一種選鈦方法
【專利摘要】本發明提供了一種選鈦方法。所述選鈦方法包括將解離后的選鈦原礦進行分級和隔粗處理以去除其中粒度小于0.074mm和粒度在1.0mm以上的礦料，然后將隔粗所得的礦料依次經一段除鐵、一段強磁選、旋流器分級、振動篩分級、二段除鐵、二段強磁選、濃縮并經過浮選得到鈦精礦，其中，待浮選的礦料中粒度在0.18mm以上的礦料含量為10～20wt%，粒度為0.100～0.18mm的礦料含量為20～30%，粒度為0.074～0.100mm的礦料含量為20～25wt%，粒度小于0.074mm的礦料含量為30～40wt%，TiO2含量為20～24wt%。本發明能夠提高浮選回收鈦鐵礦的粒度上限至0.18mm，有效減少了磨礦時間，降低了磨礦成本，并且鈦精礦產量和回收率都得到提高。
【專利說明】一種選鈦方法
【技術領域】
[0001]本發明涉及一種選礦方法，更具體地講，涉及一種能夠提高鈦鐵礦浮選礦料粒度上限的方法。
【背景技術】
[0002]攀枝花礦區蘊藏著豐富的釩鈦磁鐵礦，釩鈦磁鐵礦經過選鐵后的尾礦一般作為選鈦原料，在現有的選鈦工藝中，浮選步驟通常被認為只能對粒度在0.045?0.074mm的礦物進行浮選，對于+0.1mm粒級(即粒度在0.1mm以上)的礦物回收效果較差，且幾乎不能回收+0.18mm粒級(即粒度在0.18mm以上)的礦物。在鈦鐵礦回收過程中，要使磨礦細度達到適宜浮選的粒度，會大幅增加磨礦成本，同時在磨礦過程中不可避免會產生一些礦泥，不利于礦物的后續選別。
【發明內容】
[0003]針對現有技術中存在的不足，本發明的目的之一在于解決上述現有技術中存在的一個或多個問題。
[0004]本發明的目的之一在于提供一種將鈦精礦回收粒度上限提高至0.18mm粒級的方法。
[0005]為了實現上述目的，本發明提供了一種選鈦方法。所述選鈦方法包括以下步驟:解離選鈦原礦，以使選鈦原礦中粒度小于0.25mm的鈦鐵礦物與脈石礦物分離；對解離后的礦料進行分級，得到粒度小于0.074mm的細粒礦料和粒度在0.074mm以上的粗粒礦料；對所述粗粒礦料進行隔粗處理，以去除其中粒度在1.0mm以上的礦料；對隔粗后的礦料進行一段除鐵和一段強磁選，得到強磁精礦和尾礦；對所述強磁精礦進行旋流器分級和振動篩分級，將旋流器分級得到的粒度小于0.18mm的礦料送至振動篩以進一步分級去除其中粒度在0.18mm以上的礦料,旋流器分級和振動篩分級得到的粒度在0.18mm以上的礦料經磨礦處理后返回旋流器分級步驟再次選別；對振動篩分級得到的粒度小于0.18mm的礦料依次經二段除鐵、二段強磁選、濃縮和浮選得到鈦精礦，其中，待浮選的礦料中粒度在0.18mm以上的礦料含量為10?20wt%，粒度為0.100?0.18mm的礦料含量為20?30%，粒度為0.074?0.1OOmm的礦料含量為20?25wt%，粒度小于0.074mm的礦料含量為30?40wt%，TiO2含量為20?24wt%。
[0006]根據本發明選鈦方法的一個實施例，經所述隔粗處理后的礦料中粒度在1.0mm以上的礦料含量在2wt%以內，粒度在0.18mm以上的礦料含量65?75wt%，粒度小于0.074mm的礦料含量在15wt%以下。
[0007]根據本發明選鈦方法的一個實施例，所述磨礦處理步驟采用球磨機磨礦。
