1 . 2筛析试样粒级筛析结果见表 2。筛析结果表明试验物料的粒度级别较宽,各粒级品位相差不大,没有明显的粒级富集现象。2浮选试验
将磨细后的试样用 XC RS一 7 4型 4 0 0 mm X 3 0 0 mm顺流磁选机除铁,磁场强度 1 0 0 k A/ m,所
2 . 1试样直接浮选试验
考虑到试样中钛铁矿的单体解离度已达8 5 以上,为节约磨矿费用,做了矿样直接浮选的试验研究。浮选试验采用 XF D一 6 3型 1 L挂槽式浮选机,粗选浓度约 3 O ,试验结果见表 3。表 2试样筛析结果
得磁性矿物的产率仅为 0 . 5 6 。可见,弱磁选不能有效的将试样中的铁矿物除去。磁选尾矿作为浮选物料,仍采用 XF D一 6 3型 1 L挂槽式浮选机,浮选浓度约 3 O 9, 5,以 R一 3捕收剂为捕收剂,柴油为辅助捕收剂,硫酸为 p H调整剂。试样磨矿浮选开路试验结果见表 5。表 4试样磨矿后筛析结果粒级/ a m r0 . 1 5 4 0 . 1 2 5 0. 1 0 0 . 0 7 4 0 . 0 4 5—
产率}%1 2 . 2 7 1 1 . 5 0 1 4 . 21 1 0 . 27 3 3 .1 9 1 8 . 5 6
累计产率}%1 2 .2 7 2 3 .7 7 3 7 .9 8
4 8 .2 5 8 1 .4 4 1 0 0 .0 0
Ti O2|%2 4. 5 3 2 7. 7 8 2 8. 0 5 2 8. 4 4 2 5. 1 5 2 3. 9 5
Ti O2分布率|%1 1 . 62 1 2 . 3 3 1 5 . 39 1 1 . 2 8 3 2 . 2 3 1 7 . 1 6
0 0 4 5
表 3说明,试样直接浮选选别所得精矿 Ti O。
合计
1 0 0 . 0 0
—
2 5 . 9 0
1 0 0 . 0 0
品位较低,只有 4 1 . 5 8 ,选别效果较差。由于试样为浮选生产尾矿经强磁选后的强磁精矿,矿物表面已被浮选药剂污染,影响了新添药剂的选择性,
试样经磨矿后单体解离度进一步提高,清洗掉了矿物表面附着的药剂,并暴露了许多新鲜的矿物表面,浮选效果大为改观,浮选药剂制度也与正常原矿浮选时基本相同。磨矿试样经一粗四精选别,获得的钛精矿 Ti O。品位为4 6 . 3 4 ,产率 1 1 . 2 5 ,回收率 2 O . O 4 。在实体显微镜下观察,41
特别是使矿物表面性质与钛铁矿相近的赤铁矿、 褐铁矿等大量上浮进入精矿,从而降低了精矿品位;另一方面,未磨矿时矿物的单体解离度较低,
维普资讯
总第 4 0 3期
矿业快报一
2 0 0 3年 1月第 1期
所得钛精矿几乎呈不透明的黑色,说明钛辉石类脉石已很少,影响钛精矿品位的是矿石表面性质与钛铁矿相近的赤褐铁矿。裹 5试样磨矿浮选开路试验结果产品名称中矿 4 中矿 3
定数量的 Ti O品位 4 6 左右的钛精矿。若能
回收,当然是最好的。建议浮选尾矿用强磁富集一磨矿,然后返回原强磁一浮选主流程选别。3 . 2工业应用
产率/9 . 8 9 1 2 . O 7
Ti O2 回收率品位/ /3 9 . 3 1 l 4 . 9 4 3 7 . O 3 1 7 . 1 8
药剂条件/ ( g t )R一 3 1 2 O O g/ t 柴油 8 O O g/ t
重钢太和铁矿钛浮选生产流程为选铁尾矿强磁一磨矿一强磁一浮硫一浮钛流程,即选铁尾矿经第一段强磁选,得强磁精矿,强磁精矿进
球磨磨矿,磨
