分选钛铁矿的改进方法及由该方法处理过的钛铁矿

1.使钛铁矿与其原砂或原矿分选的方法，它包括以下步骤，按顺 序：
-重选阶段；
-低强度磁选阶段；
其改进包括：
-在范围在650℃-900℃的温度下，使用过量的文中定义的碳 以提供氧势得以控制的气氛的单级流化床磁化焙烧；
-低到中强度的磁选阶段。
2.根据权利要求1的方法，它还包括在被控制条件下于所述的低 到中强度的磁选阶段之前使所述焙烧阶段的产物冷却的步骤。
3.根据权利要求1或2的方法，它还包括在所述的低到中强度的 磁选阶段之后进行的下述步骤：
-研磨阶段；及
-低到中等强度的湿磁选阶段。
4.根据权利要求1或2的方法，其中所述的过量碳包括烟煤及再 循环炭。
5.根据权利要求4的方法，其中所述受控制气氛在废气中的氧浓 度为0.1％-1.0％(体积)。
6.根据权利要求5的方法，其中所述的焙烧气氛是空气。
7.根据权利要求6的方法，其中所述的焙烧温度在750℃-850 ℃的范围内。
8.根据权利要求7的方法，其中所述的焙烧阶段以30-90分钟 的滞留时间完成。
9.根据权利要求8的方法，其中所述的冷却阶段包括将所述产物 退火90分钟。
10.根据权利要求3的方法，其中所述的过量碳包括烟煤和再循 环炭。
11.根据权利要求10的方法，其中所述气氛控制在废气中的含氧 浓度为0.1-1.0％(体积)。
12.根据权利要求11的方法，其中所述的焙烧气氛是空气。
13.根据权利要求12的方法，其中所述的焙烧温度在750℃- 850℃的范围内。
14.根据权利要求13的方法，其中所述的焙烧阶段以30-90 分钟的滞留时间完成。
15.根据权利要求14的方法，其中所述冷却阶段包括使所说的产 物退火90分钟。
16.根据权利要求1-15中任一项所要求保护的方法处理过的钛 铁矿。

本发明涉及一种强化从矿砂或其精矿的矿物中提取钛铁矿的方法。\n矿砂可能含有多种有价矿物，其中主要有钛铁矿、金红石、锆英 石、白钛石、独居石和金。利用各种矿物的比重差，磁和电特性的差 别提取这些矿物以使它们与矿砂中价值较少的矿物，以及彼此之间分 离。\n已有一些将矿砂分离成其有价组分的现有技术。最普通的方法以 方框图的形式归纳于图1中。将矿砂以湿的原砂状态输至重选工序 (WET PLANT)以得到一种粗重精矿(HMC)。然后可将 此HMC馈入第二工序，在此利用某些矿物组分的磁特性进行进一步 的分离和富集。\nCA1,117,766和AU18,835/76公开了以磁选和还原处理钛矿 的方法。这些方法是专用于处理一种锐钛矿。这种矿中的钛是以 二氧化钛形式存在的(与钛铁矿中钛的存在形式不同，钛铁矿中的 钛是以钛酸盐存在的)。在这些先有技术的工艺中，在磁选阶段， 当还原转化任何氧化铁值为高磁性形式可从精矿沙中除去如磁 铁矿或赤铁矿的强磁性物质而达到除去磁性的目的。非磁性部分 是二氧化钛成分，该成分是通过静电方法回收的。\n钛铁矿是一种铁和钛的氧化物的复合物，具有弱磁性。高磁性的 矿物，如磁铁矿用低强度磁选机从HMC中除去。然后残留的物料可 经湿高强度磁选(WHIMS)步骤而将钛铁矿富集。然后可通过在 一台干磨机(DRY MILL)中静电步骤处理WELIMS产物。\n对于钛铁矿为主要来源的特别有意义的化合物是二氧化钛，当将 上述现有技术的方法用来自新西兰南岛西海岸的钛铁矿时，典型 的二氧化钛精矿中的TiO2在45％-47％之间，而二氧化硅 的分析值一般在4％-6％的范围内，三氧化二铝在2％- 2.5％的范围内。相反，西澳大利亚钛铁矿精矿通常含TiO2超 过50％。\n由于在钛铁矿中有铁的氧化物，所以钛铁矿的磁化率可在多种条 件下通过焙烧而得以提高。这种磁化率的提高是一种广为人知的现象， 而且是通过改变化学组分及结晶构造而造成的(例如，下文中所引用 的文章中所述)，并且使钛铁矿通过磁选技术很容易地与其他矿物， 例如铬铁矿、石英、石榴石及金红石等分离。\n这类现有技术中的一种是由南非的Richards Bay Minerals(RBM)Company完成的，该公司开采并处理含 高铬铁矿的原砂以回收钛铁矿及其他矿物。