攀西钒钛磁铁矿细泥中钛铁矿的可选性研究.pdf

攀西钒钛磁铁矿细泥中钛铁矿的可选性研究 ① 安登极 （长沙矿冶研究院有限责任公司，湖南 长沙 ４１００１２） 摘 要 针对选钛厂浮选给矿细泥含量高的问题，对浮选给矿进行了预富集脱泥除杂试验研究。 对比了立环高梯度磁选、ＺＨ 平环 强磁选和离心重选等工艺的预富集效果，结果表明，ＺＨ 平环强磁选的预富集效果较好，经 ＺＨ 强磁选预富集⁃浮选选钛，最终可以获 得钛精矿品位 ４８．１８％、回收率 ７２．４３％，实现了该物料的回收利用。 关键词 细泥； 钛铁矿； 强磁选； 浮选 中图分类号 ＴＤ９２文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０２０．０１．０１６ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０２０）０１－００６９－０４ Ｆｌｏａｔａｂｉｌｉｔｙ ｏｆ Ｉｌｍｅｎｉｔｅ ｉｎ Ｓｌｉｍｅ Ｇｅｎｅｒａｔｅｄ ｆｒｏｍ Ｖａｎａｄｉｕｍ⁃Ｔｉｔａｎｉｕｍ Ｍａｇｎｅｔｉｔｅ ｉｎ Ｐａｎｚｈｉｈｕａ ＡＮ Ｄｅｎｇ⁃ｊｉ （Ｃｈａｎｇｓｈａ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ａｎｄ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｙ Ｃｏ Ｌｔｄ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００１２， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ａｉｍｉｎｇ ａｔ ｈｉｇｈ ｃｏｎｔｅｎｔ ｏｆ ｓｌｉｍｅ ｉｎ ｔｈｅ ｆｅｅｄ ｆｏｒ ｉｌｍｅｎｉｔｅ ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ｐｌａｎｔ， ｐｒｅ⁃ｅｎｒｉｃｈｍｅｎｔ ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔｓ ｗｅｒｅ ｐｅｒｆｏｒｍｅｄ ｆｏｒ ｔｈｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｆｅｅｄ ｆｏｒ ｄｅ⁃ｓｌｉｍｉｎｇ ａｎｄ ｒｅｍｏｖａｌ ｏｆ ｉｍｐｕｒｉｔｉｅｓ． Ｖｅｒｔｉｃａｌ⁃ｒｉｎｇ ｈｉｇｈ⁃ｇｒａｄｉｅｎｔ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｏｒ， ＺＨ ｆｌａｔ⁃ｒｉｎｇ ｈｉｇｈ⁃ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｏｒ ａｎｄ ｃｅｎｔｒｉｆｕｇａｌ ｆｏｒｃｅ ｇｒａｖｉｔｙ ｓｅｐａｒａｔｏｒ ｗｅｒｅ ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ ａｄｏｐｔｅｄ ｉｎ ｔｈｅ ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔｓ ｆｏｒ ｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｉｎｇ ｔｈｅｉｒ ｉｍｐａｃｔｓ ｏｎ ｔｈｅ ｐｒｅ⁃ｅｎｒｉｃｈｍｅｎｔ． Ｒｅｓｕｌｔｓ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ＺＨ ｆｌａｔ⁃ｒｉｎｇ ｈｉｇｈ ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｏｒ ｃａｎ ｂｒｉｎｇ ａ ｂｅｔｔｅｒ ｐｒｅ⁃ｅｎｒｉｃｈｍｅｎｔ ｅｆｆｅｃｔ． Ｔｈｅ ｐｒｏｃｅｓｓ ｃｏｎｓｉｓｔｉｎｇ ｏｆ ＺＨ ｈｉｇｈ⁃ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｏｒ ｆｏｒ ｐｒｅ⁃ｅｎｒｉｃｈｍｅｎｔ ａｎｄ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｆｏｒ ｉｌｍｅｎｉｔｅ ｒｅｓｕｌｔｓ ｉｎ ７２．