CN113953081A - 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，尤其涉及一种高品位钛精矿的选矿方法，首先通过将原矿浆进行浓缩和重力筛选去除原矿浆中夹杂的大量伴生杂质，实现了对含钛矿物质的初步富集，得到具有一定钛品位的重选精矿；然后对重选精矿进行分级筛分和研磨得到细磨矿物，提高了重选精矿中有用矿物与脉石的解离度，还能提高矿石的金属回收率；继而采用的多级强磁选程序的设置可以保证细磨矿物的钛品位，结合电选程序，在大大提高选矿效率的同时去除细磨矿物中的导电类杂质，使所得高品位钛精矿的钛品位显著提升，达到46.5wt％以上。整个选矿过程未加入化学药剂等环境污染源，清洁无污染，选矿工艺简单，产品各项指标均能达到深加工的高要求，质量稳定。
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
钛精矿是一种从钛铁矿或钛磁铁矿中筛选出来，用于生产钛白粉、海绵钛的重要原料，不同的加工产品对钛精矿的细度以及钛精矿中各种元素的含量要求也是不同的。高品位钛精矿的标准钛品位范围≥45wt％，是一种用于深加工的优质原料，但是由于市场竞争等原因，对高品位钛精矿的质量要求不断提高，加之高品位钛精矿质量不稳定，导致在实际应用和推广中受到限制，据研究发现，将高品位钛精矿的钛品位提高到46.5wt％以后，方可克服钛精矿质量不稳定带来的影响。
现有的高品位钛精矿选矿工艺主要分为两种，最为常见的是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；另一种则是重选配合湿式强磁选流程，这种筛选方法虽然钛精矿品位能达到钛品位≥45％的要求，但是对矿石性质要求较高，产品质量不稳定，将钛品位提高至46.5％仍难以实现。
发明内容
针对现有技术中高品位钛精矿的选矿方法工序复杂、选矿成本高、易污染环境且选别得到的高品位钛精矿的产品质量难以保障的技术问题，本发明提供一种高品位钛精矿的选矿方法，选用重选配合干式强磁选工艺，并在干式强磁选工艺后引入电选程序，实现了精矿中杂质的进一步去除，提高了选矿所得的产品质量和质量稳定性。
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：
本发明实施例提供了一种高品位钛精矿的选矿方法，具体包括以下步骤：
S1：对原矿浆进行除杂浓缩和梯度重选，得到重选精矿；
S2：将所得重选精矿进行初次筛分，得粗矿粒，研磨后再次筛分，重复多次后得到细磨矿物；
S3：将所得细磨矿物烘干后依次进行强磁选和电选，得到钛品位≥46.5wt％且硫品位≤0.5wt％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首先通过将原矿浆进行除杂浓缩和重力筛选去除原矿浆中夹杂的大量伴生杂质，降低了后续选矿的处理难度和选矿设备的处理压力，实现了矿浆中含钛矿物质的初步富集，得到具有一定钛品位的重选精矿；然后对重选精矿进行分级筛分和研磨得到细磨矿物，提高了重选精矿中有用矿物与脉石的解离度，在提高矿石的金属回收率的同时初步保证选矿后产品的钛品位及质量稳定性；继而采用的强磁选程序可以保证细磨矿物的钛品位达到42wt％以上，配合强磁选后的电选程序，在大大提高选矿效率的同时还能去除细磨矿物中的导电类杂质，使高品位钛精矿的钛品位得到显著提升，达到46.5wt％以上。本发明所提供的选矿方法整个过程未加入化学药剂等环境污染源，清洁无污染，并且选矿工艺简单，产品各项指标均能达到深加工的高要求，而且质量稳定。
