螺旋溜槽选矿机回收钛精矿的试验研究.pdf
螺旋溜槽选矿机回收钛精矿的试验研究 ① 马 建1, 刘庆祥2, 刘万中3, 陈盼盼4 (1.河钢股份有限公司承德分公司,河北 承德 067000; 2.沁阳市沁龙化学防腐有限公司,河南 沁阳 454550; 3.广西大学,广西 南宁 530000; 4.西北工 业大学,陕西 西安 710000) 摘 要 对河北承德某钛铁矿进行了选矿试验研究。 采用螺旋溜槽粗选、摇床精选,粗钛精矿经浮选脱硫,脱硫尾矿再浮钛的工艺 流程,可以获得品位 47.09%、产率 3.39%、回收率 26.26%的钛精矿,同时获得品位 40.03%、产率 1.08%、回收率 57.65%的硫精矿。 关键词 重选; 浮选; 螺旋溜槽; 钛铁矿; 综合回收; 钛精矿; 硫精矿 中图分类号 TD92文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2019.01.017 文章编号 0253-6099(2019)01-0069-03 Application of Spiral Chute Concentrator in Recovering Titanium Concentrate MA Jian1, LIU Qing⁃xiang2, LIU Wan⁃zhong3, CHEN Pan⁃pan4 (1.Chengde Branch of Hebei Iron and Steel Company, Chengde 067000, Hebei, China; 2.Qinlong Chemical Anticorrosion Company of Qinyang City, Qinyang 454550, Henan, China; 3.Guangxi University, Nanning 530000, Guangxi, China; 4.Northwestern Polytechnical University, Xi′an 710000, Shaanxi, China) Abstract Beneficiation tests were carried out for the ilmenite from a mineral processing plant of Chengde in Hebei Province. By adopting a flowsheet consisting of roughing with a spiral chute concentrator, cleaning with a shaking table, desulfuration by a flotation of ilmenite rough concentrate and an ilmenite flotation of desulfuration tailings, a titanium concentrate grading 47.09% TiO2was collected at a recovery of 26.26%, with yield of 3.39%, and a sulfur concentrate grading 40.03% S was recovered at a recovery of 57.65%, with yield of 1.08%. Key words gravity concentration; flotation; spiral chute; ilmenite; comprehensive recovery; titanium concentrate; sulfur concentrate 我国钒钛资源基地主要为四川攀西和河北承德地 区,随着高品位钛资源的消耗枯竭,低品位钛铁矿的高 效综合利用已迫在眉睫[1-6]。 受钛铁矿本身的资源特 性以及现有技术的限制,目前低品位钛铁矿的工业利 用率总体而言比较低下,且生产成本偏高。 因此,开展 低品位钛铁矿资源的高效综合回收具有非常重要的战 略意义。 1 原矿性质 河北承德某钛铁矿中金属矿物以钛铁矿为主,且 已单体解离,同时含有少量的白钛矿、锐钛矿、赤褐铁 矿,少量微细磁铁矿等;脉石矿物则以斜长石、绿泥石 和钛辉石为主,金属硫化物大多为黄铁矿,偶见黄铜 矿、铜蓝、磁黄铁矿的零星分布;另外还有黑云母、绢云 母、黝帘石、角闲石、方解石、石英、磷灰石、尖晶石、石 榴石、榍石等。 