利用煅烧、氧化碱浸、分级及磁重再选钒钛磁铁精矿方法
利用煅烧、氧化碱浸、分级及磁重再选钒钛磁铁精矿方法
【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、分 级及磁重再选钒钛磁铁精矿方法。
【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（Fe3O 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中国攀枝花地区密地选矿厂钒钛磁铁矿原矿钛、铁化学物相分析结果
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，TiO2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] CN201410166387. 8公开了一种"利用煅烧、碱浸、分级及磁重联合再选钒钛磁铁 精矿方法"，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，然后将碱浸滤饼 形成矿浆后给入旋流器进行分级，将分级后的沉砂加水制成矿浆进行磁选，再将磁选尾矿 进行重选，分别得到TFe含量为63%~68%铁精矿、TiO2含量为50%~70%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SiOdP 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；该发明方法中碱耗较高，且碱浸产物钛 酸钠或钛酸钾的产率小于80kg/T原矿，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】
[0008] 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、分级及磁重再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 尚，提尚了入炉如铁品位，减少进入尚炉Ti02、S、Si、Al等杂质的含量，提尚尚炉利用系数， 减少高炉渣的排放量，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。
[0009] 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、分级及磁重再选钒钛磁铁精矿方法，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) 分级 将步骤2)中碱浸滤饼B加水，形成质量浓度20%~25%的矿浆给入旋流器进行分级， 分级出沉砂C和溢流Y ; 4) 磁重再选 将步骤3)中的沉砂C加水制成质量浓度30%~34%的矿浆进行磁选，分别得磁选精矿 D和磁选尾矿E ; 再将磁选尾矿E加水制成质量浓度36%~41%的矿浆进行重选，分别得重选精矿F和 重选尾矿G，所述的磁选精矿D为TFe含量范围为63%~69%的最终铁精矿，重选精矿F与 溢流Y合并为TiO2含量范围为50%~72%的最终钛精矿，重选尾矿G为SiO 2含量范围为 50%~58%的最终尾矿。
[0010] 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。
[0011] 所述的氧化剂为〇2或H 202，所述的02加入量为20~120psi、H 202加入量为 50~200kg/t 给矿。
[0012] 所述的磁选采用0. 12T~0. 15T的筒式磁选机进行磁选。
[0013] 所述的磁选采用0· 03T~0· 05T的磁力脱水槽进行磁选。
[0014] 所述的磁选分别采用0· 12T~0· 15T的筒式磁选机和0· 03T~0· 05T磁力脱水槽 进行两段磁选。
[0015] 所述的重选采用0 0. 6~0 1. 2米的螺旋溜槽进行重选。
[0016] 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。
[0017] 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%、Al203>7%，钒钛磁铁精矿中Si0 2〈6%、Al203〈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、A1203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。比未通入氧气的碱浸消耗的碱量降低了 10kg/t精矿；O2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。
[0018] 另外，该方法中氧化碱浸的反应产物为钛酸钠或钛酸钾，钛酸钠或钛酸钾的产率 大于100kg/T原矿，钛酸钠或钛酸钾存在于最终产物钛精矿中，由扫描电镜观察钛精矿的 显微结构可知有大量晶须，如图3、4、5所示。钛酸钾和钛酸钠的晶须具有优异的性质和广 泛的应用，主要的实用特征与性能为：具有优良的显微增强和填充能力；优异的耐磨损及 摩擦滑动性能；优良的表面平滑性及高的尺寸精度和稳定性；成型性能好，对加工设备和 模具磨损小；钛酸钾晶须的市场价位6. 5~15万/吨。钛酸钾和钛酸钠还广泛用于药芯焊 丝、不锈钢焊条、低氢焊条、交直流两用焊条。作为焊条添加剂，钛酸钠的市场价位1. 8万/ 吨，该方法有效提高了 TiO2资源综合利用率。
