云南文山某细粒钛铁矿选矿试验研究.pdf

1994-2010 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. SeriesNo. 409 July 2010 金 属 矿 山 METAL M I NE 总第409期 2010年第7期 韦连军1972 , 男,广西地质矿产测试研究中心,工程师,通讯地 址 537100广西贵港市友谊大道港宁花园福六矿业开发有限公 司。 云南文山某细粒钛铁矿选矿试验研究 韦连军 1 黄庆柒 1 廖江南 2 1 1广西地质矿产测试研究中心; 2.广西地矿资源勘查开发有限责任公司 摘 要 云南文山某钛铁矿原矿含Ti O25. 96 ,以钛铁矿为主,还含有少量的金红石。原矿经磨矿分级控制 入选粒度为- 0. 5 mm,采用水力分级后重选,水力分级粒度为0. 038 mm,重选工艺流程为螺旋溜槽粗选、 摇床精 选,得到品位46. 67 ,回收率59. 01的钛精矿。该工艺流程简单,投资小、 选矿成本低。 关键词 钛铁矿 金红石 水力分级 重选 Experi mental Research on Beneficiation Tests for A Fi ne Particle Ilmen ite in Fine Particle Ilmen ite in W enshan, Yunnan Province WeiLianjun 1 Huang Qingqi 1 Liao Jiangnan 2 1.Guangxi Test Research Centre of GeologicalM inerals Products; 2.Guangxi Geological and M ineral Resources Exploration and Development Co ., Ltd. Abstract The run2of2mine of ilmenite inWenshan, Yunnan province contains the content of Ti O25. 96.Itmainly exist in the type of ilmenite and a little of rutile.The feeding particle2size is controlled to be about - 0. 5 mm through the grinding and classification system.The hydraulic classification size is 0. 038 mm with the hydraulic classification gravity separation.Through the gravity flow2sheet of“roughing by spiral chute and cleaning by tabling”, the titanium concentrate grading at 46. 66 with a 52. 35 recoverywas obtained. This flow2sheet owns features of simple processing, low invest2 ment, and low costs in beneficiation. Keywords Ilmenite, Rutile, Hydraulic classification, Gravity separation 钛是一种理想的结构材料,具有低密度、 高强 度、 耐腐蚀等优良性能,广泛地应用于航天、 航空、 舰 船等技术领域,尤其是近年航天工业的迅速发展,使 钛的价格一涨再涨。钛的碳化物不但熔点高、 而且 硬度大,是制造钨钛硬质合金的主要成分。钛的重 要化合物二氧化钛用途也十分广泛,用于颜料工业 的钛白粉是钛工业中用途最广泛。 我国钛矿资源,砂状钛矿以TiO2计为数千万 吨;钒钛磁铁矿中TiO2总量数亿吨,其中钛铁矿以 TiO2计约占1 /5;金红石岩矿以TiO2计为数千 万吨,排在世界第6位。