CN109967224B - 磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺 - Google Patents

磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺 Download PDF

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Abstract

本发明属于选矿技术领域，提供了一种磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺，包括三段破碎工序、第一段棒磨与螺旋分级机闭路、磁选子工艺、脱硅反浮选、脱磷反浮选、细筛、铁钒选矿子工艺和钛选矿子工艺；其中磁选子工艺包括第一段弱磁选、第二段球磨与旋流器闭路、第二段弱磁选和精磁选。本发明通过脱磷反浮选降低了矿物中的磷含量，提高了铁精矿的品质；通过铁钒选矿子工艺回收钒与铁，通过钛选矿子工艺回收了矿物中的钛。该工艺可从磷灰石‑钒钛磁铁得到品质较好的铁精矿、钒精矿和钛精矿，充分利用自然矿产资源，提高选矿经济效益。

Description

磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺
技术领域
本发明属于选矿技术领域，特别是涉及一种磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺。
背景技术
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；所以选矿中对贵金属的钛的回收不仅增加了资源利用率，而且有助于提高选厂的经济效益。
此外钒当前主要由中国，俄罗斯，南非、新西兰四个国家生产，其产量远低于全球对钒的需求量，其市场价值非常可观。
很多铁矿山，其铁矿石的主要种类为钒钛磁铁矿，而某些地区的钒钛磁铁矿还伴生有大量的磷灰石，即矿石为磷灰石-钒钛磁铁矿，该种矿石大约三分之二的铁以钛铁矿和钛磁铁矿的形式存在，其余的铁主要以辉石的形式存在，少量的铁赋存在石榴石、绿帘石、绿泥石中，这些地区矿山的磁铁矿还含有一定量的铝镁，矿石一般含铁为15％左右，其铁地质品位为68％，远低于磁铁矿72.4％的理论铁品位，为超贫磁铁矿。P2O5主要以磷灰石的形式存在，少量赋存在云母中，P2O5的含量一般为2％-3％以上。矿石中TiO2主要以钛铁矿的形式存在，TiO2的含量为3％-8％之间。V2O5主要赋存在钛磁铁矿中以结晶共生，以钒铁尖晶石的形式存在，其化学式一般为FeV2O4，该种钒铁尖晶石一般随铁的富集而富集，矿石中V2O5的含量为0.3-0.8％，矿石中的这部分钒如果能加以提取分离将会大大的增加该种矿石的综合资源利用率，大大提高经济效益。所以，鉴于该矿铁品位较低，如仅回收铁矿物，将很难获得较好的经济效益，这就显得TiO2和钒的有效回收更为必要。
在欧洲地区以及其他发达国家，对铁精粉中P2O5的含量有严格要求，一般不许超过0.05％，远超过我国铁精粉中P2O5的最低含量可在0.1～0.4％之间的要求。
可以看到该矿原矿铁品位较低，P2O5的含量较高，磁铁矿地质品位较低，铁精粉中的铁品位很难提高，国际市场上对铁精粉中P2O5的含量要求非常严格，这都给这种矿石资源的利用带来了难度。且鉴于该矿铁品位较低，如仅回收铁矿物，将很难获得较好的经济效益，这就显得TiO2和钒的有效回收更为必要。
所以有必要开发一种能够有效的提高铁精粉中铁品位，有效降低铁精粉中P2O5含量，并能有效的回收TiO2和钒的磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺。
发明内容
为了解决上述技术问题，本发明提供了一种磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺，包括三段破碎工序、第一段棒磨与螺旋分级机闭路、磁选子工艺、脱硅反浮选、脱磷反浮选、细筛、铁钒选矿子工艺和钛选矿子工艺；其中磁选子工艺包括第一段弱磁选、第二段球磨与旋流器闭路、第二段弱磁选和精磁选；
