利用煅烧、氧化碱浸、酸洗及重选钒钛磁铁精矿的方法
利用煅烧、氧化碱浸、酸洗及重选钒钛磁铁精矿的方法
【专利说明】
[0001]
技术领域
[0002] 本发明涉及一种钒钛磁铁精矿的选矿工艺，尤其涉及一种利用煅烧、氧化碱浸、酸 洗及重选钒钛磁铁精矿的方法。
【背景技术】
[0003] 钒钛磁铁矿是一种多金属元素的复合矿，是以含铁、钒、钛为主的共生的磁铁矿。 而钒钛磁铁精矿是钒钛磁铁矿经过选矿获得的产物之一，其中钒以类质同象赋存于钛磁铁 矿中，置换高价铁离子。钛磁铁矿是主晶矿物（Fe 3O 4)与客晶矿【钛铁晶石2Fe O · Ti O 2、钛铁矿Fe O · Ti O 2、铝镁尖晶石（Mg, Fe) ( A 1，Fe)2 O 4】形成的复合体。例如，中 国攀枝花地区密地选矿厂钒钛磁铁矿原矿和选铁后的钒钛磁铁精矿化学多元素分析结果 见表1，钒钛磁铁矿原矿和钒钛磁铁矿精矿物相分析结果分别见表2和表3。
[0004] 表1中国攀枝花地区密地选矿厂原矿和钒钛磁铁精矿化学多元素分析结果
表2中-攀枝花1地区密I也选矿凡钛"铁矿原1矿钛、^化学物g分析结1果
表3中国攀枝花地区密地选矿厂钒钛磁铁矿精矿钛、铁化学物相分析结果
世界上钒钛磁铁矿资源丰富，全世界储量达400亿吨以上，中国储量达98. 3亿吨。钒 钛磁铁矿石中铁主要赋存于钛磁铁矿中，矿石中的Ti O 2主要赋存于粒状钛铁矿和钛磁铁 矿中。一般情况下，约57 %的钛赋存于钛磁铁矿（mFeTi O ^nFe3O 4)中，约40%的钛赋 存于钛铁矿（FeTi O 3)中，由于钒钛磁铁矿矿石组成复杂，性质特殊，因而这类矿石的综合 利用是国际一直未彻底解决的一大难题。钒钛磁铁矿矿物的这种赋存特点决定了采用物理 选矿方法无法从矿石的源头实现钛、铁的有效分离，造成钒钛磁铁矿石经物理选矿后，铁精 矿品位低（TFe〈55%)，铁精矿中的钛在炼铁过程完全进入高炉渣（Ti O 2含量达22%以上） 形成玻璃体，Ti O 2失去了活性而无法经济回收，同时，钛回收率低只有18%。因此用物理 的选矿方法选别钛铁矿石大大降低了钛和铁单独利用的价值。
[0005] 中国是世界上第一个以工业规模从复杂钒钛磁铁矿中综合提取铁、钒、钛的国家， 但由于一般的物理方法不能从根本上改变铁、钛致密共生的赋存特性，因此，采用通常的重 选法、磁选法、浮选法等物理选矿方法进行钛、铁分离，效率低，很难选出品位高而杂质少的 钛精矿或铁精矿；同时，TiO 2回收效率不高，钒钛磁铁矿原矿经过选矿分离后，约54%的TiO2 进入铁精矿，这些TiO2经高炉冶炼后几乎全部进入渣相，形成TiO 2含量20~24%的高炉 渣；另外，由于铁精矿中的S、Si、Al等杂质含量也过高，上述原因不仅造成冶炼高炉利用系 数低、能耗大、钛资源浪费，而且矿渣量大、环境污染严重。
[0006] CN2011100879566公开了 "一种钛铁矿的选矿方法"，是将钒钛磁铁矿原矿经磨矿、 碱浸预处理、过滤、再磨矿后磁选得到钛精矿和铁精矿的方法。该方法将含铁32. 16%和含 Ti0212. 11%的f凡钛磁铁矿原矿通过磨矿、碱浸预处理、过滤、再磨矿后磁选处理，形成了含 铁59. 30%铁精矿和含Ti0220. 15%的钛精矿。由于该方法是针对钛铁矿原矿而言，原矿Si02、 A1203、CaO、MgO等脉石矿物含量高，碱浸的过程将优先发生在Si02、Al 2O3等矿物身上，碱浸 过程中形成了与钛相似的碱浸后化合物，碱浸钛铁原矿消耗的NaOH碱量是469Kg/t原矿， 成本高；而且钛铁原矿碱浸后形成的钛化合物，与石英等脉石矿物碱浸后形成的硅的化合 物，要想在后续的磁选中实现有效分离是十分困难的，这也制约了钛铁原矿碱浸后铁精矿 品位和钛精矿品位的提高。同时，该方法采用两次磨矿过程改变矿物表面物理化学性质，增 加了该方法的复杂程度和工序成本。总之，用该种方法过程复杂，而且处理过程中碱消耗量 大、成本高；同时，无法获得更高品位的铁精矿和钛精矿。
[0007] CN201310183580. 8公开了"一种湿法处理钒钛铁精矿制备钛液的方法"，提出了用 盐酸洗分离钛铁的方法。该发明为湿法处理钒钛磁铁精矿制备钛液的方法，包括钒钛磁铁 精矿盐酸浸取、熔盐反应、再酸洗、硫酸酸溶、过滤等获得钛液等过程，该方法主要是针对提 取钛精矿，其工艺过程复杂，盐酸浸取过程中需用盐酸与铁和钒反应溶解进滤液中，消耗大 量盐酸，成本高；同时，熔盐过程中用NaOH与钛和硅反应消耗碱。另外，由于该方法浸取过 程中使用了盐酸，盐酸中氯离子对设备腐蚀大，不易工业化生产。该方法主要适用于高钒低 铁含量的低贫钒钛磁铁精矿中钛的回收利用。
[0008] 中国专利201210137458. 2公开了 "钒钛磁铁矿中回收钒的方法"中，采用钙化焙 烧-碳酸化浸出回收钒钛磁铁矿中的钒，得到的含钙铁矿渣的烧结球团可以直接应用于高 炉冶炼；从而有效地解决了钒钛磁铁矿中钒的回收，并不会对后续的高炉冶炼造成影响； 回收钒后得到的结晶母液可回收铬，从而更加有效地实现钒钛磁铁矿的综合利用。该方法 虽然应用了钙化焙烧的方法，但无碱浸、磁选工艺，酸洗是弱酸性的碳酸化的，与硫酸强酸 的作用机理明显不同。
[0009] CN201410164297. 5公开了一种"利用煅烧、碱浸、酸洗及重选再选钒钛磁铁精 矿的方法"，该发明将钒钛磁铁精矿按重量1:0. 1~0. 2的比例加入CaO,然后在800°C~ 1400°C的温度下进行煅烧20~60分钟，再将煅烧产品置于碱溶液中碱浸，再将过滤后的碱 浸滤饼于H 2SO4溶液中酸洗，再将酸浸滤饼进行重选，分别得到TFe含量为65%~68%的铁 精矿，TiO 2含量为60%~80%的钛精矿。该方法实现了对钒钛磁铁精矿进行高效选别，但由 于反应中单纯采用碱浸，在300~370°C温度下反应0. 5~5小时，化学反应温度较高，时间 较长，且反应后SiO2* TiO 2含量高达3%，杂质含量较高，致使高炉利用系数降低，增加了炼 铁成本；同时，该发明方法中碱耗较高，钛酸钠或钛酸钾产率较低致使钛资源利用率不高。
【发明内容】
[0010] 为了克服上述选矿方法的不足，本发明所要解决的技术问题是在物理和化学选矿 方法有效结合的基础上，提供一种成本低、回收质量和效率高且操作性好的利用煅烧、氧化 碱浸、酸洗及重选钒钛磁铁精矿的方法，实现了对钒钛磁铁精矿中钛、铁进行高效分离，提 尚了入炉如铁品位，减少进入尚炉TiO 2、S、Si、Al等杂质的含量，提尚尚炉利用系数，减少尚 炉渣的排放量，降低了炼铁成本，提高了 1102资源综合利用率，同时降低了 NaOH或KOH消 耗量，减少了环境污染。
[0011] 为了实现本发明的目的，本发明的技术方案是这样实现的： 本发明的一种利用煅烧、氧化碱浸、酸洗及重选钒钛磁铁精矿的方法，其特征在于包括 如下步骤： 1) 煅烧 将TFe含量范围为50%~55%，TiO2含量范围为10%~15%，SiO2含量为3%~6%、 Al2O3含量为3%~6%、S含量>0. 5%的钒钛磁铁精矿按重量1:0. 1~0. 2的比例加入CaO， 在800°C~1400°C的温度下进行煅烧20~60分钟，形成煅烧产品A ; 2) 氧化碱浸 将步骤1)中的煅烧产品A置于质量浓度为5%~52%的碱溶液中，加入氧化剂，然后在 220°C~330°C的温度下碱浸反应0. 5~2. 0小时，得滤液和碱浸滤饼B，所述的滤液给入回 收处理系统； 3) 酸洗 将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成固液质量比为1:1~10的矿浆，再置于质量浓度 为1%~10%的H2SO^液中，50°C~90°C条件下酸洗5~60分钟，将酸洗反应物进行过滤， 得滤液和酸浸滤饼C，所述的滤液给入回收处理系统； 4)重选 将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度35%~40%的矿浆进行重选，分别得到重 选精矿D、重选尾矿E及重选中矿F，所述的重选精矿D为TFe含量范围为66%~69%的铁 精矿，所述的重选中矿F为TiO 2含量范围为60%~80%的钛精矿，所述的重选尾矿E为SiO 2 含量范围为55%~60%的最终尾矿。
[0012] 所述的碱溶液为NaOH水溶液、KOH水溶液或NaOH和KOH混合水溶液中的任意一 种。
[0013] 所述的氧化剂为02或11 202, O2加入量为2〇~l2〇psi、H2O 2加入量为5〇~2〇Okg/t给 矿0
[0014] 所述的重选采用0 0. 6~0 1. 2米的螺旋溜槽进行重选。
[0015] 本发明的优点是： 锻烧过程利用CaO部分代替碱浸过程中碱液消耗，减少了后续碱浸工序中NaOH或KOH 的消耗量20%~30% ;由于CaO价格是NaOH价格的1/5~1/6,是KOH价格的1/20,因此可 大大降低生产成本。