[0008]根據本發明選鈦方法的一個實施例，所述浮選步驟包括依次進行的浮硫和浮鈦步驟，浮選設備采用XCF型浮選機和KYF型浮選機組成的聯合機組，浮鈦藥劑包括M0H-2捕收劑。[0009]根據本發明選鈦方法的一個實施例，所述一段強磁選和所述二段強磁選的磁場強度均為5500?6500奧斯特。
[0010]根據本發明選鈦方法的一個實施例，所述一段強磁選和所述二段強磁選的激勵電流為950?1050A。
[0011]根據本發明選鈦方法的一個實施例，所述選鈦原礦為釩鈦磁鐵礦經選鐵后的尾礦，其品位為9.0?11.0wt%。
[0012]根據本發明選鈦方法的一個實施例，所述解離選鈦原礦包括對所述選鈦原礦進行破碎和磨礦處理。根據本發明選鈦方法的一個實施例，經所述解離選鈦原礦步驟之后，粒度小于0.25mm的礦料的單體解離度在90%以上。
[0013]根據本發明選鈦方法的一個實施例，所述待浮選的礦料中粒度小于0.074mm的礦料的單體解離度在95%以上。
[0014]與現有技術相比，本發明的有益效果包括:能夠提高浮選回收鈦鐵礦的粒度上限至0.18mm，有效減少了磨礦時間，降低了磨礦成本，并且鈦精礦產量和回收率都得到提高。
【專利附圖】
【附圖說明】
[0015]通過下面結合附圖進行的描述，本發明的上述和其他目的和特點將會變得更加清楚，其中:
[0016]圖1是本發明示例性實施例的選鈦工藝流程圖。
【具體實施方式】
[0017]在下文中，將結合附圖和示例性實施例詳細地描述根據本發明的選鈦方法。需要說明的是，在本說明書中，除另有說明外，所涉及百分比均指重量百分比(記為wt%);+Nmm粒級表示礦料的粒度不小于N毫米，-Nmm粒級表示礦料的粒度小于N毫米,例如，+0.25mm粒級礦料的粒度在0.25mm以上，-0.25mm粒級礦料的粒度小于0.25mm,下文中將不再贅述。
[0018]圖1是本發明示例性實施例的選鈦工藝流程圖。在本實施例中，選鈦原礦為釩鐵磁鐵礦經過選鐵后的尾礦，原礦品位(TiO2含量)為9.0?11.0wt%，其中主要有用礦物為鈦鐵礦物(簡稱鈦鐵礦)、鈦磁鐵礦、硫化礦物和脈石礦物。其中，硫化礦物包括磁黃鐵礦(主要)、黃鐵礦、黃銅礦等；脈石礦物以鈦輝石為主，其次為斜長石。
[0019]如圖1所示，本發明示例性實施例的選鈦工藝包括以下步驟:
[0020](I)解離原礦，以使其中的礦物充分單體解離，解離原礦屬于本領域的選礦常規操作，通常采用“破碎-磨礦”工藝，在本實施例中，由于選鈦原礦是經過選鐵工藝后得到的尾礦，在選鐵工藝階段已經經過破碎和球磨工藝將-0.25mm礦物充分單體解離，粒度-0.25mm粒級的礦料的單體解離度達到90wt%以上，因此，在選鈦工藝中不需要再次進行單體解離。其中，單體解離度又稱單體分離度，是指有用礦物解離成單體數量與有用礦物單體加上同脈石礦物連生的有用礦物數量之和的百分比。