[0019] 旋流器按矿物的粒度和比重分级，氧化碱浸后生成的钛化合物比铁矿物的粒度 细，比重小，钛、铁的比重差异较大，实现了钛、铁的有效分离。
[0020] 再加上磁重联合选矿，使铁精矿品位由50%~55%提高到63%~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，Al2O3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TiO2含量为50%~72%的钛精矿。
[0021] 本发明综合运用煅烧、氧化碱浸、分级及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法，实现 了钒钛磁铁精矿中钛、铁高效分离，减少了进入高炉的Ti02、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】
[0022] 图1是本发明工艺流程图。
[0023] 图2是本发明采用两段磁选的工艺流程图。
[0024] 图3为钛精矿的扫描电镜观察钛精矿的显微结构照片（X10000 )。
[0025] 图4为钛精矿的扫描电镜观察钛精矿的显微结构照片（X5000 )。
[0026] 图5为钛精矿的扫描电镜观察钛精矿的显微结构照片（X2000 )。
【具体实施方式】
[0027] 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。
[0028] 实施例1 : 1) 煅烧 将TFe含量为50. 1%，TiO2含量为14. 9%，SiO2含量为3. 67%、Al 203含量为4. 49%、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，其化学反应式为： CaO+ Tip. In ft CaTiO. 2) 氧化碱浸 将步骤1)中的煅烧产品A置于质量浓度为16%的NaOH碱溶液中，通入23psi的O2，然 后在220°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47. 4 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 * 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 顧^ Na2O · (SiO2) t I + H 20 3FeS2+6Na0H 舾熟 3FeS I +Na2S03+2Na2S+3H20 4FeS2 + ll〇2M=*=2Fe2〇3 + 8S02 4Fe0+02 遍熟 2Fe203 2S02+02+4Na0H 顧熟 2Na2S04+ 2H20 3) 分级 将步骤2)中碱浸滤饼B加水，形成质量浓度20%的矿浆给入旋流器进行分级，分级出 沉砂C和溢流Y ; 4) 磁重联合选矿 将步骤3)中的沉砂C加水制成质量浓度31%的矿浆给入场强为0. 13T筒式磁选机进 行磁选，得到磁选精矿D和磁选尾矿E ; 再将磁选尾矿E加水制成质量浓度36%的矿浆进行重选，分别得重选精矿F和重选尾 矿G，所述的磁选精矿D为TFe含量为63. 1%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 62%、Al 203含量为1. 33%、S含量为0. 02% ;重选精矿F与溢流Y合并为TiO2含量为50. 6%的最终钛精 矿，重选尾矿G为SiO2含量为52. 9%的最终尾矿。
[0029] 该方法中氧化碱浸的反应产物为钛酸钠，钛酸钠的产率大于100kg/T原矿，钛酸 钠存在于最终产物钛精矿中，由扫描电镜观察钛精矿的显微结构可知有大量晶须，如图3 所示。
[0030] 实施例2 : 1) 煅烧 将TFe含量为53. 4%，TiO2含量为11. 5%，SiO2含量为3. 58%、A1 203含量为5. 49%、S含 量0. 73%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 11的比例加入CaO,在1000°C的温度下进行煅烧45 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)中的煅烧产品A置于质量浓度为11%的NaOH碱溶液中，通入43psi的O2，然 后在280°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45. I 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) 分级 将步骤2)中碱浸滤饼B加水，形成质量浓度21%的矿浆给入旋流器进行分级，分级出 沉砂C和溢流Y ; 4) 磁重联合选矿 将步骤3)中的沉砂C加水制成质量浓度30%的矿浆给入场强为0. 13T筒式磁选机进 行磁选，得到磁选精矿D和磁选尾矿E ; 再将磁选尾矿E加水制成质量浓度37%的矿浆进行重选，分别得重选精矿F和重选尾 矿G，所述的磁选精矿D为TFe含量为65. 6%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 46%、Al 203含量为1. 39%、S含量为0. 01% ;重选精矿F与溢流Y合并为TiO2含量为52. 7%的最终钛精 矿，重选尾矿G为SiO2含量为50. 4%的最终尾矿。