[0016] 氧化碱浸的过程对钒钛磁铁精矿中Ti、S、Si、Al等元素进行了化学反应，形成了 相应的盐，使钒钛磁铁精矿中的铁转变为氧化铁的形式。与钒钛磁铁精矿不同的是，钛铁矿 原矿中SiOjP Al 203的含量远远高于钒钛磁铁精矿中SiO 2和Al 203含量，其中钛铁矿原矿 中Si02>20%、Al 203>7%，钒钛磁铁精矿中Si02〈6%、Al20 3〈6%。在碱浸钛铁矿原矿过程中，由于 碱浸的过程将优先发生在SiO2、A120 3等矿物上，使得碱浸钒钛磁铁精矿比碱浸钛铁矿原矿 碱用量更少，同时O2的引入使含S化合物氧化，氧化了 FeTiO 3，加速了反应，降低了反应温 度，缩短了反应时间，效果更好，大大降低能耗和设备投资。例如，煅烧后，用NaOH氧化碱浸 时，本发明消耗的碱量小于50kg/t精矿，比碱浸原矿消耗的碱量469kg/t原矿降低了 9倍 以上，比未通入O2的碱浸消耗的碱量降低了 l〇kg/t精矿；同时，02的引入使碱浸反应温度 最低降至220°C，反应时间小于2小时。
[0017] 酸洗过程有效地溶解了碱浸后的Ti、Si、Al等含氧酸盐和硫化物，使之与铁精矿 解离。另外由于本发明采用硫酸进行酸洗，反应条件温和，对设备腐蚀小，成本低，更利于工 业化生产。
[0018] 再加上重选，使铁精矿品位由50%~55%提高到66%~69%，同时分离出的铁精矿 中S含量大幅降低，由0. 50%以上降至小于0. 10%，SiO2含量由3%~6 %降至1%以下，Al 203 含量由3%~6%降至1. 8%以下，TiO2含量由12%以上降至6%以下；同时，还可以得到TiO 2 含量为60%~80%的钛精矿。
[0019] 该发明综合运用煅烧、氧化碱浸、酸洗及重选的方法再选钒钛磁铁精矿，实现了钒 钛磁铁精矿中钛、铁高效分离，减少进入高炉Ti0 2、S、Si、Al等杂质的含量，提高高炉利用系 数，减少高炉渣的排放量，降低了炼铁成本，为后续冶炼创造了更好的条件，同时提高了钛 资源的综合利用率。
【附图说明】
[0020] 图1是本发明工艺流程图。
[0021] 图2是本发明采用两段重选工艺流程图。
【具体实施方式】
[0022] 下面结合附图对本发明的【具体实施方式】做进一步说明： 如图1所示。
[0023] 实施例1 1) 煅烧 将TFe含量为50. 5%，TiO2含量为14. 2%，SiO2含量为3. 63%、Al 203含量为4. 42%、S含 量0. 59%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 1的比例加入CaO,在800°C的温度下进行煅烧60分 钟，形成煅烧产品A，其化学反应式为： CaO+ TiO2 -to ^ CaTiO3 2) 氧化碱浸 将步骤1)中的煅烧产品A置于质量浓度为30%的NaOH碱溶液中，通入26psi的O2，然 后在220°C的温度下碱浸反应2. 0小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼B，NaOH消 耗量49 kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为： 4mFeTi03+8Na0H +m02 加蜱 2mFe203 I +4Na 20 · (TiO2)m I +4H 20 m 彡 1 PFe3O4 · q (FeO · TiO2) +2rNa0H加熟 pFe304 I +qFeO I + (Na2O)r* (TiO2)q I +rH20 Al203+2Na0H 加熟 2NaA102 + H2O tSi02+2Na0H 加热 Na。。· (SiO2) t I + H 20 3FeS2+6Na0H 迦熟 3FeS I +Na2S03+2Na2S+3H20 4FeS2 + 110,-fc* 2Fe.O. + 8S02 4Fe0+02 2Fe203 2S02+02+4Na0H 舾熟 2Na2S04+ 2H20 3) 酸洗 将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成固液质量比为1:9. 5的矿浆，再置于质量浓度为7% 的H2SO4溶液中，在65°C的条件下酸洗60分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼 C，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为： Na2O · (TiO2) x +H+..........?......(H2O) · (TiO2) x I +Na + Na2O · (SiO2)声腆）(H2O) · (SiO2) t I +Na + NaAlO2 +4H+......1.》Al3+ +Na++2H20 4) 重选 将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度40%的矿浆用0 I. 2米的螺旋溜槽进行重 选，分别得重选精矿D、重选尾矿E及重选中矿F，重选精矿D为TFe含量为66. 5%的最终铁 精矿，其中SiO2含量为0. 38%、Al2O3含量为1. 18%、S含量为0. 02% ;所述的重选尾矿E为 SiO2含量为59. 1%的最终尾矿，重选中矿F为TiO 2含量为60. 4%的最终钛精矿。
[0024] 实施例2 1)煅烧 将TFe含量为54. 8%，TiO2含量为10. 5%，SiO2含量为3. 55%、Al 203含量为5. 45%、S含 量0. 76%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 1的比例加入CaO,在900°C的温度下进行煅烧50分 钟，形成煅烧产品A，其化学反应式同实施例1 ; 2) 氧化碱浸 将步骤1)煅烧产品A置于质量浓度为24%的NaOH碱溶液中，通入50psi的O2，然后在 310°C的温度下碱浸反应I. 0小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼B，NaOH消耗量 38 kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1 ; 3) 酸洗 将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成固液质量比为1:7的矿浆，再置于质量浓度为10% 的H2SO4溶液中，在50°C的条件下酸洗20分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼 C，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1 ; 4) 重选 将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度36%的矿浆用0 0. 9米的螺旋溜槽进行重 选，分别得重选精矿D、重选尾矿E及重选中矿F，重选精矿D为TFe含量为67. 3%的最终铁 精矿，其中SiO2含量为0. 60%、Al2O3含量为1. 18%、S含量为0. 02% ;所述的重选尾矿E为 SiO2含量为58. 1%的最终尾矿，重选中矿F为TiO 2含量为77. 3%的最终钛精矿。
[0025] 实施例3 1)煅烧 将TFe含量为53. 4%，TiO2含量为13. 1%，SiO2含量为3. 72%、A1 203含量为5. 49%、S含 量0. 86%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 1的比例加入CaO,在1000°C的温度下进行煅烧40 分钟，形成煅烧产品A，其化学反应式同实施例1 ; 2) 氧化碱浸 将步骤1)煅烧产品A置于质量浓度为18%的NaOH碱溶液中，加入83kg/t给矿的H2O2, 然后在270°C的温度下碱浸反应45分钟，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼B，NaOH消 耗量40 kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为： 2mFeTi03+4Na0H+mH202 加热 mFe203 I +2Na 20 · (TiO2)m I + (m+2) H 20 m ^ 1 PFe3O4 · q (FeO · TiO2) +2rNa0H加熟 pFe304 I +qFeO I + (Na2O)r* (TiO2)q I +rH20 Al203+2Na0H 加熟 2NaA102 + H2O tSi02+2Na0H 加熟 Na。。· (SiO2) t I + H 20 3FeS2+6Na0H 顧熟 3FeS I +Na2S03+2Na2S+3H20 2FeS2 + IIHA fi* Fe2O3 +4S02+ IlH2O 2Fe0+H202 In -? Fe2O3 + H2O S02+H202+2Na0H 顧 * Na2SO4+ 2H20 3) 酸洗 将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成固液质量比为1:5的矿浆，再置于质量浓度为6% 的H2SO4溶液中，在60°C的条件下酸洗6分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼 C，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1 ; 4) 重选 将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度40%的矿浆用0 I. 2米的螺旋溜槽进行重 选，分别得重选精矿D、重选尾矿E及重选中矿F，重选精矿D为TFe含量为67. 0%的最终铁 精矿，其中SiO2含量为0. 40%、Al 203含量为1. 27%、S含量为0. 02% ;所述的重选尾矿E为 SiO2含量为57. 6%的最终尾矿，重选中矿F为TiO 2含量为73. 1%的最终钛精矿。
