含云母钛铁矿选矿工艺的制作方法

本发明属于选矿技术领域，特别是涉及一种含云母钛铁矿选矿工艺。

背景技术：

金属钛同时兼有钢(强度高)和铝(质地轻)的优点、纯净的钛有良好的可塑性，它的韧性超过纯铁2倍，耐热和抗腐蚀性能也很好。由于钛有这些优点，促使其成为突出的稀有金属，钛及其合金首先用在制造飞机、火箭、导弹、舰艇等方面，后来又广泛用于化工和石油部门。

钛铁矿是金属钛的最主要矿物，是钛的最重要来源，钛铁矿的化学成分与形成条件有关。产于超基性岩、基性岩中的钛铁矿，mgo含量较高且mgo主要以云母的形式存在，同时在钛铁矿中往往还夹杂伴生一定量的磁铁矿。

当前，部分钛铁矿山，钛铁矿石中tio2的含量为5％-10％之间，tio2含量较高，具备获得高品质的钛精矿的条件。矿石中的磁铁矿由于其比重与浮选的选择性与钛铁矿相近，极易随钛铁矿的富集而富集。磁铁矿混入钛精矿中会降低钛精矿中tio2的含量，而含镁云母进入钛精矿中不仅降低tio2的含量，更重要的是镁会大大降低了钛精矿的质量等级。所以我们有必要开发一种能对钛精矿中的含镁云母和含铁的磁铁矿能有效脱出，保障钛精矿的品质的含云母钛铁矿选矿工艺。

技术实现要素：

为了从钛铁矿中得到品质较高的钛精矿，本发明提供了一种含云母钛铁矿选矿工艺，包括三段破碎工序、第一段球磨与旋流器闭路、混合预浮选、第二段球磨与细筛闭路、脱镁粗浮选、脱镁精浮选、脱铁弱磁选和钛选矿子工艺；

原矿经三段破碎工序后，获得粒度为0-8mm的破碎产品进入第一段球磨与旋流器闭路；

第一段球磨与旋流器闭路：所述三段破碎工序的破碎产品给入第一段球磨，经第一段球磨磨矿后产品给入旋流器，旋流器的沉砂回到第一段球磨形成闭路，旋流器的粒度p80为60～70μm的溢流进入混合预浮选；

混合预浮选的精矿给入第二段球磨与细筛闭路中的细筛，粒度大于0.1mm的筛上产品给入脱镁粗浮选，脱镁粗浮选为反浮选，脱镁粗浮选的底流精矿给入第二段球磨，第二段球磨磨矿后产品返回细筛形成闭路，粒度p80为30～40μm的筛下产品给入脱镁精浮选，脱镁精浮选的底流精矿给入脱铁弱磁选；脱铁弱磁选的精矿进入钛选矿子工艺，钛选矿子工艺的精矿为钛精矿；

混合预浮选的尾矿、脱镁粗浮选的尾矿、脱镁精浮选的尾矿、脱铁弱磁选的尾矿和钛选矿子工艺的尾矿共同构成工艺尾矿抛尾。

优选地，所述混合预浮选包括混合预粗浮选、混合预精浮选和三次混合预扫浮选，混合预浮选为反浮选；旋流器的溢流给入混合预粗浮选，混合预粗浮选的底流精矿给入混合预精浮选，混合预粗浮选的泡沫尾矿给入第一次混合预扫浮选，第一次混合预扫浮选的泡沫尾矿给入第二次混合预扫浮选，第二次混合预扫浮选的泡沫尾矿给入第三次混合预扫浮选，第三次混合预扫浮选的底流精矿返回第一次混合预扫浮选，第一次混合预扫浮选的底流精矿、第二次混合预扫浮选的底流精矿和混合预精浮选的泡沫尾矿返回混合预粗浮选，混合预精浮选的精矿给入细筛；

第三次混合预扫浮选的尾矿即为混合预浮选的尾矿，归入工艺尾矿抛尾。

进一步地，所述混合预粗浮选中每吨给矿加入108-132g的乙二胺捕收剂和18-22g的起泡剂甲基异丁基甲醇；所述混合预精浮选中每吨给矿加入72-88g的乙二胺捕收剂和13-16g的起泡剂甲基异丁基甲醇。

