一种从土矿中回收矿物的选矿工艺

申请号 CN202010637737.X 申请日 2020-07-05 公开(公告)号 CN111905919A 公开(公告)日 2020-11-10
申请人 河南省岩石矿物测试中心; 发明人 王誉树; 孙景敏; 徐靖; 宋翔宇; 李翠芬; 李荣改; 李志伟; 黄业豪; 张雨田; 张虹; 耿彬; 李彦令;
摘要 本 发明 公开了一种从 铝 土矿中回收 钛 矿物的选矿工艺,包括以下工序段: 矿石 破碎 段工序;三段摇床重选工序;分级入选工序;所述的分级入选工序包括粗粒级分选系统、中粒级分选系统、中间产品回收系统和细粒级分选系统。本发明基于铝土矿中钛矿物赋存状态而制定的保护性磨矿工艺,体现为工艺流程中的分段磨矿流程;基于铝土矿中钛矿物粒度分布及可选性差异而制定的分级联合入选的重浮联合工艺,包括分级入选的分级粒度大小、不同粒度的工艺方案和不同粒度分选系统的闭路方法;工艺中浮选采用的药剂制度,包括浮选pH值、捕收剂、活化剂、 抑制剂 、脉石抑制剂的种类及用量等;为提高铝土矿综合利用率,增加钛资源可开发储量提供了技术 基础 ,实现了铝土矿伴生钛矿物的综合回收。
权利要求

1.一种从土矿中回收矿物的选矿工艺,其特征在于,包括以下工序段:A、矿石碎磨段工序;B、三段摇床重选分级工序;C、分级入选工序,所述的分级入选工序包括粗粒级分选系统、中粒级分选系统、中间产品回收系统和细粒级分选系统。
2.根据权利要求1所述的一种从铝土矿中回收钛矿物的选矿工艺,其特征在于,所述的矿石破碎段工序为:将铝土矿原矿经过两段颚式破碎和一段对辊破碎加工至小于2mm,样品通过0.2mm筛的预先及检查筛分,筛上产品进入磨机磨矿1分钟后循环至0.2mm筛,筛下产品进入三段摇床重选工序。
3.根据权利要求2所述的一种从铝土矿中回收钛矿物的选矿工艺,其特征在于,所述的三段摇床重选分级工序为:三段摇床工序为“一粗两精”,具体为第一段摇床尾矿作为细粒级样品进入细粒级分选系统;第一段摇床中矿和第二段摇床尾矿合并作为中粒级样品进入中粒级分选系统;第二段摇床中矿和第三段摇床尾矿合并作为粗粒级样品进入粗粒级分选系统;第三段摇床精矿为粗精矿。
4.根据权利要求1或3所述的一种从铝土矿中回收钛矿物的选矿工艺,其特征在于,所述的粗粒级分选系统为:粗粒级样品经一段摇床重选后精矿产品与第三段摇床精矿合并作为粗精矿,尾矿经适度磨矿后进入“一粗一精一扫”的浮选流程;粗精矿烘干后经“一粗一扫”两段电选和1.2T的一段磁选后获得钛精矿一,磁选尾矿作为钛精矿二,电选尾矿进入中间产品回收系统;浮选流程精矿经一段摇床重选后进入电选流程,其重选尾矿进入中间产品回收系统;粗粒级浮选尾矿适度磨矿后进入中粒级分选系统。
5.根据权利要求1或3所述的一种从铝土矿中回收钛矿物的选矿工艺,其特征在于,所述的中粒级分选系统为:中粒级样品进入“一粗一精一扫”的浮选流程,浮选精矿经“一粗一扫”的闭路摇床重选后获得钛精矿二,浮选尾矿经的磨矿检查筛分后作为细粒级样品进入细粒级分选系统,闭路摇床重选的尾矿进入中间产品回收系统。
6.根据权利要求1所述的一种从铝土矿中回收钛矿物的选矿工艺,其特征在于,所述的中间产品回收系统为:中间产品经“一粗一精一扫”的浮选流程,获得钛精矿三,尾矿产品进入细粒级分选系统。