４３％ Ｔｉ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｉｎｔｏ ｔｈｅ ｆｉｎａｌ ｔｉｔａｎｉｕｍ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ ４８．１８％ Ｔｉ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｆｉｎｅ ｓｌｉｍｅ； ｉｌｍｅｎｉｔｅ； ｈｉｇｈ ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ； ｆｌｏｔａｔｉｏｎ 目前，攀枝花选钛厂采用强磁选⁃浮选工艺对钛铁 矿进行富集回收，该工艺以立环脉动高梯度磁选机作 为粗选设备，普通槽式浮选机作为精选设备［１－２］。 生 产实践表明，－３８ μｍ 粒级回收效率非常低，且－３８ μｍ 粒级进入细粒浮选系统造成现有的细粒选钛生产不顺 行，因此，选钛厂通过原矿浓缩、浮选前浓缩等脱泥工 艺，尽量把－３８ μｍ 粒级分离出去，以保障选钛作业的 正常生产，但却造成选铁、选钛磨矿作业产生的超细粒 级钛铁矿直接排入了尾矿库，暂未实现回收，而该部分 钛铁矿占原矿的比例较高。 因此，要实现攀西钒钛磁 铁矿中钛铁矿回收率大幅度提升，必须实现－３８ μｍ 粒级钛铁矿的综合回收［３－７］。 １ 原料性质 试验原料为选钛厂生产中浮选前的斜板溢流。 原 料主要化学组成分析结果见表 １，其中钛化学物相分 析结果见表 ２。 表 １ 原料主要化学成分分析结果（质量分数） ／ ％ ＴｉＯ２ＴＦｅＦｅＯＦｅ２Ｏ３Ｖ２Ｏ５ＳｉＯ２Ａｌ２Ｏ３ＣａＯ １９．９４２１．３６２４．０２３．８４０．０８３２４．４６７．３５６．４３ ＭｇＯＭｎＯ Ｎａ２ＯＫ２Ｏ ＰＳＣ烧失 １０．８１０．３５０．４２０．０４４０．０２３０．６７０．０１６１．２９ 表 ２ 原料中钛化学物相分析结果 钛物相含量／ ％分布率／ ％ 钛铁矿中 ＴｉＯ２１８．３９９２．２３ 钛磁铁矿中 ＴｉＯ２０．０９０．４５ 金红石中 ＴｉＯ２０．０２０．１０ 硅酸盐中 ＴｉＯ２１．４４７．２２ 合计１９．９４１００．００ 由表１～２ 可以看出① 试验原料中可供选矿回收 ①收稿日期 ２０１９－０９－１１ 作者简介 安登极（１９８２－），男，湖南新邵人，高级工程师，工程硕士，主要从事矿物加工工艺及设备的研究。 第 ４０ 卷第 １ 期 ２０２０ 年 ０２ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．４０ №１ Ｆｅｂｒｕａｒｙ ２０２０ 万方数据 的主要组分是 ＴｉＯ２，钴、镍、钒等其他有价元素均因含 量太低，综合利用价值不大。 ② 脉石组分主要是 ＳｉＯ２，次为 Ａｌ２Ｏ３、ＣａＯ 和 ＭｇＯ。 有害杂质元素磷的含 量较低，但硫含量达 ０．６７％，因此选矿过程中需要密切 关注钛精矿中的硫含量。 ③ 原料中赋存于钛铁矿中 的 ＴｉＯ２占 ９２．２３％，这即为分选样品中钛矿物时 ＴｉＯ２ 的最大理论回收率。 综合化学成分特点，可以认为样品中可供选矿回 收的主要组分是 ＴｉＯ２，为保证钛精矿的质量，需要选 矿脱除的主要有害杂质元素是硫。 采用 ＭＬＡ 对样品中主要矿物含量进行了测定，结 果列于表 ３。 表 ３ 原料中主要矿物含量（质量分数） ／ ％ 钛铁矿榍石钙钛矿铁矿物磁黄铁矿黄铜矿斜长石 ３５．７１０．５３０．０４０．５４１．４９０．０１８．２８ 钛辉石钛闪石绿泥石黑云母绢云母方解石白云石 ２１．６７８．５３２１．１５０．１６０．０９０．１００．０２ 菱铁矿石英尖晶石绿帘石磷灰石蛇纹石其他 ０．０１０．０１０．５２０．１７０．１２０．７２０．１３ 原料中组成矿物种类较多，钛矿物以钛铁矿为主， 次为钙钛矿和榍石；其它金属矿物包括磁黄铁矿和少 量钛磁铁矿及褐铁矿，偶见黄铜矿和钴镍硫化物；脉石 矿物主要为钛辉石、钛闪石、绿泥石和斜长石，其他微 量矿物尚见黑云母、方解石、白云石、菱铁矿、蛇纹石、石 英、绢云母、钛铁晶石、镁铝尖晶石、绿帘石和磷灰石等。 