[0026] 实施例4 1) 煅烧 将TFe含量为51. 2%，TiO2含量为13. 9%，SiO2含量为3. 93%、A1 203含量为5. 58%、S含 量0. 60%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 15的比例加入CaO,在1100°C的温度下进行煅烧35 分钟，形成煅烧产品A，其化学反应式同实施例1 ; 2) 氧化碱浸 将步骤1)煅烧产品A置于质量浓度为12%的NaOH碱溶液中，通入120psi的O2，然后 在330°C的温度下碱浸反应0. 5小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼B，NaOH消耗 量36 kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1 ; 3) 酸洗 将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成固液质量比为1:1. 5的矿浆，再置于质量浓度为4% 的H2SO4溶液中，在65°C的条件下酸洗40分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼 C，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1 ; 4) 重选 将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度40%的矿浆用0 0. 9米的螺旋溜槽进行重 选，分别得重选精矿D、重选尾矿E及重选中矿F，重选精矿D为TFe含量为68. 5%的最终铁 精矿，其中SiO2含量为0. 44%、Al2O3含量为1. 38%、S含量为0. 02% ;所述的重选尾矿E为 SiO2含量为56. 2%的最终尾矿，重选中矿F为TiO 2含量为74. 5%的最终钛精矿。
[0027] 实施例5 如图2所示。
[0028] 1)煅烧 将TFe含量为52. 9%，TiO2含量为12. 1%，SiO2含量为3. 92%、A1 203含量为4. 66%、S含 量0. 55%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 15的比例加入CaO,在1200°C的温度下进行煅烧30 分钟，形成煅烧产品A，其化学反应式同实施例1 ; 2)氧化碱浸 将步骤1)煅烧产品A置于质量浓度为38%的KOH碱溶液中，通入86psi的O2，然后在 255°C的温度下碱浸反应1. 5小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼B，KOH消耗量30 kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为： 4mFeTi03+8K0H+m02 加热 2mFe203 I +4K 20 · (TiO2)m 丨 +4H 20 m 彡 1 PFe3O4 · q (FeO · TiO2) +2rK0H加热 pFe304 I +qFeO I + (K2O)r* (TiO2)q I +rH20 Al2〇3+2KOH 伽.熟 2KA102 + H2O tSi02+2K0H 加熟 LO · (SiO2) t I + H2O 3FeS2+6K0H 加毪 3FeS I +K2S03+2K2S+3H20 4FeS2 + 1102fil=2Fe2〇3 + 8S02 4Fe0+02 加熟 2Fe203 2S〇2+〇2+4KOH 2K2S04+ 2H20 3) 酸洗 将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成固液质量比为1:3. 5的矿浆，再置于质量浓度为9% 的H2SO4溶液中，在70°C酸洗的条件下15分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼 C，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为： K 20 · (TiO2) χ+Η+ -墨―》(H2O) · (TiO2) x I + K + K2O · (SiO2) l+H+ ......Mi......(H2O) · (SiO2) t I + K + KAlO2 +4H+..........塗......》Al3+ +K++2H20 4) 重选 将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度36%的矿浆给入0 0. 6米的螺旋溜槽进行 一段粗选，分别得一段粗选精矿D1、一段粗选尾矿El及一段粗选中矿F，将一段粗选精矿Dl 加水制成质量浓度41%的矿浆给入0 0. 6米的螺旋溜槽进行二段精选，分别得二段精选精矿 D2和二段精选尾矿E2,二段精选尾矿E2返回一段粗选的螺旋溜槽，二段精选精矿D2为TFe 含量为67. 7%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 46%、A1203含量为I. 35%、S含量为0. 02% ; 所述的一段粗选尾矿El为SiO2含量为59. 4%的最终尾矿，一段粗选中矿F为TiO 2含量为 71. 5%的最终钛精矿。
[0029] 实施例6 1) 煅烧 将TFe含量为54. 0%，TiO2含量为11. 5%，SiO2含量为3. 92%、A1 203含量为4. 74%、S含 量0. 53%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 2的比例加入CaO,在1300°C的温度下进行煅烧25 分钟，形成煅烧产品A，其化学反应式同实施例1 ; 2) 氧化碱浸 将步骤1)煅烧产品A置于质量浓度为49%的KOH碱溶液中，加入5 lkg/t纟^的H2O2，然 后在290°C的温度下碱浸反应75分钟，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼B，KOH消耗 量46 kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为： 2mFeTi03+4K0H+mH202 A^mFe2O3 I +2K 20 · (TiO2)ni I +(m+2)H2O m 彡 1 PFe3O4 · q (FeO · TiO2) +2rK0H加热 pFe304 I +qFeO I + (K2O)r* (TiO2)q I +rH20 Al2〇3+2KOH .雜.熟 2KA102 + H2O tSi02+2K0H 加熟 ILO · (SiO2) t I + H 20 3FeS2+6K0H 加熟 3FeS 丨 +K2S03+2K2S+3H20 2FeS2 + IIH2O2Fe2O3 +4S02+ IlH2O 2Fe0+H202 Jto ^ Fe2O3 + H2O S02+H202+2K0H 加熟 K2SO4+ 2H20 3) 酸洗 将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成固液质量比为1:3的矿浆，再置于质量浓度为1% 的H2SO4溶液中，在90°C的条件下酸洗50分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼 C，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例5 ; 4)重选 将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度37%的矿浆给入0 0. 9米的螺旋溜槽进行 一段粗选，分别得一段粗选精矿D1、一段粗选尾矿El及一段粗选中矿F，将一段粗选精矿Dl 加水制成质量浓度40%的矿浆给入0 0. 6米的螺旋溜槽进行二段精选，分别得二段精选精矿 D2和二段精选尾矿E2,二段精选尾矿E2返回一段粗选的螺旋溜槽，二段精选精矿D2为TFe 含量为68. 0%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 48%、A1 203含量为1. 60%、S含量为0. 02% ; 所述的一段粗选尾矿El为SiO2含量为57. 8%的最终尾矿，一段粗选中矿F为TiO 2含量为 72. 4%的最终钛精矿。