进一步地，所述第一次混合预扫浮选中每吨给矿加入32-45g的乙二胺捕收剂和9-12g的起泡剂甲基异丁基甲醇。

优选地，所述钛选矿子工艺包括两段摇床、钛粗浮选、钛扫浮选和四次钛精浮选；所述脱铁弱磁选的精矿给入第一段摇床，第一段摇床重选的中矿给入第二段摇床重选，第一段摇床的精矿和第二段摇床重选的精矿给入钛粗浮选，钛粗浮选的底流尾矿给钛扫浮选，钛粗浮选的泡沫精矿给入第一次钛精浮选，第一次钛精浮选的精矿给第二次钛精浮选，第二次钛精浮选的精矿给入第三次钛精浮选，第三次钛精浮选的精矿给入第四次钛精浮选；第四次钛精浮选的底流尾矿给入第二次钛精浮选，第三次钛精浮选的底流尾矿给入第一次钛精浮选，第二次钛精浮选的底流尾矿、第一次钛精浮选的底流尾矿和钛扫浮选的泡沫精矿返回钛粗浮选；第四次钛精浮选的精矿为钛精矿；

第一段摇床的尾矿、第二段摇床的尾矿和钛扫浮选的尾矿属于钛选矿子工艺的尾矿，归入工艺尾矿抛尾。

进一步地，所述钛粗浮选中每吨给矿加入ph调整剂硫酸2150-2650g、捕收剂氧化石蜡皂1350-1650g和起泡剂甲氧基聚丙二醇45-55g。

进一步地，所述第一次钛精浮选中每吨给矿加入硫酸108-132g，第二次钛精浮选中每吨给矿加入硫酸90-110g，第三次钛精浮选中每吨给矿加入硫酸72-88g，第四次钛精浮选中每吨给矿加入硫酸55-66g。

优选地，所述脱铁弱磁选的磁场强度为1800-2200gs。

优选地，所述脱镁粗浮选中每吨给矿加入ph调整剂硫酸180-220g、醚胺捕收剂55-66g和起泡剂2#油13-16g；所述脱镁精浮选中每吨给矿加入醚胺捕收剂27-33g。

优选地，所述原矿的有用矿物主要成分为钛铁矿，原矿的脉石矿物主要为辉石、云母、石英和磁铁矿；tio2的含量为8.5％、fe含量为品位为13.5％、mgo的含量为3.5％的原矿经过上述的含云母钛铁矿选矿工艺后，获得tio2含量为46.30％、fe的含量为23.62％、mgo的含量为0.35％和tio2的回收率为60.0％的钛精矿。

本发明的有益效果是：通过上述含云母钛铁矿选矿工艺，经过脱镁粗浮选、脱镁精浮选进行脱镁，再经过脱铁弱磁选进行脱铁选矿处理，对tio2的含量为8.5％和mgo的含量为3.5％的钛铁矿进行处理后，可得到tio2含量为46.30％、mgo的含量为0.35％和tio2的回收率为60.0％的较高质量的钛精矿，提质效果显著。

附图说明

图1为含云母钛铁矿选矿工艺实施例流程示意图；

图2为含云母钛铁矿选矿工艺实施例的混合预浮选流程示意图；

图3为含云母钛铁矿选矿工艺实施例的钛选矿子工艺流程示意图。

具体实施方式

为了更进一步阐述本发明为解决技术问题所采取的技术手段及功效，以下结合附图和具体实施例对本发明做进一步详细描述，但不作为本发明要求的保护范围限定。

如图1所示的含云母钛铁矿选矿工艺可选实施例，包括三段破碎工序s1001、第一段球磨s1002与旋流器s1003闭路、混合预浮选s1100、第二段球磨s1005与细筛s1004闭路、脱镁粗浮选s1006、脱镁精浮选s1007、脱铁弱磁选s1008和钛选矿子工艺s1200；

原矿tio2的含量为8.5％、fe含量为品位为13.5％和mgo的含量为3.5％；有用矿物主要成分为钛铁矿，脉石矿物主要为辉石、云母、石英、磁铁矿；原矿经三段破碎工序s1001后，获得粒度为0-8mm的破碎产品进入第一段球磨s1002与旋流器s1003闭路；

第一段球磨s1002与旋流器s1003闭路：所述三段破碎工序s1001的破碎产品给入第一段球磨s1002，经第一段球磨s1002磨矿后产品给入旋流器s1003，旋流器s1003的沉砂回到第一段球磨s1002形成闭路，旋流器s1003的粒度p80为60～70μm的溢流进入混合预浮选s1100；