优选地，S1中的除杂浓缩过程为对原矿浆进行浓缩脱泥。优选采用旋流器浓缩脱泥，并控制沉沙浓度≥20wt％，旋流器溢流中粒度≥74μm的矿物含量≥10wt％。旋流器浓缩脱泥的分级效率更高，脱泥效果更好，结合优选的工作参数控制，可以在实现矿浆中杂质有效去除的同时避免过多的原料损失。
优选地，S1中的梯度重选过程为三段重选工序，具体操作流程为：
第一段重选工序：将原矿浆除杂浓缩后所得的浓缩矿的浓度调整为20wt％-25wt％，重选后将钛品位≤2.5wt％的尾矿排出，将钛品位≥11wt％的精矿导入第二段重选工序；2.5wt％＜钛品位＜11wt％的中矿在该重选工序中继续重选；
第二段重选工序：将导入的精矿浓度调整为25wt％-35wt％，重选后将钛品位≥26wt％的精矿，将钛品位≤8wt％的尾矿导入第三段重选工序；8wt％＜钛品位＜26wt％的中矿在该重选工序中继续重选；该重选工序得到的钛品位≥26wt％的精矿即为重选精矿；
第三段重选工序：将导入的尾矿浓度调整为20-25wt％，重选后将钛品位≥11wt％的精矿导入第二段重选工序，将钛品位≤2wt％的尾矿排出；2wt％＜钛品位＜11wt％的精矿在该重选工序中继续重选。
优选地，S2中所述初次筛分的筛网筛孔尺寸为0.3mm，不能透过筛网的即为粗矿粒；将该粗矿粒研磨后重新进行筛分，重复多次后得到粒径≤0.3mm的细磨矿物。
优选地，研磨的方式为球磨细磨；当筛分所得的粗矿粒中直径≤0.3mm的颗粒含量≥25％时，控制球磨细磨过程的给矿浓度为65wt％-70wt％；当筛分所得的粗矿粒中直径≤0.3mm的颗粒含量＜25％时，控制球墨细磨的给矿浓度为55wt％-65wt％。
由于矿粒具有一定的粘附性，筛分得到的粗矿粒中仍含有部分粒径≤0.3mm的细矿粒，结合粗矿粒中细矿粒的含量调节球磨细磨过程的给矿浓度，可以进一步提高球磨细磨效率，缩短选矿时间。
优选地，S3中烘干后的细磨矿物的水分含量≤0.5wt％。
优选地，S3中的强磁选过程为干式强磁选，并用两个磁辊筒依次对细磨矿物进行强磁选，其中第一磁辊筒的场强为1500GS，磁选所得的精矿为铁品位≥40wt％的磁性铁，磁选后的尾矿进入第二磁辊筒；
第二磁辊筒的场强为7000GS，当第一磁辊筒强磁选后的尾矿钛品位在24wt％-26wt％之间时，控制第二磁辊转速100-120R/min；当第一磁辊筒强磁选后的尾矿中钛品位在26wt％-28wt％之间时，控制第二磁辊转速90-100R/min；当第一磁辊筒强磁选后的尾矿中钛品位＞28wt％时，控制第二磁辊转速为80-90R/min，得到精矿的钛品位≥40wt％；
第二磁辊筒中产生的精矿进入电选工序，该工序采用辊式电选机，具体工艺控制为：当给矿钛品位＜40wt％时，控制辊筒转速20-30R/min，电压80-90KV；当40wt％≤给矿钛品位≤42wt％时，控制辊筒转速30-50R/min，电压90-105KV；当给矿钛品位＞42wt％时，控制辊筒转速50-70R/min，电压105-120KV，最终得到钛品位≥46.5wt％，硫品位≤0.5wt％的高品位钛精矿。