[0021](2)對解離后的原礦進行分級處理,得到+0.074mm粒級的粗粒礦料和-0.074mm粒級的細粒礦料。然后對所述+0.074mm粒級的粗粒礦料進行隔粗處理，以去除其中粒+1.0mm粒級的礦料，去除的這部分礦物品位低、解離度低，無選別利用價值，且粗顆粒礦物易堵塞強磁段磁選機的磁介質，因此需要預先除去。其中，分級設備可以采用斜板濃密機。[0022]在一個實施例中，經分級和隔粗處理后的礦料中，+1.0mm粒級的礦料含量在2wt%以下，+0.18mm的礦料含量65?75wt%，-0.074mm的礦料含量在15wt%以下。將隔粗后的礦料粒度分布控制在上述范圍內的原因是為后續一段強磁選、二段強磁選作準備進而得到適宜粒級分布的浮選給礦，一段強磁選、二段強磁選所采用的高梯度強磁機適宜回收粗顆粒物料，對細顆粒物料回收效果相對較差，便于提高強磁選回收率。
[0023]當然，若隔粗后的礦料比例未控制在上述范圍內，其可以通過后續的磨礦分級系統處理保證浮選原礦的粒級分布,但這會增加更多的生產成本,例如+0.18mm粒級過多，通過球磨磨礦可以減小+0.18_粒級含量，經磨礦分級系統處理制直至粒度合適，但球磨耗電量、鋼球消耗量非常大，直接增加了生產成本。
[0024](3)對隔粗所得礦料依次進行一段除鐵和一段強磁選，得到強磁精礦和尾礦。其中，一段強磁選的目的是拋尾，去除其中粗顆粒、低品位的脈石礦物。
[0025](4)對一段強磁選所得的強磁精礦依次進行旋流器分級和振動篩分級。其中，旋流器采用重力分級，其分級效率僅40?50%，但其底流濃度可達70wt%以上，能為球磨機提供高濃度的礦漿。受旋流器分級效率影響，實際生產中旋流器溢流難免細中夾粗，經旋流器分級得到的-0.18mm粒級的礦料中仍存在部分+0.18mm粒級礦物，因此將旋流器分級作為第一級分級進行粗略分級，并將旋流器分級得到的-0.18mm的礦料送至振動篩(例如，德瑞克疊層篩)再次進行檢查篩分，防止過多的+0.18_粒級的礦物進入浮選步驟。振動篩采用篩網篩分分級，根據篩孔尺寸可以較準確地分級物料，分級效率在80%以上，作為精確控制粒度組成的檢查篩分系統。旋流器和振動篩兩者的位置先后順序不能進行調換。
[0026]而振動篩和分級旋流器得到的+0.18mm的礦料經磨礦(球磨)處理后返回旋流器分級步驟進行再次選別。磨礦處理提高了鈦鐵礦的回收率，并且在得到-0.18mm粒級礦料的同時提高了礦料單體解離度(-0.074mm粒級礦料的單體解離度達到95%以上)，可以通過后續二段除鐵作業進一步去除鈦鐵礦中的鈦磁鐵礦等強磁性礦物，防止其影響浮選效果；同時經磨礦后可得到粒級組成合理的鈦鐵礦，為后續浮選作業做準備。
[0027]“旋流器+振動篩+磨礦”組成最佳的磨礦分級系統。磨礦分級系統具體設置在選鈦工藝中的位置是根據整個兩段強磁選+除鐵的工藝流程設置的，其必須設置在兩段強磁選步驟之間，這是因為，一段強磁選主要作用是拋尾，去除其中粗顆粒、低品位的脈石礦物，若磨礦分級系統放在一段強磁選之前，礦料中含有大量脈石礦物需要磨礦處理，嚴重影響生產效率，因此，磨礦分級系統必須放在一段強磁選之后。并且磨礦分級系統必須設置在二段強磁選之前，因為通過磨礦分級系統能控制二段強磁選給礦的粒度，進而控制浮選原礦粒度組成，同時磨礦過程中進一步單體解離共生鈦鐵礦和鈦磁鐵礦，經過磨礦后解離出來的強磁性鈦磁鐵礦經過二段除鐵處理，防止其進入浮選作業影響浮選，二段除鐵后再進入二段強磁選提高鈦鐵礦品位，為浮選提高品位合適的原料。
[0028](5)對振動篩分級得到的-0.18_礦料進行二段除鐵和二段強磁選。其中，二段強磁選的目的是提高鈦鐵礦品位，為后續浮選作業提供品位合適的入浮原料。