混合预浮选s1100的精矿给入第二段球磨s1005与细筛s1004闭路中的细筛s1004，粒度大于0.1mm的筛上产品给入脱镁粗浮选s1006，脱镁粗浮选s1006为反浮选，脱镁粗浮选s1006中加入ph调整剂硫酸200g/t给矿、醚胺捕收剂(flotigam3135)为60g/t给矿和起泡剂2#油15g/t给矿，脱镁粗浮选s1006的底流精矿给入第二段球磨s1005，第二段球磨s1005磨矿后产品返回细筛s1004形成闭路，细筛s1004的筛下产品产率为51.35％、tio2含量为14.93％、fe的含量为22.4％、mgo的含量为2.82％、tio2的回收率为90.20％、fe回收率为85.2％及mgo回收率为41.35％；粒度p80为30～40μm的筛下产品给入脱镁精浮选s1007，脱镁精浮选s1007中加入醚胺捕收剂(flotigam3135)为30g/t给矿，脱镁精浮选s1007的底流精矿产率为43.73％、tio2含量为17.02％、fe的含量为24.09％、mgo的含量为0.51％、tio2的回收率为87.55％、fe回收率为78.02％及mgo回收率为6.40％；脱镁精浮选s1007的底流精矿给入脱铁弱磁选s1008，脱铁弱磁选s1008的磁场强度为2000gs，脱铁弱磁选s1008的精矿产率为37.69％、tio2含量为19.23％、fe的含量为15.22％、mgo的含量为0.55％、tio2的回收率为85.26％、fe回收率为42.50％及mgo回收率为5.90％；脱铁弱磁选s1008的精矿进入钛选矿子工艺s1200，钛选矿子工艺s1200的精矿为钛精矿，钛精矿产率为11.02％、tio2含量为46.30％、fe的含量为23.62％、mgo的含量为0.35％、tio2的回收率为60.0％、fe回收率为19.27％和mgo回收率为1.1％；

混合预浮选s1100的尾矿、脱镁粗浮选s1006的尾矿、脱镁精浮选s1007的尾矿、脱铁弱磁选s1008的尾矿和钛选矿子工艺s1200的尾矿共同构成工艺尾矿，工艺尾矿的产率为88.98％、tio2含量为3.82％、fe的含量为12.25％、mgo的含量为3.89％、tio2的回收率为40.0％、fe回收率为80.73％和mgo回收率为98.90％，工艺尾矿抛尾。

通过脱镁粗浮选和脱镁精浮选分别除去了含镁的粗粒云母和细粒云母，精浮选精矿mgo的含量为0.51％和回收率为6.4％，脱镁效果非常显著。通过脱铁弱磁选除去了磁性的含铁矿物磁铁矿，脱铁弱磁选的精矿中铁的含量为15.22％和回收率为42.5％，脱铁弱磁选给矿除铁效果显著。在第二段球磨与细筛的闭路流程内引入了脱镁粗浮选作业，不仅利用了含镁云母大多以粗粒形式存在的特性，在大于0.1mm粒度时除去了大量的云母，保障了后续钛精矿的品质，而且浮选尾矿直接甩尾，大大的降低了二段磨矿的处理量，节省了能耗。脱镁和脱铁后的精矿经过两段摇床和钛浮选的钛选矿子工艺获得了产率为11.02％、tio2含量为46.30％、fe的含量为23.62％、mgo的含量为0.35％、tio2的回收率为60.0％、fe回收率为19.27％和mgo回收率为1.1％的钛精矿。tio2的品位和回收率都很好，铁含量低，氧化镁含量低，钛精矿的指标非常好，为优质钛精矿。

如图2所示的含云母钛铁矿选矿工艺可选实施例的混合预浮选流程，所述混合预浮选s1100包括混合预粗浮选s1101、混合预精浮选s1102和三次混合预扫浮选，混合预浮选s1100为反浮选；旋流器s1003的溢流给入混合预粗浮选s1101，混合预粗浮选s1101加入120g/t给矿的乙二胺捕收剂和20g/t给矿的起泡剂甲基异丁基甲醇，混合预粗浮选s1101的底流精矿给入混合预精浮选s1102，混合预精浮选s1102加入80g/t给矿的乙二胺捕收剂和15g/t给矿的起泡剂甲基异丁基甲醇，混合预精浮选s1102的精矿产率为63.23％、tio2含量为12.53％、fe的含量为19.07％、mgo的含量为4.83％、tio2的回收率为93.20％、fe回收率为89.3％及mgo回收率为87.20％；混合预粗浮选s1101的泡沫尾矿给入第一次混合预扫浮选s1103，第一次混合预扫浮s1103选加入40g/t给矿的乙二胺捕收剂和10g/t给矿的起泡剂甲基异丁基甲醇；第一次混合预扫浮选s1103的泡沫尾矿给入第二次混合预扫浮选s1104，第二次混合预扫浮选s1104的泡沫尾矿给入第三次混合预扫浮选s1105，第三次混合预扫浮选s1105的底流精矿返回第一次混合预扫浮选s1103，第一次混合预扫浮选s1103的底流精矿、第二次混合预扫浮选s1104的底流精矿和混合预精浮选s1102的泡沫尾矿返回混合预粗浮选s1101，混合预精浮选s1102的精矿给入细筛s1004；细筛s1004的筛下产品给入脱镁精浮选s1007，细筛s1004的筛上产品给入脱镁粗浮选s1006，脱镁粗浮选s1006的精矿给入第二段球磨s1005，第二段球磨s1005磨矿后产品返回细筛s1004形成闭路；

