从钒钛磁铁矿总尾矿中回收钛铁矿的选矿方法 |
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| 申请号 | CN202310156961.0 | 申请日 | 2023-02-23 | 公开(公告)号 | CN116273446B | 公开(公告)日 | 2024-01-16 |
| 申请人 | 中国地质科学院矿产综合利用研究所; | 发明人 | 严伟平; 邓建; 李维斯; 杨耀辉; | ||||
| 摘要 | 本 发明 涉及选矿领域，具体公开了一种从 钒 钛 磁 铁 矿总 尾矿 中回收钛铁矿的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：S1：将钒钛 磁铁 矿总尾矿按粒度进行分级，得到沉砂一、沉砂二和溢流；S2：将所述沉砂一、沉砂二进行重选操作，然后磨矿，得到重选精矿，将所述重选精矿进行弱 磁选 ，得到弱磁粗精矿和弱磁尾矿；S3：将所述溢流一次进行强磁粗选、一次强磁精选和二次强磁精选，得到强磁精矿一、强磁尾矿一和中矿，将所述中矿进行强磁扫选，得到强磁精矿二和强磁尾矿二；S4：将所述弱磁尾矿、强磁精矿一、强磁精矿二合并，得到预富集精矿，将所述预富集精矿进行浮选操作，得到钛精矿。本方法可显著回收尾矿中的钛铁矿，工艺流程稳定、产品 质量 高。 | ||||||
| 权利要求 | 1.从钒钛磁铁矿总尾矿中回收钛铁矿的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 从钒钛磁铁矿总尾矿中回收钛铁矿的选矿方法技术领域背景技术[0003] 钒钛磁铁矿中钛铁矿的综合利用率低，其关键核心问题是尾矿中的钛铁矿损失严重。目前生产上主要采取强磁/重选‑浮选的方法回收+0.038mm粒级钛铁矿，其回收效果差，尾矿中损失的主要是以贫连生体和微细粒的钛铁矿，该部分样品存在解离困难、尾矿品位低、微细粒难回收等问题。 [0004] 文献“刘长淼，吴东印等.某钒钛磁铁矿尾矿中钛铁矿的选矿研究[J].中国矿业,2015,5:115‑117.”中针对某钒钛磁铁矿尾矿样品(TiO2品位为3.2％)，经“磁选‑重选‑电选”综合条件试验可获得TiO2品位为39.28％，回收率13.87％的钛精矿。文献“吕子虎，赵登魁等.某钒钛磁铁矿尾矿资源化利用[J]《.有色金属(选矿部分)》,2020,1:55‑58.”确立重选短流程回收钛、选钛尾矿差异化分级利用的综合利用技术工艺，获得含TiO234.60％、回收率53.43％的钛铁矿精矿。文献中所采取的工艺技术方案并不简单，且所得精矿TiO2品位均在40％，产品质量不高，且回收率也并不高。 [0005] 中国发明专利CN109332001A公开了一种从钒钛磁铁矿尾矿中回收铁和钛的方法，该方法包括：筛分、分选、分级、弱磁粗选、弱磁选精和强磁粗选、强磁精选，最终获得钛精矿产品TiO2品位大于46％，回收率大于79％。存在工艺流程复杂、精矿产品品位低的问题。 [0006] 综上所述：钒钛磁铁矿尾矿中钛铁矿的高效回收利用还存在较大的技术问题，特别是其主要以微细粒、超微细粒状态存在，导致回收率低、精矿品质低。高质量开发利用好钒钛磁铁矿尾矿中的钛资源，可提高尾矿资源的经济价值和我国钛资源的战略储备量、确保国民经济持续稳定地高速发展。 发明内容[0007] 本发明的目的在于克服现有技术的不足，提供一种从钒钛磁铁矿总尾矿中回收钛铁矿的选矿方法，以至少达到 [0008] 本发明的目的是通过以下技术方案来实现的： [0009] 从钒钛磁铁矿总尾矿中回收钛铁矿的选矿方法，包括以下步骤： [0010] S1：将钒钛磁铁矿总尾矿按粒度进行分级，得到沉砂一、沉砂二和溢流；所述沉砂一的粒度为+0.15mm，沉砂二的粒度为+0.038mm，溢流的粒度为‑0.075mm； [0011] S2：将所述沉砂一、沉砂二进行重选操作，然后磨矿，得到重选精矿，将所述重选精矿进行弱磁选，得到弱磁粗精矿和弱磁尾矿； [0012] S3：将所述溢流一次进行强磁粗选、一次强磁精选和二次强磁精选，得到强磁精矿一、强磁尾矿一和中矿，将所述中矿进行强磁扫选，得到强磁精矿二和强磁尾矿二； [0013] S4：将所述弱磁尾矿、强磁精矿一、强磁精矿二合并，得到预富集精矿，将所述预富集精矿进行浮选操作，得到钛精矿。 [0015] 进一步的，所述的钒钛磁铁矿总尾矿为钒钛磁铁矿选铁后的尾矿，所述钒钛磁铁矿总尾矿TiO2含量不低于3.5wt％的。 [0016] 进一步的，步骤S2中，所述磨矿需使得到的所述重选精矿粒度‑0.075mm占85％以上。 [0017] 所述重选包括一次精选和两次粗选，需控制物料的给矿浓度在25％‑60％，给料量为1.0‑1.5吨/小时。 [0019] 进一步的，步骤S3中，所述强磁粗选的磁场强度为796kA/m‑955.2kA/m，所述一次强磁精选的磁场强度为636.8kA/m‑716.4kA/m，所述二次强磁精选的磁场强度为477.6kA/m‑636.8kA/m。 [0020] 进一步的，步骤S3中，所述强磁扫选的磁场强度为636.8kA/m‑716.4kA/m。 [0021] 进一步的，步骤S5中，所述浮选包括粗选、精选和扫选。 [0023] 进一步的，所述浮选的精选采用400g/t‑500g/t的EM326作为捕收剂，并用硫酸将pH调整至1.5‑3.5。 [0024] 进一步的，所述浮选的扫选采用400g/t‑500g/t的EM326作为捕收剂，并用硫酸将pH调整至3.5‑4.5。 [0025] 本发明的有益效果是： [0026] 1)本发明针对钒钛磁铁矿总尾矿样品，可显著回收尾矿中的钛铁矿，从不同矿山尾矿样品处理结果分析，均可获得TiO2品位≥48％，TiO2全流程回收率≥40％的技术指标。 [0027] 2)本发明采用精细分级设备将粗粒尾矿物料用高选比设备螺旋溜槽处理，细粒采用强磁选回收，实现钛铁矿的窄级别预富集；该工艺技术合理、操作性强，环境友好。 [0028] 3)本发明采用高紊流搅拌、低紊流浮选技术处理预富集精矿，辅助添加分散抑制剂EM‑A、高效捕收剂EM‑326，强化浮选剂与矿物间的作用，实现有用矿物与脉石矿物的选择性分离，浮选过程稳定，分选效率高。 [0029] 4)本发明具有工艺流程稳定、产品质量高等特点，解决尾矿中钛铁矿粒度嵌布不均、TiO2品位低的问题，提供一种从钒钛磁铁矿总尾矿中回收钛铁矿的选矿方法，实现钒钛磁铁矿尾矿中钛资源综合利用的目的。附图说明 具体实施方式[0031] 下面结合附图进一步详细描述本发明的技术方案，但本发明的保护范围不局限于以下所述。 [0032] 实施例1 [0033] 本实施例采用的原矿中TiO2的品位为4.91％，‑0.075mmTiO2含量占46.73％。 [0034] 本实施例所述的一种从尾矿中回收钛铁矿的的步骤是： [0035] (1)对总尾矿物料采用串联水力旋流器组进行精细分级，得到沉砂1、沉砂2和溢流三个产品；(2)将步骤(1)所得的沉砂1、沉砂2产品分别采用螺旋溜槽设备进行“一次粗选二次精选”的重选作业，获得所有的重选精矿进入磨机作业，得到重选精矿磨矿产品，磨矿产品进入一次弱磁除铁作业，获得弱磁铁粗精矿和弱磁尾矿；(3)对步骤(1)的溢流产品进行一粗(场强796.0kA/m)两精(场强分别为636.8kA/m和477.6kA/m)的强磁选作业，获得强磁精矿1和中矿(精选尾矿)、强磁尾矿1产品，中矿进行一次强磁扫选作业，获得强磁精矿2和尾矿2；(4)将步骤(2)所得弱磁尾矿，步骤(3)所得强磁精矿1、强磁精矿2，三个产品合并后得到预富集精矿产品，预富集精矿产品进入浮选作业，通过浮选脱硫、浮选选钛获得钛精矿产品。 [0036] 在浮选过程中，用EM‑A(氟硅酸钠与硅酸钠混合制得)作分散抑制剂，控制粗选用量为600g/t。用EM326(氧化石蜡皂、羟肟酸和苯乙烯膦酸混合制得)作捕收剂，控制粗选用量为3000g/t，精选Ⅰ用量为400g/t，扫选用量为400g/t。预富集阶段，可获得TiO2品位为16.47％，回收率为53.35％的预富集精矿；浮选后最终可获得TiO2品位为48.21％，全流程回收率为41.93％的钛精矿产品，以及TiO2品位为2.57％，回收率为48.04％的总尾矿(浮选尾矿+强磁尾矿+重选尾矿)产品。 [0037] 实施例2 [0038] 本实施例采用的原矿中TiO2的品位为5.14％，‑0.075mmTiO2含量占47.21％。 [0039] 步骤和实施例1相同，预富集阶段，可获得TiO2品位为17.24％，回收率为53.37％的预富集精矿；浮选后最终可获得TiO2品位为48.31％，全流程回收率为42.59％的钛精矿产品，以及TiO2品位为2.68％，回收率为47.64％的总尾矿产品。 [0040] 实施例3 [0041] 本实施例采用的原矿中TiO2的品位为4.91％，‑0.075mmTiO2含量占46.73％。 [0042] 步骤和实施例1相同，区别仅在于在浮选过程中，用EM‑A(氟硅酸钠与硅酸钠混合制得)作分散抑制剂，控制粗选用量为400g/t。用EM326(氧化石蜡皂、羟肟酸和苯乙烯膦酸混合制得)作捕收剂，控制粗选用量为2000g/t，精选Ⅰ用量500g/t，扫选用量为500g/t。预富集阶段，可获得TiO2品位为16.38％，回收率为53.14％的预富集精矿；浮选后最终可获得TiO2品位为48.11％，全流程回收率为40.35％的钛精矿产品，以及TiO2品位为2.64％，回收率为49.39％的总尾矿产品。 [0043] 对比例1 [0044] 本实施例采用的原矿中TiO2的品位为4.91％，‑0.075mmTiO2含量占46.73％。 [0045] 步骤和实施例1相同，区别仅在于强磁选粗选场强为1114.4kA/m。预富集阶段，可获得TiO2品位为14.50％，回收率为53.34％的预富集精矿；浮选后最终可获得TiO2品位为46.21％，全流程回收率为39.41％的钛精矿产品，以及TiO2品位为2.59％，回收率为 47.93％的总尾矿产品。 [0046] 对比例2 [0047] 本实施例采用的原矿中TiO2的品位为4.91％，‑0.075mmTiO2含量占46.73％。 [0048] 步骤和实施例1相同，区别仅在于强磁选粗选场强为716.4kA/m。预富集阶段，可获得TiO2品位为15.65％，回收率为53.07％的预富集精矿；浮选后最终可获得TiO2品位为47.96％，全流程回收率为39.68％的钛精矿产品，以及TiO2品位为2.63％，回收率为 48.90％的总尾矿产品。 [0049] 对比例3 [0050] 本实施例采用的原矿中TiO2的品位为4.91％，‑0.075mmTiO2含量占46.73％。 [0051] 步骤和实施例1相同，区别仅在于在浮选过程中，用EM‑A(氟硅酸钠与硅酸钠混合制得)作分散抑制剂，控制粗选用量为600g/t。用EM326(氧化石蜡皂、羟肟酸和苯乙烯膦酸混合制得)作捕收剂，控制粗选用量为1500g/t，精选Ⅰ用量为500g/t，扫选用量为500g/t。预富集阶段，可获得TiO2品位为16.48％，回收率为53.37％的预富集精矿；浮选后最终可获得TiO2品位为46.86％，全流程回收率为48.92％的钛精矿产品，以及TiO2品位为2.73％，回收率为51.05％的总尾矿产品。 [0052] 对比例4 [0053] 本实施例采用的原矿中TiO2的品位为4.91％，‑0.075mmTiO2含量占46.73％。 [0054] 步骤和实施例1相同，区别仅在于在浮选过程中，用EM‑A(氟硅酸钠与硅酸钠混合制得)作分散抑制剂，控制粗选用量为800g/t。用EM326(氧化石蜡皂、羟肟酸和苯乙烯膦酸混合制得)作捕收剂，控制粗选用量为5000g/t，精选Ⅰ用量为400g/t，扫选用量为400g/t。预富集阶段，可获得TiO2品位为16.46％，回收率为53.34％的预富集精矿；浮选后最终可获得TiO2品位为46.64％，全流程回收率为42.99％的钛精矿产品，以及TiO2品位为2.52％，回收率为46.97％的总尾矿产品。 [0055] 对比例5 [0056] 本实施例采用的原矿中TiO2的品位为3.17％，‑0.075mmTiO2含量占44.42％。 [0057] 步骤和实施例1相同，区别仅在于在浮选过程中，用EM‑A(氟硅酸钠与硅酸钠混合制得)作分散抑制剂，控制粗选用量为600g/t。用EM326(氧化石蜡皂、羟肟酸和苯乙烯膦酸混合制得)作捕收剂，控制粗选用量为3000g/t，精选Ⅰ用量为400g/t，扫选用量为400g/t。预富集阶段，可获得TiO2品位为12.72％，回收率为32.17％的预富集精矿；浮选后最终可获得TiO2品位为48.09％，全流程回收率为22.92％的钛精矿产品，以及TiO2品位为2.27％，回收率为69.25％的总尾矿产品。 |
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