砂钛铁矿尾矿的选矿方法

1.本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种砂钛铁矿尾矿的选矿方法。

背景技术：

2.战略金属钛主要用于生产钛材和钛白粉，原料均来自于钛铁矿和金红石。中国钛铁矿资源主要包括原生钒钛磁铁矿和砂矿，前者主要分布在攀西地区和承德地区，后者主要分布在云南和海南地区，其中云南以风化壳红土型砂矿为主，海南主要是河流冲积型海滨砂矿。不同的成矿条件，形成不同的矿床类型，导致采选工艺大不相同。钒钛磁铁矿中钛铁矿的选别工艺主要为强磁-浮选、强磁-重选、重选-浮选等，但二氧化钛的回收率仅40％左右。海滨砂矿选别工艺主要为重-磁-电的联合流程，浮选应用不多。风化壳红土型砂矿具有风化完全、含泥量大、钙镁含量高等特点，开采工艺主要为水采水运，选矿工艺以“弱磁-强磁-分级-重选”工艺为主，其中重选设备主要为螺旋溜槽。由于钛铁矿是易碎矿，在磨矿过程中难免产生过粉碎，且由于螺旋溜槽的分选粒度下限一般是37μm，导致大量钛铁矿损失在分级溢流和重选尾矿中，损失率高达50％以上。此外，由于粗粒的脉石矿物以及钛铁矿与脉石矿物的连生体也会损失在尾矿中，导致尾矿中矿物粒度分布不均匀、矿物共生关系复杂。因此，风化壳红土型钛尾矿是一种复杂难选的钛尾矿，如何实现风化壳红土型钛尾矿中钛铁矿及伴生矿物有效回收是提高钛企业经济效益的有效措施。

3.中国专利cn202210348910.3对钒钛磁铁矿弱磁选铁-强磁选钛流程产生的钛尾矿，其中tio2：7％左右，采用筛分-磨矿-磁选的流程，获得二氧化钛含量约16％的浮选给矿，然而浮选给矿二氧化钛品位低，导致生产成本较高，并且没有涉及对分级矿泥和溢流中钛铁矿回收，二氧化钛的总回收率低。中国专利cn201710599141.3针对风化壳红土型砂矿选钛尾矿中有价金属的回收和废水循环利用，开发了强磁选和分级浓缩箱两个选矿组件以及尾矿矿浆浓缩和强力脱水两个组件，但脉动高梯度磁选机和螺旋溜槽对-37微米颗粒回收有限，致使大量细粒级钛铁矿仍然会损失在尾矿中，二氧化钛的总回收率低。

4.总之，现有报道的钛尾矿处理方法难适用于风化壳红土型钛尾矿的再选，无法高收率的获得高品质的钛精矿。

技术实现要素：

5.本发明的目的在于提供一种钛铁矿选别尾矿和溢流中再回收钛的选矿方法，本发明提供的选矿方法针对风化壳红土型砂钛铁矿选别尾矿和溢流中的低品位二氧化钛，采用“分类分级分选”的三分方法，实现了砂钛铁矿选别尾矿和溢流中钛铁矿的高品质回收，同时也提高的二氧化钛的总回收率。

6.为了实现上述目的，本发明提供如下技术方案：

7.本发明提供了一种钛铁矿选别尾矿和溢流中再回收钛的选矿方法，包括以下步骤：

8.将粗粒重选尾矿浆第一浓缩，分别得到第一底流和第一溢流，所述粗粒重选尾矿

浆中的固体颗粒的粒径为+0.074～-0.20mm；

9.将细粒重选尾矿浆第二浓缩，分别得到第二底流和第二溢流，所述细粒重选尾矿浆中的固体颗粒的粒径为+0.020～-0.074mm；

10.将分级溢流和第一絮凝剂第一混合后进行第三浓缩，分别得到第三底流和第三溢流，所述分级溢流中的固体颗粒的粒径为-0.020mm；

11.将所述第一底流进行第一磁选，分别得到第一磁精矿和第一尾矿；

12.将所述第二底流进行第二磁选，分别得到第二磁精矿和第二尾矿；

13.将所述第三底流和第二絮凝剂混合后进行絮凝磁捕，分别得到第三磁精矿和第三尾矿；

14.将所述第一磁精矿进行磨矿后筛分，分别得到筛上产物和筛下产物；

15.所述筛下产物进行分级，分别得到第一分级产物、第二分级产物和第三分级产物；所述第一分级产物的固体颗粒的粒径为+0.074～-0.10mm，所述第二分级产物的固体颗粒的粒径为+0.02～-0.074mm，第三分级产物的固体颗粒的粒径为-0.02mm；

16.将所述第一分级产物进行第一重选，分别得到第一钛精矿和第四尾矿；

17.将所述第二分级产物和所述第二磁精矿第二混合后进行第二重选，分别得到第二钛精矿和第五尾矿；

18.将所述第三磁精矿、载体材料、第一捕收剂和第一抑制剂第三混合后进行背负泡沫分选，得到第三钛精矿和第六尾矿；所述载体材料由钛铁矿、第二捕收剂和第二抑制剂反应得到。

19.优选的，所述粗粒重选尾矿浆、所述细粒重选尾矿浆和所述分级溢流的干基物料中tio2的质量百分含量独立地为2～4％；

20.所述第一底流的固含量为50～75％；

21.所述第二底流的固含量为25～45％；

22.所述第三底流的固含量为45～65％。

23.优选的，所述第一混合的原料还包括所述第二溢流和/或所述第三分级产物；

24.所述第一絮凝剂的用量为50～120g/t。

25.优选的，所述第二絮凝剂的用量为≤40g/t。

26.优选的，所述第一磁选和第二磁选的条件包括：磁场强度为0.5～1.5t，磁介质为棒介质，所述棒介质的直径为3～5mm；

27.所述絮凝磁捕的条件包括：磁场强度为0.7～1.8t，磁介质为棒介质，所述棒介质的直径为1～3mm。

28.优选的，所述第一磁精矿的固含量为55～70％；所述筛分用筛孔的尺寸为0.10mm。

29.优选的，所述第一重选为采用采用细砂摇床选别，所述细砂摇床选别的工作参数包括：给矿浓度为16～22％，工作坡度为3～6

°

，冲程为14～22mm，冲次为240～270次/分；所述第一重选的工作流程为：进行第一粗选、第一扫选和第一精选，所述第一粗选的次数为1次，所述第一扫选的次数为1～2次，所述第一精选的次数为2～3次；

30.所述第二重选的工作流程为：进行第二粗选、第二扫选和第二精选，所述第二粗选为采用矿泥床粗选，所述第二粗选的次数为1次，所述第二扫选为采用刻槽床扫选，所述第二扫选的次数为1～2次，所述第二精选为采用矿泥床精选和旋转式流膜选矿机精选，所述

第二精选的次数为2～3次；所述矿泥床粗选、所述刻槽床扫选和所述矿泥床精选的工作参数独立地包括：给矿浓度为14～18％，工作坡度为0～3°，冲程为10～14mm，冲次为340～380次/分；所述旋转式流膜选矿机精选的工作参数包括：振动频率为36～40hz，转动频率为8～12hz。

31.优选的，所述第三混合时，所述载体材料和所述第三磁精矿的质量比为1:3～8；所述第一抑制剂为有机酸改性水玻璃，所述第一捕收剂为烷基烯酸钠和烷基硫酸钠的混合物，所述烷基烯酸钠和所述烷基硫酸钠中烷基的碳原子的数量独立地为12～18，所述烷基烯酸钠和所述烷基硫酸钠的质量比为3～5:1；所述第一抑制剂用量为300～600g/t，所述第一捕收剂用量为800～1500g/t；