钛精矿’ l 1 . 2 5 4 6 . 3 4 2 0 . 0 4 粗选:硫酸 1 2 5 0 g/ t 中矿 2 1 4 . 2 3 中矿 1 1 0 . 2 1 尾矿 4 O . 3 5 给矿 1 0 0 . 0 0 2 8 . 6 8 1 5 . 6 8精选硫酸:精 I 5 O O g/ t 2 0 . 4 6 8 . 0 3 精 1 5 O O g/ t 1 5 . 5 6 2 4 . 1 3 精■5 0 0 g/ t 2 6 . 0 2 1 0 0 . 0 0 精 I V 5 O 0 g/ t
矿后经二段强磁富集,二段强磁精矿进浮硫作业脱硫,浮硫尾矿进浮钛作业选别得钛精矿。该流程由于有两段强磁选作业和一段磨矿作业。因此,可直接将浮钛尾矿返回第一段强磁作业,形成大闭路强磁一磨矿一强磁一浮选新工艺,是处理浮选尾矿
注 *钛精矿 T F e品位为 3 6 1 5 。
表 5的浮选尾矿 Ti O品位为 1 5 . 5 6 ,较高。 在实体显微镜下观察,绝大部分为透明矿物,说明尾矿中钛铁矿和铁矿物较少,其 Ti O品位较高的
较为合理的流程。该流程不但使尾矿中的钛铁矿进入球磨,增加单体解离度,暴露新鲜表面,增加了可浮性,而且经两段强磁后,进入浮硫作业的残
原因可能是脉石的含钛量较高,属富钛辉石。将开路所得中矿混合再选,并少量添加 R一 3
捕收剂和柴油,硫酸每次选别添加为0 . 2 g/ L,经 4次选别,得中矿再选精矿, Ti O品位 4 2 . 4 9,产
存药剂已相当少了,浮硫作业的钛金属量损失很少。尾矿再选是在原流程中消化的,几乎不会增加
率8 . 6 O。若将二者精矿混合认作为闭路试验精矿,则闭路试验的精矿 Ti O品位为 4 4 . 6 7 ,产率1 9 . 8 5 ,回收率3 4 . O 8。将中矿再选的余矿与开
药剂成本和水电消耗,且浮选生产更为稳定。经建议,太和铁矿将浮钛尾矿返回第一级强
磁后,实践表明,生产指标更为稳定,钛精矿产量由原来的 1 7 0 0 t/月上升到 1 9 0 0 t/月,每月可多收钛精矿 2 0 0 t,而浮选的药剂及水电消耗上升很
路试验尾矿
混合作为总尾矿, Ti O品位为2 1 . 4 O,产率8 0 . 1 5。 中矿再选精矿的 Ti O品位较低,是因为开路选别时赤褐铁矿在中矿中进一步富集,严重影响中矿选别精矿的 Ti O品位。经化验分析,中矿再选精矿 TF e品位为 3 7 . 8 9 ,说明其含有大量的铁矿物。 3试验结果及应用示例
小,取得了较好的经济效益。只是浮选尾矿返回再选对钛精矿质量有一定影响,但也能得到 Ti O。品
位大于4 7 . 5 的合格钛精矿。目前,太和铁矿一直采用浮钛尾矿返回第一段强磁作业的流程来组织生产。4结语
3 . 1试验结果
( 1 )采用强磁一磨矿一浮选工艺,可从攀钢选
从本次试验的结果来看,浮选尾矿经强磁再富集所得强磁精矿矿石性质与浮选原矿有较大差别,一是含有大量的赤铁矿、褐铁矿、采用普通的弱磁选法无法除去;二是选别所需 p H条件与浮
钛厂钛浮尾矿中回收到 Ti O品位 4 6 . 3 4 ,产率3 . 2 1 的钛精矿,其中强磁回收率为 6 2 . 5 3 ,精矿产率2 8 . 5 2 ,浮选开路回收率为2 O . O 4 ,精矿产率1 1 . 2 5 。 ( 2 )尾矿中较多的赤褐铁矿对再选的钛精矿
选原矿有所不同,若不加处理直接返回原流程,则得不到回收。因此,应考虑浮选尾矿经强磁选后尽
品位有较大影响,尾矿再磨可提高钛铁矿的可浮性和浮选药剂的选择性。
可能进入磨矿作业,消除浮选药剂对矿物表面的污染。另外,由于尾矿中大量赤褐铁矿的影响,尾
搜索“diyifanwen.net”或“第一范文网”即可找到本站免费阅读全部范文。收藏本站方便下次阅读,第一范文网,提供最新人文社科从钛浮选尾矿中回收钛铁矿的试验研究(2)全文阅读和word下载服务。
相关推荐: