甘肃大滩某低品位钛铁矿石选矿试验

刘 星 李成秀 刘飞燕 程仁举

(1.中国地质科学院矿产综合利用研究所，四川 成都 610041；2.国土资源部钒钛磁铁矿综合利用重点实验室，四川 成都 610041；3.中国地质调查局金属矿产资源综合利用技术研究中心，四川 成都 610041)

甘肃大滩某低品位钛铁矿石选矿试验

刘 星1,2,3李成秀1,2,3刘飞燕1,2,3程仁举1,2,3

(1.中国地质科学院矿产综合利用研究所，四川 成都 610041；2.国土资源部钒钛磁铁矿综合利用重点实验室，四川 成都 610041；3.中国地质调查局金属矿产资源综合利用技术研究中心，四川 成都 610041)

甘肃大滩某低品位钛铁矿主要有价元素为铁和钛，TFe品位为12.07%，TiO2含量为5.56%，有害元素硫、磷含量较低。钛主要分布在钛铁矿中，分布率为81.82%，是回收的主要目的矿物。为确定该资源的合理开发利用方案，对其进行了磁选—浮选试验研究。结果表明，原矿磨细至-0.074 mm占38%，在粗选磁场强度为605.1 kA/m、精选磁场强度为565.3 kA/m条件下，经1粗1精磁选可以获得TiO2品位为18.13%、对原矿回收率为76.79%的磁选精矿，磁选精矿采用自主复配合成的高效捕收剂EMG和新型抑制剂SF-101经1粗2精1扫闭路浮选试验可以获得TiO2品位47.46%、回收率88.08%的钛精矿，对原矿回收率为67.63%，可以为该钛铁矿的选别提供借鉴。

低品位钛铁矿 磁选 浮选

钛铁矿选矿在我国经过几十年的发展已初具规模，但低品位钛铁矿的大规模开发利用在我国尚为数不多[1-4]。河北承德某钒钛磁铁矿，其TiO2品位约为5%～6%，属较低品位含钛矿物，原采用优先选铁，选铁尾矿强磁—浮选流程选钛，难以获得TiO2品位47%以上的高品质钛精矿，且钛回收率较低，转而采用强磁—螺旋溜槽流程生产TiO2品位28%左右的高炉护炉钛料，有效提高了钛铁矿的利用价值。甘肃大滩某辉长岩型钛铁矿，含钛量相对较低，且矿石中含钛矿物几乎全为钛铁矿，开发过程选矿比大，矿石采剥量大，为探索合理高效开发利用该矿石的有效途径，对其进行了选矿试验研究。

1 矿样性质

试验矿样取至甘肃大滩，矿样金属矿物以钛铁矿为主，含有少量赤铁矿、磁铁矿、黄铁矿，微量褐铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿等。非金属矿物以角闪石、辉石、斜长石为主，少量帘石、绿泥石、云母、石英、榍石，微量锆石、磷灰石、白钛石及粘土矿物等。其中，钛铁矿多数结晶粒度较粗，呈板状自形晶、片晶结构，钛铁矿集合体中有片晶赤铁矿溶出，或被脉石矿物细脉穿插。试样化学多元素分析结果见表1，铁、钛物相分析结果见表2、表3。

表1 原矿化学多元素分析

表2 原矿铁物相分析结果

表3 原矿钛物相分析结果

由表1可知，试验矿样主要有价元素为铁和钛，TFe品位为12.07%，TiO2含量为5.56%，伴生元素钒及有害元素硫、磷含量均较低。

表2表明，矿样中TFe在钛磁铁矿中的分布率仅为4.18%，在钛铁矿中的分布率为15.55%，其余主要分布在硅酸铁、赤褐铁矿中，分布率分别为38.80%、35.12%。矿石中铁不具备单独回收利用的价值。

表3表明，矿石中的钛主要分布在钛铁矿中，分布率为81.82%；其次为硅酸盐矿物中TiO2，分布率为18.00%；钛磁铁矿中的TiO2含量很低，分布率仅0.18%。因此钛铁矿是回收的主要目的矿物。

2 试验结果及讨论

2.1 干式粗粒抛尾探索试验

将-3 mm原矿进行干式粗粒抛尾预选试验，考察通过粗粒抛尾提高入磨矿石品位，降低选矿成本的可行性[5]。试验结果见表4。

从表4可以看出，随着磁场强度的增加，精矿产率、品位、回收率都有所提高。这是因为抛尾粒度较粗，矿石中磁性铁在较低场强时以含铁连生体形式进入了精矿，使精矿TiO2品位偏低；而随着场强增加，进入精矿的弱磁性钛铁矿增多，使精矿TiO2品位升高。磁场强度为636.94 kA/m时，精矿TiO2品位也仅10.54%、回收率52.09%，粗粒干式抛尾效果不佳。针对试验矿石性质，结合探索试验结果，拟采用磁选—浮选原则流程进行试验。

表4 干式粗粒抛尾试验精矿指标

2.2 磨矿细度试验

采用DC-φ600 mm平环仿琼斯磁选机在磁场强度为605.1 kA/m条件下对原矿进行强磁粗选磨矿细度试验，结果见表5。

表5 强磁粗选磨矿细度试验结果

由表5可知，随着磨矿细度的增加，精矿TiO2品位小幅升高、回收率逐渐降低。增加磨矿细度，对提高钛精矿品位效果不明显。综合考虑，确定强磁粗选磨矿细度为-0.074 mm占38%。

