我国钒钛资源丰富[1]，主要分布在四川、云南、河北、两广及黑龙江等地，其中90%以上的钒钛磁铁矿分布在四川攀西地区。目前一般通过“阶段磨矿—阶段磁选”的方法来回收钛磁铁矿[2-3]，通过强磁预选、重选、电选和浮选联合方法来回收选铁尾矿中的钛铁矿[4-5]。目前现场该部分强磁选钛粗精矿先按0.18mm分级以后，筛上进入球磨，筛下进入二段强磁选别。现场实际运行过程中，二段强磁精矿相对一段强磁精矿品味平均提高2—3个百分点，达不到设计要求提高6个百分点；其次+0.154mm粒级中单体解离度较好的矿物也进入了球磨，因此考虑对一段强磁精矿进行预处理以减少球磨负荷同时代替二段强磁。本文以攀西地区某强磁选粗钛精矿为原料，通过重选-电选-浮选联合流程综合回收其中的钛铁矿，为该矿山资源的高效利用提供技术依据。
1 试验原料
1.1矿物粒度组成及TiO2分布
表1试验原矿粒度组成筛析
Table 1 The result of particle size analysis of crude concentrate of limenite
|
粒级/mm |
-1.00 +0.40 |
-0.40 +0.28 |
-0.28 +0.180 |
-0.18 +0.154 |
-0.15 +0.10 |
-0.10 +0.074 |
-0.074 +0.043 |
-0.043 +0.038 |
-0.038 |
合计 |
|
产率/% |
6.80 |
8.80 |
16.70 |
18.40 |
8.00 |
19.50 |
11.70 |
2.70 |
7.40 |
100.00 |
|
TiO2品位/% |
5.50 |
6.86 |
12.18 |
21.69 |
21.74 |
23.60 |
20.32 |
20.18 |
20.79 |
17.80 |
|
金布率/% |
2.10 |
3.39 |
11.42 |
22.42 |
9.77 |
25.85 |
13.35 |
3.06 |
8.64 |
100.00 |
从筛析结果可知：金属量在各个粒级均匀分布，光靠分级处理难以有效提高试样品位。试验样品粒级越细品位越高，+0.28mm粒级的矿物品位较低，金属分布率也较低。-0.28+0.10mm粒级和-0.10mm粒级的矿物金属分布律分别为43.61%和50.90%。
1.2试验矿物组成及含量
表2试验原矿矿物组成及含量
|
矿物名称 |
脉石 |
硫化物 |
钛铁矿 |
钛磁铁矿 |
总量 |
|
重量/％ |
59.49 |
1.69 |
29.81 |
9.01 |
100.00 |
由原矿矿物组成分析可知，试验原矿中钛铁矿的含量为29.81%，钛磁铁矿的含量为9.01%，脉石矿物含量为59.49%，及少量的硫化矿物1.69%。
2试验方案
本着减少磨矿的目的，并借鉴大量国内外生产经验，考虑粗粒级和细粒级物料分级分选，粗粒级物料经过重选抛尾—电选精选进行选矿试验，细粒级物料由于TiO2品位达到20%以上，可以直接进行浮选选别。
3 试验结果及讨论
3.1 重选试验
由于试验原矿中脉石矿物的含量达到59.49%，且脉石矿物和钛磁铁矿的比重差别较大，可以先利用重选设备进行抛尾，下面利用摇床进行选矿试验。
3.1.1摇床抛尾试验
考虑粗细物料进行分级分选，试验主要探索不同分级粒度下摇床重选抛尾试验效果。以一粗一精流程进行试验，试验流程如图1所示，试验结果见表3。