第三次混合预扫浮选s1105的尾矿即为混合预浮选s1100的尾矿，归入工艺尾矿抛尾，脱镁粗浮选s1006的尾矿也归入工艺尾矿抛尾。

通过混合预浮选，甩去了产率为36.77％的尾矿，同时tio2的收率达到了93.2％，在保证目的矿物的收率的前提下甩去了大量的辉石和石英等脉石矿物，大大降低了后续作业的处理量，降低了投资和运营成本，降低了能耗。混合预扫浮选的精矿采用跨越式返回的方式，即每级扫浮选的精矿均返回上上级扫浮选，这种方式每级返回的矿浆均增加了一级扫浮选的时间，有力的保证了混合预浮选精矿的tio2的高收率。

如图3所示的含云母钛铁矿选矿工艺可选实施例的钛选矿子工艺流程，所述钛选矿子工艺s1200包括两段摇床、钛粗浮选s1203、钛扫浮选s1204和四次钛精浮选；所述脱铁弱磁选s1008的精矿给入第一段摇床s1201，第一段摇床s1201重选的中矿给入第二段摇床s1202重选，两段摇床重选的精矿综合产率为26.55％，tio2含量为24.06％，fe的含量为17.25％，mgo的含量为0.41％，tio2的回收率为75.15％，fe回收率为33.93％，mgo回收率为3.10％；第一段摇床s1201的精矿和第二段摇床s1202重选的精矿给入钛粗浮选s1203，钛粗浮选s1203中加入ph调整剂硫酸2400g/t给矿，捕收剂氧化石蜡皂1500g/t给矿，起泡剂甲氧基聚丙二醇50g/t给矿，钛粗浮选s1203的底流尾矿给钛扫浮选s1204，钛粗浮选s1203的泡沫精矿给入第一次钛精浮选s1205，第一次钛精浮选中加入硫酸120g/t给矿，第一次钛精浮选s1205的精矿给第二次钛精浮选s1206，第二次钛精浮选中加入硫酸100g/t给矿，第二次钛精浮选s1206的精矿给入第三次钛精浮选s1207，第三次钛精浮选中加入硫酸80g/t给矿，第三次钛精浮选s1207的精矿给入第四次钛精浮选s1208，第四次钛精浮选中加入硫酸60g/t给矿；第四次钛精浮选s1208的底流尾矿给入第二次钛精浮选s1206，第三次钛精浮选s1207的底流尾矿给入第一次钛精浮选s1205，第二次钛精浮选s1206的底流尾矿、第一次钛精浮选s1205的底流尾矿和钛扫浮选s1204的泡沫精矿返回钛粗浮选s1203；第四次钛精浮选s1208的精矿为钛精矿；

第一段摇床s1201的尾矿、第二段摇床s1202的尾矿和钛扫浮选s1204的尾矿属于钛选矿子工艺s1200的尾矿，归入工艺尾矿抛尾。

在钛粗浮选前采用了摇床重选，充分的利用了摇床对细颗粒的比重大的金属矿物具有较好的选择性的特点，进一步的甩去了部分脉石，甩尾率达到14.14％，大大降低了后续作业的处理量，并进一步的将tio2的含量由19.23％提高到24.06％，提质效果明显。钛精浮选的尾矿采用跨越式返回的方式，即每级精浮选的尾矿均返回上上级精浮选，这种方式每级返回的矿浆均增加了一级精浮选的时间，有力的保证了钛精矿的tio2的高回收率。

上述所提到的‘每吨给矿’是指给入本工序的矿石重量，与‘/t给矿’意义相同。

当然，本发明还可有其它多种实施例，在不背离本发明精神及其实质的情况下，本领域技术人员可根据本发明作出各种相应的改变和变形，但这些相应的改变和变形都属于本发明的权利要求的保护范围。