分選鈦鐵礦的改進方法

專利名稱：分選鈦鐵礦的改進方法
技術領域：
本發明涉及一種強化從礦砂或其精礦的礦物中提取鈦鐵礦的方法。
礦砂可能含有多種有價礦物，其中主要有鈦鐵礦、金紅石、鋯英石、白鈦石、獨居石和金。利用各種礦物的比重差，磁和電特性的差別提取這些礦物以使它們與礦砂中價值較少的礦物，以及彼此之間分離。
已有一些將礦砂分離成其有價組分的現有技術。最普通的方法以方框圖的形式歸納于

圖1中。將礦砂以濕的原砂狀態輸至重選工序(WET PLANT)以得到一種粗重精礦(HMC)。然后可將此HMC饋入第二工序，在此利用某些礦物組分的磁特性進行進一步的分離和富集。
鈦鐵礦是一種鐵和鈦的氧化物的復合物，具有弱磁性。高磁性的礦物，如磁鐵礦用低強度磁選機從HMC中除去。然后殘留的物料可經濕高強度磁選(WHIMS)步驟而將鈦鐵礦富集。然后可通過在一臺干磨機(DRY MILL)中靜電步驟處理WELIMS產物。
對于鈦鐵礦為主要來源的特別有意義的化合物是二氧化鈦，當將上述現有技術的方法用于來自新西蘭南島西海岸(the West Coast of The South Island of New Zealand)的鈦鐵礦時，典型的二氧化鈦精礦的TiO2在45%-47%之間，而二氧化硅的分析值一般在4%-6%的范圍內，三氧化二鋁在2%-2.5%的范圍內。相反，西澳大利亞(West Australian)鈦鐵礦精礦通常含TiO2超過50%。
由于在鈦鐵礦中有鐵的氧化物，所以鈦鐵礦的磁化率可在多種條件下通過焙燒而得以提高。這種磁化率的提高是一種廣為人知的現象，而且是通過改變化學組分及結晶構造而造成的(例如，下文中所引用的文章中所述)，并且使鈦鐵礦通過磁選技術很容易地與其他礦物，例如鉻鐵礦、石英、石榴石及金紅石等分離。
這類現有技術中的一種是由南非的Richards Bay Minerals(RBM)Company完成的，該公司開采并處理含高鉻鐵礦的原砂以回收鈦鐵礦及其他礦物。原砂首先通過重選和WHIMS工序處理。WHIMS將原料分成非磁性和磁性兩部分，然后將金紅石和鋯英石的非磁性部分在與磁性的鈦鐵礦/鉻鐵礦分離后在一干磨機中處理。鈦鐵礦/鉻鐵礦部分在約800℃用過量氧焙燒40分鐘。這使鈦鐵礦磁化，并使之經與鉻鐵礦磁選分離(見PP.555-80f“Magnetic Methods forthe n.c Treatment of Minerals”，by J.Svoboda，Elsevier(1987)，或澳大利亞專利502866)。
另一方法公開在GB2043607中，其中描述了在含氫氣氛中焙燒鈦鐵礦礦石提高其磁化率，以將其作為一種“雜質”與金紅石分離。
除上述專利外，申請人所知的描述磁化焙燒的文章是由Curnow & Parry(Nature，Dec.11，1954，P.1101，Journal and Proc.of the Royal Society of N.S.W.Vol.89〔1955〕P.64)，Ishikawa and Akimoto(Journal of physical Society of Japan vol.12No.10，Oct.1957;Vol.13，No.10，Oct.1958)andBozorth，Walsh & Williams(Physical Review Vol.108，No.1，Oct.1，1957，P.1083)所發表的。
Curnow & Parry所述的方法是一種在空氣中于600℃-800℃間氧化的方法。三價鐵與二價鐵之比達1.3，而超過800℃的延長焙燒只產生弱的鐵磁效果。這與Richards Bay法極其相似。Ishikawa描述了采用1100℃的溫度焙燒達12小時，然后驟冷以產生一種xFeTiO3(1-X)Fe2O3固溶體，當1.0＞X＞0.5時，其磁性最大。Ishikawa還被引證到Bozorth等人的文章中，該文涉及鈦鐵礦的低溫磁化。