32.所述第三混合在搅拌的条件下进行，所述搅拌的转速为1800～2900r/min，搅拌的时间为30～60min；

33.所述背负泡沫分选的ph值为3～6；

34.所述背负泡沫分选的工作流程为：进行第三粗选、第三精选和第三扫选，所述第三粗选的次数为1～2次，所述第三精选的次数为2～3次，所述第三扫选的次数为2～3次。

35.优选的，所述载体材料的制备方法包括以下步骤：

36.将所述钛铁矿和所述水混合，得到钛铁矿浆料；所述钛铁矿为部分的第一钛精矿；所述钛铁矿浆料的固含量为50～60％；

37.将所述钛铁矿浆料、所述第二抑制剂和所述第二捕收剂混合，在酸性条件下进行反应，得到所述载体材料；所述第二抑制剂为有机酸改性水玻璃，所述第二捕收剂为烷基烯酸钠和烷基硫酸钠的混合物，所述烷基烯酸钠和所述烷基硫酸钠中烷基的碳原子的数量独立地为12～18，所述烷基烯酸钠和所述烷基硫酸钠的质量比为3～5:1；所述第二捕收剂的用量为500～1000g/t，所述第二抑制剂的用量为200～400g/t；

38.所述反应的ph值为3～4；所述反应的温度为室温，所述反应在搅拌的条件下进行，所述搅拌的转速为1500～1800r/min，搅拌的时间为10～20min。

39.优选的，所述第一磁精矿和所述第二磁精矿干物质中tio2的质量百分含量独立地为5～9％；

40.所述第三磁精矿干物质中tio2的质量百分含量为13～17％；

41.所述第一尾矿干物质和所述第二尾矿干物质中tio2的质量百分含量均《1.2％；

42.所述第三尾矿干物质中tio2的质量百分含量《1.5％；

43.所述第一钛精矿干物质中tio2的质量百分含量为38～42％；

44.所述第二钛精矿干物质中tio2的质量百分含量为42～46％；

45.所述第三钛精矿干物质中tio2的质量百分含量为42～46％。

46.本发明提供了一种钛铁矿选别尾矿和溢流中再回收钛的选矿方法。本发明提供的选矿方法对粗粒重选尾矿浆、细粒重选尾矿浆和分级溢流进行分类浓缩：将上述两类尾矿浆和溢流分别浓缩，获得各自的沉降底流和溢流；然后本发明通过分类磁选对分类浓缩的底流进行磁抛废和磁捕，提高二氧化钛入选品位，大幅减少后续作业处理量；随后，本发明仅对粗粒重选尾矿浆得到的第一磁精矿进行磨矿，使其单体充分解离，且本发明仅对粗粒尾矿强磁选精矿进行磨矿，避免了性脆钛铁矿的过粉碎，达到了选择性磨矿的目的，且选矿方法节能减排效果显著；再对磨矿产品进行精准分级，实现物料的窄粒级入选；再对分级出

的粗粒级(第一分级产物)和细粒级产品(第二分级产物)进行全流程物理场分选，获得第一钛精矿和第二钛精矿；本发明将第三磁精矿、载体材料、第一抑制剂和第一捕收剂第三混合后通过背负泡沫分选，回收第三钛精矿。综上，本发明为解决风化壳红土型砂钛铁矿选别尾矿和溢流二氧化钛品位低、尾矿品位高低含量不一、含泥量差异大、粒度分布不均匀、单体解离情况复杂、矿浆浓度差异大等难题，开发的“三分”选矿的方法，即对钛砂矿选矿厂选别系统产生的多类别钛尾矿进行分类、分级和分选，实现了复杂难处理废弃资源向可选易选钛资源的转变，并针对性地开发出精细化重选绿色分选和背负泡沫分选强化细粒回收的新工艺，达到了有效回收复杂钛尾矿中二氧化钛的目的，战略性地延长了矿山的服务年限，实质性地提升了风化壳红土型砂钛铁矿企业对钛精矿的市场供给能力；由实施例的结果表明，第一钛精矿的作业回收率为70～75％，第二钛精矿的作业回收率为65～70％，第三钛精矿的作业回收率为75～85％，除杂能后获得更高品质钛精矿。本发明提供的分选选矿方法针对性强、流程稳定、节能减排效果显著、尾水环境压力小。

47.进一步的，在本发明中，所述第一磁选和第二磁选时的磁场强度为0.5～1.5t，磁介质为棒介质，所述棒介质的直径为3～5mm；所述絮凝磁捕时的磁场强度为0.7～1.8t，磁介质为棒介质，所述棒介质的直径为1～3mm。本发明通过调控第一磁选、第二磁选和絮凝磁捕的磁场强度和磁介质，在磁选过程通过精准构建场强梯度、配置棒介质大小、使得钛尾矿抛废率大于50％，减少了后续作业处理量，选矿方法节能减排效果显著。

48.进一步的，在本发明中，所述第二絮凝剂的用量为≤40g/t。本发明协同耦合微细粒絮凝剂与絮凝磁捕的磁捕获能力，使得钛尾矿抛废率大于50％，减少了后续作业处理量，实现了节能减排效果显著。

49.进一步的，在本发明中，所述第一重选为采用采用细砂摇床选别，所述第二重选的第二粗选为采用矿泥床粗选，所述第二扫选为采用刻槽床扫选，所述第二精选为采用矿泥床精选和旋转式流膜选矿机精选。本发明重选前通过严格分级，分级后适配出相应的重选设备，使各重选设备“对号入座”，分级后类似粒级进入同一选别流程，不但节约了场地，而且易于管理运行。尤其采用“矿泥床+刻槽床+旋转式流膜选矿机”组合设备对-0.074～+0.02mm的微细粒级进行选别，同时通过精准调控设备运行工作参数和优化工艺流程，达到精细化重选的目的。此外，重选全流程选别无需添加任何化学试剂，尾水直接循环使用，降低了尾水处理压力和生产成本。

50.在本发明中，所述载体材料的制备方法包括以下步骤：将所述钛铁矿和所述水混合，得到钛铁矿浆料；将所述钛铁矿浆料、所述第二抑制剂和所述第二捕收剂混合，在酸性条件下进行反应，得到所述载体材料；所述钛铁矿为部分的第一钛精矿。在本发明中，细砂床选别出的钛精矿粒径与背负泡沫分选载体粒径的大小匹配，直接作为载体颗粒，减少了载体制备流程，降低了生产成本。细砂床选别采用“保”回收率“弃”品位的思路，高效的回收了钛铁矿，背负泡沫分选一方面获得了高品质的钛精矿，实现了细粒级钛铁矿的回收，另一方面提升了载体颗粒中二氧化钛的品位，一定程度上解决了细砂床选别钛精矿品位和回收率不可兼得的问题，同时对解决选矿过程普遍存在的品位和回收率矛盾问题具有很好的借鉴意义。

附图说明

51.图1为本发明实施例提供的砂钛铁矿选别尾矿和溢流中再回收钛的选矿方法的流程图；

52.图2为本发明实施例第一分级产物、第二分级产物以及第二磁精矿的细化选矿流程图。

具体实施方式

53.本发明提供了一种钛铁矿选别尾矿和溢流中再回收钛的选矿方法，包括以下步骤：

54.将粗粒重选尾矿浆第一浓缩，分别得到第一底流和第一溢流，所述粗粒重选尾矿浆中的固体颗粒的粒径为+0.074～-0.20mm；

55.将细粒重选尾矿浆第二浓缩，分别得到第二底流和第二溢流，所述细粒重选尾矿浆中的固体颗粒的粒径为+0.020～-0.074mm；

56.将分级溢流和第一絮凝剂第一混合后进行第三浓缩，分别得到第三底流和第三溢流，所述分级溢流中的固体颗粒的粒径为-0.020mm；

57.将所述第一底流进行第一磁选，分别得到第一磁精矿和第一尾矿；

58.将所述第二底流进行第二磁选，分别得到第二磁精矿和第二尾矿；

59.将所述第三底流和第二絮凝剂混合后进行絮凝磁捕，分别得到第三磁精矿和第三尾矿；

60.将所述第一磁精矿进行磨矿后筛分，分别得到筛上产物和筛下产物；

61.所述筛下产物进行分级，分别得到第一分级产物、第二分级产物和第三分级产物；所述第一分级产物的固体颗粒的粒径为+0.074～-0.10mm，所述第二分级产物的固体颗粒的粒径为+0.02～-0.074mm，第三分级产物的固体颗粒的粒径为-0.02mm；