原矿经三段破碎工序后，粒度为0-8mm的破碎产品给入第一段棒磨与螺旋分级机闭路中的第一段棒磨，第一段棒磨排矿给入螺旋分级机，螺旋分级机的沉砂返回第一段棒磨，粒度为0-1.7mm的螺旋分级机的溢流进入磁选子工艺；
螺旋分级机的溢流给入第一段弱磁选，第一段弱磁选的精矿给入第二段球磨与旋流器闭路中的旋流器，旋流器的沉砂给入第二段球磨，第二段球磨磨矿后产品给入第二段弱磁选，第二段弱磁选的精矿返回旋流器，旋流器的P80为44微米的溢流产品给入精磁选；
精磁选的精矿给入脱硅反浮选，脱硅反浮选的精矿给入脱磷反浮选，脱磷反浮选的精矿给入细筛；细筛的粒度超过44微米的筛上产品返回第二段球磨，细筛的粒度为0-44微米的筛下产品给入铁钒选矿子工艺，铁钒选矿子工艺的底流为铁精矿，铁钒选矿子工艺的溢流沉淀后得到钒精矿；
第一段弱磁选的尾矿、第二段弱磁选的尾矿和精磁选的尾矿给入钛选矿子工艺，钛选矿子工艺的精矿为钛精矿；
脱硅反浮选的尾矿、脱磷反浮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，所述脱硅反浮选包括脱硅粗浮选、脱硅精浮选和三次脱硅扫浮选；精磁选的精矿给入脱硅粗浮选，脱硅粗浮选的底流精矿给入脱硅精浮选，脱硅粗浮选的泡沫尾矿给入第一次脱硅扫浮选，第一次脱硅扫浮选的泡沫尾矿给入第二次脱硅扫浮选，第二次脱硅扫浮选的泡沫尾矿给入第三次脱硅扫浮选，第三次脱硅扫浮选的底流精矿返回第一次脱硅扫浮选，第一次脱硅扫浮选的底流精矿、第二次脱硅扫浮选的底流精矿和脱硅精浮选的泡沫尾矿返回脱硅粗浮选；脱硅精浮选的精矿即为脱硅反浮选的精矿，第三次脱硅扫浮选的尾矿即为脱硅反浮选的尾矿。
进一步地，所述脱硅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；所述脱硅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；所述第一次脱硅扫浮选中每吨给矿加入36-45g的乙二胺捕收剂和9-11g的起泡剂甲基异丁基甲醇。
优选地，所述脱磷反浮选包括脱磷粗浮选和两次脱磷精浮选；脱硅反浮选的精矿给入脱磷粗浮选，脱磷粗浮选的底流精矿给入第一次脱磷精浮选，第一次脱磷精浮选的底流精矿给入第二次脱磷精浮选，第一次脱磷精浮选的泡沫尾和第二次脱磷精浮选的泡沫尾矿返回脱磷粗浮选；第二次脱磷精浮选的底流精矿即为脱磷反浮选的精矿；脱磷粗浮选的尾矿即为脱磷反浮选的尾矿。
进一步地，所述脱磷粗浮选中每吨给矿加入135-165g的FS-2和90-110g的抑制剂水玻璃；第一次脱磷精浮选中每吨给矿加入45-55g的FS-2；FS-2是皂化脂肪酸捕收剂与2#油起泡剂的混合物，两者的质量混合比为5：1至10：1之间。
优选地，所述铁钒选矿子工艺包括过滤与烘干、竖炉焙烧、湿式球磨、浓密机及沉淀池；细筛的筛下产品经过滤与烘干后，与质量浓度为3％的Na2CO3混匀，Na2CO3的添加量为每吨给矿32-40kg，混匀后给入竖炉焙烧，竖炉焙烧的温度为850-950℃，竖炉焙烧的反应式为4FeV2O4+4Na2CO3+5O2＝2Fe2O3+8NaVO3+4CO2，竖炉焙烧后产品给入湿式球磨，湿式球磨磨矿后矿浆给入浓密机浸出，浓密机的底流即为铁钒选矿子工艺的底流；
浓密机的溢流输送给沉淀池，在沉淀池中加入氨水，生成钒酸铵沉淀即为铁钒选矿子工艺的溢流沉淀。
优选地，所述钛选矿子工艺包括两段摇床和钛浮选；
第一段弱磁选的尾矿、第二段弱磁选的尾矿和精磁选的尾矿给入第一段摇床，第一段摇床重选的中矿给入第二段摇床重选，两段摇床重选的精矿进入钛浮选；
钛浮选包括钛粗浮选、钛扫浮选和四次钛精浮选，钛浮选为正浮选；两段摇床重选的精矿给入钛粗浮选，钛粗浮选的底流尾矿给入钛扫浮选，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入第二次钛精浮选，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返回第二次钛精浮选，第三次钛精浮选的底流尾矿返回第一次钛精浮选，第一次钛精浮选的底流尾矿、第二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即为钛选矿子工艺的精矿，两段摇床的尾矿和钛扫浮选的尾矿构成钛选矿子工艺的尾矿。