在很多國家，如南非、美國、澳大利亞、印度、新西蘭、及世界其他地區都發現了鈦鐵礦礦床。各國和各地區的鈦鐵礦礦床在其組分上可能不同。
特別是在新西蘭南島發現的鈦鐵礦含有大量的夾雜物及硅酸鹽礦物邊緣。在冶金學上，這些夾雜物具有使含有該夾雜物的鈦鐵礦顆粒的磁化率和導電率下降的效應，同時提高鈦鐵礦精礦中的二氧化硅、三氧化二鋁及其他有害化合物的含量，結果二氧化鈦含量相對減少。這些復合的顆粒可能難于用磁選或靜電的方法分選，并且與通常的礦砂行業相比可能導致平均產量低、平均資金和直接運行費用高。
新西蘭南島鈦鐵礦也存在于含有大量石榴石的共生體中。該石榴石的比重和尺寸范圍與這種鈦鐵礦相近，這也給已知方法的第一重選階段帶來了難題。此種石榴石的磁化率和導電率也與鈦鐵礦相近，以致采用已知的分離步驟化費很大，而同時在此過程中鈦鐵礦的損失也很高。
由于硅酸鹽夾雜物使得渣或人造金紅石原料中二氧化硅和三氧化二鋁的含量很不“固定”，所以在礦物的選礦過程中去除分散的晶體，如石榴石、石英或其他有害的硅酸鹽礦物是重要的。圖1所示的常規礦物選礦工藝可從新西蘭西海岸南島的礦物中將幾乎所有不希望有的分散礦物除去，但總的代價是鈦鐵礦的回收率范圍僅為65%-75%。能得到的最好的鈦鐵礦精礦可能含有約1%-2%的分散硅酸鹽礦物并驗明有大約46.5-47%的二氧化鈦。當這種精礦在電弧熔煉爐中處理時，取決于造渣工序中及對用戶來說可接受的鐵(FeO)含量，按照圖3它可提供在渣中的約73%-83%當量的二氧化鈦。
本發明旨在克服現有技術的這些缺點，并提供一種從原礦砂中分選出鈦鐵礦礦石的改進方法，所說的原礦砂包括具有高含量石榴石及諸如鉻鐵礦等的礦物，而且本方法不采用WHIMS和DRY MILL常規工藝。
本發明的另一目的包括通過去除其中存在的硅酸鹽邊緣及夾雜物來提高TiO2的含量。
按照本發明的第一方面，提供了一種從原砂或其精礦中分選鈦鐵礦的方法，它包括以下步驟，按順序是-重選步驟-低強度磁選步驟;
-單級流化床磁化焙燒步驟，其溫度范圍為650°-900℃，采用如下文中所定義的過量碳以提供一種氧勢得到控制的氣氛;
-低到中等強度的磁選步驟。
按照本發明第二方面，提供一種從原砂或其精礦中分選鈦鐵礦的方法，它包括如下步驟，順序是-重選步驟;
-低強度磁選步驟;
-單級流化床磁化焙燒步驟，其溫度范圍為650°-900℃，采用下文所定義的過量碳來提供一種氧勢得以控制的氣氛;
-冷卻步驟，它包括在受控條件下冷卻焙燒過的礦石;
-低到中強度的磁選步驟。
冷卻步驟較好的是逐步完成，如在一個半小時的期間內將焙燒過的礦石冷至室溫。
按照本發明的另一方面，提供了一種從原砂或其精礦中分選鈦鐵礦的方法，所述原砂或精礦屬具有高相對濃度的有害硅酸鹽(包括石榴石)的類型，它包括如下步驟，順序是-重選步驟;
-低強度磁選步驟;
-單級流化床磁化焙燒，其溫度范圍為650°-900℃，采用下文所定義的過量碳來形成一種氧勢受控制的氣氛;
-低到中強度的磁選步驟;
-研磨步驟;
-低到中等強度的濕磁選步驟。
可采用或不采用冷卻步驟將磨碎步驟加在磁化焙燒和低到中等強度磁選步驟之間。
圖1是常規分選工藝的方框圖;
圖2是按照本發明工藝的第一實施方案的方框圖;
圖3是關于鈦鐵礦中的二氧化鈦與渣中二氧化鈦含量的百分比曲線圖;
圖4是按照本發明工藝的第二實施方案的方框圖;
圖5是TiO2-FeO-Fe2O3系的摩爾三元相圖(Molar Ternary Diagram);