原砂首先通过重选和 WHIMS工序处理。WHIMS将原料分成非磁性和磁性两部分，\n然后将金红石和锆英石的非磁性部分在与磁性的钛铁矿/铬铁矿分离 后在一干磨机中处理。钛铁矿/铬铁矿部分在约800℃用过量氧焙 烧40分钟。这使钛铁矿磁化，并使之经与铬铁矿磁选分离(见PP. 555-8 of“Magnetic Methods for the Treatment of Minera1s”，by J. Svoboda， Elsevier(1987)，或澳大利亚专利502866)。\n另一方法公开在GB2043607中，其中描述了在含氢的气\n氛中焙烧钛铁矿矿石提高其磁化率，以将其作为一种“杂质”与 金红石分离。\n除上述专利外，申请人所知的描述磁化焙烧的文章是由： Curnow & Parry(Nature，Dec.11，1954，P. 1101，Journal and Proc.of the Royal Society of N.S.W.Vol.89〔1955〕P.64)， Ishikawa and Akimoto(Journal of physical Society of Japan vol。12 No.10，Oct. 1957；Vol.13，No.10，Oct.1958)and Bozorth，Walsh & Williams(Physical Review Vol.108，No.1，oct.1，1957，P. 1083)所发表的。\nCurnow & Parry所述的方法是一种在空气中于600℃ -800℃间氧化的方法。三价铁与二价铁之比达1.3，而超过 800℃的延长焙烧只产生弱的铁磁效果。这与Richards Bay 法极其相似。Ishikawa描述了采用1100℃的温度焙烧达12 小时，然后骤冷以产生一种xFeTiO3(1-X)Fe2O3固溶 体，当1.0＞X＞0.5时，其磁性最大。Ishikawa还被引证 到Bozorth等人的文章中，该文涉及钛铁矿的低温磁化。\n在很多国家，如南非、美国、澳大利亚、印度、新西兰、及世界 其他地区都发现了钛铁矿矿床。各国和各地区的钛铁矿矿床在其组分 上可能不同。\n特别是在新西兰南岛发现的钛铁矿含有大量的夹杂物及硅酸盐矿 物断层泥。在冶金学上，这些夹杂物具有使含有该夹杂物的钛铁矿颗粒 的磁化率和导电率下降的效应，同时提高钛铁矿精矿中的二氧化硅、 三氧化二铝及其他有害化合物的含量，结果二氧化钛含量相对减少。 这些复合的颗粒可能难于用磁选或静电的方法分选，并且与通常的矿 砂行业相比可能导致平均产量低、平均资金和直接运行费用高。\n新西兰南岛钛铁矿也存在于含有大量石榴石的共生体中。该石榴 石的比重和尺寸范围与这种钛铁矿相近，这也给已知方法的第一重选 阶段带来了难题。此种石榴石的磁化率和导电率也与钛铁矿相近，以 致采用已知的分离步骤花费很大，而同时在此过程中钛铁矿的损失也 很高。\n由于硅酸盐夹杂物使得渣或人造金红石原料中二氧化硅和三氧化 二铝的含量很不“固定”，所以在矿物的选矿过程中去除分散的晶体， 如石榴石、石英或其他有害的硅酸盐矿物是重要的。图1所示的常规 矿物选矿工艺可从新西兰西海岸南岛的矿物中将几乎所有不希望有的 分散矿物除去，但总的代价是钛铁矿的回收率范围仅为65％-75 ％。能得到的最好的钛铁矿精矿可能含有约1％-2％的分散硅酸盐 矿物并验明有大约46.5-47％的二氧化钛。当这种精矿在电弧 熔炼炉中处理时，取决于造渣工序中及对用户来说可接受的铁 (FeO)含量，按照图3它可提供在渣中的约73％-83％当量 的二氧化钛。\n本发明旨在克服现有技术的这些缺点，并提供一种从原矿砂中分 选出钛铁矿矿石的改进方法，所说的原矿砂包括具有高含量石榴石及 诸如铬铁矿等的矿物，而且本方法不采用WHIMS和DRY MILL常规工艺。\n本发明的另一目的包括通过去除其中存在的硅酸盐断层泥及 夹杂物来提高TiO2的含量。\n按照本发明的第一方面，提供了一种从原砂或其精矿中分选钛铁 矿的方法，它包括以下步骤，按顺序是：\n—重选步骤；\n—低强度磁选步骤；\n—单级流化床磁化焙烧步骤，其温度范围为650°-900 ℃，采用如下文中所定义的过量碳以提供一种氧势得到控制的气氛；\n—低到中等强度的磁选步骤。