[0031] 该方法中氧化碱浸的反应产物为钛酸钠，钛精矿的显微结构特征如同图3所示。
[0032] 实施例3 : 1) 煅烧 将TFe含量为51. 3%，TiO2含量为13. 8%，SiO2含量为3. 73%、A1 203含量为5. 16%、S含 量0. 66%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 11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)中的煅烧产品A置于质量浓度为29%的NaOH碱溶液中，加入58kg/^矿的 H2O2，然后在240°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， NaOH消耗量42. 6kg/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 如熟 HiFe2O3 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 .迦* 2NaA102 + H2O tSi02+2Na0H ^JsNa2O · (SiO2) t I + H 20 3FeS2+6Na0H 顧熟 3FeS I +Na2S03+2Na2S+3H20 2FeS2 + IIH2O2 Fe2O3 +4S02+ IlH2O 2Fe0+H202 Λ * Fe2O3 + H2O S02+H2〇2+2NaOH 加熟 Na2SO4+ 2H20 3) 分级 将步骤2)中碱浸滤饼B加水，形成质量浓度22%的矿浆给入旋流器进行分级，分级出 沉砂C和溢流Y ; 4) 磁重联合选矿 将步骤3)中的沉砂C加水制成质量浓度31%的矿浆给入场强为0. 03T磁力脱水槽进 行磁选，得到磁选精矿D和磁选尾矿E ; 再将磁选尾矿E加水制成质量浓度38%的矿浆进行重选，分别得重选精矿F和重选尾 矿G，所述的磁选精矿D为TFe含量为64. 4%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 36%、Al 203含量为1. 32%、S含量为0. 01% ;重选精矿F与溢流Y合并为TiO2含量为63. 5%的最终钛精 矿，重选尾矿G为SiO2含量为53. 1%的最终尾矿。
[0033] 该方法中氧化碱浸的反应产物为钛酸钠，钛精矿的显微结构特征如同图3所示。
[0034] 实施例4 : 1) 煅烧 将TFe含量为54. 7%，TiO2含量为10. 3%，SiO2含量为3. 58%、A1 203含量为5. 15%、S含 量0. 68%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 12的比例加入CaO,在1300°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)中的煅烧产品A置于质量浓度为49%的NaOH碱溶液中，通入115psi的02， 然后在330°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46. 2kg/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) 分级 将步骤2)中碱浸滤饼B加水，形成质量浓度23%的矿浆给入旋流器进行分级，分级出 沉砂C和溢流Y ; 4) 磁重联合选矿 将步骤3)中的沉砂C加水制成质量浓度32%的矿浆给入场强为0. 05T磁力脱水槽进 行磁选，得到磁选精矿D和磁选尾矿E ; 再将磁选尾矿E加水制成质量浓度39%的矿浆进行重选，分别得重选精矿F和重选尾 矿G，所述的磁选精矿D为TFe含量为67. 2%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 38%、Al 203含量为1. 21%、S含量为0. 01% ;重选精矿F与溢流Y合并为TiO2含量为66. 9%的最终钛精 矿，重选尾矿G为SiO2含量为54. 2%的最终尾矿。
[0035] 该方法中氧化碱浸的反应产物为钛酸钠，钛精矿的显微结构特征如同图3所示。
[0036] 实施例5 : 1) 煅烧 将TFe含量为52. 7%，TiO2含量为13. 1%，SiO2含量为3. 52%、A1 203含量为5. 30%、S含 量0. 77%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 15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)中的煅烧产品A置于质量浓度为35%的KOH碱溶液中，通入89psi的O2，然 后在260°C的温度下碱浸反应1.0 小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼B，KOH消耗 量43. Okg/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 如熟 2mFe203 I +4K 20 · (TiO2)m 丨 +4H 20 m 彡 1 PFe3O4 · q (FeO · TiO2) +2rK0H加熟 pFe304 I +qFeO I + (K2O)r* (TiO2)q I +rH20 Al2〇3+2KOH 詹熟 2KA102 + H2O tSi02+2K0H 加熟 LO · (SiO2) t I + H2O 3FeS2+6K0H 如熟 3FeS I +K2S03+2K2S+3H20 4FeS2 + 1102*ft=2Fe203 + 8S02 4Fe0+02 加熟 2Fe203 2S02+02+4K0H 伽熟 2K2S04+ 2H20 3) 分级 将步骤2)中碱浸滤饼B加水，形成质量浓度24%的矿浆给入旋流器进行分级，分级出 沉砂C和溢流Y ; 4) 磁重联合选矿 将步骤3)中的沉砂C加水制成质量浓度33%的矿浆给入场强为0. 