圖6(a)-(c)，對比了在各種焙燒溫度下本發明的工藝和現有技術的穩定性;及圖7是按照本發明工藝第三實施方案的方框圖。
如圖2所示，按照本發明第一方面的工藝所涉及的是處理硅酸鹽和石榴石礦物相對含量高的礦床中的鈦鐵礦，并包括首先使原砂通過濕重選階段(步驟1)的常規步驟，接著過篩(步驟2)，通過低強度磁選(步驟3)除去高度易磁化的礦物，如磁鐵礦。然后使所得產物通過焙燒爐(步驟4)，在其中溫度、氧勢和滯留時間是被小心控制的。然后可將焙燒產物磨碎(步驟5)，而后使之通過低到中強度磁選的階段(步驟6)。
根據被處理礦物的特性，礦石的過篩(步驟2)或磨碎(步驟5)或研磨(步驟7)可能不是必需的。
得自步驟6的精礦，與按常規方法達到的水平相比，在鈦鐵礦回收率方面有明顯改進。
在焙燒作業(步驟4)中，鈦鐵礦部分的磁化率可根據所選的氣氛和其它因素提高達50個指數，而硅酸鹽和其他有害礦物(包括石榴石)的磁化率則實際上保持不變。
在焙燒作業(步驟4)及磨碎(步驟5)后，通過采用一次低至中強度磁選(步驟6)提高了的磁化率能將鈦鐵礦部分與其他礦物組分完全分離。
上述流程有效地擺脫了世界范圍礦砂行業中通用的主要的WHIMS/DRY MILL精選富集工序，并用焙燒/低至中強度磁選來取代它們。
此工藝還預處理用于制備人造金紅石或制備二氧化鈦渣的鈦鐵礦。
就新西蘭南島鈦鐵礦而言，減少所得精礦中的石榴石及硅酸鹽組分使造渣過程中的冶金爐原料得以優化，并通過加入了如圖2所示的研磨階段(步驟7)使最終鈦鐵礦產品的質量大為提高。在研磨之后，可得到高質量的精礦，同時僅有約3%(重量)的損耗。這種損耗被認為最大可能是去除了在研磨階段(步驟7)之前仍存在于精礦中的有害的硅酸鹽物料，某些硅酸鹽夾雜物及某些附著于鈦鐵礦顆粒邊沿上的硅酸鹽邊緣造成的。然后，來自研磨(步驟7)的出料再通過一次低到中強度的濕磁選(步驟8)。
如表1所示，所得鈦鐵礦產品表明提高了二氧化鈦的濃度。
本發明的工藝與采用常規工藝所得含約46.5%二氧化鈦的礦樣相比，得到一種最終鈦鐵礦產物中約含49%二氧化鈦的礦樣。此外，二氧化硅和三氧化二鋁的濃度明顯下降，而這些區別帶來了優于常規重礦砂處理方法的實質性工業優點。本發明的方法使來自WET PLANT或重選階段(步驟1)的，比通常要求的級別要低的HMC可以被接受。
例如，與現有技術中的30%(約)的鈦鐵礦精礦相比，25%(約)的鈦鐵礦精礦是可接受的。在這種情況下，回收率總的來說可提高約4%。同時使資金和運行費用下降。
表 1對比礦樣圖2流程的產品 圖1的常規流程的產品TiO248.9% 46.6%SiO23.8% 4.78%Al2O31.17% 1.95%從含高含量石榴石的礦砂中分選鈦鐵礦的已知技術可能得到低的鈦鐵礦回收率，并可能要求用大型和昂貴的DRY MILL來去除大量的石榴石廢料。
本發明的方法不需要MHIMS或DRY工藝。鈦鐵礦的總回收率明顯地得到提高，從而直接總的運行費用與常規工藝相比大為降低，而可開采的礦床貯備得以擴大。
根據被處理礦石的類型，焙燒溫度(步驟4)可在650℃-900℃(但較好是在750°-850℃的范圍內)，而滯留時間可在30分鐘-90分鐘的范圍內。
寬的溫度范圍及長的滯留時間具有作操作條件簡化并因此可易于控制的優點。
本發明通過控制氧勢以使高Fe2O3∶FeO摩爾比的鈦鐵礦的反應條件成為還原性，使低Fe2O3∶FeO摩爾比的鈦鐵礦的反應條件成為氧化性從而使最大磁化增強區(圖5)中的焙燒反應得以穩定。其他人(Bozorth等，Ishikawa或Curnow & Parry)已確定，當Fe2O3∶FeO的摩爾比在1∶1和1.57∶1的范圍內(圖5中的陰影區24)時，達到最大磁化增強效果。對于大多數鈦鐵礦而言，該反應條件是弱氧化性的。