原矿矿物组成见表 1,化学多元素分析 结果见表 2,粒度筛析结果见表 3。 表 1 主要矿物组成质量分数) / % 钛铁矿硫化物赤褐铁矿绿泥石其他脉石 11.51.24.534.848.0 表 2 原矿主要化学成分分析结果质量分数) / % TiO2TFeFeOFe2O3CaOMgOSSiO2Al2O3 7.6814.298.9110.537.696.060.7538.5618.08 ①收稿日期 2018-07-11 作者简介 马 建(1983-),男,河北安国人,工程师,主要从事选矿机械及工艺研究工作。 第 39 卷第 1 期 2019 年 02 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.39 №1 February 2019 万方数据 表 3 粒度筛析结果 粒度/ mm产率/ %TiO2品位/ %分布率/ % +0.147 28.233.9819.61 -0.147+0.12417.03 4.1512.33 -0.124+0.07414.32 5.1212.79 -0.074+0.03724.05 7.0329.50 -0.037 16.379.0225.77 合计100.005.73100.00 由表 3 可知,-0.074 mm 粒级产率及该粒级 TiO2 分布率均占到 40%以上,且目标矿物与脉石、绿泥石 有足够的比重差,适合螺旋溜槽选矿机的重选回收。 2 重选试验 通过探索试验,观察矿粒在螺旋溜槽选矿机的分 带情况,初步判定粗选精矿品位不高,为选择合适的螺 旋溜槽设备,采用 4 种不同结构参数的螺旋溜槽进行 粗选作业,根据螺旋溜槽槽面上的分带情况,调整分流 截取器,得到螺旋溜槽粗精矿,然后将螺旋溜槽粗精矿 用 6S 摇床进行精选,同时,探索将螺旋溜槽粗精矿送 入螺旋溜槽进行精选的可行性。 2.1 粗选设备选择 采用 QL610 型、QL12AP 型、QL12AK 型、QL6AK 型等 4 种不同结构参数的螺旋溜槽进行了粗选试验, 结果见表 4。 表 4 不同型号螺旋溜槽粗选试验结果 设备型号产品名称产率/ %品位/ %回收率/ % 精矿6.8225.6828.81 QL610尾矿93.184.6571.19 给矿100.006.08100.00 精矿13.1616.2335.13 QL12AP尾矿86.844.5464.87 给矿100.006.08100.00 精矿25.4612.4552.13 QL12AK尾矿74.543.9047.87 给矿100.006.08100.00 精矿19.2313.9043.96 QL6AK尾矿80.774.2156.04 给矿100.006.08100.00 试验结果表明,QL610 型螺旋溜槽一次选别可得 到品位 25.68%的精矿产品,回收率 28.81%,适宜物料 粗选;QL12AP 型螺旋溜槽精矿品位 16.23%,但精矿 回收率可达 35.13%;QL12AK 型螺旋溜槽不但回收率 较高,而且尾矿品位较低。 因粗选以提高综合回收率 为主,故选用 QL12AK 型螺旋溜槽进行粗选。 2.2 精选试验 2.2.1 摇床精选试验 将 QL12AK 型螺旋溜槽粗选所得精矿产品,配水 配浆给入 6S 型摇床进行精选试验,结果见表 5。 表 5 摇床精选试验结果 产品名称产率/ %品位/ %回收率/ % 精矿25.9833.0168.88 尾矿74.025.2331.12 给矿100.0012.45100.00 试验结果表明,TiO2品位 6.08%的原矿经 QL12AK 型螺旋溜槽粗选后再经 6S 型摇床精选,可以得到品位 33.01%、产率 6.61%、回收率 35.91%粗钛精矿产品。 2.2.2 螺旋溜槽精选试验 将 QL12AK 型螺旋溜槽粗选所得精矿产品,配水 配浆逐一给入 3 种不同型号的螺旋溜槽进行精选试 验,结果见表 6。 表 6 螺旋溜槽精选试验结果 设备型号产品名称产率/ %品位/ %回收率/ % 精矿38.4023.5272.54 QL12AP尾矿61.605.5527.46 给矿100.0012.45100.00 精矿36.9225.0174.17 QL12AK尾矿63.085.1025.83 给矿100.0012.45100.00 精矿25.2429.5059.81 QL12AK尾矿74.766.6940.19 给矿100.0012.45100.00 精矿32.6024.7864.89 QL6AK尾矿67.406.4935.11 给矿100.0012.45100.00 由表 6 可知,粗选和精选均采用 QL12AK 型螺旋溜 槽,可得到品位 25.01%、产率 9.40%、回收率 38.66%的 粗钛精矿产品。 