我国每年只生产约80万t 钛精矿。目前国内市场对钛矿的需求量约为50万t 以矿中TiO2计 , 在钛白粉生产大幅度增产的情况 下,已形成供不应求的局面,因而从澳大利亚进口天 然金红石和钛铁矿,从越南和朝鲜进口钛铁矿 [123 ]。 为此,对云南文山某细粒钛铁矿进行选矿试验研究, 对合理开发我国的钛铁矿资源具有重要的现实意 义。 1 原矿性质 1原矿组成及嵌布粒度特性。试验研究矿样 取自云南文山某钛铁矿,主要金属矿物有钛铁矿、 金 红石、 磁铁矿、 褐铁矿等;脉石矿物主要有石英、 榍 石、 绿泥石等。矿样呈砂土状,嵌布粒度细,在0. 01 ～0. 1 mm之间。从矿物组成来看,虽然嵌布粒度 细,但是作为砂土状的矿石,具备良好的水采水运条 件。所以,采用适宜的选矿工艺,可以经济合理地开 发该钛铁矿。 2原矿光谱分析和化学分析。原矿光谱分析 结果见表1,原矿主要元素化学分析结果见表2。 从表1和表2可看出,该钛铁矿中,其它有价元 素含量都很低,没有综合回收价值,含铁16. 71 , 可能对钛铁矿的选别带来不利影响。 3原矿物相分析。原矿钛物相分析结果见表 15 1994-2010 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. 3,铁物相分析结果见表4。 表1 试样光谱分析结果 元 素AgAlAsBBaBe 含 量0. 000230. 0090. 0010. 030. 001 元 素BiCaCdCoCrCu 含 量0. 0010. 2100. 002100. 002 元 素TiTaVWNbZn 含 量10. 0050. 010. 0030. 010. 01 表2 原矿主要元素化学分析结果 元 素Fe TiO2 PAs SiO2 S 含 量16. 715. 960. 290. 129. 770. 019 表3 原矿钛物相分析结果 钛物相 钛铁矿 之TiO2 金红石 之TiO2 榍石和硅酸盐 之TiO2 全TiO2 钛含量4. 060. 291. 615. 96 钛占有率68. 124. 8727. 01100. 00 表4 铁物相分析结果 铁物相 钛铁矿 之Fe 磁铁矿 之Fe 褐铁矿 之Fe 硅酸盐及 其它Fe 全Fe 铁含量3. 740. 838. 783. 3616. 71 铁占有率22. 384. 9752. 5420. 11100. 00 从表3和表4可看出,该钛铁矿中有价值的是 钛铁矿和金红石,钛铁矿之TiO2为4. 06 ,占全 TiO2的68. 12 ,金红石之TiO2为0. 29 ,占全 TiO2的4. 87;铁除钛铁矿中的铁外,主要以褐铁 矿中的铁为主,占全铁的52. 54。由于钛铁矿与 褐铁矿的磁性差异小,所以强磁选难以有效分离钛 铁矿与褐铁矿,试验研究拟采用重选工艺,不但可以 回收少量的金红石,而且选矿设备投资低。 4粒度分析及金属分布。原矿经破碎到3 mm以下进行粒度分析,分析结果见表5。 表5 原矿矿粒度分析结果 粒级/mm产率/品位/占有率/ - 1 0. 521. 5310. 1736. 86 1 0. 255. 358. 437. 59 - 0. 25 0. 1477. 2210. 6312. 92 - 0. 147 0. 1044. 698. 546. 74 - 0. 104 0. 0740. 918. 311. 27 - 0. 074 0. 03816. 853. 8210. 84 - 0. 03843. 453. 2523. 77 合 计100. 005. 94100. 00 从表5可看出,混合矿中- 0. 038 mm占 43. 45 ,金属分布占23. 77。所以,选别过程中 不但要脱泥,而且还要强化脱泥过程中损失的钛铁 矿的回收。 2 选矿试验研究 2. 1 入选粒度及水力分级试验 在重选流程中,为了尽量避免等降现象,以及矿 泥对选别的干扰,经常在入选前进行分级。该钛铁 矿嵌布粒度细,考虑到用螺旋溜槽抛尾,选别前采用 水力分级,分级粒度以0. 038 mm为界限相当于泥 砂分选。 试验矿样经破碎到3 mm以下,还需要进行简 单磨矿。