通過采用與鈦鐵礦原料混合的過量碳燃料，并與一定量的空氣燃燒則可獲得反應的穩定性，空氣的量要使得在排出氣體中的氧量易于保持在最適于特定的被處理礦石類型的水平上。在大多數情況下該量應在廢氣體積的0.1%-1.0%范圍內。
這樣，本發明就可應用于，但不限于例如下面表2所列的不同組成的鈦鐵礦表 2例 FeO Fe2O3%(重量)1.Westport(新西蘭) 37.6 3.22.Richards Bay(南非) 22.5 25.03.西澳大利亞 24.0 18.04.西澳大利亞 33.9 13.25.昆士蘭 18.8 21.96.New South Wales 16.2 22.6圖6說明了從一未用過量碳緩沖反應的以及一用過量碳緩沖反應所得結果的區別。未緩沖的反應形成一條陡峭的曲線30，與按本發明經緩沖的反應的較平坦的曲線32比較，從而可以在工廠實踐中更好的控制。
圖6(a)-(c)繪出了磁化率與分別在750℃、800℃、及850℃的焙燒溫度下的焙燒時間的關系曲線。用虛線表示的每條曲線30表明采用現有技術中所用的高百分比氧氣氛作為時間函數的所得磁化率達到峰值，而后落入一狹窄的時間區間內。從而，現有技術較易于達到不穩定的磁化結果或要求更嚴密地控制。本發明的工序用實線表達在曲線32中，從該曲線清楚地看出最大磁化率是隨時間逐步地到達平直區的。這一結果提供了與現有技術相比更有效的和更易于控制的工藝。
在整篇說明書中，術語“碳”在包括碳本身，如木炭同時，也包括“含碳的”或碳質的化合物，如CO、CO+水蒸汽，或除下述實施例所用的炭以外的，或代替炭的碳氫化合物燃料。這樣，所用的過量碳可部分地由流態化氣體和/或焙燒爐床所供給。
在一系列試驗性的測試中，使用下列參數供入焙燒爐 5000g重精礦的原料 1000g返回炭600g煙煤焙燒爐床溫 800℃焙燒爐中滯留時間 60分流化氣體 空氣焙燒爐氣氛(廢氣) 0.3-0.5% O2經過在這些條件下的焙燒后，可能用低強度磁選機將“增強磁化的鈦鐵礦”以優于98%的回收率與脈石礦物分選。
焙燒爐供料及產物在場強X場梯度為1.0T2/m時的單位質量磁化率(10-6m3/kg)如下表 3鈦鐵礦 石榴石焙燒爐供料 0.9 0.9焙燒爐產物 50.0 0.9以上引證的例子中所用的重精礦是特定的Westport(新西蘭)精礦，但在使用其他鈦鐵礦的其他試驗性檢測中也獲得了類似的結果，這些鈦鐵礦不含硅酸鹽夾雜物，因此無需研磨步驟(步驟7)，及隨后的磁選步驟(步驟8)。這就是說，在焙燒后只需進行低到中強度的磁選步驟。在這樣一種情況下，所測得的單位質量磁化率在8.5。這樣，如圖4所示，本發明的第二實施方案包括了常規的重選階段(10)、過篩及磨碎(12)，接著是一低強度磁選階段(14)，以此除去高磁性物料如磁鐵礦。然后是焙燒(16)，接著是低到中強度磁選階段(18)，從而導致鈦鐵礦的高回收率。
除提供可將鈦鐵礦從通常的礦砂中容易而經濟地回收并提高其品位及在West Coast、South Island、新西蘭礦石等特定情況下使之與石榴石分離，或與有害鉻鐵礦和/或鉻尖晶石(如在澳大利亞鈦鐵礦的特定情況下)分離的機理外，本發明還提供一種單級焙燒反應，它具有予處理鈦鐵礦以使其反應性增高并通過用鹽酸選擇性浸出其鐵含量而使該礦物適用于人造金紅石生產的附加效果。現有技術中其他已知方法需要多段焙燒才獲得同樣的效果。
還發現磁化率的進一步改進是因為控制了焙燒產物的冷卻速度。
例如，在一個系列檢測中，四份相同的鈦鐵礦樣品分次用過量煤/炭作前述的燃料焙燒90分鐘。二次在800℃進行，二次在850℃進行。
焙燒完成時，將不同溫度下的樣品各取一份于水槽中驟冷，其余的樣品用90分鐘的時間漸冷至室溫(退火)。
