为150g/t，硅酸盐脉石矿物抑制剂EM-A用量为50g/t，微细粒级钛铁矿捕收剂EM-326用量为100g/t；扫选Ⅱ作业为空白浮选不添加药剂，且扫选作业产生的扫选精矿顺序返回上一作业。
对照例1
采用实施例1与对照例1产出的产品各项指标进行对比，对照例1与实施例1的区别在于：对照例1仅不采用预富集作业，即省略其S1步骤，其他条件如矿浆pH、药剂的选择、药剂用量和工艺流程等与本发明实施例1均相同。
对照例2
采用实施例2与对照例2产出的产品各项指标进行对比，对照例2与实施例2的区别在于：对照例2采用直接浮选工艺，与实施例2的剪切-絮凝浮选工艺形成对比，且其他条件如S1预富集作业条件、矿浆pH、药剂的选择、药剂用量和工艺流程等与本发明实施例2均相同。
对照例3
采用实施例2与对照例3产出的产品各项指标进行对比，对照例3与实施例2的区别在于：对照例3采用剪切-絮凝浮选工艺，但药剂在矿物表面发生作用的时间缩短至5分钟，其他条件如预富集作业条件、矿浆pH、药剂的选择、药剂用量和工艺流程等与本发明实施例2均相同。
对照例4
采用实施例2与对照例4产出的产品各项指标进行对比，对照例4与实施例2的区别在于：对照例4采用剪切-絮凝浮选工艺，但药剂在矿物表面发生作用的时间延长至30分钟，其他条件如预富集作业条件、矿浆pH、药剂的选择、药剂用量和工艺流程等与本发明实施例2均相同。
对照例5
采用实施例3与对照例5产出的产品各项指标进行对比，对照例5与实施例3的区别在于：对照例5采用浮选中矿顺序返回上一作业，与实施例3采用浮选中矿集中处理形成对比，其他条件如预富集作业条件、矿浆pH、药剂的选择、药剂用量和工艺流程等与本发明实施例3均相同。
对照例6
采用实施例3与对照例6产出的产品各项指标进行对比，对照例6与实施例3的区别在于：对照例6的中矿集中处理采用直接浮选工艺，与实施例3的中矿集中处理采用剪切-絮凝浮选工艺形成对比，其他条件如预富集作业条件、矿浆pH、药剂的选择、药剂用量和工艺流程等与本发明实施例3均相同。
上述实施例1-3和对比例1-6处理后的结果如表1所示：
表1实施例1-3和对比例1-6处理后的结果
Figure BDA0003070264200000111
Figure BDA0003070264200000121
Figure BDA0003070264200000131
1)将对照例1与实施例1对比可知：
对照例1最终获得TiO2品位为32.32％，TiO2回收率为48.91％的钛精矿；实施例1最终获得TiO2品位为48.85％，TiO2回收率为82.29％的钛精矿。通过对比可知，在浮选作业条件完全相同的条件下，对照例1只取消了预富集作业，但钛精矿的TiO2品位下降了16个百分点，TiO2回收率下降了33个百分点。因此，在浮选作业前添加“一粗一扫一精”强磁预富集作业可以有效提高钛精矿的回收利用。
2)将对照例2-5与实施例2对比可知：
对照例2最终获得TiO2品位为37.91％，TiO2回收率为53.67％的钛精矿；实施例2最终获得TiO2品位为50.11％，TiO2回收率为83.21％的钛精矿。通过对比可知，在预富集作业条件、矿浆pH、药剂的选择、药剂用量都相同的条件下，对照例2采用了直接浮选工艺，最终产品钛精矿的品位及回收率相对于实施例2发生了明显的降低，因此采用剪切絮凝浮选工艺可以有效实现的微细粒级钛铁矿回收利用。
对照例3最终获得TiO2品位为44.27％，TiO2回收率为75.23％的钛精矿；实施例2最终获得TiO2品位为50.11％，TiO2回收率为83.21％的钛精矿。
对照例4最终获得TiO2品位为47.92％，TiO2回收率为79.27％的钛精矿；实施例2最终获得TiO2品位为50.11％，TiO2回收率为83.21％的钛精矿。
通过对比可知，在预富集作业条件、矿浆pH、药剂的选择、药剂用量及工艺流程都相同的条件下，对照例3及对照例4分别对药剂和矿物的作用时间进行缩短和延长，但都对最终产品钛精矿的品位及回收率产生了不利的影响，因此在浮选作业中控制药剂和矿物的作用时间为9-11分钟可以有效提高微细粒级钛铁矿的产率及回收率。
3)将对照例5-6与实施例3对比可知：