7.根据权利要求1所述的一种从铝土矿中回收钛矿物的选矿工艺,其特征在于,所述的细粒级分选系统为:细粒级样品经“一粗三精”四段反浮选,反浮选精矿脱药后进入“一粗一精一扫”正浮选流程,正浮选精矿进入矿泥摇床;矿泥摇床精矿为钛精矿四,矿泥摇床尾矿返回作为细粒级正浮选原矿;反浮选和正浮选尾矿合并作为最终尾矿。
8.根据权利要求1或2所述的一种从铝土矿中回收钛矿物的选矿工艺,其特征在于:所述的反浮选的分选工序在细粒级TiO2含量较低时可以被以长锥旋流器或分散沉降的方法取代;所述的分散沉降的方法为以不小于2000g/t的酸钠作为分散剂,分散后沉降5 15分~
钟,抽取上层浑浊液为尾矿;细粒级原矿经长锥旋流器,0.015mm以下的细粒级矿物为尾矿。
9.根据权利要求8所述的一种从铝土矿中回收钛矿物的选矿工艺,其特征在于:本工艺中最终得到的钛精矿一为高品位精矿,TiO2品位为不低于90%;钛精矿二、钛精矿三粒级与品位接近合并为中品位精矿,TiO2品位为30 50%;钛精矿四粒级较细、品位偏低为低品位精~
矿(次精矿),TiO2品位为10 30%。
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说明书全文

一种从土矿中回收矿物的选矿工艺

技术领域

[0001] 本发明涉及矿物回收提取工艺领域,具体为一种从铝土矿中回收钛矿物的选矿工艺。

背景技术

[0002] 随着社会的发展,尤其是科学技术的进步,大大促进了社会生产的飞速发展;工业社会的进程加快,为社会发展提供了丰富的物质,同时对于矿产资源的开发利用量也在逐步增加,且利用品种越来越多。
[0003] 钛,是一种重要的战略金属,在航空、航天、舰船、军工、冶金、化工、机械、电力、淡化、交通运输、轻工、环境保护、医疗器械等领域有广泛的应用。在铝土矿中通常会有 2-4%的二化钛,如果不加以回收利用,则会对于二氧化钛的矿物造成大量的浪费,如河南省铝土矿中二氧化钛约占3%左右,数据显示截止2014年底,河南省铝土矿矿山保有资源储量22706.33万吨,2014年动用资源储量595.35万吨,年采出量568.14万吨。根据河南省铝土矿中TiO2含量的含量计算,可以看出仅河南省铝土矿中伴生TiO2保有储量预估达600万吨以上。而钛的主要矿物金红石全国探明储量大约1530 万吨,金红石矿中TiO2平均品位为
2.32%。铝土矿中TiO2含量更高,且铝土矿中TiO2做为伴生矿产相比金红石在开发成本上有着天然的巨大优势。
[0004] 随着铝土矿资源品位越来越低,越来越多的铝土矿石首先进行选矿脱再进入冶炼,铝土矿选矿厂已有很大的产业规模。但铝土矿选厂多数仅为提高铝硅比,对铝土矿中TiO2未得到回收。而铝土矿中TiO2在氧化铝生产中属有害杂质。TiO2与苛性作用生成钛酸钠,从而造成碱的损失,而TiO2的最大危害是阻碍一水硬铝石溶出和形成高温结疤,结疤的存在会降低设备产能,增加能耗,使生产成本升高。