若以 TiO2品位 28%以上为目标,则可 得到品位 29.50%、产率 6.43%、回收率 31.20%的粗钛 精矿产品。 3 浮选试验 3.1 浮选脱硫试验 通过显微镜观察,摇床钛精矿中含有较多的硫化 物,若分选出硫化物,不但能提高粗钛精矿 TiO2品位, 且能回收 S 品位较高的硫化矿物,所以进行浮选脱硫试 验很有必要。 浮选药剂制度为丁黄药用量 300 g/ t,硫 酸用量 300 g/ t,2#油用量 60 g/ t,浮选试验结果见表 7。 07矿 冶 工 程第 39 卷 万方数据 表 7 浮选试验结果 精选 方式 产品 名称 作业产率 / % 品位/ %作业回收率/ % TiO2STiO2S 硫精矿16.284.5240.032.3197.14 摇床尾矿83.1138.800.2497.692.86 给矿100.0033.016.96100.00100.00 螺旋 溜槽 硫精矿14.986.0332.063.6181.54 尾矿85.0228.351.2896.3919.46 给矿100.0025.015.89100.00100.00 试验结果表明,原矿采用 QL12AK 螺选溜槽粗选、 6S 型摇床精选,再采用浮选脱硫,可以获得 TiO2品位 38.80%、作业产率 83.11%、作业回收率 97.69%的粗钛精 矿产品和 S 品位 40.03%、作业产率 16.28%、作业回收率 97.14%的硫精矿产品;若采用 QL12AK 螺选溜槽粗选和 精选,再采用浮选脱硫,可以获得 TiO2品位 28.35%、 作业产率 85.02%、作业回收率 96.39%的粗钛精矿产 品和 S 品位 32.06%、作业产率 14.98%、作业回收率 81.54%的硫精矿产品。 3.2 脱硫尾矿再浮选回收高钛矿试验 为了获得高品位钛精矿,对浮硫尾矿进行了浮选 再回收钛精矿浮选试验。 浮选药剂制度为捕收剂用 量 2 700 g/ t,粗选硫酸用量 3 000 g/ t,精选硫酸用量 800 g/ t,浮选试验结果见表 8。 表 8 脱硫尾矿再浮选回收高钛矿试验结果 产品名称作业产率/ % TiO2品位/ % 作业回收率/ % 精矿61.8047.0975.00 中矿27.1230.0621.09 尾矿11.0813.983.99 给矿100.0038.80100.00 从表 8 可知,原矿采用重选富集后,先经浮选脱 硫,浮硫尾矿再浮选回收高钛矿是有效可行的。 若按 螺旋溜槽粗选、摇床精选,再浮硫、浮钛,根据试验数据 估算,按原矿处理量 100 t/ h 计,则该选钛厂可多生产 品位合格的高钛矿 3.40 t/ h。 4 结 语 1) QL610 型螺旋溜槽一段选别可获得品位较高 的精矿产品,但回收率较低,该设备适用于粗选大量抛 尾作业。 2) 采用螺旋溜槽粗选、摇床精选,可获得 TiO2品 位 33.01%、产率 6.61%、回收率 35.91%的粗钛精矿。 3) 采用螺旋溜槽进行粗选和精选,可获得 TiO2 品位 29.50%、产率 6.43%、回收率 31.20%的粗钛精矿。 4) 原矿采用螺选溜槽粗选、6S 型摇床精选,粗钛 矿经浮选脱硫后的尾矿经浮选回收高钛矿,可获得 TiO2品位 47.09%、产率 3.39%、回收率 26.26%的钛精 矿,同时获得 S 品位 40.03%、产率 1.08%、回收率 57.65% 的硫精矿。 5) 按 80 万吨/ 年计算,通过选别,可回收 TiO2品 位 28%以上的粗钛矿约 5.2 万吨;若将 5.2 万吨粗钛 矿进行浮硫浮钛作业,可回收 TiO2品位 46%以上的钛 精矿约 2.72 万吨,同时还可获得 S 品位 39%以上的硫 精矿约 0.8 万吨。 参考文献 [1] 选矿手册编辑委员会. 选矿手册(第三卷第二分册)[M]. 北 京冶金工业出版社, 1993. 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