本发明涉及一种钒钛磁铁矿选矿，特别是一种高磷钒钛磁铁矿尾矿的矿物回收方法。
背景技术：
1、我国钒钛磁铁矿资源矿石总储量在201亿吨以上，且主要分布在四川攀西地区、河北承德地区、辽宁朝阳地区及新疆哈密地区等。其中四川攀西地区钒钛磁铁矿资源矿石、tio2、v2o5储量分别占全国储量的75.95％、95.61％、97.14％，是我国重要的大型能源资源基地。
2、目前，攀西地区钒钛磁铁矿常规的选矿工艺为“阶磨阶选-磁选选铁-浮选选钛”工艺流程，能够实现对钒钛磁铁矿的高效开发利用，通过阶磨阶选虽然能够尽量减少磨矿时间，但仍不可避免产生过磨现象，导致高磷钒钛磁铁矿尾矿中夹杂大量微细的钛铁矿，此类选矿工艺，尾矿中微细的钛铁矿矿物无法回收利用，一定程度上造成了资源浪费。
3、并且，锐钛矿集合体粒之间填隙式充填有大量的极细方解石或榍石，方解石或榍石这类细粒脉石的密度较大，粒径通常小于五微米，采用目前的选矿工艺，细磨解离困难，方解石或榍石易随钛矿进入钛矿，不利于浮选回收钛铁矿，导致浮选后的钛矿品质降低。
4、另外，当前矿区钒钛磁铁矿呈现磷含量增加的趋势，采用目前的矿物回收工艺，硫磷矿等未充分回收而存在于选钛尾矿中，导致浮选钛矿的回收难度加大，加剧了钛矿资源损失；因此，有必要探索一种适宜的高磷钒钛磁铁矿尾矿的矿物回收方法，以提高尾矿中钛矿回收率。
技术实现思路
1、本发明的目的在于：针对现有的高磷钒钛磁铁矿尾矿中微细钛铁矿无法回收利用、存在较小粒径杂矿而导致钛矿品质降低、铁硫磷矿未充分回收而导致浮选钛矿的回收难度大的问题，提供一种高磷钒钛磁铁矿尾矿的矿物回收方法，包括以下步骤：
2、s1：高磷钒钛磁铁矿尾矿经过一段强磁粗选后，获得强磁粗精矿和第一强磁尾矿；将强磁粗精矿依次进行旋流器分级、干扰床层分选后，获得底流矿和溢流矿；
3、s2：所述溢流矿经过细筛分级，获得筛上矿和筛下矿；
4、s3：所述筛下矿浓缩后进行二段强磁精选，获得微细粒精矿和第二强磁尾矿；所述微细粒精矿浓缩后形成浮选原料；所述第二强磁尾矿的tio2品位低于3.31％；所述浮选原料的tio2品位大于15％。
5、本发明所述高磷钒钛磁铁矿尾矿的矿物回收方法，相比于传统工艺仅进行一段强磁和二段强磁结合细筛分级的选矿工艺，在一段强磁粗选后，将粗精矿分别进行旋流器分级、干扰床层分选，能够将粗精矿区分为粒度较大的底流矿和粒度较小的溢流矿；粒度较小的溢流矿再通过细筛分级，能够得到粒度较小且均匀的筛下矿，对粒度较小且均匀的筛下矿再进行二段强磁精选，获得微细粒精矿；再通过步骤s3将细精矿浓缩后作为浮选原料进行浮选钛矿，进而能够回收到高磷钒钛磁铁矿尾矿中的微细粒部分钛矿，使浮选原料的矿浆浓度为45％、tio2品位18.53％矿物，微细粒精矿中的二氧化钛的品位大于15％，提高了资源回收利用率；并且，旋流器分级、干扰床层分选后，未被细磨解离的粗粒脉石被分选进底流中，不会跟随微细粒精矿入浮选钛，进而不会影响浮选后的钛矿的品质，从而提高了精选钛矿的选矿品质。
6、优选的，本发明所述的高磷钒钛磁铁矿尾矿的矿物回收方法，所述细筛分级的粒度控制的值选取为0.045mm。