在冷卻時，清除四個樣品中每個上殘留的炭，與脈石礦物磁選分離，并測定磁化率，結果列于表4。
表 4在場強X場梯度為1.0T2/m的單位質量磁化率(10-6m3/kg)焙燒溫度 800℃ 850℃驟冷 38 60退火 58 76因此，本發明的第三實施方案就包括圖7中所列的步驟，其中在焙燒16和磁選18步驟之間進行如上所述的退火步驟17。退火、即與驟冷相比是控制冷卻焙燒產物的速率，由于進一步改善了磁化率，因而能使焙燒過鈦鐵礦的回收率在磁選階段得以改進。
雖然本發明是以其最佳實施方案作如上敘述的，但應理解，在本領域中普通技術人員知識范圍內的上述方法的改變是可以預料的。例如，圖2中步驟4，或圖2步驟16的焙燒溫度、氣氛和滯留時間都可在通過適當的試驗而確定的參數內改變。此外，步驟7的研磨階段，當需要時，也可在通過適當試驗而確定的參數內改變。另外，進行圖2的步驟7的研磨階段，與所得產物粒度一起得到-125微米至+75微米范圍的顆粒。可以預見的是這些范圍不是絕對的，但與原料有關，并且可通過本領域普通技術人員知識范圍內的試驗而確定的。
權利要求
1.使鈦鐵礦與其原砂或精礦分選的方法，它包括以下步驟，按順序-重選階段；-低強度磁選階段；其改進包括-在范圍在650℃-900℃的溫度下，用上面定義的過量碳以提供氧勢得以控制的氣氛的單級流化床磁化焙燒；-低到中強度的磁選階段。
2.權利要求1的方法，它還包括在被控制條件下于所述磁選階段之前使所述焙燒階段的產物冷卻的步驟。
3.權利要求1或2的方法，它還包括在所述的磁選階段之后進行的下述步驟-研磨階段;及-低到中等強度的濕磁選階段。
4.權利要求1或2的方法，其中所述的過量碳包括一個煙煤及再循環炭的流化床。
5.權利要求4的方法，其中所述受控制氣氛在廢氣中的氧濃度為0.1%-1.0%(體積)。
6.權利要求5的方法，其中所述的焙燒氣氛是空氣。
7.權利要求6的方法，其中所述的焙燒溫度在750℃-850℃的范圍內。
8.權利要求7的方法，其中所述的焙燒階段以30-90分鐘的滯留時間完成。
9.當從屬于權利要求2時權利要求8的方法，其中所述的冷卻階段包括將所述產物退火90分鐘。
10.權利要求1或2的方法，其中所述的過量碳包括一個煙煤和再循環炭的流化床。
11.權利要求10的方法，其中所述氣氛控制在廢氣中的含氧濃度為0.1-1.0%(體積)。
12.權利要求11的方法，其中所述的焙燒氣氛是空氣。
13.權利要求12的方法，其中所述的焙燒溫度在750℃-850℃的范圍內。
14.權利要求13的方法，其中所述的焙燒階段以30-90分鐘的滯留時間完成。
15.當從屬于權利要求2時權利要求14的方法，其中所述冷卻階段包括使所說的產物退火90分鐘。
16.權利要求1-15中任一項所要求保護的方法處理過的鈦鐵礦。
全文摘要
一種強化從礦砂或精礦的礦物中提取鈦鐵礦的方法，包括單級硫化床磁化熔燒16。采用過量碳燃料(如煤/炭，CO或碳氫化合物)650℃—900℃的溫度以提供氧勢受控的氣氛，結果產生穩定的高磁化率產品。以前已使用了焙燒工藝，但本方法需要有一個較低強度的磁選階段18并提供了改進的回收率(甚至可回收由現有技術工藝得到的尾礦)。使焙燒產物退火17改進了產品磁化率。在成渣或作為人造金紅石原料使用之前，磁選之后，采用研磨步驟可進一步改善含硅酸鹽礦物的夾雜物或邊緣的鈦鐵礦。焙燒階段強化了在生產人造金紅石時浸出鈦鐵礦。
文檔編號C22B5/10GK1060500SQ9110929
公開日1992年4月22日 申請日期1991年8月30日 優先權日1990年8月30日
發明者鄂尼斯特·A·沃爾樸爾 申請人:澳斯特派克黃金公司