钛铁矿是富集回收 ＴｉＯ２的主要目的矿物。 大多 为形态较为规则的自形、半自形粒状，少数则为极微细 的板片状，内部普遍较为洁净，晶体粒度整体略为细 小，但相对较为均匀，一般变化于 ０．０１ ～ ０．０４ ｍｍ 之 间。 样品中少数钛铁矿亦已发生不同程度的榍石化， 通常是微细的榍石沿钛铁矿边缘或裂隙充填交代，随 着交代程度增强，颗粒中钛铁矿不仅体积含量逐渐减 少，而且粒度亦有变细的趋势，局部甚至呈细小的交代 残余与榍石交生以致形成极为复杂的镶嵌关系。 对原料进行了粒度组成和钛金属分布率测定，结 果列于表 ４。 表 ４ 原料粒度组成及钛金属粒级分布测定结果 粒级／ ｍｍ产率／ ％ＴｉＯ２品位／ ％ＴｉＯ２分布率／ ％ ＋０．０３８ ６．４１７．５７２．４９ －０．０３８＋０．０２５２．００ １１．００１．１３ －０．０２５＋０．０１９３６．７４ １６．２０３０．５１ －０．０１９５４．８４ ２３．４３６５．８７ 合计１００．００１９．５１１００．００ 从表 ４ 可知，原料中钛铁矿的粒度非常细，且粒度 越细 ＴｉＯ２品位越高。 ２ 预富集试验 采用立环高梯度磁选、ＺＨ 平环强磁选和离心重选 分别对钛铁矿浮选给矿进行预富集对比试验研究，三 种工艺最佳工艺条件下的指标对比如表 ５ 所示。 其中 ＺＨ 强磁选的最佳试验条件为给矿浓度 ３０％，清洗水 压 ０．０５ ＭＰａ，磁介质间隙 １ ｍｍ，磁场强度 ６４０ ｋＡ／ ｍ； 离心选矿的最佳试验条件为给矿浓度 ２０％，处理量 ４０ ｋｇ／ ｈ，转速 ２０ ｒ／ ｍｉｎ；立环高梯度磁选的最佳试验条件 为给矿浓度 ３０％，清洗水压 ０．２０ ＭＰａ，转速 ２ ｒ／ ｍｉｎ， 脉冲 ２００ 次／ ｍｉｎ，磁场强度 ３２０ ｋＡ／ ｍ。 表 ５ 预富集对比试验结果 预富集工艺 产品 名称 产率 ／ ％ ＴｉＯ２品位 ／ ％ ＴｉＯ２回收率 ／ ％ 选矿 效率 精矿８３．２０２１．７９９２．９７ ＺＨ 强磁选尾矿１６．８０８．１６７．０３１５．５２ 给矿１００．００１９．５０１００．００ 精矿８７．５５２１．９９９５．８６ 离心选矿尾矿１２．４５６．６８４．１４１３．４３ 给矿１００．００２０．０８１００．００ 精矿５９．９９２１．５５６５．１７ 立环高梯度尾矿４０．０１１７．２７３４．８３８．３１ 给矿１００．００１９．８４１００．００ ３ 种不同预富集工艺都能实现对原料的富集作 用，有效分选出脉石及杂质，其中以 ＺＨ 强磁选工艺选 矿效率值最高，离心选矿次之。 ３ 浮选条件试验 以 ＺＨ 强磁选获得的预富集精矿为给矿进行浮选 研究，分别进行了硫酸用量、调整剂 ＣＣ 用量、捕收剂 用量条件试验，结果分别见表 ６～８。 表 ６ 浮选硫酸用量试验结果 硫酸用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ ＴｉＯ２品位 ／ ％ ＴｉＯ２回收率 ／ ％ 泥９．９５２１．７９９．９８ 精矿２４．０１４６．３９５１．２６ １ ５００中矿４３．９７１７．６７３５．７５ 尾矿２２．０６２．９６３．００ 给矿１００．００２１．７３１００．００ 泥２１．３６２２．１３２１．７３ 精矿２３．０９４７．３８５０．３０ ２ ０００中矿３０．２１１７．５２２４．３３ 尾矿２５．３３３．１２３．６３ 给矿１００．００２１．７５１００．００ ０７矿 冶 工 程第 ４０ 卷 万方数据 续表 ６ 硫酸用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ ＴｉＯ２品位 ／ ％ ＴｉＯ２回收率 ／ ％ 泥２０．５５２１．８７２０．４３ 精矿２０．４４４７．１８４３．８６ ２ ５００中矿３２．３６２０．８６３０．７０ 尾矿２６．６５４．１３５．０１ 给矿１００．００２１．９９１００．００ 注ＣＣ 用量 ５００ ｇ／ ｔ，捕收剂用量 ２ ０００ ｇ／ ｔ。 