7、作为本发明的优选方案，通过将所述细筛分级的粒度控制选取的值选取为0.045mm，经过细筛分级获得的粒度≤0.045mm的筛下矿经过浓缩-二段强磁-再浓缩，能够获得矿浆浓度为45％、tio2品位18.50％矿物作为浮选原料，细精矿中的二氧化钛的品位大于15％，高回收率地回收到高磷钒钛磁铁矿尾矿中的微细粒部分钛矿，进一步提高了资源回收利用率；而粒度≥0.045mm的筛上矿不会跟随细精矿入浮选钛，进而不会影响浮选后的钛矿的品质，从而进一步提高了精选钛矿的选矿品质。
8、优选的，本发明所述的高磷钒钛磁铁矿尾矿的矿物回收方法，所述一段强磁的磁场强度为10000gs，且所述二段强磁的磁场强度为5000gs。
9、作为本发明的优选方案，通过在旋流器分级、干扰床层分选和细筛分级之前进行一段强磁，不但实现对高磷钒钛磁铁矿尾矿的一次磁选，而且根据本发明用料的特定性为高磷钒钛磁铁矿，一段强磁的磁场强度选用10000gs，能够提高磁选的效率；再通过在旋流器分级、干扰床层分选和细筛分级之后进行二段强磁，二段强磁的磁场强度优选用5000gs，配合细筛分级后的溢流矿进行二段磁选，由于间隙更小的介质盒更有利于强磁磁选阶段提高精矿品位，未分级的强磁粗精矿进入强磁精选作业时容易堵塞介质盒，导致强磁选流程不畅，因此，通过两段调节强磁的磁场强度，且和旋流器分级、干扰床层分选和细筛分级的顺序相配合，使分级粒度和强磁作业在回收率和作业效率两方面平衡，进一步优化了回收率和生产效率。
10、优选的，本发明所述的高磷钒钛磁铁矿尾矿的矿物回收方法，所述s1具体包括以下步骤：
11、s11：所述强磁粗精矿通过旋流器分级，分成第一底流矿和第一溢流矿；
12、s12：所述第一底流矿通过干扰床层分选，获得第二底流矿和第二溢流矿。
13、作为本发明的优选方案，通过对强磁粗精矿进行旋流器分级，将一段强磁后的粗精矿分级，分成粒度较大的第一底流矿和粒度较小的第一溢流矿，粒度较大的第一底流矿通过干扰床层，分选为粒度较大且密度较大的第二底流矿，先分级后分选，充分考虑了细粒脉石填充的钛矿物体性质，由于密度较小但粒度较大的粗粒精矿进入细筛分级，会降低细筛分级的效率且容易堵塞二段强磁的介质盒，避免未分级而分选的粗粒精矿进入二段强磁堵塞介质盒，使细筛分级和二段强磁作业更顺畅，提高选矿效率；另一方面，均匀的细粒矿物进入二段强磁作业，减少强磁的处理量，可减少电费消耗，提高生产效益。
14、优选的，本发明所述的高磷钒钛磁铁矿尾矿的矿物回收方法，所述s3还包括以下步骤：
15、s31：所述底流矿和所述筛上矿共同通过螺旋溜槽至少一次粗选，获得重选粗精矿和重选粗尾矿；
16、s32：所述重选粗精矿通过螺旋溜槽至少三次叠加的精选进行回收，并获得重选中矿；获得所述重选中矿的tio2品位大于25％；将回收的重选中矿进行磨矿作业后，再次进入选厂选钛工艺流程开始选矿；
17、s33：所述重选粗尾矿通过螺旋溜槽至少一次扫选进行回收，并获得重选尾矿；所述重选尾矿的tio2品位低于2.00％。
18、作为本发明的优选方案，未被细磨解离的细粒脉石被分选进入底流中，能够和筛上矿共同进行螺旋溜槽重选，进而获得重选中矿和重选尾矿，配合s1和s2的作用，使底流中的细颗粒更少，更利于后续的螺旋溜槽分选预富集粗颗粒的钛铁矿，使重选中矿的二氧化钛品位大于25％；重选中矿进行磨矿后再次进行选厂选钛工艺流程，从而将尾矿中粒度较大的矿石进行再次磨矿和分选，使含在重选中矿中的钛矿能尽可能被回收，使重选尾矿的tio2品位低于2.00％，降低重选尾矿中的钛矿品位，说明钛矿被进一步回收，从而进一步提高了最终钛矿的品位。