[0029](6) 二段強磁選得到的強磁精礦經過濃縮后得到待浮選的礦料(又稱為浮選給礦或浮選原礦)。其中，待浮選的礦料中+0.18mm粒級的礦料含量為10?20wt%，0.100?0.18mm粒級的礦料含量為20?30%，0.074?0.1OOmm粒級的礦料含量為20?25wt%, -0.074mm粒級的礦料含量為30?40wt%，TiO2含量為20?24wt%。控制浮選原礦的參數在上述范圍是能夠將浮選粒度上限從限從0.074mm提高到0.18mm的前提，若各參數超出相應范圍將直接影響選別指標，影響鈦鐵礦回收率。這是因為，并非任何粒級的鈦鐵礦都能進行浮選回收，入浮原礦要求單體解離度高、粒度均勻合理，因此，前段磨礦分級系統非常重要，它是提高礦物單體解離度，并控制浮選粒度范圍的關鍵。磨礦過粗，粗礦物顆粒不易上浮，影響浮選回收效果；粒度過細，微細粒礦物泥化，同樣不適宜浮選回收。只有把入浮原礦單體解離度、粒度及品位控制在合適的范圍之內，才能提高浮選粒度上限，提高浮選回收率。
[0030](7)浮選。浮選作業采用先脫硫后選鈦的流程，即依次進行浮硫和浮鈦，浮選設備采取適合粗粒級鈦鐵礦(上限達到0.18mm)選別的浮選設備，浮鈦藥劑采用具有良好捕收性能、選擇性能的浮鈦捕收劑。在本實施例中，浮選設備采用XCF型浮選機和KYF型浮選機組成的聯合機組，其中，XCF型浮選機和KYF型浮選機為現有設備。KYF浮選機和XCF浮選機結構相似，不同之處是XCF浮選機有上葉片吸漿而KYF浮選機沒有上葉片吸漿。在本申請中將兩者結合形成聯合機組進行浮選，其中，在相應的浮選作業段與KYF型浮選機構成浮選聯合機組中作為第一槽(吸漿槽或吸入槽)使用，KYF型浮選機作為作為第二槽和第三槽(直流槽)使用，第一槽、第二槽和第三槽聯合在一起形成完整的粗選、精選和掃選工藝段。浮硫使用的藥劑為黃藥和硫酸，浮鈦使用的藥劑包括M0H-2捕收劑、硫酸、輔助捕收劑柴油及起泡劑2#油，上述浮選藥劑均為市售產品，其中，M0H-2捕收劑為湖北荊江選礦藥劑有限公司生產，其適用于回收粒度范圍為0.038~0.18mm的鈦鐵礦。
[0031]為了達到本發明的最佳處理效果，本發明還對強磁選的具體參數進行了具體選擇:在一個實施例中，一段強磁選和二段強磁選的磁場強度為5500~6500奧斯特,激勵電流為950~1050A。以上參數是根據本申請所采用的選鈦原礦性質及選鈦工藝確定的，電流大小與磁場強度大小成正比，通過調整磁選機激勵電流改變磁選強度，以便更好地回收鈦鐵礦。
[0032]為了更好地理解本發明的上述示例性實施例，下面結合具體示例對其進行進一步說明。
[0033]示例 I`
[0034]某選鈦廠選鈦原礦是鈦鐵礦經過選鐵工藝后得到的尾礦，在選鐵工藝階段已經經過破碎和球磨工藝將-0.25mm礦物充分單體解離，因此，在選鈦工藝中不需要再次進行單體解離，其品位為9.5wt%。采用圖1所示工藝流程對選鈦原礦進行回收，其中，經分級和隔粗處理后的礦料的粒級分布情況如表1所示，其中，+0.18mm粒級的礦料含量為69.31wt%, -0.074mm粒級的礦料含量為13.46wt%，一段強磁選和二段強磁選的磁場強度為5500奧斯特，激勵電流為950A，所采用的浮選設備為XCF-16m3和KYF_16m3的聯合機組，浮硫使用的藥劑為黃藥和硫酸，浮鈦使用M0H-2捕收劑、硫酸、輔助捕收劑柴油及起泡劑2#油。對浮鈦給礦、精礦和尾礦進行粒級篩析，結果如表2所示。