表 ７ 浮选调整剂 ＣＣ 用量试验结果 ＣＣ 用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ ＴｉＯ２品位 ／ ％ ＴｉＯ２回收率 ／ ％ 泥１０．６８２１．６７１０．６４ 精矿２５．９９４６．８６５６．００ ４００中矿３９．１７１６．５７２９．８４ 尾矿２４．１６３．１７３．５２ 给矿１００．００２１．７５１００．００ 泥１１．１９２２．１３１１．３３ 精矿２３．０９４７．３８５０．０８ ５００中矿４０．３９１８．９２３４．９７ 尾矿２５．３３３．１２３．６２ 给矿１００．００２１．８５１００．００ 泥１２．３３２１．７９１２．３１ 精矿１９．７４４７．１５４２．６４ ６００中矿４３．３８２０．５６４０．８７ 尾矿２４．５６３．７２４．１９ 给矿１００．００２１．８２１００．００ 注硫酸用量 ２ ０００ ｇ／ ｔ，捕收剂用量 ２ ０００ ｇ／ ｔ。 表 ８ 浮选捕收剂用量试验结果 捕收剂用量 ／ （ｇｔ －１ ） 产品 名称 产率 ／ ％ ＴｉＯ２品位 ／ ％ ＴｉＯ２回收率 ／ ％ 泥１０．６９２１．９７１０．７６ 精矿９．８３４７．５９２１．４４ １ ６００中矿４６．９５２８．８５６２．０７ 尾矿３２．５３３．８４５．７２ 给矿１００．００２１．８２１００．００ 泥１１．１９２２．１３１１．３３ 精矿２３．０９４７．３８５０．０８ ２ ０００中矿４０．３９１８．９２３４．９７ 尾矿２５．３３３．１２３．６２ 给矿１００．００２１．８５１００．００ 泥１２．３７２２．３１１２．５５ 精矿２６．９７４６．３５５６．８４ ２ ４００中矿３４．９０１７．３３２７．５０ 尾矿２５．７６２．６５３．１０ 给矿１００．００２１．９９１００．００ 注硫酸用量 ２ ０００ ｇ／ ｔ，ＣＣ 用量 ５００ ｇ／ ｔ。 从表 ６～８ 可知，最佳药剂用量为硫酸 ２ ０００ ｇ／ ｔ、 调整剂 ＣＣ ５００ ｇ／ ｔ、捕收剂 ２ ０００ ｇ／ ｔ。 此时获得的最 终钛精矿 ＴｉＯ２品位 ４７．３８％、回收率 ５０．０８％。 ４ 浮选脱泥⁃浮选选钛试验 进行了浮选脱泥⁃浮选选钛闭路试验，结果见图 １。 100.00;19.67 100.00 -6 15.99;20.83 16.75 118.54;22.68 135.21 84.01;19.70 83.25 6 21.46;47.66 51.44 15.79;42.53 33.77 B4 5;TiO28 TiO2/;5 3 D3 24 V23 37.25;45.49 85.21 17.35;33.40 29.14 23 48.20;20.14 48.83 19.92;30.48 30.54 17.18;26.41 22.82 31.02;16.67 26.01 62.55;10.11 31.81  54.60;41.65 114.35 22 74.52;38.66 144.89 87.01;29.57 129.41 31.53;3.66 5.80 102.80;31.56 163.18 28.28;12.86 18.29 21 -V* 图 １ 浮选脱泥⁃浮选选钛试验结果 从图 １ 可知，将生产中的浮选前溢流进行单独处 理，采用浮选脱泥⁃浮选选钛，在合适的工艺流程及药 剂制度下可以获得合格的钛精矿产品，精矿 ＴｉＯ２品位 ４７．６６％、回收率 ５１．４４％。 ５ 预富集脱泥⁃浮选选钛试验 原料先通过ＺＨ 强磁选预富集工艺进行脱泥，预富集 精矿进行浮选选钛闭路试验，结果见图２。 从图２ 可知， 100.00;19.44 100.00 ZH 8* 83.54;21.62 92.92 109.22;24.19 135.91 16.46;8.36 7.08 8*3 29.22;48.18 72.43 11.82;44.66 27.16 B4 5;TiO28 TiO2/;5 3 -3 24 V23 41.04;47.17 99.59 13.22;36.30 24.69 23 37.76;16.78 32.59 15.76;27.21 22.05 12.46;28.55 18.30 25.30;10.98 14.29 54.32;7.33 20.49  54.26;44.52 124.28 22 70.02;40.63 146.33 80.20;31.44 129.71 29.02;4.15 6.20 92.02;33.14 156.87 22.00;9.31 10.54 21 -V* 图 ２ ＺＨ 强磁脱泥⁃浮选选钛试验结果 １７第 １ 期安登极 攀西钒钛磁铁矿细泥中钛铁矿的可选性研究 万方数据 选钛厂浮选前溢流采用 ＺＨ 强磁选脱泥⁃浮选选钛流 程，在合适的工艺流程及药剂制度下可以获得合格的 钛精矿产品，精矿 ＴｉＯ２品位 ４８．