19、优选的，本发明所述的高磷钒钛磁铁矿尾矿的矿物回收方法，还包括步骤s4：将所述浮选原料进行浮选脱硫，具体包括以下步骤：
20、s42：第一硫矿中加入600g/t硫酸，并经过一次精选，获得的矿物包括第二硫矿和第三硫矿；
21、s43：第二硫矿中加入300g/t硫酸并二次精选后，获得的第一中矿返回一次精选和获得的精矿加入200g/t硫酸进行三次精选，三次精选获得的矿物包括硫钴精矿和第二中矿，第二中矿返回二次精选；所述硫钴精矿的的s品位为30.79％；
22、s44：第三硫矿中加入100g/t硫酸并扫选，获得的矿物分别返回一次精选和形成浮硫尾矿。
23、作为本发明的优选方案，所述的高磷钒钛磁铁矿尾矿的矿物回收方法，通浮选脱硫流程，可以获得s品位30.79％，s回收率达到83.04％的硫钴精矿，可作为产品销售产生经济效益，并且，产生的浮硫尾矿和浮磷原料中s品位分别为0.139％和0.053％，说明结合s1-s3的分级作用，对硫回收和分离效果较好，进一步降低s在浮硫尾矿和浮磷原料中的含量，在一定程度上消除共伴生硫元素对后续钛资源回收的负面影响，且回收到了品位较高的硫钴精矿；均在中性条件下且粗选后，再调节ph值进行浮硫精选和浮磷精选，大幅减少浮选过程调整剂用量，且降低对浮选选钛过程的负面影响，促进获得高质量钛精矿。
24、磷元素是钛精矿的有害杂质，业界一般要求钛精矿中的磷含量低于0.05％。对于普通低磷钒钛磁铁矿，可通过添加抑制剂的方式降低钛精矿中的磷含量；然而，当入浮原料中磷含量大于0.3％时，如本发明的高磷钒钛磁铁矿尾矿的磷含量为1％，影响了获得较高钛矿品位的钛精矿产品；因此，本发明所述的高磷钒钛磁铁矿尾矿的矿物回收方法的进一步改进，在浮选脱硫后对所述浮磷原料进行浮选脱磷，所述浮选脱磷具体包括以下步骤：
25、s45：选取所述浮磷原料进行浮选脱磷试验，加入200g/t捕收剂并一次粗选，获得的矿物包括第一磷矿和浮钛原料；所述捕收剂为氧化石蜡皂∶mes按9∶1比例组合而成的复合药剂；所述mes为脂肪酸甲酯磺酸钠，是一种阴离子捕收剂；所述浮钛原料中tio2品位为18.53％；
26、s46：所述第一磷矿经过至少一次精选回收，并获得含磷尾矿；回收的第二磷矿返回s45中再次粗选。
27、作为本发明的优选方案，在浮选脱硫后获得浮磷原料的基础上，再对浮磷原料浮选脱磷，可以获得p品位6.60％、p回收率60.56％的含磷尾矿，不但回收得到磷尾矿，进一步富集获得合格的磷精矿产品，提高了高磷钒钛磁铁矿尾矿中磷矿的回收利用率，进而提高经济效益；并且，结合s1-s3、浮选脱硫、浮选脱磷后得到浮选钛料进行浮选钛矿，消除了硫矿、磷矿对浮选钛矿的影响，使浮钛原料中的钛矿品位提高到18.53％，便于在浮选选钛阶段对钛的回收，降低浮选选钛难度，进一步实现钛矿的高效分离和回收；均在中性条件下且粗选后，再调节ph值进行浮硫精选和浮磷精选，大幅减少浮选过程调整剂用量，且降低对浮选选钛过程的负面影响，促进获得高质量钛精矿。
28、优选的，本发明所述的高磷钒钛磁铁矿尾矿的矿物回收方法，在浮选脱磷后对所述浮钛原料进行浮选钛矿，所述浮选钛矿具体包括以下步骤：
29、s47：选取浮钛原料进行浮选选钛试验，加入1500g/t的硫酸、1000g/t的抑制剂、2500g/t的捕收剂和300g/t的柴油并一次粗选后，获得第一钛精矿和第一钛尾矿；