62.将所述第一分级产物进行第一重选，分别得到第一钛精矿和第四尾矿；

63.将所述第二分级产物和所述第二磁精矿第二混合后进行第二重选，分别得到第二钛精矿和第五尾矿；

64.将所述第三磁精矿、载体材料、第一抑制剂和第一捕收剂第三混合后进行背负泡沫分选，得到第三钛精矿和第六尾矿；所述载体材料由钛铁矿、第二抑制剂和第二捕收剂反应得到。

65.在本发明中，若无特殊说明，所有制备原料/组分均为本领域技术人员熟知的市售产品。

66.本发明基于风化壳红土型砂钛铁矿现有选钛流程中各作业产生的尾矿和溢流二氧化钛品位低、尾矿品位高低含量不一、含泥量差异大、粒度分布不均匀、单体解离情况复杂、矿浆浓度差异大等难题，提供了一种复杂钛尾矿回收钛的“三分”的选矿方法，本发明提供的方法首先将原有分级重选流程中的尾矿分类浓缩，而后根据尾矿工艺矿物学特性进行精准分级，最后基于矿物物理化学性质的差异性进行精细化分选，从而构建成“分类分级分选”的三分方法，同时又根据尾矿性质的不同，设计出针对性的选矿工艺，具有传统选矿回收方法无法比拟的优越性。

67.本发明将粗粒重选尾矿浆第一浓缩，得到第一底流和第一溢流，所述粗粒重选尾

矿浆中的固体颗粒的粒径为+0.074～-0.20mm；将细粒重选尾矿浆第二浓缩，得到第二底流和第二溢流，所述细粒重选尾矿浆中的固体颗粒的粒径为+0.020～-0.074mm；将分级溢流和第一絮凝剂第一混合后进行第三浓缩，得到第三底流和第三溢流，所述分级溢流中的固体颗粒的粒径为-0.020mm。

68.在本发明中，所述粗粒重选尾矿浆、所述细粒重选尾矿浆和所述分级溢流优选来源于风化壳红土型砂钛铁矿的选钛流程。

69.在本发明中，所述第一溢流和所述第三溢流返回所述风化壳红土型砂钛铁矿的选钛流程，作为工业清水使用。

70.在本发明中，所述第二溢流优选与所述分级溢流混合后进行所述第三浓缩。

71.在本发明中，所述粗粒重选尾矿浆、所述细粒重选尾矿浆和所述分级溢流的干基物料中tio2的质量百分含量独立地优选为2～4％。

72.在本发明中，所述第一底流的固含量优选为50～75％，更优选为52～73％。

73.在本发明中，所述第二底流的固含量优选为25～45％，更优选为26.5～43％。

74.在本发明中，所述第三底流的固含量优选为45～65％，更优选为48～63％。

75.在本发明中，所述第一混合的原料优选还包括所述第二溢流和/或所述第三分级产物，更优选还包括第二溢流和所述第三分级产物。

76.在本发明中，所述第一絮凝剂优选为线状高分子有机聚合物，所述线状高分子有机聚合物基本单元优选为(c3h5no)

x

；所述(c3h5no)

x

中x的取值范围优选为(1.5～15)

×

104。

77.在本发明中，所述第一絮凝剂的用量优选为50～120g/t，更优选为55～115g/t。

78.在本发明中，分类浓缩在工业生产中通过分流后再浓缩实现，所述粗粒重选尾矿浆的浓缩设备在工业生产中优先选择锥形浓缩机，所述细粒重选尾矿浆浓缩设备在工业中优先选择斜板浓密机，所述分级溢流的浓缩设备在工业生产中优先选择加放斜板的耙式浓密机。

79.得到第一底流、第二底流和第三底流后，本发明将所述第一底流进行第一磁选，得到第一磁精矿和第一尾矿；将所述第二底流进行第二磁选，得到第二磁精矿和第二尾矿；将所述第三底流和第二絮凝剂混合后进行絮凝磁捕，得到第三磁精矿和第三尾矿。

80.在本发明中，所述第一磁选时的磁场强度优选为0.5～1.5t，更优选为0.6～1.2t，磁介质优选为棒介质，所述棒介质的直径优选为3～5mm，更优选为3.5～4.5mm。

81.在本发明中，所述第二磁选时的磁场强度优选为0.5～1.5t，更优选为0.6～1.2t，磁介质优选为棒介质，所述棒介质的直径优选为3～5mm，更优选为3.5～4.5mm。

82.在本发明中，所述第二絮凝剂优选为线状高分子有机聚合物，所述线状高分子有机聚合物基本单元优选为(c3h5no)x；所述(c3h5no)x中x的取值范围优选为(1.5～15)×104。所述第二絮凝剂的用量优选为≤40g/t，更优选为1～40g/t，进一步优选为5～35g/t。

83.在本发明中，所述絮凝磁捕时的磁场强度优选为0.7～1.8t，更优选为0.8～1.5t，磁介质优选为棒介质，所述棒介质的直径优选为1～3mm，更优选为1.5～2.5mm。

84.在本发明中，所述第一磁选的工作用流程优选为：将所述第一底流进行第一磁粗选，得到第一粗选磁精矿和第一粗选磁尾矿；将所述第一粗选磁精矿进行第一磁精选，得到所述第一磁精矿；将所述第一粗选磁尾矿进行第一磁扫选，得到所述第一磁尾矿。在本发明中，所述第一磁粗选次数为1～2次，所述第一磁精选的次数为1～2次，所述第一磁扫选的次

数为1～2次。在本发明中，所述第一磁粗选的磁场强度优选大于所述第一磁精选的磁场强度，所述第一磁粗选时：磁场强度优选为0.5～1.5t，磁介质优选为棒介质，所述棒介质的直径优选为3～5mm；所述第一磁精选时：磁场强度优选为0.5～1.5t，磁介质优选为棒介质，所述棒介质的直径优选为3～5mm；所述第一磁扫时：磁场强度优选为0.5～1.5t，磁介质优选为棒介质，所述棒介质的直径优选为3～5mm。

85.在本发明中，所述第二磁选的工作用流程优选为：将所述第二底流进行第二磁粗选，得到第二粗选磁精矿和第二粗选磁尾矿；将所述第二粗选磁精矿进行第二磁精选，得到所述第二磁精矿；将所述第二粗选磁尾矿进行第二磁扫选，得到所述第二磁尾矿。在本发明中，所述第二磁粗选次数为1～2次，所述第二磁精选的次数为1～2次，所述第二磁扫选的次数为1～2次。在本发明中，所述第二磁粗选的磁场强度优选大于所述第二磁精选的磁场强度，所述第二磁粗选时：磁场强度优选为0.5～1.5t，磁介质优选为棒介质，所述棒介质的直径优选为3～5mm；所述第二磁精选时：磁场强度优选为0.5～1.5t，磁介质优选为棒介质，所述棒介质的直径优选为3～5mm；所述第二磁扫时：磁场强度优选为0.5～1.5t，磁介质优选为棒介质，所述棒介质的直径优选为3～5mm。