[0030] 实施例7 : 1)煅烧 将TFe含量为52. 1%，TiO2含量为11. 3%，SiO2含量为4. 20%、A1 203含量为4. 52%、S含 量0. 71%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 2的比例加入CaO,在1400°C的温度下进行煅烧20 分钟，形成煅烧产品A，其化学反应式同实施例1 ; 2)氧化碱浸 将步骤1)煅烧产品A置于NaOH质量浓度为22%和KOH质量浓度为6%的混合碱溶液 中，通入98psi的O2，然后在240°C的温度下碱浸反应100分钟，将反应物进行过滤，得滤 液和碱浸滤饼B，NaOH消耗量18kg/t给矿、KOH消耗量10 kg/t给矿，所述的滤液给入回收 处理系统，其化学反应式同实施例1及实施例5 ; 3) 酸洗 将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成固液质量比为1:2的矿浆，再置于质量浓度为2. 5% 的&504溶液中，80°C酸洗35分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼C，所述的滤 液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1及实施例5 ; 4) 重选 将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度37%的矿浆给入0 0. 9米的一段螺旋溜槽 进行一段粗选，分别得一段粗选精矿Dl、一段粗选尾矿El及一段粗选中矿F，将一段粗选精 矿Dl加水制成质量浓度40%的矿浆给入0 0. 6米的螺旋溜槽进行二段精选，分别得二段精 选精矿D2和二段精选尾矿E2,二段精选尾矿E2返回一段螺旋溜槽，二段精选精矿D2为TFe 含量为68. 9%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 31%、A1 203含量为1. 23%、S含量为0. 01% ; 所述的一段粗选尾矿El为SiO2含量为55. 5%的最终尾矿，一段粗选中矿F为TiO 2含量为 79. 5%的最终钛精矿。
[0031] 实施例8 : 1)煅烧 将TFe含量为52. 8%，TiO2含量为11. 4%，SiO2含量为3. 80%、A1 203含量为4. 35%、S含 量0. 72%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 2的比例加入CaO,在1300°C的温度下进行煅烧30 分钟，形成煅烧产品A，其化学反应式同实施例1 ; 2)氧化碱浸 将步骤1)煅烧产品A置于NaOH质量浓度为25%和KOH质量浓度为5%的混合碱溶液 中，加入196kg/t纟^的H2O2，然后在250°C的温度下碱浸反应1. 5小时，将反应物进行过滤， 得滤液和碱浸滤饼B，NaOH消耗量18. 5kg/t给矿，KOH消耗量12. 8 kg/t给矿，所述的滤液 给入回收处理系统，其化学反应式同实施例3及实施例6 ; 3) 酸洗 将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成固液质量比为1:3的矿浆，再置于质量浓度为3% 的&504溶液中，70°C酸洗40分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼C，所述的滤 液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1及实施例5 ; 4) 重选 将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度38%的矿浆给入0 0. 9米的一段螺旋溜槽 进行一段粗选，分别得一段粗选精矿Dl、一段粗选尾矿El及一段粗选中矿F，将一段粗选精 矿Dl加水制成质量浓度40%的矿浆给入0 0. 6米的螺旋溜槽进行二段精选，分别得二段精 选精矿D2和二段精选尾矿E2,二段精选尾矿E2返回一段螺旋溜槽，二段精选精矿D2为TFe 含量为68. 2%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 31%、Al 203含量为1. 23%、S含量为0. 01% ; 所述的一段粗选尾矿El为SiO2含量为56. 2%的最终尾矿，一段粗选中矿F为TiO 2含量为 78. 9%的最终钛精矿。
【主权项】
1. 一种利用煅烧、氧化碱浸、酸洗及重选钒钛磁铁精矿的方法，其特征在于包括如下步 骤： 1) 煅烧 将TFe含量范围为50%~55%，TiO2含量范围为10%~15%，SiO2含量为3%~6%、Al2O3含量为3%~6%、S含量>0. 5%的钒钛磁铁精矿按重量1:0. 1~0. 2的比例加入CaO， 在800°C~1400°C的温度下进行煅烧20~60分钟，形成煅烧产品A; 2) 氧化碱浸 将步骤1)中的煅烧产品A置于质量浓度为5%~52%的碱溶液中，加入氧化剂，然后在 220°C~330°C的温度下碱浸反应0. 5~2. 0小时，得滤液和碱浸滤饼B，所述的滤液给入回 收处理系统； 3) 酸洗 将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成固液质量比为1:1~10的矿浆，再置于质量浓度 为1%~10%的H2SO^液中，50°C~90°C条件下酸洗5~60分钟，将酸洗反应物进行过滤， 得滤液和酸浸滤饼C，所述的滤液给入回收处理系统； 4) 重选 将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度35%~40%的矿浆进行重选，分别得到重 选精矿D、重选尾矿E及重选中矿F，所述的重选精矿D为TFe含量范围为66%~69%的铁 精矿，所述的重选中矿F为TiO2含量范围为60%~80%的钛精矿，所述的重选尾矿E为SiO2 含量范围为55%~60%的最终尾矿。2. 根据权利要求1所述的利用煅烧、氧化碱浸、酸洗及重选钒钛磁铁精矿的方法，其特 征在于所述的碱溶液为NaOH水溶液、KOH水溶液或NaOH和KOH混合水溶液中的任意一种。3. 根据权利要求1所述的利用煅烧、氧化碱浸、酸洗及重选钒钛磁铁精矿的方法，其特 征在于所述的氧化剂为〇2或H202，所述的02加入量为20~120psi、H202加入量为50~200kg/ t给矿。4. 根据权利要求1所述的利用煅烧、氧化碱浸、酸洗及重选钒钛磁铁精矿的方法，其特 征在于所述的重选采用0 0. 6~0 1. 2米的螺旋溜槽进行重选。
【专利摘要】本发明涉及一种利用煅烧、氧化碱浸、酸洗及重选钒钛磁铁精矿的方法，包括如下步骤：将钒钛磁铁精矿按重量1:0.1～0.2的比例加入CaO，在800℃～1400℃的温度下煅烧，煅烧产品A置于质量浓度为5%～52%的碱溶液中，加入氧化剂，然后在220℃～330℃的温度下碱浸反应0.5～2.0小时，得滤液和碱浸滤饼B，再将滤饼B进行酸洗和重选。本发明的优点是：氧化碱浸中O2或H2O2的引入使含S化合物氧化，加速了反应，降低了反应温度，缩短了反应时间，且选别出TFe含量为66%～69%的铁精矿和 TiO2含量为60%～80%的钛精矿，减少进入高炉TiO2、S、Si、Al等杂质的含量，提高高炉利用系数，同时提高了钛资源的综合利用率。
【IPC分类】C22B3/12, B03B5/62, C22B1/02
【公开号】CN104894365
【申请号】CN201510320436
【发明人】刘晓明, 朱大鹏, 陈巍, 郭客, 王珂, 李肃, 王忠红, 宋仁峰
【申请人】鞍钢集团矿业公司
【公开日】2015年9月9日
【申请日】2015年6月12日