[0005] 铝土矿中TiO2以锐钛矿、金红石和板钛矿形态存在,其中以锐钛矿为主。因铝土矿中钛矿物组成复杂、嵌布粒度细、物性差别小等原因而复杂难选。国内外在锐钛矿选矿方面的研究很少;铝土矿中锐钛矿的综合回收更是尚处于纯矿物研究阶段,均未获得突破,认为铝土矿中锐钛矿不可回收;因此,现有的铝土矿中锐钛矿物就作为废弃物进行了废弃浪费。
[0006] 早期锐钛矿选矿流程主要有两种:一是采用磁选-重选-焙烧-磁选方法,二是以氢氟酸硫酸为调整剂进行浮选。两种工艺流程均对环境造成严重污染。上世纪90年代起,我国对锐钛矿浮选进行大量研究以取代“有氟有酸”工艺,探索了多种捕收剂及其配套调整剂,从传统的石油磺酸盐、油酸钠到苄基胂酸、苯乙烯膦酸、烷胺二甲磷酸、烷基磷酸氢酯、烷基羟肟酸和水杨羟肟酸等,取得了一定的进展。
[0007] 上述传统研究的矿石均以锐钛矿为主体,而伴生锐钛矿矿物的回收尚无研究实例。
[0008] 因此,提供一种能够对于现有的铝土矿中的钛矿物进行合理高效的回收的工艺,是一个亟需解决的问题。

发明内容

[0009] 为了解决上述现有技术中存在的不足,本发明针对锐钛矿在铝土矿中的嵌布特性及脉石矿物的复杂成分,提出了一种分级联合联合分选工艺,能够很好的解决铝土矿中锐钛矿的综合回收问题,为提高铝土矿综合利用率、增加钛资源可开发储量提供了技术基础,实现了铝土矿伴生钛矿物的综合回收。
[0010] 本发明的目的是这样实现的:一种从铝土矿中回收钛矿物的选矿工艺,包括以下工序段:A、矿石碎磨段工序;B、三段摇床重选分级工序;C、分级入选工序,所述的分级入选工序包括粗粒级分选系统、中粒级分选系统、中间产品回收系统和细粒级分选系统;
所述的矿石破碎段工序为:将铝土矿原矿经过两段颚式破碎和一段对辊破碎加工至小于2mm,样品通过0.2mm筛的预先及检查筛分,筛上产品进入磨机磨矿1分钟后循环至0.2mm筛,筛下产品进入三段摇床重选工序;
所述的三段摇床重选分级工序为:三段摇床工序为“一粗两精”;第一段摇床尾矿作为细粒级样品进入细粒级分选系统;第一段摇床中矿和第二段摇床尾矿合并作为中粒级样品进入中粒级分选系统;第二段摇床中矿和第三段摇床尾矿合并作为粗粒级样品进入粗粒级分选系统;第三段摇床精矿为粗精矿。
[0011] 所述的粗粒级分选系统为:粗粒级样品经一段摇床重选后精矿产品与第三段摇床精矿合并作为粗精矿,尾矿经适度磨矿后进入“一粗一精一扫”的浮选流程;粗精矿烘干后经“一粗一扫”两段电选和1.2T的一段磁选后获得钛精矿一,磁选尾矿作为钛精矿二,电选尾矿进入中间产品回收系统;浮选流程精矿经一段摇床重选后进入电选流程,其重选尾矿进入中间产品回收系统;粗粒级浮选尾矿适度磨矿后进入中粒级分选系统;本系统入浮选工艺的样品细度应为小于0.125mm占50%以上;所述的中粒级分选系统为:中粒级样品经适度磨矿后进入“一粗一精一扫”的浮选流程,浮选精矿经“一粗一扫”的闭路摇床重选后获得钛精矿二,浮选尾矿经适度磨矿后作为细粒级样品进入细粒级分选系统,闭路摇床重选的尾矿进入中间产品回收系统;该系统样品细度应为小于0.075mm占50%以上;
所述的中间产品回收系统为:中间产品经“一粗一精一扫”的浮选流程,获得钛精矿三,尾矿产品进入细粒级分选系统;
所述的细粒级分选系统为:细粒级样品经“一粗两精”三段反浮选,反浮选精矿脱药、擦洗、脱泥后进入“一粗一精一扫”正浮选流程,正浮选精矿进入矿泥摇床;矿泥摇床精矿为钛精矿四,反浮选尾矿和脱泥尾矿为尾矿一,正浮选尾矿和矿泥摇床尾矿合并作为尾矿二;该样品系统细度应为小于0.075mm占90%以上;