\n按照本发明第二方面，提供一种从原砂或其精矿中分选钛铁矿的 方法，它包括如下步骤，顺序是：\n—重选步骤；\n—低强度磁选步骤；\n—单级流化床磁化焙烧步骤，其温度范围为650°-900 ℃，采用下文所定义的过量碳来提供一种氧势得到控制的气氛；\n—冷却步骤，它包括在受控条件下冷却焙烧过的矿石；\n—低到中强度的磁选步骤。\n冷却步骤较好的是逐步完成，如在一个半小时的期间内将焙烧过 的矿石冷至室温。\n按照本发明的另一方面，提供了一种从原砂或其精矿中分选钛铁 矿的方法，所述原砂或精矿属具有高相对浓度的有害硅酸盐(包括石 榴石)的类型，它包括如下步骤，顺序是：\n—重选步骤；\n—低强度磁选步骤；\n—单级流化床磁化焙烧，其温度范围为650°-900℃， 采用下文所定义的过量碳来提供一种氧势得到控制的气氛；\n—低到中强度的磁选步骤；\n—研磨步骤；\n—低到中等强度的湿磁选步骤。\n可采用或不采用冷却步骤将磨碎步骤加在磁化焙烧和低到中等强 度磁选步骤之间。\n图1是常规分选工艺的方框图；\n图2是按照本发明工艺的第一实施方案的方框图；\n图3是关于钛铁矿中的二氧化钛与渣中二氧化钛含量的百分比曲 线图；\n图4是按照本发明工艺的第二实施方案的方框图；\n图5是TiO2-FeO-Fe2O3系的摩尔三元图；\n图6(a)-(c)，对比了在各种焙烧温度下本发明的工艺和 现有技术的稳定性；及\n图7是按照本发明工艺第三实施方案的方框图。\n如图2所示，按照本发明第一方面的工艺所涉及的是处理硅酸盐 和石榴石矿物相对含量高的矿床中的钛铁矿，并包括首先使原砂通过 湿重选阶段(步骤1)的常规步骤，接着过筛(步骤2)，通过低强 度磁选(步骤3)除去高度易磁化的矿物，如磁铁矿。然后使所得产 物通过焙烧炉(步骤4)，在其中温度、氧势和滞留时间是被小心控 制的。然后可将焙烧产物磨碎(步骤5)，而后使之通过低到中强度 磁选的阶段(步骤6)。\n根据被处理矿物的特性，矿石的过筛(步骤2)或磨碎(步骤5) 或研磨(步骤7)可能不是必需的。\n得自步骤6的精矿，与按常规方法达到的水平相比，在钛铁矿回 收率方面有明显改进。\n在焙烧作业(步骤4)中，钛铁矿部分的磁化率可根据所选的气 氛和其它因素提高达50个指数，而硅酸盐和其他有害矿物(包括石 榴石)的磁化率则实际上保持不变。\n在焙烧作业(步骤4)及磨碎(步骤5)后，通过采用一次低至 中强度磁选(步骤6)提高了的磁化率能将钛铁矿部分与其他矿物组 分完全分离。\n上述流程有效地摆脱了世界范围矿砂行业中通用的主要的 WHIMS/DRY MILL精选富集工序，并用焙烧/低至中强 度磁选来取代它们。\n此工艺还预处理用于制备人造金红石或制备二氧化钛渣的钛铁矿。\n就新西兰南岛钛铁矿而言，减少所得精矿中的石榴石及硅酸盐组 分使造渣过程中的冶金炉原料得以优化，并通过加入了如图2所示的 研磨阶段(步骤7)使最终钛铁矿产品的质量大为提高。在研磨之后， 可得到高质量的精矿，同时仅有约3％(重量)的损耗。这种损耗被 认为最大可能是去除了在研磨阶段(步骤7)之前仍存在于精矿中的 有害的硅酸盐物料，某些硅酸盐夹杂物及某些附着于钛铁矿颗粒边沿 上的硅酸盐断层泥造成的。然后，来自研磨(步骤7)的出料再通 过一次低到中中度的湿磁选(步骤8)。\n如表1所示，所得钛铁矿产品表明提高了二氧化钛的浓度。\n采用本发明的工艺得到一种最终钛铁矿产物(9)中测得约含 49％二氧化钛，而采用常规工艺所得的产物含约46.5％二 氧化钛。此外，二氧化硅和三氧化二铝的浓度明显下降，而这些 区别带来了优于常规重矿砂处理方法的实质性工业优点。本发明 的方法使来自WET PLANT或重选阶段(步骤1)的，比通常要求的 级别要低的HMC可以被接受。\n例如，与现有技术中的30％(约)的钛铁矿精矿相比，25％ (约)的钛铁矿精矿是可接受的。在这种情况下，回收率总的来说可 提高约4％。同时使资金和运行费用下降。