86.在本发明中，所述絮凝磁捕的工作用流程优选为：将所述第三底流和第二絮凝剂混合后进行第三磁粗选，得到第三粗选磁精矿和第三粗选磁尾矿；将所述第三粗选磁精矿进行第三磁精选，得到所述第三磁精矿；将所述第三粗选磁尾矿进行第三磁扫选，得到所述第三磁尾矿。在本发明中，所述第三磁粗选次数为1～2次，所述第三磁精选的次数为1～2次，所述第三磁扫选的次数为1～2次。在本发明中，所述第三磁粗选的磁场强度优选大于所述第二磁精选的磁场强度，所述第二磁粗选时：磁场强度优选为0.7～1.8t，磁介质优选为棒介质，所述棒介质的直径优选为1～3mm；所述第三磁精选时：磁场强度优选为0.7～1.8t，磁介质优选为棒介质，所述棒介质的直径优选为1～3mm；所述第二磁扫时：磁场强度优选为0.7～1.8t，磁介质优选为棒介质，所述棒介质的直径优选为1～3mm。

87.本发明优选具体根据选别精矿品位和回收率需要增减选别次数。

88.在本发明中，所述第一磁选、第二磁选和絮凝磁捕过程需要精准构建场强梯度和配置棒介质大小，以及工作流程，能够实现高回收率的得到第一磁精矿、第二磁精矿和第三磁精矿。

89.在本发明中，所述第一磁精矿中tio2的质量百分含量优选为5～9％，更优选为5.5～8.5％。

90.在本发明中，所述第一磁精矿的回收率为75～85％。

91.在本发明中，所述第一尾矿中tio2的质量百分含量优选《1.2％。

92.在本发明中，所述第一尾矿直接作为尾矿抛废。

93.在本发明中，所述第二磁精矿中tio2的质量百分含量优选为5～9％，更优选为5.5～8.5％。

94.在本发明中，所述第二磁精矿的回收率为75～85％。

95.在本发明中，所述第二尾矿中tio2的质量百分含量优选《1.2％。

96.在本发明中，所述第二尾矿直接作为尾矿抛废。

97.在本发明中，所述第三磁精矿中tio2的质量百分含量优选为13～17％，更优选为13.5～16％。

98.在本发明中，所述第三磁精矿的回收率为50～65％。

99.在本发明中，所述第三尾矿中tio2的质量百分含量优选《1.5％。

100.在本发明中，所述第三尾矿直接作为尾矿抛废。

101.在本发明中，所述第一磁选和第二磁选的主要作用是抛出大量的低品位脉石，所述絮凝磁捕的作用一方面是通过添加絮凝剂使目的矿物选择性絮凝，增大微细粒矿物的表观粒度，便于磁场力的捕获，另一方面是抛去大量的细粒脉石矿物。

102.得到第一磁精矿后，本发明将所述第一磁精矿进行磨矿后筛分，得到筛上产物和筛下产物；所述筛下产物进行分级，得到第一分级产物、第二分级产物和第三分级产物；所述第一分级产物的固体颗粒的粒径为+0.074～-0.10mm，所述第二分级产物的固体颗粒的粒径为+0.02～-0.074mm，第三分级产物的固体颗粒的粒径为-0.02mm。

103.在本发明中，所述磨矿时第一磁精矿的固含量优选为55～70％，更优选为56～68％。

104.在本发明中，所述筛上产物优选与所述第一磁精矿混合，作为所述磨矿的原料。

105.在本发明中，所述磨矿优选在磨矿机中进行，所述磨矿机优选为棒磨机。

106.在本发明中，；所述筛分时筛孔尺寸优选为0.10mm。在本发明中，所述筛分使用的细筛优选为高频振动筛或美国德瑞克高频振动筛。

107.在本发明中，所述第二磁精矿和所述第三磁精矿不需要进行所述磨矿。

108.在本发明中，所述分级的设备在工业生产中优选选择分级箱或旋流器。

109.在本发明中，所述第三分级产物优选与所述分级溢流混合后进行所述第三浓缩。

110.在本发明中，所述第二磁精矿和所述第三磁精矿不需要进行所述分级。

111.得到所述第一分级产物后，本发明将所述第一分级产物进行第一重选，得到第一钛精矿和第四尾矿。

112.在本发明中，所述第一重选优选为采用采用细砂摇床选别，所述细砂摇床选别的工作参数优选包括：给矿浓度优选为16～22％，更优选为17～21％工作坡度优选为3～6°，更优选为3.5～5°，冲程优选为14～22mm，更优选为15～20mm，冲次优选为240～270次/分，更优选为245～265次/分；所述第一重选的工作流程优选为：进行第一粗选、第一扫选和第一精选，所述第一粗选的次数优选为1次，所述第一扫选的次数优选为1～2次，所述第一精选的次数优选为2～3次。

113.在本发明中，所述第一钛精矿中tio2的质量百分含量为38～42％；所述第一钛精矿的作业回收率为70～75％。在本发明中，所述第一钛精矿优选采用弱磁选除去磁性较强的钛磁铁矿。

114.在本发明中，所述第四尾矿直接抛废。

115.得到第二分级产物和所述第二磁精矿后，本发明将所述第二分级产物和所述第二磁精矿第二混合后进行第二重选，得到第二钛精矿和第五尾矿。

116.在本发明中，所述第二重选的工作流程优选为：进行第二粗选、第二扫选和第二精选，所述第二粗选优选为采用矿泥床粗选，所述第二粗选的次数优选为1次，所述第二扫选优选为采用刻槽床扫选，所述第二扫选的次数优选为1～2次，所述第二精选优选为采用矿泥床精选和旋转式流膜选矿机精选，所述第二精选的次数优选为2～3次。

117.在本发明中，所述矿泥床粗选的工作参数优选包括：给矿浓度为14～18％，优选为

15～17％，工作坡度优选为0～3°，更优选为0.5～2.5°，冲程优选为10～14mm，更优选为11～13mm，冲次优选为340～380次/分，更优选为345～370次/分。

118.在本发明中，所述刻槽床扫选的工作参数优选包括：给矿浓度为14～18％，优选为15～17％，工作坡度优选为0～3°，更优选为0.5～2.5°，冲程优选为10～14mm，更优选为11～13mm，冲次优选为340～380次/分，更优选为345～370次/分。在本发明中，所述矿泥床精选的工作参数优选包括：给矿浓度为14～18％，优选为15～17％，工作坡度优选为0～3°，更优选为0.5～2.5°，冲程优选为10～14mm，更优选为11～13mm，冲次优选为340～380次/分，更优选为345～370次/分。

119.在本发明中，所述旋转式流膜选矿机精选优选在旋转式流膜选矿机中进行，所述旋转式流膜选矿机优选为球面振旋选矿机或分选面经过优化过的球面振旋选矿机。

120.在本发明中，所述旋转式流膜选矿机精选的工作参数优选包括：振动频率优选为36～40hz，转动频率优选为8～12hz。

121.在本发明中，所述第二钛精矿中tio2的质量百分含量为42～46％；所述第二钛精矿的作业回收率为65～70％。在本发明中，所述第二钛精矿优选采用弱磁选除去磁性较强的钛磁铁矿。

122.在本发明中，所述第五尾矿直接抛废。

123.得到第三磁精矿后，本发明将所述第三磁精矿、载体材料、第一捕收剂和第一抑制剂第三混合后进行背负泡沫分选，得到第三钛精矿和第六尾矿；所述载体材料由钛铁矿、第二捕收剂和第二抑制剂反应得到。

124.在本发明中，所述载体材料的制备方法优选包括以下步骤：

125.将所述钛铁矿和所述水混合，得到钛铁矿浆料；将所述钛铁矿浆料、所述第二捕收剂和所述第二抑制剂混合，在酸性条件下进行反应，得到所述载体材料。

126.本发明将所述钛铁矿和所述水混合，得到钛铁矿浆料。在本发明中，所述钛铁矿具体优选为部分的第一钛精矿。在本发明中，所述钛铁矿浆料的固含量优选为50～60％，更优选为52～58％。