所述的反浮选的分选工序在细粒级TiO2含量较低时可以被长锥旋流器或分散沉降的方法取代;所述的分散沉降的方法为以不小于2000g/t的酸钠作为分散剂,分散后沉降5~
15分钟,抽取上层浑浊液为尾矿;细粒级原矿经长锥旋流器,0.015mm以下的细粒级矿物为尾矿。
[0012] 所述的“一粗一精一扫”及“一粗三精”为浮选技术用语,“粗”代指粗选,“精”代指精选,“扫”代指扫选,前面的数量词表示选别的段数;“一粗一精一扫”即指一段粗选、粗选精矿一段精选、粗选尾矿一段扫选的浮选过程;“一粗三精”即指一段粗选、粗选精矿三段精选的浮选过程。实际应用中,应结合浮选现象,酌情增加精选及扫选段数。
[0013] 积极有益效果:本发明基于铝土矿中钛矿物赋存状态而制定的保护性磨矿工艺,体现为工艺流程中的分阶段磨矿流程;基于铝土矿中钛矿物粒度分布及可选性差异而制定的分级联合入选的重浮联合工艺,包括分级入选的分级粒度大小、不同粒度的工艺方案和不同粒度分选系统的闭路方法;为提高铝土矿综合利用率,增加钛资源可开发储量提供了技术基础,实现了铝土矿伴生钛矿物的综合回收。附图说明
[0014] 图1为本发明的工艺流程图;图2为本发明的实施例1工艺流程图;
图3为本发明的实施例2工艺流程图;
图4为本发明的实施例3工艺流程图。
[0015] 具体实施方式:下面结合附图和具体实施例,对本发明做进一步说明:
实施例1:河南某铝土矿1
河南某铝土矿TiO2品位为3.31%,按照图1、2所示,对其伴生TiO2进行综合回收,包括以下工序段:A、矿石碎磨段工序;B、三段摇床重选分级工序;C、分级入选工序,所述的分级入选工序包括粗粒级分选系统、中粒级分选系统和细粒级分选系统;
所述的矿石破碎段工序为:将铝土矿原矿加工至小于0.2mm后进入三段摇床重选分级工序;
所述的三段摇床重选工序为:第一段摇床尾矿作为细粒级样品进入细粒级分选系统;
第一段摇床中矿和第二段摇床尾矿合并作为中粒级样品进入中粒级分选系统,即浮选流程;第二段摇床中矿和第三段摇床尾矿合并作为粗粒级样品进入粗粒级分选系统,即重选流程;第三段摇床精矿为粗精矿。
[0016] 所述的三段摇床重选分级工序为:三段摇床工序为“一粗两精”。第一段摇床尾矿作为细粒级样品进入细粒级分选系统;第一段摇床中矿和第二段摇床尾矿合并作为中粒级样品进入中粒级分选系统;第二段摇床中矿和第三段摇床尾矿合并作为粗粒级样品进入粗粒级分选系统;第三段摇床精矿为粗精矿。
[0017] 所述的粗粒级分选系统为:粗粒级样品经一段摇床重选后精矿产品与第三段摇床精矿合并作为粗精矿,尾矿经磨矿检查筛分进入“一粗一精一扫”的浮选流程;粗精矿烘干后经“一粗一扫”两段电选获得钛精矿一,电选尾矿返回作为粗粒级原矿;浮选流程精矿经一段摇床重选后获得钛精矿二;粗粒级样品尾矿进入中粒级分选系统;所述的中粒级分选系统为:中粒级样品进入“一粗一精一扫”的浮选流程,浮选精矿经“一粗一扫”的闭路摇床重选后获得钛精矿三,浮选尾矿经的磨矿检查筛分后作为细粒级样品进入细粒级分选系统,闭路摇床重选的尾矿经浓缩后作为中粒级分选原矿;