由于原矿中粉矿多,不宜全粒级入磨,一是 避免过粉碎,二是尽量减少入磨的矿量以降低磨矿 成本。试验将矿样浸泡后,用0. 3 mm的筛子筛分, 筛上入磨,磨矿产品95过0. 3 mm的筛子再和筛 下合并进行水力分级。试验为了确定入选粒度,用 0. 5 mm的筛子进行比较大于0. 5 mm又太粗。 分级试验将0. 3 mm和0. 5 mm的矿浆按0. 038 mm水力分级,分级后进行螺旋溜槽分选比较,确定 入选粒度。为了便于比较,试验还在确定入选粒度 条件下进行分级与不分级比较,试验结果见表6。 表6 分级与不分级选别试验结果 入选 矿样 粒 级 /mm 产品 名称 产 率 / 品 位 / 回收率 / 试验条件 - 0. 3 - 0. 5 - 0. 5 0. 038 - 0. 038 0. 038 - 0. 038 不分级 粗精矿6. 1133. 8434. 79 中 矿12. 378. 6417. 99 尾 矿12. 233. 146. 46 给 矿30. 7111. 4659. 25 粗精矿0. 5419. 351. 76 中 矿6. 404. 344. 67 尾 矿62. 353. 2734. 32 给 矿69. 293. 4940. 75 原 矿100. 005. 94100. 00 粗精矿11. 5827. 853. 92 中 矿17. 184. 4912. 92 尾 矿19. 402. 247. 28 给 矿48. 169. 1974. 11 粗精矿20. 813. 2111. 18 中 矿31. 032. 8314. 71 给 矿51. 842. 9825. 89 原 矿100. 005. 97100. 00 粗精矿19. 5315. 3450. 36 中 矿24. 235. 1120. 81 尾 矿56. 243. 0528. 83 原 矿100. 005. 95100. 00 距径比 0. 6倍, 给矿浓度 42. 30 距径比 0. 6倍, 给矿浓度 27. 81 距径比 0. 6倍, 给矿浓度 45. 37 距径比 0. 6倍, 给矿浓度 28. 24 距径比 0. 6倍, 给矿浓度 32. 32 从表6可看出,入选粒度控制在- 0. 3 mm,分 25 总第409期 金 属 矿 山 2010年第7期 1994-2010 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. 级重选可以得到钛粗精矿的品位32. 66 ,全TiO2 的回收率36. 55;入选粒度控制在- 0. 5 mm,分级 重选可以得到钛粗精矿的品位12. 00 ,全TiO2的 回收率65. 10。综合比较,作为粗选主要是保证 回收率,所以入选粒度控制在- 0. 5 mm较好。入选 粒度控制在- 0. 5 mm不分级重选可以得到钛粗精 矿的品位15. 34 ,全TiO2的回收率50. 36。可 见,分级入选比不分级的全TiO2回收率高。所以, 后续试验的入选粒度控制在- 0. 5 mm,采用分级重 选,水力分级的粒度界限为0. 038 mm。 2. 2 重选试验 2. 2. 1 螺旋溜槽粗选试验 螺旋溜槽具有处理能力大的特点,在重选工艺 中可以有效降低选矿成本,所以粗选试验首先选用 螺旋溜槽。螺旋溜槽选别的最佳试验条件及试验结 果见表7。 表7 螺旋溜槽粗选的试验结果 粒 级 /mm 产 品 名 称 产 率 / 品 位 / 回收率 / 最佳试验条件 0. 038 - 0. 038 粗精矿12. 2128. 1257. 69 中 矿16. 773. 5710. 06 尾 矿19. 231. 986. 40 给 矿48. 219. 1574. 15 粗精矿22. 953. 2612. 57 尾 矿28. 842. 7413. 28 给 矿51. 792. 9725. 85 原 矿100. 005. 95100. 00 距径比 0. 6倍, 给矿浓度 37. 16 距径比 0. 45倍, 给矿浓度 23. 45 从表7可看出,原矿分级后, 0. 038 mm粒级 螺旋溜槽粗选得到粗精矿品位28. 