\n                  表    1\n                  对比矿样\n图2流程的产品                     图1的常规流程的产品\nTiO2              48.9％             46.6％\nSiO2               3.8％             4.78％\nAl2O3            1.17％            1.95％\n从含高含量石榴石的矿砂中分选钛铁矿的已知技术可能得到低的 钛铁矿回收率，并可能要求用大型和昂贵的DRY MILL来去除 大量的石榴石废料。\n本发明的方法不需要MHIMS或DRY工艺。钛铁矿的总回收 率明显地得到提高，从而直接总的运行费用与常规工艺相比大为降低， 而可开采的矿床贮备得以扩大。\n根据被处理矿石的类型，焙烧温度(步骤4)可在650℃- 900℃(但较好是在750°-850℃的范围内)，而滞留时间 可在30分钟-90分钟的范围内。\n宽的温度范围及长的滞留时间使本发明方法具有操作条件简 化并因此可易于控制的优点。\n本发明通过控制氧势以使高Fe2O3∶FeO摩尔比的钛铁矿 的反应条件成为还原性，使低Fe2O3∶FeO摩尔比的钛铁矿的 反应条件成为氧化性从而使最大磁化增强区(图5)中的焙烧反应得 以稳定。其他人(Bozorth等，Ishikawa或Curnow & Parry)已确定，当Fe2O3∶FeO的摩尔比在1∶1和 1.57∶1的范围内(图5中的阴影区24)时，达到最大磁化增 强效果。对于大多数钛铁矿而言，该反应条件是弱氧化性的。\n通过采用与钛铁矿原料混合的过量碳燃料，并与一定量的空气燃 烧则可获得反应的稳定性，空气的量要使得在排出气体中的氧量易于 保持在最适于特定的被处理矿石类型的水平上。在大多数情况下该量 应在废气体积的0.1％-1.0％范围内。\n这样，本发明就可应用于，但不限于例如下面表2所列的不同组 成的钛铁矿：\n                     表    2\n例                                       FeO      Fe2O3\n                                            ％(重量) 1.Westport(新西兰)                           37.6       3.2 2.Richards Bay(南非)                         22.5       25.0 3.西澳大利亚                                 24.0       18.0 4.西澳大利亚                                 33.9       13.2 5.昆士兰                                     18.8       21.9 6.New South Wales                            16.2       22.6\n图6说明了从一未用过量碳缓冲反应的以及一用过量碳缓冲反应 所得结果的区别。未缓冲的反应形成一条陡峭的曲线30，与按本发 明经缓冲的反应的较平坦的曲线32比较，从而可以在工厂实践中更 好的控制。\n图6(a)-(c)绘出了磁化率与分别在750℃、800℃、 及850℃的焙烧温度下的焙烧时间的关系曲线。用虚线表示的每条 曲线30表明采用现有技术中所用的高百分比氧气氛作为时间函数的 所得磁化率达到峰值，而后落入一狭窄的时间区间内。从而，现有技 术较易于达到不稳定的磁化结果或要求更严密地控制。本发明的工序 用实线表达在曲线32中，从该曲线清楚地看出最大磁化率是随时间 逐步地到达平直区的。这一结果提供了与现有技术相比更有效的和更 易于控制的工艺。\n在整篇说明书中，术语“碳”在包括碳本身，如木炭，同时也包 括“含碳的”或碳质的化合物，如CO、CO+水蒸汽，或除下述实 施例所用的炭以外的，或代替炭的碳氢化合物燃料。这样，所用的过 量碳可部分地由流态化气体和/或焙烧炉床所供给。