所述的细粒级分选系统为:细粒级样品经长锥旋流器脱泥后进入“一粗一精一扫”正浮选流程,正浮选精矿进入矿泥摇床;矿泥摇床精矿为钛精矿四,矿泥摇床尾矿返回作为细粒级正浮选原矿;矿泥及浮选尾矿合并为最终尾矿;
所述的正浮选流程为“一粗一精一扫”工艺,具体的药剂制度如下:
一粗为:粗选pH调节剂为硫酸,调节pH值为4.5;粗选抑制剂为氟硅酸钠,用量500g/t;
捕收剂为N-亚硝基苯胲胺,用量为1000g/t;粗选起泡剂为2号油,用量30g/t;一扫为:扫选pH调节剂为硫酸,调节pH值为4.5;扫选抑制剂为氟硅酸钠,用量300g/t,捕收剂为N-亚硝基苯胲胺,用量为500g/t,粗选起泡剂为2号油,用量20g/t;一精为:精选pH调节剂为硫酸,调节pH值为4.5;精选抑制剂为氟硅酸钠,用量300g/t;
所述的反浮选流程为“一粗三精”工艺,具体的药剂制度如下:
一粗为:粗选pH调节剂为碳酸钠,调节pH值为8左右;粗选抑制剂为改性淀粉,用量
1200g/t;捕收剂为油酸,用量为1500g/t;精选为:精选pH调节剂为碳酸钠,调节pH值为8左右;精选抑制剂为改性淀粉,用量200g/t,捕收剂为油酸,用量为1500g/t;
所述的钛精矿一、钛精矿二、钛精矿三粒级与品位接近合并为高品位精矿TiO2品位
67.89%,TiO2回收率38.25%;;钛精矿四粒级较细、品位偏低为低品位次精矿,TiO2品为
21.56%,TiO2回收率19.01%。
[0018] 实施例2:河南某铝土矿2河南某铝土矿,TiO2品位4.12%,按照图3所示,对其伴生TiO2进行综合回收,包括以下工序段:A、矿石碎磨段工序;B、三段摇床重选分级工序;C、分级入选工序,所述的分级入选工序包括粗粒级分选系统、中粒级分选系统和细粒级分选系统;
所述的矿石破碎段工序为:将铝土矿原矿破碎磨矿至小于0.2mm后进入三段摇床重选分级工序;
所述的三段摇床重选工序为:第一段摇床尾矿作为细粒级样品进入细粒级分选系统;
第一段摇床中矿和第二段摇床尾矿合并作为中粒级样品进入中粒级分选系统,即浮选流程;第二段摇床中矿和第三段摇床尾矿合并作为粗粒级样品进入粗粒级分选系统,即重选流程;第三段摇床精矿为粗精矿。
[0019] 所述的三段摇床重选分级工序为:三段摇床工序为“一粗两精”。第一段摇床尾矿作为细粒级样品进入细粒级分选系统;第一段摇床中矿和第二段摇床尾矿合并作为中粒级样品进入中粒级分选系统;第二段摇床中矿和第三段摇床尾矿合并作为粗粒级样品进入粗粒级分选系统;第三段摇床精矿为粗精矿。
[0020] 所述的粗粒级分选系统为:粗粒级样品经一段摇床重选后精矿产品与第三段摇床精矿合并作为粗精矿,尾矿经磨矿检查筛分进入“一粗一精一扫”的浮选流程;粗精矿烘干后经“一粗一扫”两段电选获得钛精矿一,电选尾矿返回作为粗粒级原矿;浮选流程精矿经一段摇床重选后获得钛精矿二;粗粒级样品尾矿进入中粒级分选系统;所述的中粒级分选系统为:中粒级样品进入“一粗一精一扫”的浮选流程,浮选精矿经“一粗一扫”的闭路摇床重选后获得钛精矿三,浮选尾矿经的磨矿检查筛分后作为细粒级样品进入细粒级分选系统,闭路摇床重选的尾矿经浓缩后作为中粒级分选原矿;