对照例5最终获得TiO2品位为43.16％，TiO2回收率为71.85％的钛精矿；实施例3最终获得TiO2品位为49.27％，TiO2回收率为83.53％的钛精矿。通过对比可知，在预富集作业条件、矿浆pH、药剂的选择、药剂用量都相同的条件下，实施例5采用了中矿顺序返回上一作业的方式，最终产品钛精矿的品位及回收率相对于实施例3发生了降低，因此采用中矿集中处理的方式可以提高的微细粒级钛铁矿回收利用率。
对照例6最终获得TiO2品位为44.71％，TiO2回收率为72.33％的钛精矿；实施例3最终获得TiO2品位为49.27％，TiO2回收率为83.53％的钛精矿。通过对比可知，在预富集作业条件、矿浆pH、药剂的选择、药剂用量都相同的条件下，实施例6虽然采用了中矿顺序集中处理的作业方式，但浮选工艺改为了常规直接浮选工艺，最终产品钛精矿的品位及回收率相对于实施例3发生了降低，因此为了实现微细粒级钛铁矿的有效回收中矿集中处理也需要采用剪切-絮凝浮选工艺。
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、等同替换和改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (10)

1.一种回收微细粒级钛铁矿选矿方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：
1)对原矿进行磁选预富集作业，得到入浮物料及磁选尾矿；
2)将步骤1)所得的入浮物料进行剪切-絮凝浮选工艺，所述剪切-絮凝浮选工艺至少包括一次粗选作业、一次扫选作业、五次精选作业及一次精扫选作业，所述五次精选作业包括精选Ⅰ、精选Ⅱ、精选Ⅲ、精选Ⅳ和精选Ⅴ；
3)对步骤2)的精选Ⅱ-精选Ⅴ产生的浮选中矿进行集中处理，所述集中处理采用“一次粗选两次扫选”的剪切-絮凝浮选工艺，所述两次扫选包括扫选Ⅰ和扫选Ⅱ。
2.根据权利要求1所述的回收微细粒级钛铁矿的选矿方法，其特征在于，步骤1)中，所述原矿-0.019mm占比≥80％。
3.根据权利要求1所述的回收微细粒级钛铁矿的选矿方法，其特征在于，步骤1)中，所述磁选预富集作业采用“一次粗选一次扫选一次精选”的方法。
4.根据权利要求3所述的回收微细粒级钛铁矿的选矿方法，其特征在于，所述粗选作业控制磁感应强度为0.7-1.0T，扫选作业控制磁感应强度为0.7-1.0T，精选作业控制磁感应强度为0.4-0.7T。
5.根据权利要求1所述的回收微细粒级钛铁矿的选矿方法，其特征在于，步骤2)中，所述剪切-絮凝浮选工艺中，在添加捕收剂后，使矿浆和药剂在浮选机的充分作用下搅拌10-15min。
6.根据权利要求1所述的回收微细粒级钛铁矿的选矿方法，其特征在于，步骤2)中，所述粗选作业时：矿浆pH调整为4.0-4.5，并添加硅酸盐脉石的抑制剂、微细粒级钛铁矿捕收剂及辅助捕收剂。
7.根据权利要求1所述的回收微细粒级钛铁矿的选矿方法，其特征在于，步骤2)中，所述扫选作业时，矿浆pH调整为4.0-4.5，并添加硅酸盐脉石的抑制剂、微细粒级钛铁矿捕收剂及辅助捕收剂柴油。
8.根据权利要求1所述的回收微细粒级钛铁矿的选矿方法，其特征在于，步骤2)中，所述精选Ⅰ、精选Ⅱ、精选Ⅲ作业的矿浆pH调整为3.0-4.0，精选Ⅳ及精选Ⅴ作业的矿浆pH调整为2.6-3.0，并添加硅酸盐脉石的抑制剂、微细粒级钛铁矿捕收剂及辅助捕收剂柴油，所述精选Ⅰ产生的浮选精矿继续进行精选作业，产生的浮选中矿进行精扫选作业，产生的精扫选精矿顺序返回上一作业，产生的精扫选尾矿作为尾矿抛尾。
9.根据权利要求1所述的回收微细粒级钛铁矿的选矿方法，其特征在于，步骤3)中，所述粗选作业的矿浆pH调整为4.0-4.5，并添加硅酸盐脉石的抑制剂和微细粒级钛铁矿捕收剂，粗选精矿返回步骤2)的所述精选Ⅰ作业，粗选尾矿进行两次扫选作业。
10.根据权利要求1所述的回收微细粒级钛铁矿的选矿方法，其特征在于，步骤3)中，所述扫选Ⅰ的矿浆pH调整为4.0-4.5，并添加硅酸盐脉石的抑制剂及微细粒级钛铁矿捕收剂，充分搅拌实现剪切-絮凝浮选后，扫选Ⅰ精矿顺序返回上一作业，扫选Ⅰ尾矿进行扫选Ⅱ作业，所述选扫选Ⅱ作业矿浆pH调整为4.0-4.5，然后可根据实验现象选择空白扫选或添加硅酸盐脉石的抑制剂、微细粒级钛铁矿捕收剂。
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