陕西某钒钛磁铁矿选铁尾矿磁—浮联合选钛工艺试验研究

刘福源 刘 毅 王应军

（陕西延长石油中陕金属矿业有限公司）

陕西某钒钛磁铁矿原矿全铁含量21.14%，TiO2含量7.55%，铁钛品位较低，选矿难度较大。矿石中的主要金属矿物为钛磁铁矿、钛铁矿、金属硫化物（黄铁矿和磁黄铁矿）；主要脉石矿物为绿泥石、斜长石、辉石和角闪石［1］。钒钛磁铁矿的选别基本采用弱磁选工艺进行选铁；选铁尾矿作为选钛原料，钛的选别方法主要有磁选、浮选、重选—磁选—电选［2］、磁选—浮选流程［3］。随着选矿技术及选矿设备的发展进步，强磁预选—浮选已成为我国当前钒钛磁铁矿选钛最主要的工艺流程［4］。该矿采用阶段磨矿、阶段选别工艺进行选铁，获得了全铁含量50.18%、铁回收率29.32%的铁精矿。本研究以选铁尾矿为原料，开展了强磁预选—浮选选钛工艺研究，取得了较好的选矿技术指标，为该矿石的开发利用提供技术依据。

1 预选试验

1.1 试验原料性质

原矿选铁采用三段弱磁选，一段磨矿细度-0.075 mm48%，磁场强度108.4 kA/m；二段磨矿细度-0.038 mm95%，磁场强度97.9 kA/m；最后弱磁精选，磁场强度81.2 kA/m，获得了全铁品位50.18%，铁回收率29.19%的铁精矿，选铁尾矿作为选钛原料。选铁尾矿总产率为原矿的87.65%，其组成见表1。

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1.2 强磁预选试验研究

1.2.1 预选条件试验

以一段弱磁尾矿为试验原料，对其进行磁场强度条件试验研究，试验流程为1次强磁选。试验设备为DC-Ⅱ-600型高梯度磁选机，精矿冲洗水800 mL/s，中矿冲洗水220 mL/s，分别考察277.3，371.5，461.4，547，628.3 kA/m的磁场强度下强磁精矿的TiO2品位及回收率的变化，结果见图1。

由图1可见，随着磁场强度的增大，强磁精矿TiO2回收率呈上升趋势，TiO2品位呈下降趋势；综合考虑品位与回收率，选取461.4 kA/m作为强磁预选的磁场强度。

1.2.2 预选流程试验

一段弱磁尾矿产率大，粒度粗，回收率占比大；二段弱磁选尾矿和弱磁精选尾矿含钛品位高，粒度细，但回收率占比低，与一段弱磁尾矿组成差异大，需要分开处理。

对一段磁选尾矿采用461.4 kA/m的磁场强度进行一段强磁抛尾，强磁精矿再磨至约-0.075 mm85%，经108.4 kA/m的磁场强度进行弱磁选扫铁后，再同样采用461.4 kA/m的磁场强度进行二段强磁选。二段弱磁尾矿和弱磁精选尾矿则单独进行一段强磁处理，即可作为浮选物料进入浮选流程。一段弱磁选尾矿采用一段强磁抛尾、强磁精矿再磨至约-0.075 mm85%，弱磁选扫铁后再进行二段强磁选。二段弱磁选尾矿和弱磁精选尾矿直接进入弱磁扫铁，二段强磁精选后合并为入浮物料。钛铁矿预富集制备入浮物料流程见图2，入浮物料制备试验结果见表2。

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由表2可知，一段强磁可抛除产率53.41%的尾矿，大大减少了二段强磁再磨和强磁处理量，使入浮物料的TiO2品位提高至24.69%，作业回收率为64.28%，对原矿TiO2回收率为49.48%，对原矿产率仅为15.13%。

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2 浮选试验

2.1 入浮物料性质

对选钛入浮物料进行化学多元素及粒度分析结果见表3、表4。，

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由表4可知，入浮物料-0.075 mm粒级占84.93%，0.045～0.075 mm粒级产率占比最高，该入浮物料粒度组成合适，可浮粒级占比高。