所述的细粒级分选系统为:细粒级样品经“一粗三精”四段反浮选,反浮选精矿脱药后进入“一粗一精一扫”正浮选流程,正浮选精矿进入矿泥摇床;矿泥摇床精矿为钛精矿四,矿泥摇床尾矿返回作为细粒级正浮选原矿;反浮选和正浮选尾矿合并作为最终尾矿;
所述的正浮选流程为“一粗一精一扫”工艺,具体的药剂制度如下:
一粗为:粗选pH调节剂为硫酸,调节pH值为4.8;粗选抑制剂为氟硅酸钠,用量500g/t;
捕收剂为N-亚硝基苯胲胺,用量为1200g/t;粗选起泡剂为2号油,用量30g/t;一扫为:扫选pH调节剂为硫酸,调节pH值为4.8;扫选抑制剂为氟硅酸钠,用量300g/t,捕收剂为N-亚硝基苯胲胺,用量为600g/t,粗选起泡剂为2号油,用量20g/t;一精为:精选pH调节剂为硫酸,调节pH值为4.8;精选抑制剂为氟硅酸钠,用量300g/t;
在细粒级分选系统中的正浮选粗选中,额外加入200g/t的六偏磷酸钠作为脉石抑制剂,并额外加入500g/t的羟肟酸作为辅助捕收剂。
[0021] 所述的反浮选流程为“一粗三精”工艺,具体的药剂制度如下:一粗为:粗选pH调节剂为碳酸钠,调节pH值为8左右;粗选抑制剂为改性淀粉,用量
1500g/t;捕收剂为油酸,用量为1200g/t;精选为:精选pH调节剂为碳酸钠,调节pH值为8左右;精选抑制剂为改性淀粉,用量500g/t,捕收剂为油酸,用量为1200/t;
所述的钛精矿一、钛精矿二、钛精矿三粒级与品位接近合并为高品位精矿TiO2品位
76.51%,TiO2回收率33.97%;;钛精矿四粒级较细、品位偏低为低品位精矿,TiO2品为24.76%,TiO2回收率21.37%。
[0022] 实施例3:河南某铝土矿3河南某铝土矿,TiO2品位3.73%,按照图4所示,对其伴生TiO2进行综合回收,包括以下工序段:A、矿石碎磨段工序;B、三段摇床重选分级工序;C、分级入选工序,所述的分级入选工序包括粗粒级分选系统、中粒级分选系统、中间产品回收系统和细粒级分选系统;
所述的矿石破碎段工序为:将铝土矿原矿经过两段颚式破碎和一段对辊破碎加工至小于2mm,样品通过0.2mm筛的预先及检查筛分,筛上产品进入磨机磨矿1分钟后循环至0.2mm筛,筛下产品进入三段摇床重选分级工序;
所述的三段摇床重选分级工序为:三段摇床工序为“一粗两精”。第一段摇床尾矿作为细粒级样品进入细粒级分选系统;第一段摇床中矿和第二段摇床尾矿合并作为中粒级样品进入中粒级分选系统;第二段摇床中矿和第三段摇床尾矿合并作为粗粒级样品进入粗粒级分选系统;第三段摇床精矿为粗精矿。
[0023] 所述的粗粒级分选系统为:粗粒级样品经一段摇床重选后精矿产品与第三段摇床精矿合并作为粗精矿,尾矿经适度磨矿后进入“一粗一精一扫”的浮选流程;粗精矿烘干后经“一粗一扫”两段电选和1.2T的一段磁选后获得钛精矿一,磁选尾矿作为钛精矿二,电选尾矿进入中间产品回收系统;浮选流程精矿经一段摇床重选后进入电选流程,其重选尾矿进入中间产品回收系统;粗粒级浮选尾矿适度磨矿后进入中粒级分选系统;所述的中粒级分选系统为:中粒级样品进入“一粗一精一扫”的浮选流程,浮选精矿经“一粗一扫”的闭路摇床重选后获得钛精矿二,浮选尾矿经的磨矿检查筛分后作为细粒级样品进入细粒级分选系统,闭路摇床重选的尾矿进入中间产品回收系统;
