CN113713963A - 一种从钛铁矿回收流程的粗硫化矿中回收钛精矿的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及选矿领域，具体涉及一种从钛铁矿回收流程的粗硫化矿中回收钛精矿的方法，包括：（1）钛铁矿回收流程中形成粗硫化矿；（2）对所述粗硫化矿浮选，除去硫化矿，除去硫化矿的尾矿给入浓缩分级设备、与球磨机组成磨矿分级流程，达到钛铁矿单体解离；（3）磨矿分级后的矿物经过筒式磁选机除去含磁性铁矿物，给入强磁机富集，得强磁精矿；（4）所述强磁精矿经浓缩脱泥处理，进入钛铁矿浮选流程，得到钛精矿。本发明处理过程简单，易于操作，在粗硫化矿除去硫化矿后的尾矿，给入浮钛作业前设置磨矿分级、除去含磁性铁矿物、强磁选级富集和浓缩脱泥作业，通过钛铁矿浮选，可获得钛精矿，使钛铁矿得到较为充分的回收，减少了资源的浪费。
Description
技术领域
本发明涉及选矿领域，具体涉及一种从钛铁矿回收流程的粗硫化矿中回收钛精矿的方法。
背景技术
回收钛铁矿，浮钛作业前含硫比较高，如≥0.20%，需除去硫化矿，除去硫化矿所得的粗硫化矿，经浮选回收硫化矿，其尾矿直接返回到钛铁矿回收的浮选作业，会恶化浮选作业指标，因此目前的工艺在钛铁矿浮选前富集的粗硫化矿排入尾矿，未从粗硫化矿中回收钛铁矿。这部分钛铁矿资源未得到回收利用，造成资源的浪费。
发明内容
本发明的目的在于提供一种从钛铁矿回收流程的粗硫化矿中回收钛精矿的方法。
为了实现上述目的，本发明提供了一种钛铁矿回收流程的粗硫化矿中回收钛铁矿的方法。本发明的主要技术思路为：钛铁矿回收流程的粗硫化矿除去硫化矿（一般采用浮选）的尾矿，经磨矿分级，钛铁矿单体解离度≥95%，进行筒式磁选机除去含磁性铁矿物，除去含磁性铁矿物的尾矿给入强磁机富集，得到强磁精矿，强磁精矿经浓缩脱泥处理后进入钛铁矿浮选作业，得到钛精矿。
一种从钛铁矿回收流程的粗硫化矿中回收钛精矿的方法，包括以下步骤：
（1）钛铁矿回收流程中形成粗硫化矿；
（2）对所述粗硫化矿浮选，除去硫化矿；
（3）除去硫化矿的尾矿进入强磁机富集，得强磁精矿；
（4）步骤（3）得到强磁精矿经浓缩脱泥处理，再进入钛铁矿浮选流程，得到钛精矿。
在粗硫化矿除去硫化矿后的尾矿，给入浮钛作业前设置磨矿分级、除去含磁性铁矿物、强磁选级富集和浓缩脱泥作业，通过钛铁矿浮选，可获得钛精矿，使钛铁矿得到较为充分的回收，减少资源的浪费。
作为一种改进，步骤（2）中，若去除硫化矿的尾矿中钛铁矿的单体解离度≥95%，则直接进入步骤（3）；若去除硫化矿的尾矿中钛铁矿的单体解离度＜95%，则将去除硫化矿的尾矿给入由浓缩分级设备和球磨机组成的磨矿分级系统，使尾矿中钛铁矿的单体解离度≥90%，之后进入步骤（3）。
作为一种改进，若步骤（2）得到的矿物的磁性铁含量＞1.00%，则先经过筒式磁选机除去含磁性铁矿物，再进入步骤（3）；
若步骤（2）得到的矿物的磁性铁含量≤1.00%，则直接进入步骤 （3）。
作为一种改进，步骤（2）中，粗硫化矿浮选除去硫化矿时，黄药作为捕收剂，硫酸作为PH值调整剂，2#油或松醇油作为起泡剂。脱硫（除去黄铁矿）首选黄原酸脂类药剂，其中黄药类药剂属于硫化矿的捕收剂，捕收性强、脱硫浮选作业操作简单；黄铁矿浮选电位范围和回收率与pH值有关，pH=3.50-4.20时，黄铁矿具有较宽的浮选区间可浮性，硫酸作为pH值调整剂使用方便、药剂成本低；2#油或松醇油为起泡剂，可使泡沫尺寸大小均匀、增强泡沫的机械强度。