优选的强磁选和电选工艺的设计，可以使筛分所得的细磨矿物得到综合有效的利用，第一磁辊筒的设置可以除去细磨矿物中的的强磁性物质，降低强磁性物质对后续高品位钛精矿质量的影响，磁选出的强磁性矿物包括磁铁矿、钛磁铁矿、锌铁尖晶石和磁黄铁矿等，也是一种可以利用的副产品，提高矿物的综合利用率；第一磁辊筒磁选后的尾矿进入第二磁辊筒后，经过第二磁辊筒精确的工艺控制，可以初步筛选出钛品位≥40wt％的精矿，为后续的电选工序提供优质的电选原料，结合电选工序优选的工艺控制，大大提高选矿效率的同时还能去除细磨矿物中的导电类杂质，使高品位钛精矿的钛品位达到46.5wt％以上，同时质量具有优良的稳定性。
优选地，S3中所述干式强磁选工序还设有第三个磁辊筒，磁场强度为8500GS，用于对第二次磁辊筒的尾矿进行扫选，选别出钛品位≥25wt％的钛中矿，并将钛品位≤3wt％的尾矿排出。
第三磁辊筒中产生的钛中矿是制作冷固球团的优质原料，也可以作为已经副产品进行利用，进一步提高金属矿物的综合利用率。
附图说明
图1是本发明实施例1中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。
下面分为多个实施例对本发明进行进一步的说明。
实施例1
本实施例提供一种高品位钛精矿的选矿方法，具体包括以下工艺步骤：
S1：将硫品位4.1wt％、钛品位5.0wt％、粒径≥0.3mm的颗粒物含量为21wt％的原矿浆经过水力旋流器浓缩脱泥，浓缩脱泥过程中控制旋流器的沉沙浓度为21.3wt％，粒度≥74μm的矿物含量6.9wt％，浓缩脱泥得到的浓缩矿经过三段重选工序得到重选精矿，具体重选过程为：
第一段重选工序：调整给矿浓度为21.3wt％，重选后将钛品位≤2.5wt％的尾矿排出，将钛品位≥11wt％的精矿进入第二段重选工序，2.5wt％＜钛品位＜11wt％的中矿重新进行第一段重选工序；
第二段重选工序：将导入的精矿浓度调整为33.5wt％，重选后将钛品位≥26wt％的精矿烘干至水分含量≤0.5wt％后作为重选精矿排出进行进一步处理，将钛品位≤8wt％的尾矿导入第三段重选工序，；8wt％＜钛品位＜26wt％的中矿重新进行第二段重选工序；
第三段重选工序：将导入的尾矿浓度调整为22.6wt％，重选后将钛品位≥11wt％的精矿导入第二段重选工序，将钛品位≤2wt％的尾矿排出，2wt％＜钛品位＜11wt％的精矿重新进行第三段重选工序。
S2：对第二重选工序所得的重选精矿进行初次筛分，筛孔的直径为0.3mm，得粗矿粒，粒径≤0.3mm的细矿粒含量为28wt％，将得到的粗矿粒在69wt％的给矿浓度下进行球磨细磨，细磨后的矿物再次进行筛分，最终得到粒径≤0.3mm的细磨矿物；
S3：采用热风炉将上述细磨矿物烘干至含水量0.3wt％后采用两个磁辊筒对细磨矿物进行干式强磁选，其中第一磁辊筒的场强为1500GS，产铁品位44.2wt％，第一磁辊筒产生的尾矿进入第二磁辊筒，第二磁辊筒的场强为7000GS，第一磁辊筒强磁选后的尾矿钛品位为26.9wt％，调整第二磁辊转速92R/min，得到钛精矿品位≥42.5wt％，该精矿进入辊式电选机进行电选工序，选别出高品位钛精矿，电选工序的给矿钛品位为42.5wt％，调整电选机辊筒转速为60R/min，电压调整为110KV；最终得到钛品位47.1wt％且硫品位0.28wt％的高品位钛精矿；
第二次磁辊筒产生的尾矿进入第三磁辊筒，调整第三次辊筒转速85R/min，最终选别出钛品位25.8wt％的钛中矿，尾矿中钛品位2.8wt％。