127.得到所述钛铁矿浆料后，本发明将所述钛铁矿浆料、所述第二有机捕收剂和所述第二抑制剂和所述第二捕收剂混合，在酸性条件下进行反应，得到所述载体材料。在本发明中，所述第二抑制剂优选为有机酸改性水玻璃，在本发明中，所述有机酸改性水玻璃优选为柠檬酸改性水玻璃、草酸改性水玻璃和苹果酸改性水玻璃的一种或多种。在本发明中，所述第二捕收剂优选为烷基烯酸钠和烷基硫酸钠的混合物，所述烷基烯酸钠中烷基的碳原子的数量优选为12～18，更优选为13～17；所述烷基硫酸钠中烷基的碳原子的数量优选为12～18，更优选为13～17。在本发明中，所述烷基烯酸钠和所述烷基硫酸钠的质量比优选为3～5:1，更优选为3.5～4.5:1。

128.在本发明中，所述有机酸改性水玻璃的制备方法优选包括以下步骤：将水玻璃和所述有机酸搅拌混合，得到所述有机酸改性水玻璃。在本发明中，所述水玻璃的模数优选为1～2.5。

129.在本发明中，所述烷基烯酸钠对钛铁矿的选择性好但捕收能力不强，烷基硫酸钠对钛铁矿的捕收能力强但选择性不好，本发明将烷基烯酸钠和所述烷基硫酸钠协同使用，提高钛铁矿的选择性和捕收能力。

130.在本发明中，所述混合反应的ph值优选为3～4，更优选为3.2～3.5。在本发明中，所述第二抑制剂的用量优选为200～400g/t，所述第二捕收剂的用量优选为500～1000g/t。在本发明中，所述混合反应的温度优选为室温，所述混合反应优选在搅拌的条件下进行，所述搅拌的转速优选为1500～1800r/min，搅拌的时间优选为10～20min。

131.在本发明中，所述第三混合时，所述载体材料和所述第三磁精矿的质量比优选为1:3～8，更优选为1:3.5～7。

132.在本发明中，在本发明中，所述第一抑制剂优选为有机酸改性水玻璃，在本发明中，所述有机酸改性水玻璃优选为柠檬酸改性水玻璃、草酸改性水玻璃和苹果酸改性水玻璃的一种或多种。在本发明中，所述第一捕收剂优选为烷基烯酸钠和烷基硫酸钠的混合物，所述烷基烯酸钠中烷基的碳原子的数量优选为12～18，更优选为13～17；所述烷基硫酸钠中烷基的碳原子的数量优选为12～18，更优选为13～17。在本发明中，所述烷基烯酸钠和所述烷基硫酸钠的质量比优选为3～5:1，更优选为3.5～4.5:1。

133.在本发明中，所述烷基烯酸钠对钛铁矿的选择性好但捕收能力不强，烷基硫酸钠对钛铁矿的捕收能力强但选择性不好，本发明将烷基烯酸钠和所述烷基硫酸钠协同使用，提高钛铁矿的选择性和捕收能力。

134.在本发明中，所述第一抑制剂用量优选为300～600g/t，所述第一捕收剂用量优选为800～1500g/t；

135.在本发明中，所述第三混合优选在搅拌的条件下进行，所述搅拌的转速优选为1800～2900r/min，所述搅拌的时间优选为30～60min。

136.在本发明中，所述背负泡沫分选的ph值优选为3～6。

137.在本发明中，所述背负泡沫分选的工作流程优选为：进行第三粗选、第三精选和第三扫选，所述第三粗选的次数优选为1～2次，所述第三精选的次数优选为2～3次，所述第三扫选的次数优选为2～3次。

138.在本发明中，所述第三钛精矿中tio2的质量百分含量为42～46％。所述第三钛精矿的作业回收率为75～85％。所述第三钛精矿优选采用弱磁选进行深度除杂。

139.在本发明中，所述第六尾矿直接抛废。

140.本发明为解决风化壳红土型砂钛铁矿选别尾矿和溢流二氧化钛品位低、尾矿品位高低含量不一、含泥量差异大、粒度分布不均匀、单体解离情况复杂、矿浆浓度差异大等难题，本发明提供的选矿方法：1)分类浓缩：将各类尾矿浆和溢流分别浓缩，获得各自的沉降底流和溢流；2)中强磁抛废：对分类浓缩的底流进行中强磁抛废，提高二氧化钛入选品位，大幅减少后续作业处理量；3)磨矿：仅对粗粒尾矿强磁选精矿进行磨矿，使其单体充分解离；4)分级：对磨矿产品进行精准分级，实现物料的窄粒级入选；5)精细化重选：对分级出的粗粒级(》74μm)和细粒级产品(》20μm)进行全流程物理场分选，获得tio2:38～42％、作业回收率70～75％的第一钛精矿和tio2:42～46％、作业回收率65～70％的第二钛精矿，后续除杂后获得更高品质钛精矿；6)背负泡沫分选：将第一钛精矿经过预处理后获得疏水性载体粒子，添加到絮凝磁捕精矿中进行背负浮选，获得tio2:42～46％，作业回收率75～85％的第三钛精矿ⅲ，除杂后获得更高品质钛精矿。本发明分选系统针对性强、流程稳定、节能减排效果显著、尾水环境压力小。

141.为了进一步说明本发明，下面结合附图和实施例对本发明提供的技术方案进行详细地描述，但不能将它们理解为对本发明保护范围的限定。

142.实施例1

143.某风化型钛铁矿经过阶段磨矿阶段磁选后获得重选给料，给料前首先进行分级获得粗粒级重选给料、细粒级重选给料和分级溢流a，前两者进行螺旋溜槽重选后分别得到粗粒尾矿和细粒尾矿，分级溢流a部分作为现重选作业冲洗水，部分进行浓缩。其中：粗粒尾矿粒级为+0.074～-0.15mm，干基tio2:3.25％；细粒尾矿粒级为+0.020～-0.074mm，干基tio2:3.48％；分级溢流a中固体颗粒粒级为-0.020mm，干基tio2:3.31％。

144.(1)分类浓缩

145.将粗粒尾矿浆浓缩获得矿浆浓度为65％的底流ⅰ和溢流ⅰ，溢流ⅰ返回重选系统重复使用；细粒尾矿浆浓缩获得矿浆浓度为35％的底流ⅱ和溢流ⅱ，其中底流ⅱ中固体颗粒粒径为+0.037～-0.074mm，溢流ⅱ中固体颗粒粒径为-0.037mm，溢流ⅱ汇入分级溢流a中；分级溢流a浓缩过程添加絮凝剂(线状高分子有机聚合物，线状高分子有机聚合物基本单元为(c3h5no)

x

)75g/t，浓缩后获得矿浆浓度为48％的底流ⅲ和溢流ⅲ，溢流ⅲ返回系统重复使用；

146.(2)中强磁抛废

147.将底流ⅰ流入中强磁选机中，设置粗选磁场强度为1.4t，棒介质直径为3.5mm(进行1次)，设置精选磁场强度为0.7t，棒介质直径为3.5mm(进行1次)，设置扫选磁场强度为1.5t，棒介质直径为3.5mm(进行1次)；进行磁抛废，得到tio2:6.5％，作业回收率为82.29％的中强磁精矿ⅰ和tio2:0.98％的尾矿ⅰ，尾矿ⅰ直接抛废；将底流ⅱ流入中强磁选机中进行选别，设置粗选磁场强度为1.5t，棒介质直径为3mm(进行1次磁粗选)，设置精选磁场强度为0.8t，棒介质直径为3.5mm(进行1次)，得到tio2:6.76％，作业回收率为84.56％的中强磁精矿ⅱ和tio2:0.95％的尾矿ⅱ，尾矿ⅱ直接抛废；将底流ⅲ流入中强磁选机前，添加20g/t絮凝剂(线状高分子有机聚合物，线状高分子有机聚合物基本单元为(c3h5no)

x

)，进一步使微细粒级钛铁矿絮凝，从而增加颗粒的表观粒度，然后在磁场强度为1.8t，棒介质直径为1.5mm条件下进行磁捕获粗选，对粗选精矿和尾矿再分别进行两次磁捕获精选和一次磁捕获扫选，磁捕获精选降低磁场强度分别至0.8t和0.7t，磁捕获扫选的磁场强度为1.8t，得到tio2:15.8％，回收率为61％的磁捕精矿ⅲ和tio2:0.98％的尾矿ⅲ，尾矿ⅲ直接抛废。