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；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，所述第一段弱磁选的磁场强度为1800-2200GS，第二段弱磁选的磁场强度为1450-1750GS，精磁选的磁场强度为1100-1300GS。
优选地，所述原矿中有用矿物主要成分为钛铁矿和钛磁铁矿，原矿中脉石矿物主要为磷灰石、辉石和云母；Fe品位为14.7％、P2O5的含量为2.3％、TiO2的含量为4.5％和V2O5的含量为0.52％的原矿经上述的磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺处理后，获得Fe品位为63.6％、TiO2的含量为2.2％、V2O5的含量为0.2％、P2O5的含量为0.04％、Fe回收率为46.73％、TiO2回收率为3.66％、V2O5回收率为4.15％和P2O5回收率为0.19％的铁精矿，获得V2O5的回收率为29.6％的钒精矿，以及获得Fe品位为19.82％、TiO2的含量为42.0％、V2O5的含量为0.06％、P2O5的含量为0.1％、Fe回收率为11.49％、TiO2回收率为55％、V2O5回收率为0.98％和P2O5回收率为0.37％的钛精矿。
本发明通过脱磷反浮选降低了矿物中的磷含量，提高了铁精矿的品质；通过铁钒选矿子工艺回收钒与铁，通过钛选矿子工艺回收了矿物中的钛。该工艺可从磷灰石-钒钛磁铁得到品质较好的铁精矿、钒精矿和钛精矿，充分利用自然矿产资源，通过本发明的工艺所得到的铁精矿、钒精矿和钛精矿的品质满足国际市场要求，大大提高了选矿的经济效益。
附图说明
图1为磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺实施例的流程示意图；
图2为磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺实施例的脱硅反浮选流程示意图；
图3为磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺实施例的脱磷反浮选流程示意图；
图4为磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺实施例的铁钒选矿子工艺流程示意图；
图5为磷灰石钒钛磁铁矿降杂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所示的磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺可选实施例流程，包括三段破碎工序S1001、第一段棒磨S1002与螺旋分级机S1003闭路、磁选子工艺S1100、脱硅反浮选S1200、脱磷反浮选S1300、细筛S1004、铁钒选矿子工艺S1400和钛选矿子工艺S1500；其中磁选子工艺S1100包括第一段弱磁选S1101、第二段球磨S1104与旋流器S1102闭路、第二段弱磁选S1105和精磁选S1103；
原矿的Fe品位为14.7％、P2O5的含量为2.3％、TiO2的含量为4.5％和V2O5的含量为0.52％，原矿中有用矿物主要成分为钛铁矿和钛磁铁矿，原矿中脉石矿物主要为磷灰石、辉石和云母，原矿经三段破碎工序S1001后，粒度为0-8mm的破碎产品给入第一段棒磨S1002与螺旋分级机S1003闭路中的第一段棒磨S1002，第一段棒磨S1002排矿给入螺旋分级机S1003，螺旋分级机S1003的沉砂返回第一段棒磨S1002，粒度为0-1.7mm的螺旋分级机S1003的溢流进入磁选子工艺S1100；