作为一种改进，步骤（2）中，除去硫化矿的尾矿中含硫≤0.20%。
作为一种改进，步骤（4）中，进入钛铁矿浮选流程前，TiO2的含量需≥13.00%，若TiO2的含量＜13.00%，采用强磁选机富集，将TiO2的含量提高到13.00%以上；若TiO2的含量≥13.00%时，可以不采用强磁选机富集。若进入浮选原矿TiO2的含量＜13%（即脉石矿物含量增大），会造成浮选的操作难度加大、钛精矿指标难以合格、浮选药剂成本增加。
作为一种改进，步骤（4）中，浓缩脱泥后，强磁精矿的重量浓度控制在45%-60%。若浓度过低（低于45%），矿浆体积量大、浮选药剂消耗高，浮选时间缩短、浮选扫选尾矿品位偏高，浮选系统回收率低；若浓度偏高（高于60%），不利于钛铁矿与脉石矿物的分离，不利于脱硫、不利于提高铁精矿品位，还可能造成浮选压槽，影响生产。
作为一种改进，步骤（4）中，浓缩脱泥的底流-1000目含量≤5%。浮选最佳回收粒度范围是100目至800目，扩展粒度是80目至1000目，浮选原矿中-1000目含量太多会造成罩盖效应，增大药剂的消耗、降低回收率。
作为一种改进，步骤（4）中，钛铁矿浮选采用一次粗选四次精选二次扫选，若钛铁矿浮选前TiO2含量≥20.00%，钛铁矿浮选采用三次精选或二次精选作业，若钛铁矿浮选前TiO2含量≤3.00%，钛铁矿浮选可以采用一次扫选或不采用扫选作业。
本发明的效果在于：本发明处理过程简单，易于操作，在粗硫化矿除去硫化矿后的尾矿，给入浮钛作业前设置磨矿分级、除去含磁性铁矿物、强磁选级富集和浓缩脱泥作业，通过钛铁矿浮选，可获得钛精矿，使钛铁矿得到较为充分的回收，减少了资源的浪费。
附图说明
通过下面结合实例总结得出的附图描述，本发明的上述和其他目的和特点会变得更加清楚，其中：图1是从钛铁矿回收流程的粗硫化矿中回收钛精矿的方法流程图。
具体实施方式
参照附图来详细说明本发明的示例性实施例。需要注意的是，在本说明书中，所涉及百分比除另有说明外，均指重量百分比，下文中将不再赘述。
实施例1
攀西地区某选厂，采用本发明的钛铁矿回收流程的粗硫化矿中回收钛铁矿方法，粗硫化矿的尾矿经处理后进入钛铁矿浮选流程。
（1）粗硫化矿的矿量为25.00t/h，TiO2的含量为13.20%，浓度为20.17%。
（2）脱硫后采用旋流器分级，粗粒级经磨矿，获得-0.074mm粒级的含量为72%，钛铁矿单体解离度为97.5%。
（3）进入磁场强度为2800GS的筒式磁选机除去含磁性铁矿物，筒式磁选机的给矿浓度为27.32%、磁性铁含量为1.31%，脱铁后尾矿磁性铁含量为0.74%、TiO2的含量为13.65%，除去含磁性铁矿物的尾矿产率为96.50%。
（4）除去磁性铁矿物的尾矿，给入磁场强度为8500GS的强磁选机富集后所得强磁精矿中TiO2的含量为16.83%，重量浓度19.50%，强磁尾矿中TiO2的含量为3.25%。
（5）强磁精矿经浓缩脱泥处理，底流重量浓度为52.05%，底流-0.074mm粒级的含量为70%且-1000目粒级的含量为3.8%，溢流重量浓度0.81%，给入钛铁矿浮选作业，经过钛铁矿浮选流程一次粗选、二次扫选和四次精选，所得钛精矿TiO2的含量为47.20%，钛铁矿浮选尾矿含TiO2的含量为2.73%，回收这部分浮硫尾矿得到钛精矿5.44t/h。
实施例2
某选矿厂，采用本发明的钛铁矿回收流程的粗硫化矿中回收钛铁矿方法，粗硫化矿的尾矿经处理后进入钛铁矿浮选流程。