2.3 强磁选试验

在磨矿细度为-0.074 mm占38%条件下，进行强磁粗选磁场强度条件试验，结果见图1。

由图1可知，随着磁场强度的升高，精矿TiO2品位逐渐降低、回收率逐渐升高。综合考虑，确定强磁粗选磁场强度为605.1 kA/m。

图1 强磁粗选磁场场强试验结果

对强磁粗选精矿进行强磁精选磁场强度条件试验，结果见图2。

图2 强磁精选磁场强度试验结果

由图2可知，随着磁场强度的升高，精矿TiO2品位逐渐降低、回收率逐渐升高。综合考虑，确定强磁精选场强为565.3 kA/m，此时可以得到TiO2品位为18.13%、作业回收率为92.84%的磁选钛精矿，对原矿回收率为76.79%。

2.4 浮选试验

在条件试验的基础上，将强磁精矿磨细至-0.074 mm占51.01%进行浮选试验。为减少含硫矿物对浮钛的影响，对磁选精矿在H2SO4用量为500 g/t、丁基黄药为100 g/t、2号油为50 g/t条件下首先进行浮选脱硫[7]，对脱硫后产品按图3流程进行钛浮选粗选条件试验。

图3 钛浮选粗选试验原则流程

2.4.1 SF-101用量条件试验

在大量探索试验的基础上，选择新研制的高效脉石抑制剂SF-101为钛浮选抑制剂，其能较好地抑制矿石中的角闪石等硅酸盐类矿物。在EMG用量为2 300 g/t条件下进行SF-101用量试验，结果见表6。

表6 SF-101用量试验结果

由表6可知，随着SF-101用量的增加，精矿钛品位逐渐升高、回收率逐渐降低。综合考虑，确定SF-101用量为700 g/t。

2.4.2 EMG用量条件试验

在SF-101用量为700 g/t条件下，进行了捕收剂EMG用量试验，结果见表7。

表7 EMG用量试验结果

从表7可知，随着EMG用量增加，精矿TiO2品位逐渐降低、回收率逐渐增加。当捕收剂用量增加到2 300 g/t时，精矿TiO2品位下降趋势增加、回收率提高幅度降低。综合考虑，确定EMG用量为2 300 g/t。

2.4.3 浮选闭路试验

在条件试验的基础上，按图4流程进行了磁选精矿钛浮选闭路试验，结果见表8。

图4 钛浮选闭路试验流程

表8 浮选闭路试验结果

表8表明，采用1粗2精1扫浮选流程处理磁选精矿，可以获得TiO2品位47.46%、浮选作业回收率88.08%、相对于原矿回收率为67.63%的钛精矿指标，该指标较为理想。

3 结 论

(1)甘肃大滩某低品位钛铁矿主要有价元素为铁和钛，TFe品位为12.07%，TiO2含量为5.56%，伴生元素钒及有害元素硫、磷含量均较低。钛主要分布在钛铁矿中，分布率为81.82%，是回收的主要目的矿物。

(2)原矿在磨矿细度为-0.074 mm条件下经1粗1精强磁选，可以获得品位为18.13%、对原矿回收率为76.79%的磁选钛精矿，磁选钛精矿经1粗2精1扫闭路浮选试验可以获得TiO2品位47.46%、回收率88.08%的钛精矿，对原矿回收率为67.63%。

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[2] 余德文.R-2捕收剂选别攀枝花微细粒级钛铁矿试验研究[J].金属矿山，2001(9)：37-39. Yu Dewen.Flotation research of fine ilmenite with a collector R-2 in Panzhihua [J].Metal Mine，2001(9)：37-39.

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(责任编辑 王亚琴)

BeneficiationTechnologyforaLow-gradeIlmeniteOreinDatanofGansuProvince

Liu Xing1,2,3Li Chengxiu1,2,3Liu Feiyan1,2,3Cheng Renju1,2,3

(1.InstituteofMultipurposeUtilizationofMineralResources，ChineseAcademyofGeologicalSciences，Chengdu610041,China;2.KeyLaboratoryofVanadium-titaniumMagnetiteComprehensiveUtilization，MinistryofLandandResources，Chengdu610041,China;3.MetalMineralResourceUtilizationTechnologyResearchCenter，ChineseGeologicalSurvey,Chengdu610041,China)

Main valuable elements of a low grade ilmenite ore are iron and titanium.There is 12.07% TFe，5.56% TiO2and trace sulfur and phosphorus in the ore.Titanium mainly exists in form of ilmenite，with distribution ratio of 81.82%，which is the main recovery object.In order to insure the scheme for develop the ore，magnetic separation-flotation tests is carried out.The results show that，at the grinding fineness of 38% -0.074 mm，magnetic intensity of 605.1 kA/m for rough concentration and 565.3% kA/m for cleaning separation，through one roughing-one cleaning separation，magnetic concentrate with TiO2grade of 18.13% and recovery of 76.79% is obtained.Using high efficient EMG as collector and novel SF-101 as depressor through one roughing-two cleaning-one scavenging process deal with the magnetic concentrate，titanium concentrate with TiO2grade of 47.46% and recovery of 88.08% is obtained，and recovery of 67.63% for the raw ore.The results can provide references for beneficiation of the ilmenite ore.

Low-grade ilmenite，Magnetic separation，Flotation

2014-09-12

刘 星(1987—)，男，助理工程师。

TD923.7+.7,TD924.1

A

1001-1250(2014)-12-075-04