所述的中间产品回收系统为:中间产品经“一粗一精一扫”的浮选流程,获得钛精矿三,尾矿产品进入细粒级分选系统;
所述的细粒级分选系统为:细粒级样品经“一粗两精”三段反浮选,反浮选精矿脱药、擦洗、脱泥后进入“一粗一精一扫”正浮选流程,正浮选精矿进入矿泥摇床;矿泥摇床精矿为钛精矿四,反浮选尾矿、脱泥尾矿、正浮选尾矿和矿泥摇床尾矿合并作为尾矿。
[0024] 所述的正浮选流程为“一粗一精一扫”工艺,具体的药剂制度如下:一粗为:粗选pH调节剂为硫酸,调节pH值为4.8;粗选活化剂为硝酸铅,用量为300g/t;
粗选抑制剂为氟硅酸钠+六偏磷酸钠,用量500+200g/t;捕收剂为N-亚硝基苯胲胺,用量为
1000g/t;粗选起泡剂为2号油,用量30g/t;一扫为:扫选pH调节剂为硫酸,调节pH值为5;扫选抑制剂为氟硅酸钠,用量300g/t,捕收剂为N-亚硝基苯胲胺,用量为800g/t,粗选起泡剂为2号油,用量20g/t;一精为:精选pH调节剂为硫酸,调节pH值为4.8;精选抑制剂为氟硅酸钠+六偏磷酸钠,用量200+100g/t。
[0025] 所述的反浮选流程为“一粗两精”工艺,具体的药剂制度如下:一粗为:粗选pH调节剂为碳酸钠,调节pH值为8;粗选抑制剂为改性淀粉+硫酸铝,用量
1000+200g/t;捕收剂为油酸,用量为1200g/t;精选为:精选pH调节剂为碳酸钠,调节pH值为
8;精选抑制剂为改性淀粉,用量300g/t,捕收剂为油酸,用量为1000g/t。
[0026] 所述的精矿一TiO2品位95.08%,TiO2回收率12.05%;钛精矿二、钛精矿三合并为精矿二TiO2品位43.51%,TiO2回收率39.97%;;钛精矿四为精矿三,TiO2品为20.76%,TiO2回收率13.37%。
[0027] 在本发明的细粒级分选系统中,以毛毯机取代矿泥摇床可以获得相似的分选效果;在本发明的中粒级分选系统中,采用悬振机代替摇床能获得相似的效果。
[0028] 在本发明的粗粒级分选系统中,采用离心选矿机代替摇床能获得相似的分选效果。
[0029] 在本发明的矿石破碎段工序中应根据矿石实际情况进行调整,如采用圆锥破碎机、旋回破碎机,或采用其他的分段破碎方案,在破碎方案中,应考虑防止矿物过粉碎,防止泥化。
[0030] 本工艺中最终得到的钛精矿一为高品位精矿,TiO2品位不低于90%;钛精矿二、钛精矿三粒级与品位接近合并为中品位精矿,TiO2品位为30~50%;钛精矿四粒级较细、品位偏低为低品位精矿(次精矿),TiO2品位为10~30%。
[0031] 本发明基于铝土矿中钛矿物赋存状态而制定的保护性磨矿工艺,体现为工艺流程中的磨矿检查筛分流程;基于铝土矿中钛矿物粒度分布及可选性差异而制定的分级联合入选的重浮联合工艺,包括分级入选的分级粒度大小、不同粒度的工艺方案和不同粒度分选系统的闭路方法;工艺中浮选采用的药剂制度,包括浮选pH值、捕收剂、活化剂、抑制剂、脉石抑制剂的种类及用量等;为提高铝土矿综合利用率,增加钛资源可开发储量提供了技术基础,实现了铝土矿伴生钛矿物的综合回收。
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