【专利说明】
[0001]
技术领域
[0002] 本发明涉及一种钒钛磁铁精矿的选矿工艺，尤其涉及一种利用煅烧、氧化碱浸、酸 洗及重选钒钛磁铁精矿的方法。
【背景技术】
[0003] 钒钛磁铁矿是一种多金属元素的复合矿，是以含铁、钒、钛为主的共生的磁铁矿。 而钒钛磁铁精矿是钒钛磁铁矿经过选矿获得的产物之一，其中钒以类质同象赋存于钛磁铁 矿中，置换高价铁离子。钛磁铁矿是主晶矿物（Fe 3O 4)与客晶矿【钛铁晶石2Fe O · Ti O 2、钛铁矿Fe O · Ti O 2、铝镁尖晶石（Mg, Fe) ( A 1，Fe)2 O 4】形成的复合体。例如，中 国攀枝花地区密地选矿厂钒钛磁铁矿原矿和选铁后的钒钛磁铁精矿化学多元素分析结果 见表1，钒钛磁铁矿原矿和钒钛磁铁矿精矿物相分析结果分别见表2和表3。
[0004] 表1中国攀枝花地区密地选矿厂原矿和钒钛磁铁精矿化学多元素分析结果
表2中-攀枝花1地区密I也选矿凡钛"铁矿原1矿钛、^化学物g分析结1果
表3中国攀枝花地区密地选矿厂钒钛磁铁矿精矿钛、铁化学物相分析结果
世界上钒钛磁铁矿资源丰富，全世界储量达400亿吨以上，中国储量达98. 3亿吨。钒 钛磁铁矿石中铁主要赋存于钛磁铁矿中，矿石中的Ti O 2主要赋存于粒状钛铁矿和钛磁铁 矿中。一般情况下，约57 %的钛赋存于钛磁铁矿（mFeTi O ^nFe3O 4)中，约40%的钛赋 存于钛铁矿（FeTi O 3)中，由于钒钛磁铁矿矿石组成复杂，性质特殊，因而这类矿石的综合 利用是国际一直未彻底解决的一大难题。钒钛磁铁矿矿物的这种赋存特点决定了采用物理 选矿方法无法从矿石的源头实现钛、铁的有效分离，造成钒钛磁铁矿石经物理选矿后，铁精 矿品位低（TFe〈55%)，铁精矿中的钛在炼铁过程完全进入高炉渣（Ti O 2含量达22%以上） 形成玻璃体，Ti O 2失去了活性而无法经济回收，同时，钛回收率低只有18%。因此用物理 的选矿方法选别钛铁矿石大大降低了钛和铁单独利用的价值。
[0005] 中国是世界上第一个以工业规模从复杂钒钛磁铁矿中综合提取铁、钒、钛的国家， 但由于一般的物理方法不能从根本上改变铁、钛致密共生的赋存特性，因此，采用通常的重 选法、磁选法、浮选法等物理选矿方法进行钛、铁分离，效率低，很难选出品位高而杂质少的 钛精矿或铁精矿；同时，TiO 2回收效率不高，钒钛磁铁矿原矿经过选矿分离后，约54%的TiO2 进入铁精矿，这些TiO2经高炉冶炼后几乎全部进入渣相，形成TiO 2含量20~24%的高炉 渣；另外，由于铁精矿中的S、Si、Al等杂质含量也过高，上述原因不仅造成冶炼高炉利用系 数低、能耗大、钛资源浪费，而且矿渣量大、环境污染严重。
[0006] CN2011100879566公开了 "一种钛铁矿的选矿方法"，是将钒钛磁铁矿原矿经磨矿、 碱浸预处理、过滤、再磨矿后磁选得到钛精矿和铁精矿的方法。该方法将含铁32. 16%和含 Ti0212. 11%的f凡钛磁铁矿原矿通过磨矿、碱浸预处理、过滤、再磨矿后磁选处理，形成了含 铁59. 30%铁精矿和含Ti0220. 15%的钛精矿。由于该方法是针对钛铁矿原矿而言，原矿Si02、 A1203、CaO、MgO等脉石矿物含量高，碱浸的过程将优先发生在Si02、Al 2O3等矿物身上，碱浸 过程中形成了与钛相似的碱浸后化合物，碱浸钛铁原矿消耗的NaOH碱量是469Kg/t原矿， 成本高；而且钛铁原矿碱浸后形成的钛化合物，与石英等脉石矿物碱浸后形成的硅的化合 物，要想在后续的磁选中实现有效分离是十分困难的，这也制约了钛铁原矿碱浸后铁精矿 品位和钛精矿品位的提高。同时，该方法采用两次磨矿过程改变矿物表面物理化学性质，增 加了该方法的复杂程度和工序成本。总之，用该种方法过程复杂，而且处理过程中碱消耗量 大、成本高；同时，无法获得更高品位的铁精矿和钛精矿。
[0007] CN201310183580. 8公开了"一种湿法处理钒钛铁精矿制备钛液的方法"，提出了用 盐酸洗分离钛铁的方法。该发明为湿法处理钒钛磁铁精矿制备钛液的方法，包括钒钛磁铁 精矿盐酸浸取、熔盐反应、再酸洗、硫酸酸溶、过滤等获得钛液等过程，该方法主要是针对提 取钛精矿，其工艺过程复杂，盐酸浸取过程中需用盐酸与铁和钒反应溶解进滤液中，消耗大 量盐酸，成本高；同时，熔盐过程中用NaOH与钛和硅反应消耗碱。另外，由于该方法浸取过 程中使用了盐酸，盐酸中氯离子对设备腐蚀大，不易工业化生产。该方法主要适用于高钒低 铁含量的低贫钒钛磁铁精矿中钛的回收利用。
[0008] 中国专利201210137458. 2公开了 "钒钛磁铁矿中回收钒的方法"中，采用钙化焙 烧-碳酸化浸出回收钒钛磁铁矿中的钒，得到的含钙铁矿渣的烧结球团可以直接应用于高 炉冶炼；从而有效地解决了钒钛磁铁矿中钒的回收，并不会对后续的高炉冶炼造成影响； 回收钒后得到的结晶母液可回收铬，从而更加有效地实现钒钛磁铁矿的综合利用。该方法 虽然应用了钙化焙烧的方法，但无碱浸、磁选工艺，酸洗是弱酸性的碳酸化的，与硫酸强酸 的作用机理明显不同。
[0009] CN201410164297. 5公开了一种"利用煅烧、碱浸、酸洗及重选再选钒钛磁铁精 矿的方法"，该发明将钒钛磁铁精矿按重量1:0. 1~0. 2的比例加入CaO,然后在800°C~ 1400°C的温度下进行煅烧20~60分钟，再将煅烧产品置于碱溶液中碱浸，再将过滤后的碱 浸滤饼于H 2SO4溶液中酸洗，再将酸浸滤饼进行重选，分别得到TFe含量为65%~68%的铁 精矿，TiO 2含量为60%~80%的钛精矿。该方法实现了对钒钛磁铁精矿进行高效选别，但由 于反应中单纯采用碱浸，在300~370°C温度下反应0. 5~5小时，化学反应温度较高，时间 较长，且反应后SiO2* TiO 2含量高达3%，杂质含量较高，致使高炉利用系数降低，增加了炼 铁成本；同时，该发明方法中碱耗较高，钛酸钠或钛酸钾产率较低致使钛资源利用率不高。
【发明内容】
[0010] 为了克服上述选矿方法的不足，本发明所要解决的技术问题是在物理和化学选矿 方法有效结合的基础上，提供一种成本低、回收质量和效率高且操作性好的利用煅烧、氧化 碱浸、酸洗及重选钒钛磁铁精矿的方法，实现了对钒钛磁铁精矿中钛、铁进行高效分离，提 尚了入炉如铁品位，减少进入尚炉TiO 2、S、Si、Al等杂质的含量，提尚尚炉利用系数，减少尚 炉渣的排放量，降低了炼铁成本，提高了 1102资源综合利用率，同时降低了 NaOH或KOH消 耗量，减少了环境污染。
[0011] 为了实现本发明的目的，本发明的技术方案是这样实现的： 本发明的一种利用煅烧、氧化碱浸、酸洗及重选钒钛磁铁精矿的方法，其特征在于包括 如下步骤： 1) 煅烧 将TFe含量范围为50%~55%，TiO2含量范围为10%~15%，SiO2含量为3%~6%、 Al2O3含量为3%~6%、S含量>0. 5%的钒钛磁铁精矿按重量1:0. 1~0. 2的比例加入CaO， 在800°C~1400°C的温度下进行煅烧20~60分钟，形成煅烧产品A ; 2) 氧化碱浸 将步骤1)中的煅烧产品A置于质量浓度为5%~52%的碱溶液中，加入氧化剂，然后在 220°C~330°C的温度下碱浸反应0. 5~2. 0小时，得滤液和碱浸滤饼B，所述的滤液给入回 收处理系统； 3) 酸洗 将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成固液质量比为1:1~10的矿浆，再置于质量浓度 为1%~10%的H2SO^液中，50°C~90°C条件下酸洗5~60分钟，将酸洗反应物进行过滤， 得滤液和酸浸滤饼C，所述的滤液给入回收处理系统； 4)重选 将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度35%~40%的矿浆进行重选，分别得到重 选精矿D、重选尾矿E及重选中矿F，所述的重选精矿D为TFe含量范围为66%~69%的铁 精矿，所述的重选中矿F为TiO 2含量范围为60%~80%的钛精矿，所述的重选尾矿E为SiO 2 含量范围为55%~60%的最终尾矿。
[0012] 所述的碱溶液为NaOH水溶液、KOH水溶液或NaOH和KOH混合水溶液中的任意一 种。
[0013] 所述的氧化剂为02或11 202, O2加入量为2〇~l2〇psi、H2O 2加入量为5〇~2〇Okg/t给 矿0
[0014] 所述的重选采用0 0. 6~0 1. 2米的螺旋溜槽进行重选。
[0015] 本发明的优点是： 锻烧过程利用CaO部分代替碱浸过程中碱液消耗，减少了后续碱浸工序中NaOH或KOH 的消耗量20%~30% ;由于CaO价格是NaOH价格的1/5~1/6,是KOH价格的1/20,因此可 大大降低生产成本。