表3 摇床抛尾试验结果
Table 3 Tabling test results
|
粒度级别 |
产品名称 |
产率/% |
TiO2品位/% |
|
全粒级 |
精矿 |
18.62 |
44.21 |
|
中矿 |
40.80 |
10.21 |
|
|
尾矿 |
40.58 |
10.61 |
|
|
原矿 |
100.00 |
17.11 |
|
|
-1.0--+0.1 |
精矿 |
20.25 |
40.71 |
|
中矿 |
37.59 |
14.37 |
|
|
尾矿 |
42.16 |
4.00 |
|
|
原矿 |
100.00 |
15.33 |
|
|
-1.0--+0.074 |
精矿 |
20.35 |
44.32 |
|
中矿 |
41.33 |
15.36 |
|
|
尾矿 |
38.32 |
4.25 |
|
|
原矿 |
100.00 |
17.00 |
|
|
-1.0--+0.043 |
精矿 |
20.45 |
42.32 |
|
中矿 |
42.46 |
15.36 |
|
|
尾矿 |
37.09 |
6.42 |
|
|
原矿 |
100.00 |
17.48 |
从试验结果可知，综合考虑抛尾率及抛尾的尾矿品位，按0.1mm进行分级抛尾效果较理想。
3.2电选试验
将-1.0--+0.1mm粒级的矿物进行摇床试验以后，获得的精矿和中矿混合作为电选原矿进行条件试验。由于电选机对入选粒度的要求，将该原料中-1.0--+0.4以上的物料隔去以后再进行电选试验。-1.0+0.4mm粒级的物料作为磨矿-浮选试验的原料。
影响电选的因数主要有圆筒转速、分选电压及电极极距及物料温度。本次试验主要探索圆筒转速和分选电压对选别指标的影响。
3.2.1 圆筒转速试验
由于原矿中含有少量钛磁铁矿会对电选造成影响，所以先进行干式除铁，除铁后将-0.40+0.10mm粒级矿物进行电选试验，以一粗两精流程进行电选试验，实验重点考察粗选滚筒转速对试验的影响。试验流程如图2所示，试验结果见表4.
表4 电选试验结果
Table 4 electrical test results
|
粗选转速 |
产品名称 |
产率/% |
TiO2品位/% |
|
230r/min |
电精 |
30.37 |
47.35 |
|
中矿 |
19.69 |
40.56 |
|
|
尾矿 |
49.94 |
5.34 |
|
|
原矿 |
100.00 |
25.03 |
|
|
200r/min |
电精 |
26.45 |
47.91 |
|
中矿 |
24.32 |
37.10 |
|
|
尾矿 |
49.23 |
6.75 |
|
|
原矿 |
100.00 |
25.02 |
|
|
180r/min |
电精 |
23.67 |
48.33 |
|
中矿 |
24.75 |
41.31 |
|
|
尾矿 |
51.58 |
6.89 |
|
|
原矿 |
100.00 |
25.22 |
从试验结果可知，不同粗选转速条件下，精矿品位都在47%以上，随着精选转速降低，精矿品位升高，尾矿品位升高。综合考虑粗选转速在230r/min比较合适。
3.2.2 电选电压试验
电选电压每一棍保持一致。由圆筒转速试验可知，固定粗选圆筒转速为230r/min条件下进行电压：30kv、34kv、38kv 3个条件试验，试验流程如图2所示，试验结果见表5.
表5 电选试验结果
Table 5 electrical test results
|
试验电压 |
产品名称 |
产率/% |
TiO2品位/% |
|
30kv |
电精 |
30.37 |
47.35 |
|
中矿 |
19.69 |
40.56 |
|
|
尾矿 |
49.94 |
5.34 |
|
|
原矿 |
100.00 |
25.03 |
|
|
34kv |
电精 |
28.64 |
47.53 |
|
中矿 |
20.87 |
39.85 |
|
|
尾矿 |
51.49 |
5.96 |
|
|
原矿 |
100.00 |
25.00 |
|
|
38kv |
电精 |
27.69 |
48.23 |
|
中矿 |
21.32 |
41.12 |
|
|
尾矿 |
50.99 |
5.86 |
|
|
原矿 |
100.00 |
25.11 |
从试验结果可知， 随着电选电压的增高，精矿品位变化不大，对该物料而言，综合考虑回收率及选矿成本，30kV为比较合适的分选电压。
3.3 浮选试验
浮选采用一粗两精开路流程进行试验，试验主要探索粗选硫酸用量和捕收剂用量对浮选的影响。浮选试验流程如图3所示。
3.3.1浮选原矿准备
经过物料平衡计算，将原矿中-1.0+0.4粒级、电选中矿按1:1的比例混合后进行磨矿至-200目占50%。然后与原矿中-0.1mm粒级的矿物按1:3混合进行浮选试验。
3.3.2 硫酸用量试验
先经浮选脱硫后进行选钛粗选试验,固定捕收剂MOH用量1800g/t条件下进行H2SO4用量：800g/t、1000g/t、1300g/t和1500g/t 4个用量试验，浮选结果如表6所示。
表6浮选试验结果
Table 6 Flotation test results
|
硫酸用量/g/t |
产品名称 |
品位/% |
产率/% |
精矿回收率/% |
|
800 |
精矿 |
29.43 |
75.16 |
95.31 |
|
尾矿 |
4.12 |
26.44 |
||
|
原矿 |
23.21 |
100.00 |
||
|
1000 |
精矿 |
33.66 |
66.62 |
95.32 |
|
尾矿 |
3.30 |
33.38 |
||
|
原矿 |
23.24 |
100.00 |
||
|
1300 |
精矿 |
36.39 |
57.16 |
90.04 |
|
尾矿 |
5.37 |
42.84 |
||
|
原矿 |
23.10 |
100.00 |
||
|
1500 |
精矿 |
39.66 |
51.87 |
88.00 |
|
尾矿 |
5.81 |
48.13 |
||
|
原矿 |
23.36 |
100.00 |
由试验结果可知，随着硫酸用量的增加，精矿品位逐渐提高，回收率逐渐降低，综合考虑精矿品位、回收率及药剂成本，粗选硫酸使用量为1000g/t比较合适。
3.3.3捕收剂用量试验
固定硫酸用量为1000g/t条件下，进行捕收剂MOH用量：1200g/t、1500g/t、1800g/t和2200g/t 4个条件试验，试验结果如表7所示。
表7浮选试验结果
Table 7 Flotation test results
|
MOH用量/g/t |
产品名称 |
品位/% |
产率/% |
精矿回收率/% |
|
1200 |
精矿 |
46.52 |
38.48 |
76.38 |
|
尾矿 |
9.00 |
61.52 |
||
|
原矿 |
23.44 |
100.00 |
||
|
1500 |
精矿 |
42.66 |
49.26 |
89.17 |
|
尾矿 |
5.03 |
50.74 |
||
|
原矿 |
23.57 |
100.00 |
||
|
1800 |
精矿 |
33.66 |
66.62 |
95.32 |
|
尾矿 |
3.30 |
33.38 |
||
|
原矿 |
23.52 |
100.00 |
||
|
2200 |
精矿 |
30.65 |
71.56 |
94.38 |
|
尾矿 |
4.59 |
28.44 |
||
|
原矿 |
23.24 |
100.00 |
由试验结果可知，随着捕收剂用量的增加，TiO2回收率增加，粗选精矿品位降低，综合考虑粗选精矿品位和回收率，在硫酸酸用量1000g/t条件下，捕收剂用量为1800g/t时，效果最佳，有利于下一步试验。
3.4 全流程试验
在开展了大量条件试验的基础上进行了全流程试验，试验流程如图4所示，试验结果见表8.
表8 浮选试验结果
Table 8 Flotation test results
|
产品名称 |
产率/% |
TiO2品位/% |
回收率/% |
|
电选精矿 |
9.53 |
47.35 |
25.29 |
|
浮选精矿 |
20.07 |
47.01 |
52.88 |
|
尾矿 |
70.40 |
5.53 |
21.82 |
|
原矿 |
100.00 |
17.84 |
100.00 |
6结论
（1）试验原矿按0.1mm分级， +0.1mm粒级物料经重选抛尾，重选精矿经除铁后电选可获得产率为9.53%，品位为47.35%的电选精矿。-1.0+0.4mm粒级物料和电选中矿混合后经磨矿至-200目50%，与0.1mm粒级物料按1:3混合经过浮选可以得到产率为20.07%，品位为47.01%的浮选精矿。
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