12 ,全TiO2的 回收率57. 69; - 0. 038 mm粒级螺旋溜槽粗选得 到粗精矿品位为3. 26 ,全TiO2的回收率12. 57。 0. 038 mm粒级螺旋溜槽粗选的中矿品位高,所以 需要进一步处理。而对- 0. 038 mm粒级的选别,回 收效果差,基本原则是能回收多少是多少,所以将中 矿并入到尾矿中,不进行再处理。 此外,比较表6和表7可看出,通过条件试验, 表7中的指标优于表6。所以,最佳的重选条件为 0. 038 mm粒级距径比0. 6倍,给矿浓度37. 16; - 0. 038 mm粒 级 距 径 比0.45倍,给 矿 浓 度 23. 45。 2. 2. 2 螺旋溜槽精选试验 螺旋溜槽抛尾得到的粗精矿品位低,要得到合 格产品还需要进行精选,螺旋溜槽精选的试验指标 见表8。 表8 螺旋溜槽精选试验结果 粒 级 /mm 产 品 名 称 产 率 / 品 位 / 回收率 / 试验条件 0. 038 - 0. 038 精 矿8. 1333. 5245. 79 中 矿2. 1324. 968. 94 尾 矿1. 958. 942. 93 给 矿12. 2128. 1057. 66 精 矿8. 126. 769. 22 尾 矿14. 831. 333. 31 给 矿22. 953. 2512. 53 距径比 0. 45倍, 给矿浓度 34. 32 距径比 0. 45倍, 给矿浓度 25. 00 从表8可看出, 1次螺旋溜槽精选 0. 038 mm 粒级的品位由28. 12提高到33. 52。要得到合 格精矿,还要进行精选。螺旋溜槽精选的中矿、 尾矿 偏高,需要进一步作处理。同时可见,要进一步提高 精矿品位,不宜再采用螺旋溜槽,否则会严重影响回 收率,产生的中矿再处理会增加流程的复杂性。1 次螺旋溜槽精选- 0. 038 mm粒级的品位由3. 26 提高到6. 76 ,对该粒级的精选由于品位提高的幅 度不大,所以也不宜再采用螺旋溜槽精选。由于摇 床的分选精度高,所以在螺旋溜槽两次选别后,抛去 大量尾矿,需要进一步精选的矿量少,考虑用摇床精 选。 2. 2. 3 螺旋溜槽精选精矿除铁试验 由于原矿中有一小部分强磁性铁矿物,其密度 与钛铁矿差异小,螺旋溜槽选别后会进入精矿影响 品位,用弱磁选除去磁性铁矿物,可以减少对摇床分 选的影响,所以进行除铁试验,试验结果见表9。 表9 精矿除铁试验结果 粒 级 /mm 产 品 名 称 产 率 / 品 位 / 回收率 / 试验条件 0. 038 - 0. 038 磁 性0. 192. 410. 08 非磁性7. 9434. 2845. 73 给 矿8. 1333. 5345. 81 磁 性0. 162. 230. 06 非磁性7. 966. 879. 19 给 矿8. 126. 789. 25 磁感应强度 170 mT 磁感应强度 170 mT 从表9可看出,磁选除铁虽然精矿品位提高幅 度不大,但是将粗精矿中的磁性铁除去,有利于摇床 精选。另0. 038 mm和- 0. 038 mm磁性铁的品位 分别为58. 93和61. 74 ,可以作为铁精矿。 2. 2. 4 摇床精选 摇床精选试验结果见表10。 35 韦连军等云南文山某细粒钛铁矿选矿试验研究 2010年第7期 1994-2010 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. 表10 摇床精选试验结果 粒 级 /mm 产 品 名 称 产 率 / 品 位 / 回收率 / 试验条件 0. 038 - 0. 038 精 矿3. 7747. 2229. 91 中 矿3. 9522. 8215. 15 尾 矿0. 2217. 590. 65 给 矿7. 9434. 2645. 71 精 矿0. 1947. 511. 52 中 矿2. 0112. 794. 32 尾 矿5. 763. 463. 35 给 矿7. 966. 879. 19 冲程12 mm, 冲次330 r/min 冲程8 mm, 冲次350 r/min 从表10可看出, 0. 