[0016] 氧化碱浸的过程对钒钛磁铁精矿中Ti、S、Si、Al等元素进行了化学反应，形成了 相应的盐，使钒钛磁铁精矿中的铁转变为氧化铁的形式。与钒钛磁铁精矿不同的是，钛铁矿 原矿中SiOjP Al 203的含量远远高于钒钛磁铁精矿中SiO 2和Al 203含量，其中钛铁矿原矿 中Si02>20%、Al 203>7%，钒钛磁铁精矿中Si02〈6%、Al20 3〈6%。在碱浸钛铁矿原矿过程中，由于 碱浸的过程将优先发生在SiO2、A120 3等矿物上，使得碱浸钒钛磁铁精矿比碱浸钛铁矿原矿 碱用量更少，同时O2的引入使含S化合物氧化，氧化了 FeTiO 3，加速了反应，降低了反应温 度，缩短了反应时间，效果更好，大大降低能耗和设备投资。例如，煅烧后，用NaOH氧化碱浸 时，本发明消耗的碱量小于50kg/t精矿，比碱浸原矿消耗的碱量469kg/t原矿降低了 9倍 以上，比未通入O2的碱浸消耗的碱量降低了 l〇kg/t精矿；同时，02的引入使碱浸反应温度 最低降至220°C，反应时间小于2小时。
[0017] 酸洗过程有效地溶解了碱浸后的Ti、Si、Al等含氧酸盐和硫化物，使之与铁精矿 解离。另外由于本发明采用硫酸进行酸洗，反应条件温和，对设备腐蚀小，成本低，更利于工 业化生产。
[0018] 再加上重选，使铁精矿品位由50%~55%提高到66%~69%，同时分离出的铁精矿 中S含量大幅降低，由0. 50%以上降至小于0. 10%，SiO2含量由3%~6 %降至1%以下，Al 203 含量由3%~6%降至1. 8%以下，TiO2含量由12%以上降至6%以下；同时，还可以得到TiO 2 含量为60%~80%的钛精矿。
[0019] 该发明综合运用煅烧、氧化碱浸、酸洗及重选的方法再选钒钛磁铁精矿，实现了钒 钛磁铁精矿中钛、铁高效分离，减少进入高炉Ti0 2、S、Si、Al等杂质的含量，提高高炉利用系 数，减少高炉渣的排放量，降低了炼铁成本，为后续冶炼创造了更好的条件，同时提高了钛 资源的综合利用率。
【附图说明】
[0020] 图1是本发明工艺流程图。
[0021] 图2是本发明采用两段重选工艺流程图。
【具体实施方式】
[0022] 下面结合附图对本发明的【具体实施方式】做进一步说明： 如图1所示。
[0023] 实施例1 1) 煅烧 将TFe含量为50. 5%，TiO2含量为14. 2%，SiO2含量为3. 63%、Al 203含量为4. 42%、S含 量0. 59%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 1的比例加入CaO,在800°C的温度下进行煅烧60分 钟，形成煅烧产品A，其化学反应式为： CaO+ TiO2 -to ^ CaTiO3 2) 氧化碱浸 将步骤1)中的煅烧产品A置于质量浓度为30%的NaOH碱溶液中，通入26psi的O2，然 后在220°C的温度下碱浸反应2. 0小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼B，NaOH消 耗量49 kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为： 4mFeTi03+8Na0H +m02 加蜱 2mFe203 I +4Na 20 · (TiO2)m I +4H 20 m 彡 1 PFe3O4 · q (FeO · TiO2) +2rNa0H加熟 pFe304 I +qFeO I + (Na2O)r* (TiO2)q I +rH20 Al203+2Na0H 加熟 2NaA102 + H2O tSi02+2Na0H 加热 Na。。· (SiO2) t I + H 20 3FeS2+6Na0H 迦熟 3FeS I +Na2S03+2Na2S+3H20 4FeS2 + 110,-fc* 2Fe.O. + 8S02 4Fe0+02 2Fe203 2S02+02+4Na0H 舾熟 2Na2S04+ 2H20 3) 酸洗 将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成固液质量比为1:9. 5的矿浆，再置于质量浓度为7% 的H2SO4溶液中，在65°C的条件下酸洗60分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼 C，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为： Na2O · (TiO2) x +H+..........?......(H2O) · (TiO2) x I +Na + Na2O · (SiO2)声腆）(H2O) · (SiO2) t I +Na + NaAlO2 +4H+......1.》Al3+ +Na++2H20 4) 重选 将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度40%的矿浆用0 I. 2米的螺旋溜槽进行重 选，分别得重选精矿D、重选尾矿E及重选中矿F，重选精矿D为TFe含量为66. 5%的最终铁 精矿，其中SiO2含量为0. 38%、Al2O3含量为1. 18%、S含量为0. 02% ;所述的重选尾矿E为 SiO2含量为59. 1%的最终尾矿，重选中矿F为TiO 2含量为60. 4%的最终钛精矿。
[0024] 实施例2 1)煅烧 将TFe含量为54. 8%，TiO2含量为10. 5%，SiO2含量为3. 55%、Al 203含量为5. 45%、S含 量0. 76%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 1的比例加入CaO,在900°C的温度下进行煅烧50分 钟，形成煅烧产品A，其化学反应式同实施例1 ; 2) 氧化碱浸 将步骤1)煅烧产品A置于质量浓度为24%的NaOH碱溶液中，通入50psi的O2，然后在 310°C的温度下碱浸反应I. 0小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼B，NaOH消耗量 38 kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1 ; 3) 酸洗 将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成固液质量比为1:7的矿浆，再置于质量浓度为10% 的H2SO4溶液中，在50°C的条件下酸洗20分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼 C，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1 ; 4) 重选 将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度36%的矿浆用0 0. 9米的螺旋溜槽进行重 选，分别得重选精矿D、重选尾矿E及重选中矿F，重选精矿D为TFe含量为67. 3%的最终铁 精矿，其中SiO2含量为0. 60%、Al2O3含量为1. 18%、S含量为0. 02% ;所述的重选尾矿E为 SiO2含量为58. 1%的最终尾矿，重选中矿F为TiO 2含量为77. 3%的最终钛精矿。
[0025] 实施例3 1)煅烧 将TFe含量为53. 4%，TiO2含量为13. 1%，SiO2含量为3. 72%、A1 203含量为5. 49%、S含 量0. 86%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 1的比例加入CaO,在1000°C的温度下进行煅烧40 分钟，形成煅烧产品A，其化学反应式同实施例1 ; 2) 氧化碱浸 将步骤1)煅烧产品A置于质量浓度为18%的NaOH碱溶液中，加入83kg/t给矿的H2O2, 然后在270°C的温度下碱浸反应45分钟，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼B，NaOH消 耗量40 kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为： 2mFeTi03+4Na0H+mH202 加热 mFe203 I +2Na 20 · (TiO2)m I + (m+2) H 20 m ^ 1 PFe3O4 · q (FeO · TiO2) +2rNa0H加熟 pFe304 I +qFeO I + (Na2O)r* (TiO2)q I +rH20 Al203+2Na0H 加熟 2NaA102 + H2O tSi02+2Na0H 加熟 Na。。· (SiO2) t I + H 20 3FeS2+6Na0H 顧熟 3FeS I +Na2S03+2Na2S+3H20 2FeS2 + IIHA fi* Fe2O3 +4S02+ IlH2O 2Fe0+H202 In -? Fe2O3 + H2O S02+H202+2Na0H 顧 * Na2SO4+ 2H20 3) 酸洗 将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成固液质量比为1:5的矿浆，再置于质量浓度为6% 的H2SO4溶液中，在60°C的条件下酸洗6分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼 C，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1 ; 4) 重选 将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度40%的矿浆用0 I. 2米的螺旋溜槽进行重 选，分别得重选精矿D、重选尾矿E及重选中矿F，重选精矿D为TFe含量为67. 0%的最终铁 精矿，其中SiO2含量为0. 40%、Al 203含量为1. 27%、S含量为0. 02% ;所述的重选尾矿E为 SiO2含量为57. 6%的最终尾矿，重选中矿F为TiO 2含量为73. 1%的最终钛精矿。