螺旋分级机S1003的溢流给入第一段弱磁选S1101，第一段弱磁选S1101的磁场强度为2000GS，第一段弱磁选S1101的精矿产率为44.8％、Fe品位为25.1％、TiO2的含量为1.8％、V2O5的含量为0.73％、P2O5的含量为1.9％、Fe回收率为76.5％、TiO2回收率为12.41％、V2O5回收率为62.5％和P2O5回收率为37.01％；第一段弱磁选S1101的精矿给入第二段球磨S1104与旋流器S1102闭路中的旋流器S1102，旋流器S1102的沉砂给入第二段球磨S1104，第二段球磨S1104磨矿后产品给入第二段弱磁选S1105，第二段弱磁选S1105的磁场强度为1600GS，第二段弱磁选S1105的精矿的产率为18.1％、Fe品位为53.9％、TiO2的含量为1.97％、V2O5的含量为1.54％、P2O5的含量为0.53％、Fe回收率为66.37％、TiO2回收率为5.49％、V2O5回收率为53.5％和P2O5回收率为4.17％，第二段弱磁选S1105的精矿返回旋流器S1102，旋流器S1102的P80为44微米的溢流产品给入精磁选S1103，精磁选S1103的磁场强度为1200GS，精磁选S1103的精矿的产率为14.2％、Fe品位为62.1％、TiO2的含量为2.1％、V2O5的含量为1.81％、P2O5的含量为0.15％、Fe回收率为59.99％、TiO2回收率为4.59％、V2O5回收率为49.5％和P2O5回收率为0.93％；
精磁选S1103的精矿给入脱硅反浮选S1200，脱硅反浮选S1200的精矿给入脱磷反浮选S1300，脱磷反浮选S1300的精矿给入细筛S1004；细筛S1004的产率为0.4％的粒度超过44微米的筛上产品返回第二段球磨，细筛S1004的筛下产品的产率为10.9％、Fe品位为63.6％、TiO2的含量为2.2％、V2O5的含量为2.02％、P2O5的含量为0.04％、Fe回收率为47.16％、TiO2回收率为3.69％、V2O5回收率为42.34％和P2O5回收率为0.19％，细筛S1004的粒度为0-44微米的筛下产品给入铁钒选矿子工艺S1400，铁钒选矿子工艺S1400的底流为铁精矿，铁精矿的产率为10.8％、Fe品位为63.6％、TiO2的含量为2.2％、V2O5的含量为0.2％、P2O5的含量为0.04％、Fe回收率为46.73％、TiO2回收率为3.66％、V2O5回收率为4.15％和P2O5回收率为0.19％；铁钒选矿子工艺S1400的溢流沉淀后得到钒精矿，钒精矿的指标合每吨原矿产0.018t钒酸铵，按照V2O5计的V2O5的回收率为29.6％；
第一段弱磁选S1101的尾矿、第二段弱磁选S1105的尾矿和精磁选S1103的尾矿综合产率为85.8％、Fe品位为6.86％、TiO2的含量为7.23％、V2O5的含量为0.31％、P2O5的含量为2.66％、Fe回收率为40.01％、TiO2回收率为95.41％、V2O5回收率为50.5％和P2O5回收率为99.07％，第一段弱磁选S1101的尾矿、第二段弱磁选S1105的尾矿和精磁选S1103的尾矿给入钛选矿子工艺S1500，钛选矿子工艺S1500的精矿为钛精矿，钛精矿的产率为8.51％、Fe品位为19.82％、TiO2的含量为42.0％、V2O5的含量为0.06％、P2O5的含量为0.1％、Fe回收率为11.49％、TiO2回收率为55％，V2O5回收率为0.98％和P2O5回收率为0.37％；
脱硅反浮选S1200的尾矿、脱磷反浮选S1300的尾矿和钛选矿子工艺S1500的尾矿共同构成工艺尾矿，工艺尾矿的产率为80.59％、Fe品位为7.54％、TiO2的含量为3.33％、V2O5的含量为0.37％、P2O5的含量为2.84％、Fe回收率为41.35％、TiO2回收率为41.31％、V2O5回收率为56.68％和P2O5回收率为99.44％，工艺尾矿抛尾。