148.(3)磨矿

149.将中强磁精矿ⅰ在棒磨机中进行磨矿，磨矿浓度为60％，磨矿产品进入高频振动细筛进行筛分，筛孔尺寸为0.10mm，筛下产品即粒度均匀的入选原料。

150.(4)分级

151.将高频振动细筛得到的筛下产品进行分级，获得固体颗粒粒径为+0.074～-0.10mm的分级产品a、固体颗粒粒径为+0.02～-0.074mm的分级产品b和固体颗粒粒径为-0.02mm的分级产品c，对中强磁精矿ⅱ和絮凝磁捕精矿ⅲ不进行分级。

152.(5)精细化重选

153.对分级产品a、分级产品b和中强磁精矿ⅱ进行重选，其中分级产品b和中强磁精矿ⅱ合并后在同一流程中进行重选。对分级产品a采用细砂摇床进行选别，控制给矿浓度为20％，工作坡度为4°，冲程为21mm，冲次为245次/分，选别流程为：1次粗选、1次扫选、2次精选，获得tio2:40.5％，回收率75％的钛精矿ⅰ和细砂床尾矿，钛精矿ⅰ经过弱磁选后二氧化

钛品位提升至42.2％，细砂床尾矿直接抛废；对合并后的分级产品b和中强磁精矿ⅱ，采用矿泥床、刻槽床和旋转式流膜选矿机的组合设备进行分选，粗选采用矿泥床、扫选采用刻槽床、精选采用矿泥床和旋转式流膜选矿机，控制给矿浓度为16％，工作坡度为1°，冲程为11mm，冲次为370次/分，球面振旋选矿机振动频率为38hz，转动频率为9hz，选别流程为：1次粗选、2次扫选、2次精选，获得tio2:43.5％，回收率68.5％的钛精矿ⅱ和刻槽床尾矿，钛精矿ⅱ经过弱磁选后二氧化钛品位提升至45.3％，细砂床尾矿直接抛废。

154.(6)背负泡沫分选

155.将钛精矿ⅰ作为载体，调浆至浓度为55％，调整ph值为3.5，然后添加250g/t草酸改性水玻璃和600g/t多烷基混合捕收剂(多烷基混合捕收剂为烷基烯酸钠和烷基硫酸钠的混合物，烷基烯酸钠和烷基硫酸钠的质量比为3:1，烷基烯酸钠中烷基的碳原子的数量为16，烷基硫酸钠中烷基的碳原子的数量为12)，在转速为1700r/min的条件下作用15min，获得疏水性的载体粒子。将载体添加到絮凝磁捕精矿ⅲ中，添加重量比为1:5.5，调整矿浆ph值为5.2，而后添加550g/t抑制剂(改性水玻璃)和900g/t捕收剂(多烷基混合捕收剂为烷基烯酸钠和烷基硫酸钠的混合物，烷基烯酸钠和烷基硫酸钠的质量比为3:1，烷基烯酸钠中烷基的碳原子的数量为16，烷基硫酸钠中烷基的碳原子的数量为12)，在搅拌转速为2500r/min条件下搅拌45min，最后进行背负泡沫分选，获得tio2:43.5％，回收率81.2％的钛精矿ⅲ和浮选尾矿，钛精矿ⅲ弱磁选后二氧化钛品位提升至46.1％，浮选尾矿直接抛废。

156.实施例2

157.某半风化型钛铁矿经过强磁选抛尾，获得强磁精矿和尾矿，强磁精矿经过分级设备分级后，获得+0.074mm粒级、-0.074mm粒级和分级溢流a，+0.074mm粒级和-0.074mm粒级分别采用不同型号螺旋溜槽分选后获得粗粒尾矿和细粒尾矿，分级溢流a部分作为现重选作业冲洗水，部分进行浓缩。其中：粗粒尾矿粒级为+0.074～-0.15mm，干基tio2:2.64％；细粒尾矿粒级为+0.020～-0.074mm，干基tio2:2.85％；分级溢流a中固体颗粒粒级为-0.020mm，干基tio2:2.94％。

158.(1)分类浓缩

159.将粗粒尾矿浆浓缩获得矿浆浓度为55％的底流ⅰ和溢流ⅰ，溢流ⅰ返回重选系统重复使用；细粒尾矿浆浓缩获得矿浆浓度为40％的底流ⅱ和溢流ⅱ，其中底流ⅱ中固体颗粒粒径为+0.020～-0.074mm，溢流ⅱ中固体颗粒粒径为-0.02mm，溢流ⅱ汇入分级溢流a中；分级溢流a浓缩过程添加絮凝剂(线状高分子有机聚合物，线状高分子有机聚合物基本单元为(c3h5no)

x

)85g/t，浓缩后获得矿浆浓度为52％的底流ⅲ和溢流ⅲ，溢流ⅲ返回重选系统重复使用；

160.(2)中强磁抛废

161.将底流ⅰ流入中强磁选机中，在磁场强度为1.5t，棒介质直径为4mm(进行1次)，设置精选磁场强度为0.7t，棒介质直径为4mm(进行1次)，设置扫选磁场强度为1.5t，棒介质直径为4mm(进行1次)；进行磁抛废，得到tio2:5.37％，作业回收率为78.66％的中强磁精矿ⅰ和tio2:0.92％的尾矿ⅰ，尾矿ⅰ直接抛废；将底流ⅱ流入中强磁选机中，在磁场强度为1.5t，棒介质直径为3mm(进行1次磁粗选)，设置精选磁场强度为0.8t，棒介质直径为3.5mm(进行1次)，条件下进行抛废，得到tio2:5.83％，作业回收率为77.3％的中强磁精矿ⅱ和tio2:1.04％的尾矿ⅱ，尾矿ⅱ直接抛废；将底流ⅲ流入中强磁选机，添加26g/t絮凝剂(线状高分

子有机聚合物，线状高分子有机聚合物基本单元为(c3h5no)x)，然后在磁场强度为1.8t，棒介质直径为1mm条件下进行磁捕获粗选，对粗选精矿和尾矿再分别进行两次磁精选和一次磁捕获扫选，精选降低磁场强度分别至1.0t和0.75t，磁捕获扫选的磁场强度为1.8t，得到tio2:14.63％，回收率为52.5％的磁捕精矿ⅲ和tio2:1.24％的尾矿ⅲ，尾矿ⅲ直接抛废。

162.(3)磨矿

163.将中强磁精矿ⅰ在棒磨机中进行磨矿，磨矿浓度为58％，磨矿产品进入高频振动细筛进行筛分，筛孔尺寸为0.10mm，筛下产品即粒度均匀的入选原料。

164.(4)分级

165.将高频振动细筛得到的筛下产品进行分级，获得固体颗粒粒径为+0.074～-0.10mm的分级产品a、固体颗粒粒径为+0.02～-0.074mm的分级产品b和固体颗粒粒径为-0.02mm的分级产品c，对中强磁精矿ⅱ和絮凝磁捕精矿ⅲ不进行分级。