（1）粗硫化矿的矿量为36.60t/h，TiO2的含量为12.53%，浓度为22.03%。
（2）脱硫后尾矿-0.074mm粒级的含量为75.28%，钛铁矿单体解离度为98.50%，达到单体解离度的要求，不需要经过磨矿分级流程。
（3）进入磁场强度为3000GS的筒式磁选机除去含磁性铁矿物，筒式磁选机的给矿浓度为25.28%、磁性铁含量为1.06%，脱铁后尾矿磁性铁含量为0.66%、TiO2的含量为12.59%，除去含磁性铁矿物的尾矿产率为96.00%。
（4）除去磁性铁矿物的尾矿，给入磁场强度为8000GS的强磁选机富集后所得强磁精矿中TiO2的含量为18.89%，强磁尾矿中TiO2的含量为3.58%。
（5）强磁精矿经浓缩脱泥处理，底流重量浓度为56.11%，底流-0.074mm粒级的含量为74%且-1000目粒级的含量为4.2%，溢流重量浓度0.97%，给入钛铁矿浮选作业，经过钛铁矿浮选流程一次粗选、二次扫选和二次精选，所得钛精矿TiO2的含量为46.25%，浮选尾矿含TiO2的含量为3.07%，回收这部分浮硫尾矿得到钛精矿7.35t/h。
实施例2中，脱硫后尾矿-0.074mm粒级的含量为75.28%，钛铁矿单体解离度为98.50%，已达到适宜分选的粒度，不需要经过磨矿分级流程；钛铁矿浮选作业，经过二次精选即可得到TiO2的含量为46.25%的铁精矿，因此不要第三次、第四次浮选。
实施例3
某选钛厂，采用本发明的钛铁矿回收流程的粗硫化矿中回收钛铁矿方法，粗硫化矿的尾矿经处理后进入钛铁矿浮选流程。
（1）粗硫化矿的矿量为21.60t/h，TiO2的含量为14.25%，浓度为21.12%。
（2）脱硫后采用旋流器分级，粗粒级经磨矿，获得-0.074mm粒级的含量为74.50%，钛铁矿单体解离度为97.00%。
（3）经磨矿分级后，磁性铁含量为0.62%，无需再次除铁。
（4）强磁选机富集后所得强磁精矿中TiO2的含量为18.89%，强磁尾矿中TiO2的含量为4.12%。
（5）强磁精矿经浓缩脱泥处理，底流重量浓度为55.73%，底流-0.074mm粒级的含量为73%且-1000目粒级的含量为3.20%；溢流重量浓度1.08%，给入钛铁矿浮选作业，经过钛铁矿浮选流程一次粗选、一次扫选和三次精选，所得钛精矿TiO2的含量为46.50%，浮选尾矿含TiO2的含量为3.28%，回收这部分浮硫尾矿得到钛精矿5.06t/h。
实施例3中，经磨矿分级后，磁性铁含量为0.62%，无需再次除铁；钛铁矿浮选作业，经过钛铁矿浮选流程三次精选和一次扫选，所得钛精矿TiO2的含量为46.50%、浮选尾矿含TiO2的含量为3.28%，已达到指标要求，不需要第四次精选和第二段扫选。
实施例4
某选矿厂，采用本发明的钛铁矿回收流程的粗硫化矿中回收钛铁矿方法，粗硫化矿的尾矿经处理后进入钛铁矿浮选流程。
（1）粗硫化矿的矿量为19.06t/h，TiO2的含量为13.97%，浓度为23.49%。
（2）脱硫后采用旋流器分级，粗粒级经磨矿，获得-0.074mm粒级的含量为78%，钛铁矿单体解离度为99.00%。
（3）进入磁场强度为2600GS的筒式磁选机除去含磁性铁矿物，筒式磁选机的给矿浓度为24.45%、磁性铁含量为0.96%，脱铁后尾矿磁性铁含量为0.61%、TiO2的含量为14.16%，除去含磁性铁矿物的尾矿产率为97.00%。
（4）脱铁后尾矿中TiO2的含量为14.16%，可以给入浮选选别，因此未经过强磁选流程，直接进入浮选前浓缩作业。