30、第一钛精矿加入1200g/t的硫酸和500g/t的捕收剂并进行一次精选，获得第二钛精矿和第一钛中矿，第一钛中矿返回至粗选再次分选；
31、第二钛精矿加入800g/t的硫酸和300g/t的捕收剂并二次精选后，获得第三钛精矿和第二钛中矿，第二钛中矿返回至一次精选再次分选；
32、第三钛精矿中加入400g/t的硫酸和200g/t的捕收剂并三次精选后，获得第四钛精矿和第三钛中矿，第三钛中矿返回至二次精选再次分选；
33、第四钛精矿中加入400g/t的硫酸并四次精选后，获得钛精矿和第四钛中矿，第四钛中矿返回至三次精选再次分选；
34、第一钛尾矿中加入300g/t的硫酸和200g/t的捕收剂并扫选后，获得第五钛中矿和浮选尾矿，第五钛中矿返回至粗选再次分选；所述钛精矿的tio2品位达到47.50％；所述浮选尾矿的tio2品位低于2.50％。
35、作为本发明的优选方案，依次经过旋流器分级、干扰床层分选和细筛分级脱硫、脱磷工艺，或者依次经过旋流器分级、干扰床层分选和细筛分级、螺旋溜槽重选、脱硫、脱磷工艺，增加了粒度较细的钛矿的回收利用；或者再对方解石或榍石这类细粒脉石的密度较大的尾矿分级和再次磨矿后回收；并且排除了硫、磷矿对钛矿浮选选钛的影响，进而实现的浮选选钛的钛精矿的品位提高到了47.50％，提高了钛矿的回收率到91.46％，使浮选尾矿中tio2品位仅2.46％，
36、综上所述，由于采用了上述技术方案，本发明的有益效果是：
37、1、本发明通过在一段强磁粗选后，将粗精矿分别进行旋流器分级、干扰床层分选，能够将强磁粗精矿区分为粒度较大的底流矿和粒度较小的溢流矿；粒度较小的溢流矿再通过细筛分级，能够得到粒度较小且均匀的筛下矿，对粒度较小且均匀的筛下矿再进行二段强磁精选，获得微细粒精矿；再通过步骤s3将微细粒精矿浓缩后作为浮选原料，进而能够回收到高磷钒钛磁铁矿尾矿中的微细粒部分钛矿，使浮选原料的矿浆浓度为45％、tio2品位18.53％矿物，细精矿中的二氧化钛的品位大于15％，提高了资源回收利用率；
38、2、旋流器分级、干扰床层分选后，未被细磨解离的粗粒脉石被分选进底流中，不会跟随微细粒精矿入浮选钛，进而不会影响浮选后的钛矿的品质，从而提高了精选钛矿的选矿品质。
1.一种高磷钒钛磁铁矿尾矿的矿物回收方法，其特征在于，包括以下步骤：
2.根据权利要求1所述的高磷钒钛磁铁矿尾矿的矿物回收方法，其特征在于，所述细筛分级的粒度控制的值选取为0.045mm。
3.根据权利要求1所述的高磷钒钛磁铁矿尾矿的矿物回收方法，其特征在于，所述一段强磁的磁场强度为10000gs，且所述二段强磁的磁场强度为5000gs。
4.根据权利要求1所述的高磷钒钛磁铁矿尾矿的矿物回收方法，其特征在于，所述s1具体包括以下步骤：
5.根据权利要求1所述的高磷钒钛磁铁矿尾矿的矿物回收方法，其特征在于，所述s3还包括以下步骤：
6.根据权利要求1或5所述的高磷钒钛磁铁矿尾矿的矿物回收方法，其特征在于，还包括步骤s4：将所述浮选原料进行浮选脱硫，具体包括以下步骤：
7.根据权利要求6所述的高磷钒钛磁铁矿尾矿的矿物回收方法，其特征在于，在浮选脱硫后对所述浮磷原料进行浮选脱磷，所述浮选脱磷具体包括以下步骤：
8.根据权利要求7所述的高磷钒钛磁铁矿尾矿的矿物回收方法，其特征在于，在浮选脱磷后对所述浮钛原料进行浮选钛矿，所述浮选钛矿具体包括以下步骤：