166.(5)精细化重选

167.对分级产品a采用细砂摇床进行选别，控制给矿浓度为18％，工作坡度为4.5°，冲程为20mm，冲次为242次/分，选别流程为：1次粗选、2次扫选、2次精选，获得tio2:39.5％，回收率71％的钛精矿ⅰ和细砂床尾矿，钛精矿ⅰ经过弱磁选后二氧化钛品位提升至42.5％，细砂床尾矿直接抛废；对分级产品b和中强磁精矿ⅱ进行合并，而后采用矿泥床、刻槽床和旋转式流膜选矿机的组合设备进行分选，粗选采用矿泥床、扫选采用刻槽床、精选采用矿泥床和旋转式流膜选矿机，控制给矿浓度为15％，工作坡度为1.5°，冲程为12mm，冲次为380次/分，球面振旋选矿机振动频率为37hz，转动频率为8.5hz，选别流程为：1次粗选、2次扫选、3次精选，获得tio2:43.4％，作业回收率66.8％的钛精矿ⅱ和刻槽床尾矿，钛精矿ⅱ经过弱磁选后二氧化钛品位提升至44.1％，细砂床尾矿直接抛废。

168.(6)背负泡沫分选

169.将钛精矿ⅰ作为载体，调浆至浓度为58％，调整ph值为3.2，然后添加350g/t柠檬酸改性水玻璃和820g/t多烷基混合捕收剂(多烷基混合捕收剂为烷基烯酸钠和烷基硫酸钠的混合物，烷基烯酸钠和烷基硫酸钠的质量比为5:1，烷基烯酸钠中烷基的碳原子的数量为18，烷基硫酸钠中烷基的碳原子的数量为12)，在转速为1800r/min的条件下作用18min，获得疏水性的载体粒子。将载体添加到絮凝磁捕精矿ⅲ中，添加重量比为1:3.5，调整矿浆ph值为5.4，而后添加620g/t抑制剂和1100g/t捕收剂，在搅拌转速为2750r/min条件下搅拌50min，最后进行背负泡沫分选，获得tio2:43.8％，回收率78.2％的钛精矿ⅲ和浮选尾矿，钛精矿ⅲ经过弱磁选后二氧化钛品位提升至45.7％，浮选尾矿直接抛废。

170.实施例3

171.某风化型钛铁矿经过“磨矿-强磁选-分级-螺旋溜槽重选-磁除杂”流程后，获得tio2:》45％，回收率42％的钛精矿，大量的钛铁矿进入重选钛尾矿和分级溢流a中，重选钛尾矿包括+0.074～-0.15mm的粗粒尾矿和+0.020～-0.074mm的细粒尾矿。粗粒尾矿干基tio2:3.59％，细粒尾矿干基tio2:3.64％，分级溢流a中干基tio2:3.75％。

172.(1)分类浓缩

173.将粗粒尾矿浆浓缩获得矿浆浓度为70％的底流ⅰ和溢流ⅰ，溢流ⅰ返回重选系统重复使用；细粒尾矿浆浓缩获得矿浆浓度为36％的底流ⅱ和溢流ⅱ，其中底流ⅱ中固体颗粒粒径为+0.037～-0.074mm，溢流ⅱ中固体颗粒粒径为-0.037mm，溢流ⅱ汇入分级溢流a中；

分级溢流a浓缩过程添加絮凝剂72g/t，浓缩后获得矿浆浓度为54％的底流ⅲ和溢流ⅲ，溢流ⅲ返回重选系统重复使用；

174.(2)中强磁抛废

175.将底流ⅰ流入中强磁选机中，设置粗选磁场强度为1.3t，棒介质直径为4mm，(进行1次)，设置精选磁场强度为0.7t，棒介质直径为4mm(进行1次)，设置扫选磁场强度为1.4t，棒介质直径为4mm(进行1次)；选别后得到tio2:7.12％，作业回收率为81.01％的中强磁精矿ⅰ和tio2:1.15％的尾矿ⅰ，尾矿ⅰ直接抛废；将底流ⅱ流入中强磁选机中进行选别，设置粗选磁场强度为1.5t，棒介质直径为3mm(进行1次磁粗选)，设置精选磁场强度为0.8t，棒介质直径为3.5mm(进行1次)，选别后得到tio2:7.53％，作业回收率为80.53％的中强磁精矿ⅱ和tio2:1.16％的尾矿ⅱ，尾矿ⅱ直接抛废；将底流ⅲ流入中强磁选机，添加30g/t絮凝剂(线状高分子有机聚合物，线状高分子有机聚合物基本单元为(c3h5no)

x

)，然后在磁场强度为1.8t，棒介质直径为1mm条件下进行磁捕获粗选，对粗选精矿和尾矿再分别进行两次磁捕获精选和一次磁捕获扫选，磁捕获精选降低磁场强度分别至0.95t和0.7t，磁捕获扫选的磁场强度为1.8t，得到tio2:16.8％，回收率为58.57％的磁捕精矿ⅲ和tio2:1.36％的尾矿ⅲ，尾矿ⅲ直接抛废。

176.(3)磨矿

177.将中强磁精矿ⅰ在棒磨机中进行磨矿，磨矿浓度为68％，磨矿产品进入高频振动细筛进行筛分，筛孔尺寸为0.10mm，筛下产品即粒度均匀的入选原料。

178.(4)分级

179.将高频振动细筛得到的筛下产品进行分级，获得固体颗粒粒径为+0.074～-0.10mm的分级产品a、固体颗粒粒径为+0.02～-0.074mm的分级产品b和固体颗粒粒径为-0.02mm的分级产品c，对中强磁精矿ⅱ和絮凝磁捕精矿ⅲ不进行分级。

180.(5)精细化重选

181.对分级产品a采用细砂摇床进行选别，控制给矿浓度为21％，工作坡度为3.5°，冲程为20mm，冲次为255次/分，选别流程为：1次粗选、2次扫选、2次精选，获得tio2:42.4％，回收率76.5％的钛精矿ⅰ和细砂床尾矿，钛精矿ⅰ经过弱磁选后二氧化钛品位提升至44.6％，细砂床尾矿直接抛废；对合并后的分级产品b和中强磁精矿ⅱ，采用矿泥床、刻槽床和旋转式流膜选矿机的组合设备进行分选，粗选采用矿泥床、扫选采用刻槽床、精选采用矿泥床和旋转式流膜选矿机，控制给矿浓度为15％，工作坡度为2°，冲程为10mm，冲次为375次/分，球面振旋选矿机振动频率为36hz，转动频率为10hz，选别流程为：1次粗选、2次扫选、2次精选，获得tio2:45.6％，回收率69.5％的钛精矿ⅱ和刻槽床尾矿，钛精矿ⅱ经过弱磁选后二氧化钛品位提升至46.4％，细砂床尾矿直接抛废。

182.(6)背负泡沫分选

183.将钛精矿ⅰ作为载体，调浆至浓度为58％，调整ph值为4，然后添加200g/t苹果酸改性水玻璃和750g/t多烷基混合捕收剂(多烷基混合捕收剂为烷基烯酸钠和烷基硫酸钠的混合物，烷基烯酸钠和烷基硫酸钠的质量比为4:1，烷基烯酸钠中烷基的碳原子的数量为14，烷基硫酸钠中烷基的碳原子的数量为18)，在转速为1750r/min的条件下作用20min，获得疏水性的载体粒子。将载体添加到絮凝磁捕精矿ⅲ中，添加重量比为1:5.5，调整矿浆ph值为4.8，而后添加580g/t抑制剂和1200g/t捕收剂，在搅拌转速为2700r/min条件下搅拌55min，