采用本实施例提供的高品位钛精矿的选矿方法最终得到的产品有：钛品位47.1wt％的高品位钛精矿，钛品位25.8wt％的钛中矿和铁品位44.2wt％磁铁精矿三种产品。
实施例2
本实施例提供一种高品位钛精矿的选矿方法，具体包括以下工艺步骤：
S1：将硫品位3.9wt％、钛品位4.8wt％、粒径≥0.3mm的颗粒物含量为24wt％的原矿浆经过水力旋流器浓缩脱泥，浓缩脱泥过程中控制旋流器的沉沙浓度为23.5wt％，粒度≥74μm的矿物含量5.3wt％，浓缩脱泥得到的浓缩矿经过三段重选工序得到重选精矿，具体重选过程为：
第一段重选工序：调整给矿浓度为23.5wt％，重选后将钛品位≤2.5wt％的尾矿排出，将钛品位≥11wt％的精矿进入第二段重选工序，2.5wt％＜钛品位＜11wt％的中矿重新进行第一段重选工序；
第二段重选工序：将导入的精矿浓度调整为28.9wt％，重选后将钛品位≥26wt％的精矿烘干至水分含量≤0.5wt％后作为重选精矿排出进行进一步处理，将钛品位≤8wt％的尾矿导入第三段重选工序，；8wt％＜钛品位＜26wt％的中矿重新进行第二段重选工序；
第三段重选工序：将导入的尾矿浓度调整为22.7wt％，重选后将钛品位≥11wt％的精矿导入第二段重选工序，将钛品位≤2wt％的尾矿排出，2wt％＜钛品位＜11wt％的精矿重新进行第三段重选工序。
S2：对第二重选工序所得的重选精矿进行初次筛分，筛孔的直径为0.3mm，得粗矿粒，粒径≤0.3mm的细矿粒含量为23.7wt％，将得到的粗矿粒在64wt％的给矿浓度下进行球磨细磨，细磨后的矿物再次进行筛分，最终得到粒径≤0.3mm的细磨矿物；
S3：采用热风炉将上述细磨矿物烘干至含水量0.3wt％后采用两个磁辊筒对细磨矿物进行干式强磁选，其中第一磁辊筒的场强为1500GS，产铁品位43.5wt％，第一磁辊筒产生的尾矿进入第二磁辊筒，第二磁辊筒的场强为7000GS，第一磁辊筒强磁选后的尾矿钛品位为25.8wt％，调整第二磁辊转速9110R/min，得到钛精矿品位≥41.3wt％，该精矿进入辊式电选机进行电选工序，选别出高品位钛精矿，电选工序的给矿钛品位为41.3wt％，调整电选机辊筒转速为42R/min，电压调整为90KV；最终得到钛品位46.5wt％且硫品位0.39wt％的高品位钛精矿；
第二次磁辊筒产生的尾矿进入第三磁辊筒，调整第三次辊筒转速90R/min，最终选别出钛品位25.2wt％的钛中矿，尾矿中钛品位2.3wt％。
采用本实施例提供的高品位钛精矿的选矿方法最终得到的产品有：钛品位46.5wt％的高品位钛精矿，钛品位25.2wt％的钛中矿和铁品位43.5wt％磁铁精矿三种产品。
实施例3
本实施例提供一种高品位钛精矿的选矿方法，具体包括以下工艺步骤：
S1：将硫品位3.5wt％、钛品位4.5wt％、粒径≥0.3mm的颗粒物含量为20wt％的原矿浆经过水力旋流器浓缩脱泥，浓缩脱泥过程中控制旋流器的沉沙浓度为21.7wt％，粒度≥74μm的矿物含量4.1wt％，浓缩脱泥得到的浓缩矿经过三段重选工序得到重选精矿，具体重选过程为：
第一段重选工序：调整给矿浓度为21.7wt％，重选后将钛品位≤2.5wt％的尾矿排出，将钛品位≥11wt％的精矿进入第二段重选工序，2.5wt％＜钛品位＜11wt％的中矿重新进行第一段重选工序；
第二段重选工序：将导入的精矿浓度调整为26.6wt％，重选后将钛品位≥26wt％的精矿烘干至水分含量≤0.5wt％后作为重选精矿排出进行进一步处理，将钛品位≤8wt％的尾矿导入第三段重选工序，；8wt％＜钛品位＜26wt％的中矿重新进行第二段重选工序；