在图1所示的实施例中，本发明在第二段球磨与旋流器闭路中加入了第二段弱磁选甩去了26.7％产率的尾矿(第一段弱磁选精矿的产率减去第二段弱磁精选的产率)，大大的降低了第二段球磨的矿量和能耗，大大降低了选矿成本。细筛的筛上产品返回第二段球磨，进一步的将粗颗粒的矿物返回球磨再磨，以便其进一步解离，有利于进一步提高精矿的品质。通过脱磷反浮选降低了矿物中的磷含量，提高了铁精矿的品质；获得了产率为10.8％、Fe品位为63.6％、TiO2的含量为2.2％、V2O5的含量为0.2％、P2O5的含量为0.04％、Fe回收率为46.73％、TiO2回收率为3.66％、V2O5回收率为4.15％和P2O5回收率为0.19％的铁精矿。其中铁品位达到了63.6％，这对于理论铁品位仅仅68％的原矿而言，获得了非常高的精矿铁品位。通过铁钒选矿子工艺回收钒与铁，通过钛选矿子工艺回收了矿物中的钛。
如图2所示的磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺可选实施例的脱硅反浮选流程，所述脱硅反浮选S1200包括脱硅粗浮选S1201、脱硅精浮选S1202和三次脱硅扫浮选；精磁选S1103的精矿给入脱硅粗浮选S1201，脱硅粗浮选S1201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，脱硅粗浮选S1201的底流精矿给入脱硅精浮选S1202，脱硅精浮选S1202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，脱硅精浮选S1202的精矿产率为12.5％、Fe品位为62.25％、TiO2的含量为2.18％、V2O5的含量为1.93％、P2O5的含量为0.11％、Fe回收率为52.93％、TiO2回收率为4.19％、V2O5回收率为46.5％和P2O5回收率为0.60％；脱硅粗浮选S1201的泡沫尾矿给入第一次脱硅扫浮选S1203，第一次脱硅扫浮选S1203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，第一次脱硅扫浮选S1203的泡沫尾矿给入第二次脱硅扫浮选S1204，第二次脱硅扫浮选S1204的泡沫尾矿给入第三次脱硅扫浮选S1205，第三次脱硅扫浮选S1205的底流精矿返回第一次脱硅扫浮选S1203，第一次脱硅扫浮选S1203的底流精矿、第二次脱硅扫浮选S1204的底流精矿和脱硅精浮选S1202的泡沫尾矿返回脱硅粗浮选S1201；脱硅精浮选S1202的精矿即为脱硅反浮选S1200的精矿，给入脱磷反浮选S1300；第三次脱硅扫浮选S1205的尾矿即为脱硅反浮选S1200的尾矿，归入工艺尾矿抛尾。
在图2所示实施例的脱硅反浮选中，第三次脱硅扫浮选的精矿返回第一次脱硅扫浮选，第二次脱硅扫浮选的精矿返回脱硅粗浮选，这种跨越式返回的方式，被返回的物料增加了一次扫浮选的时间，进一步优化了扫浮选的效果。
如图3所示的磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺可选实施例的脱磷反浮选流程，所述脱磷反浮选S1300包括脱磷粗浮选S1301和两次脱磷精浮选；脱硅反浮选S1200的精矿给入脱磷粗浮选S1301，脱磷粗浮选S1301加入150g/t给矿的FS-2和100g/t给矿的抑制剂水玻璃，FS-2是皂化脂肪酸捕收剂与2#油起泡剂的混合物，两者的质量混合比为5：1至10：1之间，脱磷粗浮选S1301的底流精矿给入第一次脱磷精浮选S1302，第一次脱磷精浮选S1302加入50g/t给矿的FS-2，第一次脱磷精浮选S1302的底流精矿给入第二次脱磷精浮选S1303，第二次脱磷精浮选S1303的精矿产率为11.3％、Fe品位为63.4％、TiO2的含量为2.2％、V2O5的含量为2.02％、P2O5的含量为0.04％、Fe回收率为48.74％、TiO2回收率为3.82％、V2O5回收率为43.9％和P2O5回收率为0.2％；第一次脱磷精浮选S1302的泡沫尾和第二次脱磷精浮选S1303的泡沫尾矿返回脱磷粗浮选S1301；第二次脱磷精浮选S1303的底流精矿即为脱磷反浮选S1300的精矿，给入细筛S1004，细筛S1004的粒度超过44微米的筛上产品返回第二段球磨S1104，细筛S1004的筛下产品给入铁钒选矿子工艺S1400；脱磷粗浮选S1301的尾矿即为脱磷反浮选S1300的尾矿，归入工艺尾矿抛尾。