038 mm粒级摇床精选得 到的品位为47. 22的钛精矿,摇床中矿的产率和品 位高,需要进一步处理,但钛精矿全TiO2的回收率 较高。- 0. 038 mm摇床精选得到品位为47. 51的 钛精矿,摇床选别- 0. 038 mm粒级的品位提高幅度 大,表明了采用摇床代替螺旋溜槽作为最后一次精 选是合理的。 2. 2. 5 中矿处理 1螺旋溜槽粗选中矿再选。从表7可看出, 0. 038 mm粒 级 螺 旋 中 矿 品 位3. 57 ,产 率 16. 77 ,需要进一步处理。处理结果见表11。 表11 螺旋溜槽中矿处理试验结果 产品名称产 率品 位回收率试验条件 精 矿2. 809. 514. 47 尾 矿13. 972. 375. 56 给 矿16. 773. 5610. 03 距径比0. 45倍, 给矿浓度29. 12 从表11可看出,中矿处理得到品位9. 51的 精矿,为进一步提高品位得到一部分合格精矿创造 了条件。 2混合中矿再磨螺旋溜槽再选。重选流程 中,中间产品多,各中间产品单独处理,不但流程复 杂,而且增加投资、 增加成本,有的时候反而不经济, 所以考虑合并处理。试验中将螺旋溜槽抛尾的中矿 经处理得到的精矿表 11 、 一次螺旋溜槽精选 0. 038 mm粒级的中矿表 8 、 摇床的中矿表 10 合并成混合中矿再磨再选,构成一个循环。这样处 理不但流程简单,而且减少投资,降低再磨返回的动 力消耗。当然,这样处理合适不合适,要通过试验来 验证。试验结果见表12。 从表11可见,螺旋溜槽抛尾的中矿经处理得到 的精矿品位为9. 51 ,占原矿产率的2. 80;从表 8可见,一次螺旋溜槽精选的中矿品位24. 96 ,占 原矿产率的2. 13;从表10可见, 0. 038 mm粒 级摇床中矿的品位22. 82 ,占原矿产率的3. 95 , 而- 0. 038 mm粒级摇床中矿的品位12. 79 ,占原 矿产率的2. 01。从表12可见,合并后的品位 17. 96 ,产率10. 89的混合中矿,经过再磨再选, 得到品位25. 38的精矿。虽然中矿、 尾矿的品位 还高,但可以按流程返回循环。 表12 混合中矿再磨螺旋溜槽再选试验结果 产品名称产 率品 位回收率试验条件 精 矿4. 8025. 3820. 46 中 矿3. 3814. 238. 08 尾 矿2. 719. 484. 32 给 矿10. 8917. 9632. 86 距径比0. 45倍, 给矿浓度26. 03 3混合中矿再磨螺旋溜槽粗选 摇床精选。 表12中混合精矿处理后得到品位为25. 38的精 矿,能不能再选得到合格精矿,还要看进一步精选的 指标,试验结果见表13。 表13 混合中矿再磨螺旋溜槽粗选 摇床精选试验结果 产品名称产 率品 位回收率试 验 条 件 精 矿1. 5445. 2311. 72 中 矿2. 1020. 947. 39 尾 矿1. 166. 781. 32 给 矿4. 8025. 3320. 43 冲程12 mm, 冲次340 r/min 从表13可看出,混合中矿再磨螺旋溜槽粗选 摇床精选得到产率1. 54 ,品位45. 23 ,全TiO2 回收率11. 72的钛精矿。 2. 3 推荐的选矿试验流程及选矿指标的计算 2. 3. 1 选矿试验流程 通过一系列的重选试验研究,采用螺旋溜槽抛 尾、 摇床精选的选矿流程,充分发挥了螺旋溜槽处理 能力大、 占地面积小的优势,也发挥了摇床分选精度 高的特点,既简化了流程,降低了选矿成本,又提高 了选别指标。云南文山某钛铁矿的选矿流程见图 1。 2. 3. 2 选矿指标计算 1品位计算。从表10和表13可看出,采用 螺旋溜槽抛尾、 摇床精选流程, 0. 038 mm粒级得 到 产 率3.77 ,品 位47.22的 钛 精 矿; - 0. 038 mm粒级得到产率0. 19 ,品位47. 51的 钛精矿;中矿再磨再选得到产率1. 54 ,品位 45. 23的钛精矿。所以得到混合精矿产率为 5. 50 ,混合精矿品位为46. 67。 2回收率计算。 