\n在一系列试验性的测试中，使用下列参数： 供入焙烧炉                      5000g重精矿 的原料：                        1000g返回炭\n                            600g烟煤 焙烧炉床温：                    800℃ 焙烧炉中滞留时间：              60分 流化气体                        空气 焙烧炉气氛(废气)                0.3-0.5％O2\n经过在这些条件下的焙烧后，可能用低强度磁选机将“增强磁化 的钛铁矿”以优于98％的回收率与脉石矿物分选。\n焙烧炉供料及产物在场强X场梯度为1.0T2/m时的单位质 量磁化率(10-6m3/kg)如下：\n                      表    3\n                      钛铁矿    石榴石 焙烧炉供料                0.9         0.9 焙烧炉产物                50.0        0.9\n以上引证的例子中所用的重精矿是特定的Westport(新西兰) 精矿，但在使用其他钛铁矿的其他试验性检测中也获得了类似的结果， 这些钛铁矿不含硅酸盐夹杂物，因此无需研磨步骤(步骤7)，及随 后的磁选步骤(步骤8)。这就是说，在焙烧后只需进行低到中强度 的磁选步骤。在这样一种情况下，所测得的单位质量磁化率在8.5。 这样，如图4所示，本发明的第二实施方案包括了常规的重选阶段 (10)、过筛及磨碎(12)，接着是一低强度磁选阶段(14)， 以此除去高磁性物料如磁铁矿。然后是焙烧(16)，接着是低到中 强度磁选阶段(18)，从而导致钛铁矿的高回收率。\n除提供可将钛铁矿从通常的矿砂中容易而经济地回收并提高其品 位及在West Coast、South Island、新西兰矿石等特定 情况下使之与石榴石分离，或与有害铬铁矿和/或铬尖晶石(如在澳 大利亚钛铁矿的特定情况下)分离的机理外，本发明还提供一种具 有预处理钛铁矿的附加效果的单级焙烧反应，因而使其反应性增高 并通过用盐酸选择性浸出其铁含量而使该矿物适用于人造金红石 生产。现有技术中其他已知方法需要多段焙烧才获得同样的效果。\n还发现磁化率的进一步改进是因为控制了焙烧产物的冷却速度。\n例如，在一个系列检测中，四份相同的钛铁矿样品分次用过量煤 /炭作前述的燃料焙烧90分钟。二次在800℃进行，二次在 850℃进行。\n焙烧完成时，将不同温度下的样品各取一份于水槽中骤冷，其余 的样品用90分钟的时间渐冷至室温(退火)。\n在冷却时，清除四个样品中每个上残留的炭，与脉石矿物磁选分 高，并测定磁化率，结果列于表4。\n               表    4\n在场强X场梯度为1.0T2/m的单位质量磁化率\n(10-6m3/kg)\n焙烧温度                800℃        850℃\n骤冷                    38           60\n退火                    58           76\n因此，本发明的第三实施方案就包括图7中所列的步骤，其中在 焙烧16和磁选18步骤之间进行如上所述的退火步骤17。退火， 即与骤冷相比是控制冷却焙烧产物的速率，由于进-步改善了磁化率， 因而能使焙烧过钛铁矿的回收率在磁选阶段得以改进。\n虽然本发明是以其最佳实施方案作如上叙述的，但应理解，在本 领域中普通技术人员知识范围内的上述方法的改变是可以预料的。例 如，图2中步骤4，或图2步骤16的焙烧湿度、气氛和滞留时间都 可在通过适当的试验而确定的参数内改变。此外，步骤7的研磨阶段， 当需要时，也可在通过适当试验而确定的参数内改变。另外，进行图 2的步骤7的研磨阶段，与所得产物粒度一起得到-125微米至 +75微米范围的颗粒。可以预见的是：这些范围不是绝对的，但与 原料有关，并且可通过本领域普通技术人员知识范围内的试验而确定 的。