第三段重选工序：将导入的尾矿浓度调整为20.1wt％，重选后将钛品位≥11wt％的精矿导入第二段重选工序，将钛品位≤2wt％的尾矿排出，2wt％＜钛品位＜11wt％的精矿重新进行第三段重选工序。
S2：对第二重选工序所得的重选精矿进行初次筛分，筛孔的直径为0.3mm，得粗矿粒，粒径≤0.3mm的细矿粒含量为18.7wt％，将得到的粗矿粒在55wt％的给矿浓度下进行球磨细磨，细磨后的矿物再次进行筛分，最终得到粒径≤0.3mm的细磨矿物；
S3：采用热风炉将上述细磨矿物烘干至含水量0.3wt％后采用两个磁辊筒对细磨矿物进行干式强磁选，其中第一磁辊筒的场强为1500GS，产铁品位41.2wt％，第一磁辊筒产生的尾矿进入第二磁辊筒，第二磁辊筒的场强为7000GS，第一磁辊筒强磁选后的尾矿钛品位为24.3wt％，调整第二磁辊转速120R/min，得到钛精矿品位≥40.8wt％，该精矿进入辊式电选机进行电选工序，选别出高品位钛精矿，电选工序的给矿钛品位为40.8wt％，调整电选机辊筒转速为30R/min，电压调整为105KV；最终得到钛品位46.6wt％且硫品位0.31wt％的高品位钛精矿；
第二次磁辊筒产生的尾矿进入第三磁辊筒，调整第三次辊筒转速110R/min，最终选别出钛品位25.0wt％的钛中矿，尾矿中钛品位2.5wt％。
采用本实施例提供的高品位钛精矿的选矿方法最终得到的产品有：钛品位46.6wt％的高品位钛精矿，钛品位25.0wt％的钛中矿和铁品位41.2wt％磁铁精矿三种产品。
实施例4
本实施例提供一种高品位钛精矿的选矿方法，具体包括以下工艺步骤：
S1：将硫品位3.0wt％、钛品位5.8wt％、粒径≥0.3mm的颗粒物含量为28wt％的原矿浆经过水力旋流器浓缩脱泥，浓缩脱泥过程中控制旋流器的沉沙浓度为24.8wt％，粒度≥74μm的矿物含量6.1wt％，浓缩脱泥得到的浓缩矿经过三段重选工序得到重选精矿，具体重选过程为：
第一段重选工序：调整给矿浓度为24.8wt％，重选后将钛品位≤2.5wt％的尾矿排出，将钛品位≥11wt％的精矿进入第二段重选工序，2.5wt％＜钛品位＜11wt％的中矿重新进行第一段重选工序；
第二段重选工序：将导入的精矿浓度调整为34.6wt％，重选后将钛品位≥26wt％的精矿烘干至水分含量≤0.5wt％后作为重选精矿排出进行进一步处理，将钛品位≤8wt％的尾矿导入第三段重选工序，；8wt％＜钛品位＜26wt％的中矿重新进行第二段重选工序；
第三段重选工序：将导入的尾矿浓度调整为24.1wt％，重选后将钛品位≥11wt％的精矿导入第二段重选工序，将钛品位≤2wt％的尾矿排出，2wt％＜钛品位＜11wt％的精矿重新进行第三段重选工序。
S2：对第二重选工序所得的重选精矿进行初次筛分，筛孔的直径为0.3mm，得粗矿粒，粒径≤0.3mm的细矿粒含量为27.1wt％，将得到的粗矿粒在70wt％的给矿浓度下进行球磨细磨，细磨后的矿物再次进行筛分，最终得到粒径≤0.3mm的细磨矿物；
S3：采用热风炉将上述细磨矿物烘干至含水量0.3wt％后采用两个磁辊筒对细磨矿物进行干式强磁选，其中第一磁辊筒的场强为1500GS，产铁品位43.7wt％，第一磁辊筒产生的尾矿进入第二磁辊筒，第二磁辊筒的场强为7000GS，第一磁辊筒强磁选后的尾矿钛品位为28.9wt％，调整第二磁辊转速80R/min，得到钛精矿品位≥43.1wt％，该精矿进入辊式电选机进行电选工序，选别出高品位钛精矿，电选工序的给矿钛品位为43.1wt％，调整电选机辊筒转速为70R/min，电压调整为120KV；最终得到钛品位47.5wt％且硫品位0.22wt％的高品位钛精矿；