（5）脱铁后尾矿经浓缩脱泥处理，底流重量浓度为54.38%，底流-0.074mm粒级的含量为76%且-1000目粒级的含量为4.7%，溢流重量浓度0.92%，给入钛铁矿浮选作业，经过钛铁矿浮选流程一次粗选、一次扫选和四次精选，所得钛精矿TiO2的含量为46.17%，浮选尾矿含TiO2的含量为2.92%，回收这部分浮硫尾矿得到钛精矿3.51t/h。
实施例4中，脱铁后尾矿中TiO2的含量为14.16%，可以给入浮选选别，因此未经过强磁选流程，直接进入浮选前浓缩作业；钛铁矿浮选作业，经过一次扫选后浮选尾矿含TiO2的含量为2.92%，因此不需要进行第二次扫选作业。
综上所述，本发明适用于从钛铁矿浮选流程中的粗硫化矿中回收钛铁矿。
Claims (9)
1.一种从钛铁矿回收流程的粗硫化矿中回收钛精矿的方法，其特征在于，包括以下步骤：
（1）钛铁矿回收流程中形成粗硫化矿；
（2）对所述粗硫化矿浮选，除去硫化矿；
（3）除去硫化矿的尾矿进入强磁机富集，得强磁精矿；
（4）步骤（3）得到强磁精矿经浓缩脱泥处理，再进入钛铁矿浮选流程，得到钛精矿。
2.根据权利要求1所述的一种从钛铁矿回收流程的粗硫化矿中回收钛精矿的方法，其特征在于，步骤（2）中，若去除硫化矿的尾矿中钛铁矿的单体解离度≥95%，则直接进入步骤（3）；若去除硫化矿的尾矿中钛铁矿的单体解离度＜95%，则将去除硫化矿的尾矿给入由浓缩分级设备和球磨机组成的磨矿分级系统，使尾矿中钛铁矿的单体解离度≥90%，之后进入步骤（3）。
3.根据权利要求1或2所述的一种从钛铁矿回收流程的粗硫化矿中回收钛精矿的方法，其特征在于，若步骤（2）得到的矿物的磁性铁含量＞1.00%，则先经过筒式磁选机除去含磁性铁矿物，再进入步骤（3）；
若步骤（2）得到的矿物的磁性铁含量≤1.00%，则直接进入步骤 （3）。
4.根据权利要求1所述的一种从钛铁矿回收流程的粗硫化矿中回收钛精矿的方法，其特征在于，步骤（2）中，粗硫化矿浮选除去硫化矿时，黄药作为捕收剂，硫酸作为PH值调整剂，2#油或松醇油作为起泡剂。
5.根据权利要求1所述的一种从钛铁矿回收流程的粗硫化矿中回收钛精矿的方法，其特征在于，步骤（2）中，除去硫化矿的尾矿中含硫≤0.20%。
6.根据权利要求1所述的一种从钛铁矿回收流程的粗硫化矿中回收钛精矿的方法，其特征在于，步骤（4）中，进入钛铁矿浮选流程前，TiO2的含量需≥13.00%，若TiO2的含量＜13.00%，采用强磁选机富集，将TiO2的含量提高到13.00%以上；若TiO2的含量≥13%时，可以不采用强磁选机富集。
7.根据权利要求1所述的一种从钛铁矿回收流程的粗硫化矿中回收钛精矿的方法，其特征在于，步骤（4）中，浓缩脱泥后，强磁精矿的重量浓度控制在45%-60%。
8.根据权利要求1所述的一种从钛铁矿回收流程的粗硫化矿中回收钛精矿的方法，其特征在于，步骤（4）中，浓缩脱泥的底流-1000目含量≤5%。
9.根据权利要求1所述的一种从钛铁矿回收流程的粗硫化矿中回收钛精矿的方法，其特征在于，步骤（4）中，钛铁矿浮选采用“一次粗选、四次精选、二次扫选”，若钛铁矿浮选前TiO2含量≥20.00%，钛铁矿浮选采用三次精选或二次精选作业，若钛铁矿浮选前TiO2含量≤3.00%，钛铁矿浮选可以采用一次扫选或不采用扫选作业。
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