钛铁矿浮选精矿选矿提质试验研究

胡厚勤 罗荣飞 吴雪红

(1.攀钢集团矿业有限公司设计研究院，四川 攀枝花 617063;2.攀钢集团矿业有限公司选钛厂，四川 攀枝花 617063;3.攀钢集团矿业有限公司设计研究院，四川 攀枝花 617063)

攀西地区钒钛磁铁矿资源虽然丰富，但矿石平均地质品位不高，Fe、TiO2、V2O5的品位分别普遍在26.0%～31.0%、5.0%～12.0%、0.27%～0.35%[1-3]，钛铁矿的综合利用多采用“强磁+浮选”工艺[4-6]，此流程可获得TiO2品位45.0%以上的钛精矿。近年来，随着国民经济水平上升，钛白粉、高钛渣和海绵钛等钛铁矿深加工企业对高品质钛铁矿精矿的需求日益增长，进一步提高钛铁矿精矿质量将成为选钛企业产品市场竞争的核心[7,8]。因此，通过提升选矿工艺技术，不断降低钛铁矿精矿中的杂质含量以提高钛精矿品位，逐渐成为钛资源高效开发利用的关键。

目前，“重选、磁选、浮选、电选”四种选矿工艺都可作为钛铁矿精选工艺[9-11]。本试验分别采用广泛应用的重选、磁选及浮选三种选矿方法对攀枝花某选钛厂生产的钛精矿进行提质研究，以期为钛铁矿选矿企业实现提质增效提供一定的参考。

1 矿样和方法

1.1 矿样性质

试验矿样取自攀枝花某选钛厂“强磁+浮选”工艺生产的钛精矿，TiO2品位为47.2%，其化学多元素分析结果见表1，粒度筛分分析结果见表2，主要矿物组成、含量及单体解离度分析见表3。

表3 矿物含量及单体解离度测定结果

由表1可知，矿样中主要有价元素TiO2、TFe、V2O5含量分别为47.20%、31.33%、0.06%；脉石组分主要为MgO，其次是SiO2、Al2O3和CaO；有害元素S、P含量均较低。

表1 矿样化学多元素分析结果

由表2可知，矿样中+0.45 mm和-0.045 mm粒级产率低，且TiO2品位较其他粒级偏低；各粒级产率和金属分布率多在0.045～0.45 mm，且该粒级范围内TiO2品位随粒度变细而增加。

表2 矿样粒度筛析结果

由表3可知，钛铁矿含量高(占91.39%)，且单体解离度高，为95.65%。另外，经过矿相显微镜分析，钛铁矿呈现部分与脉石简单连生，少量被脉石网状交代，部分发生绿泥石化蚀变；矿样中钛磁铁矿含量很少(仅2.37%)，矿物单体解离度较低，为70.21%，矿相显微镜分析表明钛磁铁矿部分与脉石连生；矿样中脉石矿物占5.56%，单体解离度为81.36%，少量与钛铁矿和钛磁铁矿连生；此外，硫化物含量很少且解离度低，主要包裹于钛铁矿中。通过表3分析可见，对钛精矿品质有重要影响的组分主要为脉石。

1.2 研究方法

试验分别采用重选、浮选和磁选工艺对钛铁矿精矿矿样进行提质降杂研究。

重选试验采用GL-600刻槽螺旋溜槽，每次试验入选矿量10 kg，矿浆浓度为15%；浮选试验采用0.5 LXFD型单槽浮选机，每次浮选矿量300 g；磁选试验采用GHCT-34型干式磁选机，每次试验入选矿量1 kg。

2 试验结果及讨论

本部分依次采用重选、浮选和磁选工艺对干燥后的钛铁矿精矿矿样进行提质降杂试验研究。

2.1 重选提质试验

重选提质试验采用GL-600刻槽螺旋溜槽，试验流程分别为“螺旋精选”和“螺旋精选+中矿再选”，如图1和图2所示。将矿浆浓度15%的钛精矿矿样加入螺旋溜槽中，调节各产品截取的位置，对产品取样化验，试验结果见表4。

图1 螺旋溜槽精选提质流程

图2 螺旋溜槽精选+中矿再选提质流程

表4 重选(螺旋溜槽)提质试验结果

由表4可知，钛精矿矿样通过“一段螺旋精选”流程和“一段螺旋精选+螺旋中矿再选”流程提质，都可以得到较佳的试验指标。

一段螺旋精选后，获得钛精矿的产率为53.95%、TiO2品位49.66%、回收率56.80%，同时获得中矿的产率35.00%、TiO2品位46.95%、回收率34.84%。一段螺旋精选+中矿再选后，得到螺旋精矿1的产率38.60%、TiO2品位50.10%、回收率40.95%；螺旋精矿2的产率23.50%、TiO2品位49.30%、回收率24.54%，同时得到产率26.30%、TiO2品位46.17%、回收率25.72%的中矿。