１８％、回收率 ７２．４３％。 ６ 分析讨论 分别对ＺＨ强磁选给矿、精矿和尾矿进行了粒度 筛析以及钛金属分布率测定，并计算得出粒级产率 和粒级回收率，结果如表 ９ 所示。 从表 ９ 可知，浮选 前溢流采用 ＺＨ 强磁选工艺预富集，各个粒级回收率 都大于 ９０％，－０．０１９ ｍｍ 粒级回收率最低，＋０．０３８ ｍｍ 粒级回收率最高，－０．０３８＋０．０２５ ｍｍ 粒级回收率 次之。 表 ９ ＺＨ 强磁选各产品钛金属各粒级回收率效果分析 产品 名称 产率 ／ ％ 粒级 ／ ｍｍ 粒级含量 ／ ％ ＴｉＯ２品位 ／ ％ 回收率 ／ ％ 粒级产率 ／ ％ 粒级回收率 ／ ％ ＋０．０３８ ６．９５８．２５２．６４９０．２３９８．３７ －０．０３８＋０．０２５２．１５ １２．０６１．１９８９．１８９７．８０ 精矿８３．２０－０．０２５＋０．０１９４１．４１１６．８９３２．１４９３．７９９７．７７ －０．０１９ ４９．４９２８．１６６４．０４７５．０７９０．２１ 合计１００．００２１．７６１００．００ ＋０．０３８ ３．７３１．２６０．５６９．７７１．６３ －０．０３８＋０．０２５１．２９ ２．２３０．３４１０．８２２．２０ 尾矿１６．８０－０．０２５＋０．０１９１３．５８５．８２９．４６６．２１２．２３ －０．０１９ ８１．４０９．２０８９．６３２４．９３９．７９ 合计１００．００８．３５１００．００ ＋０．０３８ ６．４１７．５７２．４９１００．００１００．００ －０．０３８＋０．０２５２．００ １１．００１．１３１００．００１００．００ 给矿１００．００－０．０２５＋０．０１９３６．７４１６．２０３０．５１１００．００１００．００ －０．０１９ ５４．８５２３．４３６５．８８１００．００１００．００ 合计１００．００１９．５１１００．００ ７ 结 论 采用 ＺＨ 强磁选预富集工艺处理选钛厂浮选前斜 板溢流，可以有效脱除干扰浮选的泥及脉石矿物。 ＺＨ 强磁选预富集精矿再浮选选钛，最终可以获得精矿 ＴｉＯ２品位 ４８．１８％、回收率 ７２．４３％。 较原料浮选脱泥⁃ 浮选选钛流程获得的精矿品位和回收率都高，有利于 防止矿泥对浮选作业的干扰。 参考文献 ［１］ 谢琪春． 攀西选钛尾矿中再回收钛铁矿工艺研究与应用［Ｊ］． 矿 冶工程， ２０１８，３８（３）４０－４２． ［２］ 周建国． 钛铁矿磨矿分级流程研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１９，３９（１） ６４－６８． ［３］ 王维清，林一明，王洪彬． 乳化煤油对钛铁矿浮选的辅助捕收效 果［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１８，３８（３）４６－４８． ［４］ 罗溪梅，童 雄． 钛铁矿浮选药剂的研究概况［Ｊ］． 矿冶， ２００９，１８ （２）１３－１８． ［５］ 王洪彬，李丽匣． 微细粒级钛铁矿预富集工艺研究［Ｊ］． 矿冶工 程， ２０１６，３６（５）３７－４０． ［６］ 安登气． 攀西某地－０．０３８ ｍｍ 粒级钛铁矿富集回收研究［Ｊ］． 矿冶 工程， ２０１６，３６（８）７０－７３． ［７］ 陈树民． 攀枝花微细粒级（－１９ μｍ）钛铁矿回收探索试验［Ｊ］． 矿 产综合利用， ２００４（５）７－１１． 引用本文 安登极． 攀西钒钛磁铁矿细泥中钛铁矿的可选性研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０２０，４０（１）６９－７２． ２７矿 冶 工 程第 ４０ 卷 万方数据