第二次磁辊筒产生的尾矿进入第三磁辊筒，调整第三次辊筒转速110R/min，最终选别出钛品位25.5wt％的钛中矿，尾矿中钛品位2.4wt％。
采用本实施例提供的高品位钛精矿的选矿方法最终得到的产品有：钛品位47.5wt％的高品位钛精矿，钛品位25.5wt％的钛中矿和铁品位43.7wt％磁铁精矿三种产品。
实施例5
本实施例提供一种高品位钛精矿的选矿方法，具体包括以下工艺步骤：
S1：将硫品位3.5wt％、钛品位4.7wt％、粒径≥0.3mm的颗粒物含量为21wt％的原矿浆经过水力旋流器浓缩脱泥，浓缩脱泥过程中控制旋流器的沉沙浓度为20.8wt％，粒度≥74μm的矿物含量5.1wt％，浓缩脱泥得到的浓缩矿经过三段重选工序得到重选精矿，具体重选过程为：
第一段重选工序：调整给矿浓度为22.3wt％，重选后将钛品位≤2.5wt％的尾矿排出，将钛品位≥11wt％的精矿进入第二段重选工序，2.5wt％＜钛品位＜11wt％的中矿重新进行第一段重选工序；
第二段重选工序：将导入的精矿浓度调整为28.3wt％，重选后将钛品位≥26wt％的精矿烘干至水分含量≤0.5wt％后作为重选精矿排出进行进一步处理，将钛品位≤8wt％的尾矿导入第三段重选工序，；8wt％＜钛品位＜26wt％的中矿重新进行第二段重选工序；
第三段重选工序：将导入的尾矿浓度调整为22.4wt％，重选后将钛品位≥11wt％的精矿导入第二段重选工序，将钛品位≤2wt％的尾矿排出，2wt％＜钛品位＜11wt％的精矿重新进行第三段重选工序。
S2：对第二重选工序所得的重选精矿进行初次筛分，筛孔的直径为0.3mm，得粗矿粒，粒径≤0.3mm的细矿粒含量为21.1wt％，将得到的粗矿粒在57wt％的给矿浓度下进行球磨细磨，细磨后的矿物再次进行筛分，最终得到粒径≤0.3mm的细磨矿物；
S3：采用热风炉将上述细磨矿物烘干至含水量0.3wt％后采用两个磁辊筒对细磨矿物进行干式强磁选，其中第一磁辊筒的场强为1500GS，产铁品位42.4wt％，第一磁辊筒产生的尾矿进入第二磁辊筒，第二磁辊筒的场强为7000GS，第一磁辊筒强磁选后的尾矿钛品位为25.9wt％，调整第二磁辊转速120R/min，得到钛精矿品位≥41.1wt％，该精矿进入辊式电选机进行电选工序，选别出高品位钛精矿，电选工序的给矿钛品位为41.1wt％，调整电选机辊筒转速为40R/min，电压调整为95KV；最终得到钛品位46.9wt％且硫品位0.41wt％的高品位钛精矿；
第二次磁辊筒产生的尾矿进入第三磁辊筒，调整第三次辊筒转速100R/min，最终选别出钛品位25.3wt％的钛中矿，尾矿中钛品位2.1wt％。采用本实施例提供的高品位钛精矿的选矿方法最终得到的产品有：钛品位46.9wt％的高品位钛精矿，钛品位25.3wt％的钛中矿和铁品位42.4wt％磁铁精矿三种产品。
以上所述仅为本发明的较佳实施例，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内所做的任何修改、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)