[0026] 实施例4 1) 煅烧 将TFe含量为51. 2%，TiO2含量为13. 9%，SiO2含量为3. 93%、A1 203含量为5. 58%、S含 量0. 60%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 15的比例加入CaO,在1100°C的温度下进行煅烧35 分钟，形成煅烧产品A，其化学反应式同实施例1 ; 2) 氧化碱浸 将步骤1)煅烧产品A置于质量浓度为12%的NaOH碱溶液中，通入120psi的O2，然后 在330°C的温度下碱浸反应0. 5小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼B，NaOH消耗 量36 kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1 ; 3) 酸洗 将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成固液质量比为1:1. 5的矿浆，再置于质量浓度为4% 的H2SO4溶液中，在65°C的条件下酸洗40分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼 C，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1 ; 4) 重选 将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度40%的矿浆用0 0. 9米的螺旋溜槽进行重 选，分别得重选精矿D、重选尾矿E及重选中矿F，重选精矿D为TFe含量为68. 5%的最终铁 精矿，其中SiO2含量为0. 44%、Al2O3含量为1. 38%、S含量为0. 02% ;所述的重选尾矿E为 SiO2含量为56. 2%的最终尾矿，重选中矿F为TiO 2含量为74. 5%的最终钛精矿。
[0027] 实施例5 如图2所示。
[0028] 1)煅烧 将TFe含量为52. 9%，TiO2含量为12. 1%，SiO2含量为3. 92%、A1 203含量为4. 66%、S含 量0. 55%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 15的比例加入CaO,在1200°C的温度下进行煅烧30 分钟，形成煅烧产品A，其化学反应式同实施例1 ; 2)氧化碱浸 将步骤1)煅烧产品A置于质量浓度为38%的KOH碱溶液中，通入86psi的O2，然后在 255°C的温度下碱浸反应1. 5小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼B，KOH消耗量30 kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为： 4mFeTi03+8K0H+m02 加热 2mFe203 I +4K 20 · (TiO2)m 丨 +4H 20 m 彡 1 PFe3O4 · q (FeO · TiO2) +2rK0H加热 pFe304 I +qFeO I + (K2O)r* (TiO2)q I +rH20 Al2〇3+2KOH 伽.熟 2KA102 + H2O tSi02+2K0H 加熟 LO · (SiO2) t I + H2O 3FeS2+6K0H 加毪 3FeS I +K2S03+2K2S+3H20 4FeS2 + 1102fil=2Fe2〇3 + 8S02 4Fe0+02 加熟 2Fe203 2S〇2+〇2+4KOH 2K2S04+ 2H20 3) 酸洗 将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成固液质量比为1:3. 5的矿浆，再置于质量浓度为9% 的H2SO4溶液中，在70°C酸洗的条件下15分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼 C，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为： K 20 · (TiO2) χ+Η+ -墨―》(H2O) · (TiO2) x I + K + K2O · (SiO2) l+H+ ......Mi......(H2O) · (SiO2) t I + K + KAlO2 +4H+..........塗......》Al3+ +K++2H20 4) 重选 将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度36%的矿浆给入0 0. 6米的螺旋溜槽进行 一段粗选，分别得一段粗选精矿D1、一段粗选尾矿El及一段粗选中矿F，将一段粗选精矿Dl 加水制成质量浓度41%的矿浆给入0 0. 6米的螺旋溜槽进行二段精选，分别得二段精选精矿 D2和二段精选尾矿E2,二段精选尾矿E2返回一段粗选的螺旋溜槽，二段精选精矿D2为TFe 含量为67. 7%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 46%、A1203含量为I. 35%、S含量为0. 02% ; 所述的一段粗选尾矿El为SiO2含量为59. 4%的最终尾矿，一段粗选中矿F为TiO 2含量为 71. 5%的最终钛精矿。
[0029] 实施例6 1) 煅烧 将TFe含量为54. 0%，TiO2含量为11. 5%，SiO2含量为3. 92%、A1 203含量为4. 74%、S含 量0. 53%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 2的比例加入CaO,在1300°C的温度下进行煅烧25 分钟，形成煅烧产品A，其化学反应式同实施例1 ; 2) 氧化碱浸 将步骤1)煅烧产品A置于质量浓度为49%的KOH碱溶液中，加入5 lkg/t纟^的H2O2，然 后在290°C的温度下碱浸反应75分钟，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼B，KOH消耗 量46 kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为： 2mFeTi03+4K0H+mH202 A^mFe2O3 I +2K 20 · (TiO2)ni I +(m+2)H2O m 彡 1 PFe3O4 · q (FeO · TiO2) +2rK0H加热 pFe304 I +qFeO I + (K2O)r* (TiO2)q I +rH20 Al2〇3+2KOH .雜.熟 2KA102 + H2O tSi02+2K0H 加熟 ILO · (SiO2) t I + H 20 3FeS2+6K0H 加熟 3FeS 丨 +K2S03+2K2S+3H20 2FeS2 + IIH2O2Fe2O3 +4S02+ IlH2O 2Fe0+H202 Jto ^ Fe2O3 + H2O S02+H202+2K0H 加熟 K2SO4+ 2H20 3) 酸洗 将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成固液质量比为1:3的矿浆，再置于质量浓度为1% 的H2SO4溶液中，在90°C的条件下酸洗50分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼 C，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例5 ; 4)重选 将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度37%的矿浆给入0 0. 9米的螺旋溜槽进行 一段粗选，分别得一段粗选精矿D1、一段粗选尾矿El及一段粗选中矿F，将一段粗选精矿Dl 加水制成质量浓度40%的矿浆给入0 0. 6米的螺旋溜槽进行二段精选，分别得二段精选精矿 D2和二段精选尾矿E2,二段精选尾矿E2返回一段粗选的螺旋溜槽，二段精选精矿D2为TFe 含量为68. 0%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 48%、A1 203含量为1. 60%、S含量为0. 02% ; 所述的一段粗选尾矿El为SiO2含量为57. 8%的最终尾矿，一段粗选中矿F为TiO 2含量为 72. 4%的最终钛精矿。