从表3钛物相分析可看出, 下转第74页 45 总第409期 金 属 矿 山 2010年第7期 1994-2010 China Academic Journal Electronic Publishing House. All rights reserved. 表5 闭路试验结果 产 品 名 称 产 率 品 位回收率 AuAgPbAuAgPb 金精矿2. 1751. 50 4 505. 108. 6552. 9064. 7015. 20 铅精矿1. 334. 021 058. 00 44. 502. 509. 3048. 20 尾 矿96. 500. 9842. 900. 4744. 6026. 0036. 60 原 矿100. 002. 12151. 801. 24100. 00 100. 00 100. 00 2通过大量的流程结构、 产品方案和药剂制 度探索试验,最终确定适宜该矿的选矿工艺流程为 优先浮选金银矿物后采用硫化钠浮选法回收铅氧化 矿物。闭路试验获得了金精矿金品位51. 50 g/t,金 回收率52. 90 ,银品位4 505. 10 g/t,银回收率 64. 70;铅精矿铅品位44. 50 ,回收率48. 20 , 含金4. 02 g/t,含银1 058. 00 g/t,金回收率2. 50 , 银回收率9. 30。 3试验研究所确定的工艺流程结构简单,现 场易于实施。此流程2009年4月已作为现场工艺 改造依据。此流程作为生产工艺流程,得了较好的 生产指标。 参 考 文 献 [1 ] 石道民 1氧化铅锌的浮选[M ]1昆明云南科技出版社, 19941 [2 ] 陈家模 1多金属硫化矿浮选分离[M ]1贵阳贵州科技出社, 20011 [3 ] 袁来敏,胡志刚 1某含砷金矿石浮选试验研究[ J ]1金属矿 山, 20089 682691 收稿日期 20102052 16 上接第54页 该钛铁矿全Ti O2为5. 96 ,其中有价值的是钛铁矿 之TiO24. 06 和金红石之TiO20. 29 ,也就是 说,能回收的品位为4. 35。在试验过程中,要化 验的矿样很多,所以不可能每一个样都分析出钛铁 矿之TiO2和金红石之Ti O2是多少,榍石和硅酸盐 之TiO2又是多少,其实也没有这个必要。所以,表5 ～ 表13中的回收率只能按全TiO2计算比较。 图1 云南文山某钛铁矿的选矿流程 因为榍石和硅酸盐之TiO2的密度小于钛铁矿 和金红石,在重选过程中进入尾矿而不会进入钛精 矿。所以,计算该钛铁矿的回收率时,原矿品位应该 取钛铁矿和金红石之TiO2,即为4. 35。那么,通 过选矿得到产率为5. 50 ,品位为46. 67的钛精 矿,计算得到的回收率为59. 01 不考虑中矿循 环。而从表10和表13可见,若原矿品位中计入榍 石和硅 酸 盐 的TiO2,则 试 验 得 到 的 回 收 率 仅 43. 15。 3 结 论 1云南文山某钛铁矿原矿含Ti O25. 96 ,以 钛铁矿为主,还含有少量的金红石,钛铁矿之TiO2 占68. 12 ,金红石之TiO2占4. 87 ,其余27. 01 为没有回收价值的榍石和硅酸盐之TiO2。原矿含 铁16. 71 ,以褐铁矿中的铁为主,占52. 54。由 于钛铁矿与褐铁矿磁选分离困难,并且磁选不能回 收金红石,所以采用重选工艺进行研究。 2原矿经磨矿分级控制入选粒度为- 0. 5 mm,采用水力分级后重选,水力分级粒度为0. 038 mm,重选采用螺旋溜槽粗选、 摇床精选的工艺流程, 计算可得到品位46. 67 ,回收率59. 01的钛精矿 原矿品位中不计入榍石和硅酸盐中的TiO2。该 工艺具有流程简单,投资小、 选矿成本低的特点。 参 考 文 献 [1 ] 邓国珠,王向东,车小奎.钛工业的现状和未来[J ].钢铁钒钛, 20031 329. [2 ] 王 军,杨 鸿.海绵钛产品的现状及市场发展前景[J ].钛工 业进展, 2004 5 41243. [3 ] 覃文庆,王彦莉,曲鸿鲁,等.山东某复杂钛铁矿的选矿试验研 究[J ].矿产保护与利用,20093 23226. 收稿日期 20102042 27 47 总第409期 金 属 矿 山 2010年第7期