1.一种高品位钛精矿的选矿方法，其特征在于，具体包括以下步骤：
S1：对原矿浆进行除杂浓缩和梯度重选，得到重选精矿；
S2：将所述重选精矿进行初次筛分，得粗矿粒，研磨后再次筛分，重复多次后得到细磨矿物；
S3：将所述细磨矿物烘干后依次进行强磁选和电选，得到钛品位≥46.5wt％，硫品位≤0.5wt％的高品位钛精矿。
2.如权利要求1所述的高品位钛精矿的选矿方法，其特征在于，S1中所述除杂浓缩过程为对所述原矿浆进行浓缩脱泥。
3.如权利要求2所述的高品位钛精矿的选矿方法，其特征在于，用旋流器浓缩脱泥，并控制沉沙浓度≥20wt％，旋流器溢流中粒度≥74μm的矿物含量≤10wt％。
4.如权利要求1所述的高品位钛精矿的选矿方法，其特征在于，S1中所述梯度重选过程包括三段重选工序：
第一段重选工序：将原矿浆除杂浓缩后所得的浓缩矿的浓度调整为20wt％-25wt％，重选后将钛品位≤2.5wt％的尾矿排出，将钛品位≥11wt％的精矿导入第二段重选工序；
第二段重选工序：将导入的精矿浓度调整为25wt％-35wt％，重选后钛品位≥26wt％的精矿即为所述重选精矿，将钛品位≤8wt％的尾矿导入第三段重选工序；
第三段重选工序：将导入的尾矿浓度调整为20-25wt％，重选后将钛品位≥11wt％的精矿导入第二段重选工序，将钛品位≤2wt％的尾矿排出。
5.如权利要求1所述的高品位钛精矿的选矿方法，其特征在于，S2中所述初次分级筛分的筛网孔径为0.3mm，所述细磨矿物的粒径≤0.3mm。
6.如权利要求5所述的高品位钛精矿的选矿方法，其特征在于，研磨的方式为球磨细磨；当所述粗矿粒中矿粒直径≤0.3mm的颗粒含量≥25％时，控制球磨细磨过程的给矿浓度为65wt％-70wt％；当粗矿粒中直径≤0.3mm的颗粒含量＜25％时，控制球墨细磨的给矿浓度为55wt％-65wt％。
7.如权利要求1所述的高品位钛精矿的选矿方法，其特征在于，S3中烘干后的细磨矿物的水分含量≤0.5wt％。
8.如权利要求1所述的高品位钛精矿的选矿方法，其特征在于，S3中所述强磁选过程为干式强磁选，并用两个磁辊筒依次对所述细磨矿物进行强磁选，其中第一磁辊筒的场强为1500GS，第二磁辊筒的场强为7000GS。
9.如权利要求8所述的高品位钛精矿的选矿方法，其特征在于，当第一磁辊筒强磁选后的尾矿钛品位在24wt％-26wt％之间时，控制第二磁辊转速100-120R/min；当第一磁辊筒强磁选后的尾矿中钛品位在26wt％-28wt％之间时，控制第二磁辊转速90-100R/min；当第一磁辊筒强磁选后的尾矿中钛品位＞28wt％时，控制第二磁辊转速为80-90R/min，得到精矿的钛品位≥40wt％。
10.如权利要求9所述的高品位钛精矿的选矿方法，其特征在于，所述电选工序采用辊式电选机，具体工艺控制为：当给矿钛品位＜40wt％时，控制辊筒转速20-30R/min，电压80-90KV；当给40wt％≤给矿钛品位≤42wt％之间时，控制辊筒转速30-50R/min，电压90-105KV；当给矿钛品位＞42wt％时，控制辊筒转速50-70R/min，电压105-120KV，最终得到钛品位≥46.5wt％，硫品位≤0.5wt％的高品位钛精矿；和/或
S3中所述干式强磁选工序还设有第三个磁辊筒，磁场强度为8500GS。
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