入浮物料矿物组成为钛磁铁矿占5.41%，钛铁矿占49.21%，硫化物（黄铁矿和磁黄铁矿）占0.45%，脉石矿物占44.93%，钛铁矿矿物获得有效富集。

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2.2 浮选条件试验

入浮物料硫含量0.31%，为提高钛精矿质量，浮钛前进行脱硫作业。经研究验证，浮硫药剂制度为硫酸500 g/t、戊黄药200 g/t，2#油40 g/t；浮钛捕收剂为MOH，调整剂为硫酸和EM-B，EM-B为抑制剂［5］，浮选条件及试验流程见图3。

2.2.1 调整剂硫酸用量试验

矿浆pH值是影响矿物表面电性和药剂活性的重要因素，对最终精矿的指标影响巨大。在EM-B用量700 g/t、MOH用量2 000 g/t的试验条件下，考察硫酸用量对钛粗精矿指标的影响。试验结果见图4。

由图4可见，硫酸在钛铁矿浮选时对精矿回收率影响较大，矿浆随硫酸用量的增大，粗精矿钛品位升高，回收率降低；当硫酸用量在1 500 g/t以上时，钛铁矿受到严重抑制，泡沫层也变得薄而脆，不利于浮选；综合考虑，硫酸用量以1 300 g/t为宜。

EM-B是钛铁矿浮选过程中的重要脉石矿物抑制剂，试验中添加EM-B作为选钛浮选调整剂。在硫酸用量1300 g/t、MOH用量2 000 g/t的试验条件下，考察EM-B用量对试验指标的影响。试验结果见图5。

由图5可见，调节调整剂EM-B的用量对钛粗精矿指标的影响较大；当EM-B用量为300 g/t时，对脉石抑制效果较差，脉石和钛铁矿均大量上浮，造成钛粗精矿品位较低，不具备分选的效果；当EM-B用量大于500 g/t后，钛粗精矿品位有一定幅度的提升，同时回收率缓慢降低；综合考虑，EM-B合适的用量在600～800 g/t，选择EM-B用量700 g/t。

2.2.3 捕收剂MOH用量试验

在调整剂硫酸用量1 300 g/t、EM-B用量700 g/t的条件下，进行捕收剂MOH用量试验，试验结果见图6。

由图6可见，随着捕收剂MOH用量的增加，钛粗精矿TiO2回收率呈上升趋势，TiO2品位呈下降趋势，综合考虑，选择MOH用量2 000 g/t为宜。

2.3 浮选闭路试验

在条件试验及开路试验的基础上进行闭路试验，由于中矿返回粗选作业，相应调整了药剂用量。闭路试验药剂制度及流程见图7，试验结果见表5。

由表5可知，闭路试验获得了TiO2品位45.34%、TiO2作业回收率77.23%的钛精矿，相对原矿TiO2回收率为38.31%，相对原矿产率为6.38%。

2.4 精矿产品检查

对试验获得的钛精矿产品进行检查，其化学多元素分析结果见表6。

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由表6可知，浮钛试验经1粗1扫5精作业可获得TiO2品位＞45%的钛精矿产品，达到攀枝花钛矿行业企业联盟标准（Q/LM5104-TKL.001-2012）中TJK45牌号要求；受限于原矿性质，钛精矿全铁含量略高，钛精矿品位略低，指标满足硫酸法钛白工艺要求，可用作钛化工企业加工原料。

3 结 论

（1）陕西某钒钛磁铁矿原矿全铁品位较低，TiO2含量仅6.63%，采用强磁预选—浮选工艺流程选钛取得了较好的技术指标。

（2）经强磁预选使浮选入浮物料的TiO2品位提高至24.69%，TiO2作业回收率为64.28%，相对原矿TiO2回收率为49.48%，可抛除71.05%的尾矿，大大降低了浮选处理量，入浮物料对原矿产率仅为15.13%，为浮选选钛创造了良好条件。

（3）浮选过程采用MOH作捕收剂，硫酸和EM-B作调整剂，浮选物料经1粗1扫5精作业，可获得TiO2品位45.34%、浮选作业回收率77.23%的钛精矿，为该矿的开发提供了技术依据。