实际生产中，可根据市场需求对螺旋精矿和中矿分别定价销售，也可将中矿返回流程再选、螺旋尾矿增加扫选以提高全流程回收率。

2.2 浮选提质试验

浮选提质试验采用0.5 L单槽浮选机，浮选过程中仅调整硫酸用量，采用“一次浮选精选”和“两次浮选精选”流程进行试验，如图3、4所示。浮选试验结果见表5、6。

图3 一次浮选精选提质试验流程

图4 两次浮选精选提质试验流程

由表5可知，在不加硫酸的情况下，仅依靠矿样自身携带的浮选药剂在浮选机叶轮搅拌作用下，即可获得48.24%的精矿，随着硫酸用量的增加，精矿品位提升趋势明显，在硫酸用量加到1 000 g/t时，精矿品位达到49.62%，但精矿产率、回收率下降幅度较大，应用于生产则不经济。

表5 一次浮选精选条件试验结果

由表6可知，固定浮选精选Ⅱ的硫酸用量100 g/t不变，调整浮选精选I的硫酸用量，随着精选Ⅰ段硫酸用量的增加，精矿品位呈上升趋势，在硫酸用量达到500 g/t时，精矿品位可达到49.83%，同时可获得47.53%的中矿，但精矿产率和回收率下降幅度较大，实际生产中可将中矿返回流程再选，增加精矿产率和回收率。

表6 两次开路浮选精选条件试验结果

采用“一次浮选精选”和“两次浮选精选”均可通过提高硫酸用量提升精矿TiO2品位，但随着硫酸用量的增加，精矿产率和回收率下降明显；此外，采用“两次浮选精选”较“一次浮选精选”在获得相同精矿品位情况下，流程整体硫酸用量少，且在实际生产中通过中矿返回再选可增加精矿产率和回收率，生产调控空间较大。

2.3 磁选提质试验

磁选提质试验采用干式磁选机，采用“一次磁选”流程在不同辊筒转速的条件下进行试验，试验结果见表7。

由表7可知，随着干式磁选机辊筒转速的提高，精矿产率和回收率下降趋势明显；在转速达到700 r/min时精矿品位达到49.46%，继续增加转速，精矿品位呈下降趋势，表明干式磁选工艺对钛精矿的品位提升作用有限。

表7 干式强磁选提质试验结果

3 精矿产品化学多元素分析结果

将重选精矿(螺旋精矿1)、浮选精矿及干式磁选精矿进行化学多元素分析，结果见表8、9、10。

表8 重选精矿(螺旋精矿1)化学多元素分析结果

表9 浮选精矿化学多元素分析结果

表10 干式磁选精矿化学多元素分析结果

由表8、9、10可知，通过对TiO2品位为47.20%的钛精矿进行重选、浮选和干式磁选等选矿方法再富集，钛精矿品质得到明显提升。其中重选提质后钛精矿的TiO2品位上升了3.24个百分点，脉石组分SiO2、CaO、Al2O3、MgO含量下降幅度分别达72.01%、65.91%、62.16%、2.26%，有害元素S、P含量下降幅度均达80.00%；浮选提质后的钛精矿TiO2品位上升了3.01个百分点，脉石组分SiO2、CaO、Al2O3、MgO含量下降幅度分别达65.67%、61.36%、54.05%、1.85%，有害元素S、P含量下降幅度达到40.00%和100.00%；干式磁选提质后钛精矿的TiO2品位上升了2.57个百分点，脉石组分SiO2、CaO、Al2O3、MgO含量下降幅度分别达38.06%、35.23%、40.54%、10.47%，有害元素S、P含量下降幅度达到100.00%和90.00%。

综上所述，采用重选、浮选和干式磁选工艺均可提升钛铁矿精矿品质，对其中的脉石组分和有害元素的脱除效果明显。对比三种工艺的试验结果，采用重选和浮选对钛铁矿精矿进行提质更适宜。

4 结论

1)钛精矿矿样的TiO2品位为47.20%，其中主要钛矿物为钛铁矿，含少量钛磁铁矿和硫化物，脉石组分主要为MgO和SiO2。

2)“一段螺旋精选”和“一段螺旋精选+中矿再选”工艺对47.2%的浮选钛精矿深度精选，可同时获得50.0%左右的钛精矿和46.0%～47.0%的钛中矿；中矿再选可增加精矿回收率；“一次浮选精选”和“两次浮选精选”均可通过提高硫酸用量提升精矿TiO2品位，但随着硫酸用量的增加，精矿产率和回收率下降明显；采用“两次浮选精选”较“一次浮选精选”在获得相同精矿品位情况下，流程整体硫酸用量少；干式磁选工艺可通过提高辊筒转速提高钛精矿TiO2品位，但转速增加到一定值时，精矿品位呈下降趋势，该工艺对钛精矿的提质作用有限。

3)采用重选、浮选和干式磁选工艺可提升钛铁矿品质的同时，对造渣元素和有害元素的脱除效果明显；单一的选矿工艺对钛精矿有一定的提质效果，后续可通过重—浮联合或磁—浮联合等工艺进一步提质降杂。