[0030] 实施例7 : 1)煅烧 将TFe含量为52. 1%，TiO2含量为11. 3%，SiO2含量为4. 20%、A1 203含量为4. 52%、S含 量0. 71%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 2的比例加入CaO,在1400°C的温度下进行煅烧20 分钟，形成煅烧产品A，其化学反应式同实施例1 ; 2)氧化碱浸 将步骤1)煅烧产品A置于NaOH质量浓度为22%和KOH质量浓度为6%的混合碱溶液 中，通入98psi的O2，然后在240°C的温度下碱浸反应100分钟，将反应物进行过滤，得滤 液和碱浸滤饼B，NaOH消耗量18kg/t给矿、KOH消耗量10 kg/t给矿，所述的滤液给入回收 处理系统，其化学反应式同实施例1及实施例5 ; 3) 酸洗 将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成固液质量比为1:2的矿浆，再置于质量浓度为2. 5% 的&504溶液中，80°C酸洗35分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼C，所述的滤 液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1及实施例5 ; 4) 重选 将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度37%的矿浆给入0 0. 9米的一段螺旋溜槽 进行一段粗选，分别得一段粗选精矿Dl、一段粗选尾矿El及一段粗选中矿F，将一段粗选精 矿Dl加水制成质量浓度40%的矿浆给入0 0. 6米的螺旋溜槽进行二段精选，分别得二段精 选精矿D2和二段精选尾矿E2,二段精选尾矿E2返回一段螺旋溜槽，二段精选精矿D2为TFe 含量为68. 9%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 31%、A1 203含量为1. 23%、S含量为0. 01% ; 所述的一段粗选尾矿El为SiO2含量为55. 5%的最终尾矿，一段粗选中矿F为TiO 2含量为 79. 5%的最终钛精矿。
[0031] 实施例8 : 1)煅烧 将TFe含量为52. 8%，TiO2含量为11. 4%，SiO2含量为3. 80%、A1 203含量为4. 35%、S含 量0. 72%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 2的比例加入CaO,在1300°C的温度下进行煅烧30 分钟，形成煅烧产品A，其化学反应式同实施例1 ; 2)氧化碱浸 将步骤1)煅烧产品A置于NaOH质量浓度为25%和KOH质量浓度为5%的混合碱溶液 中，加入196kg/t纟^的H2O2，然后在250°C的温度下碱浸反应1. 5小时，将反应物进行过滤， 得滤液和碱浸滤饼B，NaOH消耗量18. 5kg/t给矿，KOH消耗量12. 8 kg/t给矿，所述的滤液 给入回收处理系统，其化学反应式同实施例3及实施例6 ; 3) 酸洗 将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成固液质量比为1:3的矿浆，再置于质量浓度为3% 的&504溶液中，70°C酸洗40分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼C，所述的滤 液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1及实施例5 ; 4) 重选 将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度38%的矿浆给入0 0. 9米的一段螺旋溜槽 进行一段粗选，分别得一段粗选精矿Dl、一段粗选尾矿El及一段粗选中矿F，将一段粗选精 矿Dl加水制成质量浓度40%的矿浆给入0 0. 6米的螺旋溜槽进行二段精选，分别得二段精 选精矿D2和二段精选尾矿E2,二段精选尾矿E2返回一段螺旋溜槽，二段精选精矿D2为TFe 含量为68. 2%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 31%、Al 203含量为1. 23%、S含量为0. 01% ; 所述的一段粗选尾矿El为SiO2含量为56. 2%的最终尾矿，一段粗选中矿F为TiO 2含量为 78. 9%的最终钛精矿。
【主权项】
1. 一种利用煅烧、氧化碱浸、酸洗及重选钒钛磁铁精矿的方法，其特征在于包括如下步 骤： 1) 煅烧 将TFe含量范围为50%~55%，TiO2含量范围为10%~15%，SiO2含量为3%~6%、Al2O3含量为3%~6%、S含量>0. 5%的钒钛磁铁精矿按重量1:0. 1~0. 2的比例加入CaO， 在800°C~1400°C的温度下进行煅烧20~60分钟，形成煅烧产品A; 2) 氧化碱浸 将步骤1)中的煅烧产品A置于质量浓度为5%~52%的碱溶液中，加入氧化剂，然后在 220°C~330°C的温度下碱浸反应0. 5~2. 0小时，得滤液和碱浸滤饼B，所述的滤液给入回 收处理系统； 3) 酸洗 将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成固液质量比为1:1~10的矿浆，再置于质量浓度 为1%~10%的H2SO^液中，50°C~90°C条件下酸洗5~60分钟，将酸洗反应物进行过滤， 得滤液和酸浸滤饼C，所述的滤液给入回收处理系统； 4) 重选 将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度35%~40%的矿浆进行重选，分别得到重 选精矿D、重选尾矿E及重选中矿F，所述的重选精矿D为TFe含量范围为66%~69%的铁 精矿，所述的重选中矿F为TiO2含量范围为60%~80%的钛精矿，所述的重选尾矿E为SiO2 含量范围为55%~60%的最终尾矿。2. 根据权利要求1所述的利用煅烧、氧化碱浸、酸洗及重选钒钛磁铁精矿的方法，其特 征在于所述的碱溶液为NaOH水溶液、KOH水溶液或NaOH和KOH混合水溶液中的任意一种。3. 根据权利要求1所述的利用煅烧、氧化碱浸、酸洗及重选钒钛磁铁精矿的方法，其特 征在于所述的氧化剂为〇2或H202，所述的02加入量为20~120psi、H202加入量为50~200kg/ t给矿。4. 根据权利要求1所述的利用煅烧、氧化碱浸、酸洗及重选钒钛磁铁精矿的方法，其特 征在于所述的重选采用0 0. 6~0 1. 2米的螺旋溜槽进行重选。
【专利摘要】本发明涉及一种利用煅烧、氧化碱浸、酸洗及重选钒钛磁铁精矿的方法，包括如下步骤：将钒钛磁铁精矿按重量1:0.1～0.2的比例加入CaO，在800℃～1400℃的温度下煅烧，煅烧产品A置于质量浓度为5%～52%的碱溶液中，加入氧化剂，然后在220℃～330℃的温度下碱浸反应0.5～2.0小时，得滤液和碱浸滤饼B，再将滤饼B进行酸洗和重选。本发明的优点是：氧化碱浸中O2或H2O2的引入使含S化合物氧化，加速了反应，降低了反应温度，缩短了反应时间，且选别出TFe含量为66%～69%的铁精矿和 TiO2含量为60%～80%的钛精矿，减少进入高炉TiO2、S、Si、Al等杂质的含量，提高高炉利用系数，同时提高了钛资源的综合利用率。
【IPC分类】C22B3/12, B03B5/62, C22B1/02
【公开号】CN104894365
【申请号】CN201510320436
【发明人】刘晓明, 朱大鹏, 陈巍, 郭客, 王珂, 李肃, 王忠红, 宋仁峰
【申请人】鞍钢集团矿业公司
【公开日】2015年9月9日
【申请日】2015年6月12日
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