在图3所示实施例的脱磷反浮选中，通过FS-2捕收剂，水玻璃抑制剂的配合使用，结合脱磷粗浮选和两次脱磷精浮选得到了P2O5的含量为0.04％的铁精矿，铁精矿P2O5的含量低于国际市场上对于P2O5的含量＜0.05％的要求。
如图4所示的磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺可选实施例的铁钒选矿子工艺流程，所述铁钒选矿子工艺S1400包括过滤与烘干S1401、竖炉焙烧S1402、湿式球磨S1403、浓密机S1404及沉淀池S1405；细筛S1004的筛下产品经过滤与烘干S1401后，与质量浓度为3％的Na2CO3混匀，Na2CO3的添加量为36kg/t给矿，混匀后给入竖炉焙烧S1402，竖炉焙烧S1402的温度为900℃，竖炉焙烧S1402的反应式为4FeV2O4+4Na2CO3+5O2＝2Fe2O3+8NaVO3+4CO2，竖炉焙烧S1402后的产品含NaVO3为2.7％，竖炉焙烧S1402后产品给入湿式球磨S1403，湿式球磨S1403磨矿后矿浆给入浓密机S1404浸出，浓密机S1404的底流即为铁钒选矿子工艺S1400的底流，得到铁精矿；
浓密机S1404的溢流输送给沉淀池S1405，在沉淀池S1405中加入氨水，生成钒酸铵沉淀即为铁钒选矿子工艺S1400的溢流沉淀，得到钒精矿。
在图4所示实施例的铁钒选矿子工艺中，通过对脱磷反浮选的精矿给入细筛的筛下产品进行焙烧-浸出-沉淀作业，通过焙烧将钒铁尖晶石氧化为可溶的钒酸钠，再通过浸出作业将钒酸钠转移到水溶液中，通过胺化沉淀反应得到钒酸铵沉淀产品。其指标为按照每吨原矿计可产0.018t钒酸铵，按照V2O5计的V2O5的回收率为29.6％。这部分额外获得的紧俏的钒酸铵产品将大大的增加整个项目的资源利用率和经济效益。在焙烧作业中采用了碳酸钠焙烧而没有采用传统的硫酸钠焙烧，有效的避免了硫酸钠中的硫元素对铁精矿的污染。
如图5所示的磷灰石钒钛磁铁矿降杂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S1500包括两段摇床和钛浮选；
第一段弱磁选S1101的尾矿、第二段弱磁选S1105的尾矿和精磁选S1103的尾矿给入第一段摇床S1501，第一段摇床S1501重选的中矿给入第二段摇床S1502重选，两段摇床重选的精矿综合产率为10.29％、Fe品位为20.56％、TiO2的含量为20.2％、V2O5的含量为0.07％、P2O5的含量为0.15％、Fe回收率为14.4％、TiO2回收率为90.4％、V2O5回收率为1.39％和P2O5回收率为0.67％，两段摇床重选的精矿进入钛浮选；
钛浮选包括钛粗浮选S1503、钛扫浮选S1504和四次钛精浮选，钛浮选为正浮选；两段摇床重选的精矿给入钛粗浮选S1503，钛粗浮选S1503中加入PH调整剂硫酸2400g/t给矿、捕收剂氧化石蜡皂1500g/t给矿和起泡剂甲氧基聚丙二醇50g/t给矿，钛粗浮选S1503的底流尾矿给入钛扫浮选S1504，钛粗浮选S1503的泡沫精矿给入第一次钛精浮选S1505，第一次钛精浮选S1505加入硫酸120g/t给矿，第一次钛精浮选S1505的精矿给入第二次钛精浮选S1506，第二次钛精浮选S1506加入硫酸100g/t给矿，第二次钛精浮选S1506的精矿给入第三次钛精浮选S1507，第三次钛精浮选S1507加入硫酸80g/t给矿，第三次钛精浮选S1507的精矿给入第四次钛精浮选S1508，第四次钛精浮选S1508加入硫酸60g/t给矿；第四次钛精浮选S1508的底流尾矿返回第二次钛精浮选S1506，第三次钛精浮选S1507的底流尾矿返回第一次钛精浮选S1505，第一次钛精浮选S1505的底流尾矿、第二次钛精浮选S1506的底流尾矿和钛扫浮选S1504的泡沫精矿返回钛粗浮选S1503；第四次钛精浮选S1508的精矿即为钛选矿子工艺S1500的精矿，得到钛精矿；两段摇床的尾矿和钛扫浮选S1504的尾矿构成钛选矿子工艺S1500的尾矿，归入工艺尾矿抛尾。