[0035]表1經分級和隔粗處理后的礦料的粒級分布
[0036]
粒級(mm)含量(wt%)
+0436.14
【權利要求】
1.一種選鈦方法，其特征在于，所述選鈦方法包括以下步驟: 解離選鈦原礦，以使選鈦原礦中粒度小于0.25mm的鈦鐵礦物與脈石礦物分離； 對解離后的礦料進行分級，得到粒度小于0.074mm的細粒礦料和粒度在0.074mm以上的粗粒礦料； 對所述粗粒礦料進行隔粗處理，以去除其中粒度在1.0mm以上的礦料； 對隔粗后的礦料進行一段除鐵和一段強磁選，得到強磁精礦和尾礦； 對所述強磁精礦進行旋流器分級和振動篩分級，將旋流器分級得到的粒度小于0.18mm的礦料送至振動篩以進一步分級去除其中粒度在0.18mm以上的礦料,旋流器分級和振動篩分級得到的粒度在0.18mm以上的礦料經磨礦處理后返回旋流器分級步驟再次選別； 振動篩分級得到的粒度小于0.18mm的礦料依次經二段除鐵、二段強磁選、濃縮和浮選得到鈦精礦，其中，待浮選的礦料中粒度在0.18mm以上的礦料含量為10?20wt%，粒度為0.100?0.18mm的礦料含量為20?30%，粒度為0.074?0.1OOmm的礦料含量為20?.25wt%，粒度小于0.074mm的礦料含量為30?40wt%，TiO2含量為20?24wt%。
2.根據權利要求1所述的選鈦方法，其特征在于，經所述隔粗處理后的礦料中粒度在.1.0mm以上的礦料含量在2wt%以內，粒度在0.18mm以上的礦料含量65?75wt%，粒度小于.0.074mm的礦料含量在15wt%以下。
3.根據權利要求1所述的選鈦方法，其特征在于，所述磨礦處理步驟采用球磨機磨礦。
4.根據權利要求1所述的選鈦方法，其特征在于，所述浮選步驟包括依次進行的浮硫和浮鈦步驟，浮選設備采用XCF型浮選機和KYF型浮選機組成的聯合機組，浮鈦藥劑包括M0H-2捕收劑。
5.根據權利要求1所述的選鈦方法，其特征在于，所述一段強磁選和所述二段強磁選的磁場強度均為5500?6500奧斯特。
6.根據權利要求5所述的選鈦方法，其特征在于，所述一段強磁選和所述二段強磁選的激勵電流為950?1050A。
7.根據權利要求1所述的選鈦方法，其特征在于，所述選鈦原礦為釩鈦磁鐵礦經選鐵后的尾礦，其品位為9.0?11.0wt%。
8.根據權利要求1所述的選鈦方法，其特征在于，所述解離選鈦原礦包括對所述選鈦原礦進行破碎和磨礦處理。
9.根據權利要求1所述的選鈦方法，其特征在于，經所述解離選鈦原礦步驟之后，粒度小于0.25mm的礦料的單體解離度在90%以上。
10.根據權利要求1所述的選鈦方法，其特征在于，所述待浮選的礦料中粒度小于.0.074mm的礦料的單體解離度在95%以上。
【文檔編號】B03B7/00GK103706463SQ201310703464
【公開日】2014年4月9日 申請日期:2013年12月19日 優先權日:2013年12月19日
【發明者】戴向東, 鄭善奎, 鄧清華, 羅榮飛, 黃利 申請人:攀鋼集團礦業有限公司