最后进行背负泡沫分选，获得tio2:46.7％，回收率83.2％的钛精矿ⅲ和浮选尾矿，钛精矿ⅲ经过弱磁选后二氧化钛品位提升至47.9％，浮选尾矿直接抛废。

184.尽管上述实施例对本发明做出了详尽的描述，但它仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部实施例，还可以根据本实施例在不经创造性前提下获得其他实施例，这些实施例都属于本发明保护范围。技术特征：

1.一种钛铁矿选别尾矿和溢流中再回收钛的选矿方法，其特征在于，包括以下步骤：将粗粒重选尾矿浆第一浓缩，分别得到第一底流和第一溢流，所述粗粒重选尾矿浆中的固体颗粒的粒径为+0.074～-0.20mm；将细粒重选尾矿浆第二浓缩，分别得到第二底流和第二溢流，所述细粒重选尾矿浆中的固体颗粒的粒径为+0.020～-0.074mm；将分级溢流和第一絮凝剂第一混合后进行第三浓缩，分别得到第三底流和第三溢流，所述分级溢流中的固体颗粒的粒径为-0.020mm；将所述第一底流进行第一磁选，分别得到第一磁精矿和第一尾矿；将所述第二底流进行第二磁选，分别得到第二磁精矿和第二尾矿；将所述第三底流和第二絮凝剂混合后进行絮凝磁捕，分别得到第三磁精矿和第三尾矿；将所述第一磁精矿进行磨矿后筛分，分别得到筛上产物和筛下产物；所述筛下产物进行分级，分别得到第一分级产物、第二分级产物和第三分级产物；所述第一分级产物的固体颗粒的粒径为+0.074～-0.10mm，所述第二分级产物的固体颗粒的粒径为+0.02～-0.074mm，第三分级产物的固体颗粒的粒径为-0.02mm；将所述第一分级产物进行第一重选，分别得到第一钛精矿和第四尾矿；将所述第二分级产物和所述第二磁精矿第二混合后进行第二重选，分别得到第二钛精矿和第五尾矿；将所述第三磁精矿、载体材料、第一抑制剂和第一捕收剂第三混合后进行背负泡沫分选，得到第三钛精矿和第六尾矿；所述载体材料由钛铁矿、第二抑制剂和第二捕收剂反应得到。2.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，所述粗粒重选尾矿浆、所述细粒重选尾矿浆和所述分级溢流的干基物料中tio2的质量百分含量独立地为2～4％；所述第一底流的固含量为50～75％；所述第二底流的固含量为25～45％；所述第三底流的固含量为45～65％。3.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，所述第一混合的原料还包括所述第二溢流和/或所述第三分级产物；所述第一絮凝剂的用量为50～120g/t。4.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，所述第二絮凝剂的用量为≤40g/t。5.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，所述第一磁选和第二磁选的条件包括：磁场强度为0.5～1.5t，磁介质为棒介质，所述棒介质的直径为3～5mm；所述絮凝磁捕的条件包括：磁场强度为0.7～1.8t，磁介质为棒介质，所述棒介质的直径为1～3mm。6.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，所述第一磁精矿的固含量为55～70％；所述筛分用筛孔的尺寸为0.10mm。7.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，所述第一重选为采用细砂摇床选别，所述细砂摇床选别的工作参数包括：给矿浓度为16～22％，工作坡度为3～6°，冲程为14～22mm，冲次为240～270次/分；所述第一重选的工作流程为：进行第一粗选、第一扫选和第一

精选，所述第一粗选的次数为1次，所述第一扫选的次数为1～2次，所述第一精选的次数为2～3次；所述第二重选的工作流程为：进行第二粗选、第二扫选和第二精选，所述第二粗选为采用矿泥床粗选，所述第二粗选的次数为1次，所述第二扫选为采用刻槽床扫选，所述第二扫选的次数为1～2次，所述第二精选为采用矿泥床精选和旋转式流膜选矿机精选，所述第二精选的次数为2～3次；所述矿泥床粗选、所述刻槽床扫选和所述矿泥床精选的工作参数独立地包括：给矿浓度为14～18％，工作坡度为0～3°，冲程为10～14mm，冲次为340～380次/分；所述旋转式流膜选矿机精选的工作参数包括：振动频率为36～40hz，转动频率为8～12hz。8.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，所述第三混合时，所述载体材料和所述第三磁精矿的质量比为1:3～8；所述第一抑制剂为有机酸改性水玻璃，所述第一捕收剂为烷基烯酸钠和烷基硫酸钠的混合物，所述烷基烯酸钠和所述烷基硫酸钠中烷基的碳原子的数量独立地为12～18，所述烷基烯酸钠和所述烷基硫酸钠的质量比为3～5:1；所述第一抑制剂用量为300～600g/t，所述第一捕收剂用量为800～1500g/t；所述第三混合在搅拌的条件下进行，所述搅拌的转速为1800～2900r/min，搅拌的时间为30～60min；所述背负泡沫分选的ph值为3～6；所述背负泡沫分选的工作流程为：进行第三粗选、第三精选和第三扫选，所述第三粗选的次数为1～2次，所述第三精选的次数为2～3次，所述第三扫选的次数为2～3次。9.根据权利要求1或8所述的选矿方法，其特征在于，所述载体材料的制备方法包括以下步骤：将所述钛铁矿和所述水混合，得到钛铁矿浆料；所述钛铁矿为部分的第一钛精矿；所述钛铁矿浆料的固含量为50～60％；将所述钛铁矿浆料、所述第二抑制剂和所述第二捕收剂混合，在酸性条件下进行反应，得到所述载体材料；所述第二抑制剂为有机酸改性水玻璃，所述第二捕收剂为烷基烯酸钠和烷基硫酸钠的混合物，所述烷基烯酸钠和所述烷基硫酸钠中烷基的碳原子的数量独立地为12～18，所述烷基烯酸钠和所述烷基硫酸钠的质量比为3～5:1；所述第二抑制剂的用量为200～400g/t，所述第二捕收剂的用量为500～1000g/t；所述反应的ph值为3～4；所述反应的温度为室温，所述反应在搅拌的条件下进行，所述搅拌的转速为1500～1800r/min，搅拌的时间为10～20min。10.根据权利要求1所述的选矿方法，其特征在于，所述第一磁精矿和所述第二磁精矿干物质中tio2的质量百分含量独立地为5～9％；所述第三磁精矿干物质中tio2的质量百分含量为13～17％；所述第一尾矿干物质和所述第二尾矿干物质中tio2的质量百分含量均<1.2％；所述第三尾矿干物质中tio2的质量百分含量<1.5％；所述第一钛精矿干物质中tio2的质量百分含量为38～42％；所述第二钛精矿干物质中tio2的质量百分含量为42～46％；所述第三钛精矿干物质中tio2的质量百分含量为42～46％。

技术总结

本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种钛铁矿选别尾矿和溢流中再回收钛的选矿方法。本发明对粗粒重选尾矿浆、细粒重选尾矿浆和分级溢流进行分类浓缩：获得各自的沉降底流和溢流；然后本发明通过分类磁选对分类浓缩的底流进行磁抛废和絮凝磁捕，提高二氧化钛入选品位，大幅减少后续作业处理量；随后，本发明仅对粗粒重选尾矿浆得到的第一磁精矿进行磨矿，使其单体充分解离，达到了选择性磨矿的目的；再对磨矿产品进行精准分级，实现物料的窄粒级入选；对分级出的粗粒级和细粒级产品进行全流程物理场选别；对絮凝磁捕精矿进行背负泡沫选别，获得钛精矿。本发明实现了砂钛铁矿选别尾矿和溢流中二氧化钛的高质回收，同时也提高了二氧化钛的总回收率。二氧化钛的总回收率。二氧化钛的总回收率。

技术研发人员：郑永兴 彭界力 王振兴

受保护的技术使用者：昆明理工大学

技术研发日：2023.04.19

技术公布日：2023/7/22