在图5所示实施例的钛选矿子工艺中，在钛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钛铁矿具有较好的选择性的特点，进一步的甩去了绝大部分磷灰石等脉石，大大降低了后续作业的处理量实现了脱磷提质，将TiO2的含量由7.23％提高到20.20％，提质效果明显。钛浮选的钛精浮选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的高收率，获得了产率为8.51％、Fe品位为19.82％、TiO2的含量为42.0％、V2O5的含量为0.06％、P2O5的含量为0.1％、Fe回收率为11.49％、TiO2回收率为55％、V2O5回收率为0.98％和P2O5回收率为0.37％的钛精矿，指标较优。
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。

Claims (8)

1.一种磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺，包括三段破碎工序，其特征在于：还包括第一段棒磨与螺旋分级机闭路、磁选子工艺、脱硅反浮选、脱磷反浮选、细筛、铁钒选矿子工艺和钛选矿子工艺；其中磁选子工艺包括第一段弱磁选、第二段球磨与旋流器闭路、第二段弱磁选和精磁选；
原矿经三段破碎工序后，粒度为0-8mm的破碎产品给入第一段棒磨与螺旋分级机闭路中的第一段棒磨，第一段棒磨排矿给入螺旋分级机，螺旋分级机的沉砂返回第一段棒磨，粒度为0-1.7mm的螺旋分级机的溢流进入磁选子工艺；
螺旋分级机的溢流给入第一段弱磁选，第一段弱磁选的精矿给入第二段球磨与旋流器闭路中的旋流器，旋流器的沉砂给入第二段球磨，第二段球磨磨矿后产品给入第二段弱磁选，第二段弱磁选的精矿返回旋流器，旋流器的P80为44微米的溢流产品给入精磁选；
精磁选的精矿给入脱硅反浮选，脱硅反浮选的精矿给入脱磷反浮选，脱磷反浮选的精矿给入细筛；细筛的粒度超过44微米的筛上产品返回第二段球磨，细筛的粒度为0-44微米的筛下产品给入铁钒选矿子工艺，铁钒选矿子工艺的底流为铁精矿，铁钒选矿子工艺的溢流沉淀后得到钒精矿；所述铁钒选矿子工艺包括过滤与烘干、竖炉焙烧、湿式球磨、浓密机及沉淀池；细筛的筛下产品经过滤与烘干后，与质量浓度为3％的Na2CO3混匀，Na2CO3的添加量为每吨给矿32-40kg，混匀后给入竖炉焙烧，竖炉焙烧的温度为850-950℃，竖炉焙烧的反应式为4FeV2O4+4Na2CO3+5O2＝2Fe2O3+8NaVO3+4CO2，竖炉焙烧后产品给入湿式球磨，湿式球磨磨矿后矿浆给入浓密机浸出，浓密机的底流即为铁钒选矿子工艺的底流；浓密机的溢流输送给沉淀池，在沉淀池中加入氨水，生成钒酸铵沉淀即为铁钒选矿子工艺的溢流沉淀；
第一段弱磁选的尾矿、第二段弱磁选的尾矿和精磁选的尾矿给入钛选矿子工艺，钛选矿子工艺的精矿为钛精矿；所述钛选矿子工艺包括两段摇床和钛浮选；第一段弱磁选的尾矿、第二段弱磁选的尾矿和精磁选的尾矿给入第一段摇床，第一段摇床重选的中矿给入第二段摇床重选，两段摇床重选的精矿进入钛浮选；钛浮选包括钛粗浮选、钛扫浮选和四次钛精浮选，钛浮选为正浮选；两段摇床重选的精矿给入钛粗浮选，钛粗浮选的底流尾矿给入钛扫浮选，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入第二次钛精浮选，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返回第二次钛精浮选，第三次钛精浮选的底流尾矿返回第一次钛精浮选，第一次钛精浮选的底流尾矿、第二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即为钛选矿子工艺的精矿，两段摇床的尾矿和钛扫浮选的尾矿构成钛选矿子工艺的尾矿；
脱硅反浮选的尾矿、脱磷反浮选的尾矿和钛选矿子工艺的尾矿共同构成工艺尾矿抛尾。
2.根据权利要求1所述的磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺，其特征在于：所述脱硅反浮选包括脱硅粗浮选、脱硅精浮选和三次脱硅扫浮选；精磁选的精矿给入脱硅粗浮选，脱硅粗浮选的底流精矿给入脱硅精浮选，脱硅粗浮选的泡沫尾矿给入第一次脱硅扫浮选，第一次脱硅扫浮选的泡沫尾矿给入第二次脱硅扫浮选，第二次脱硅扫浮选的泡沫尾矿给入第三次脱硅扫浮选，第三次脱硅扫浮选的底流精矿返回第一次脱硅扫浮选，第一次脱硅扫浮选的底流精矿、第二次脱硅扫浮选的底流精矿和脱硅精浮选的泡沫尾矿返回脱硅粗浮选；脱硅精浮选的精矿即为脱硅反浮选的精矿，第三次脱硅扫浮选的尾矿即为脱硅反浮选的尾矿。
3.根据权利要求1所述的磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺，其特征在于：所述脱磷反浮选包括脱磷粗浮选和两次脱磷精浮选；脱硅反浮选的精矿给入脱磷粗浮选，脱磷粗浮选的底流精矿给入第一次脱磷精浮选，第一次脱磷精浮选的底流精矿给入第二次脱磷精浮选，第一次脱磷精浮选的泡沫尾和第二次脱磷精浮选的泡沫尾矿返回脱磷粗浮选；第二次脱磷精浮选的底流精矿即为脱磷反浮选的精矿；脱磷粗浮选的尾矿即为脱磷反浮选的尾矿。
4.根据权利要求1所述的磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺，其特征在于：所述第一段弱磁选的磁场强度为1800-2200GS，第二段弱磁选的磁场强度为1450-1750GS，精磁选的磁场强度为1100-1300GS。
5.根据权利要求2所述的磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺，其特征在于：所述脱硅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；所述脱硅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；所述第一次脱硅扫浮选中每吨给矿加入36-45g的乙二胺捕收剂和9-11g的起泡剂甲基异丁基甲醇。
6.根据权利要求3所述的磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺，其特征在于：所述脱磷粗浮选中每吨给矿加入135-165g的FS-2和90-110g的抑制剂水玻璃；第一次脱磷精浮选中每吨给矿加入45-55g的FS-2；所述FS-2为皂化脂肪酸与2#油的质量混合比为5∶1至10：1之间的混合物。
7.根据权利要求1所述的磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺，其特征在于：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；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。
8.根据权利要求1-7之一所述的磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺，其特征在于：所述原矿中有用矿物主要成分为钛铁矿和钛磁铁矿，原矿中脉石矿物主要为磷灰石、辉石和云母；Fe品位为14.7％、P2O5的含量为2.3％、TiO2的含量为4.5％和V2O5的含量为0.52％的原矿经磷灰石钒钛磁铁矿降杂选矿工艺处理后，获得Fe品位为63.6％、TiO2的含量为2.2％、V2O5的含量为0.2％、P2O5的含量为0.04％、Fe回收率为46.73％、TiO2回收率为3.66％、V2O5回收率为4.15％和P2O5回收率为0.19％的铁精矿，获得V2O5的回收率为29.6％的钒精矿，以及获得Fe品位为19.82％、TiO2的含量为42.0％、V2O5的含量为0.06％、P2O5的含量为0.1％、Fe回收率为11.49％、TiO2回收率为55％、V2O5回收率为0.98％和P2O5回收率为0.37％的钛精矿。
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