05T磁力脱水槽进 行磁选，得到磁选精矿D和磁选尾矿E ; 再将磁选尾矿E加水制成质量浓度39%的矿浆进行重选，分别得重选精矿F和重选尾 矿G，所述的磁选精矿D为TFe含量为68. 0%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 39%、Al2O3含量为1. 30%、S含量为0. 01% ;重选精矿F与溢流Y合并为TiO2含量为68. 8%的最终钛精 矿，重选尾矿G为SiO2含量为56. 3%的最终尾矿。
[0037] 该方法中氧化碱浸的反应产物为钛酸钾，钛酸钾的产率大于100kg/T原矿，钛酸 钾存在于最终产物钛精矿中，由扫描电镜观察钛精矿的显微结构可知有大量晶须，如图4 所示。
[0038] 实施例6 : 如图2所示。
[0039] 1)煅烧 将TFe含量为53. 3%，TiO2含量为11. 6%，SiO2含量为4. 05%、A1 203含量为4. 40%、S含 量0. 57%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 18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，其化学反应式同实施例1 ; 2)氧化碱浸 将步骤1)中的煅烧产品A置于质量浓度为25%的KOH碱溶液中，加入94kg/t纟說的H2O2， 然后在310°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，KOH消 耗量35. 8kg/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 加熟 HiFe2O3 I +2K 20 · (TiO2)mI + (m+2) H 20 m ^ 1 PFe3O4 · q (FeO · TiO2) +2rK0H加熟 pFe304 I +qFeO I + (K2O)r* (TiO2)q I +rH20 Α12〇3+2ΚΟΗ 2KA102 + H2O tSi02+2K0H 遍熟 ILO · (SiO2) t I + H 20 3FeS2+6K0H 遍,3FeS 丨 +K2S03+2K2S+3H20 2FeS2 + IIHA-I* Fe2O3 +4S02+ IlH2O 2Fe0+H202 Λ * Fe2O3 + H2O S02+H202+2K0H 加熟 K2SO4+ 2Η20 3) 分级 将步骤2)中碱浸滤饼B加水，形成质量浓度25%的矿浆给入旋流器进行分级，分级出 沉砂C和溢流Y ; 4) 磁重联合选矿 将步骤3)中的沉砂C加水制成质量浓度32%的矿浆给入场强为0. 05Τ磁力脱水槽进 行磁选，得到一段磁选精矿Dl和一段磁选尾矿El ;将一段磁选精矿Dl给入场强为0. 13Τ筒 式磁选机进行二段磁选，得到二段磁选精矿D2和二段磁选尾矿Ε2 ;将两段磁选尾矿El与 Ε2合并加水制成质量浓度40%的矿浆进行重选，分别得重选精矿F和重选尾矿G，所述的二 段磁选精矿D2为TFe含量为68. 5%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 30%、Al2O3含量为 I. 40%、S含量为0. 01% ;重选精矿F与溢流Y合并为TiO2含量为71. 6%的最终钛精矿，重选 尾矿G为SiO2含量为57. 7%的最终尾矿。
[0040] 该方法中氧化碱浸的反应产物为钛酸钾，钛精矿的显微结构特征如同图4所示。
[0041] 实施例7: 如图2所示。
[0042] 1)煅烧 将TFe含量为54. 2%，TiO2含量为11. 0%，SiO2含量为3. 82%、A1 203含量为4. 63%、S含 量0.56%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0.2的比例加入CaO,在1150 °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)中的煅烧产品A置于NaOH质量浓度为21%和KOH质量浓度为6%的混合碱 溶液中，通入IlOpsi的O2，然后在300°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15. 6kg/t给矿、KOH消耗量18. 4kg/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) 分级 将步骤2)中碱浸滤饼B加水，形成质量浓度25%的矿浆给入旋流器进行分级，分级出 沉砂C和溢流Y ; 4) 磁重联合选矿 将步骤3)中的沉砂C加水制成质量浓度31%的矿浆给入场强为0. 05T磁力脱水槽进 行磁选，得到一段磁选精矿Dl和一段磁选尾矿El ;将一段磁选精矿Dl给入场强为0. 13T筒 式磁选机进行二段磁选，得到二段磁选精矿D2和二段磁选尾矿E2 ;将两段磁选尾矿El与 E2合并加水制成质量浓度41%的矿浆进行重选，分别得重选精矿F和重选尾矿G，所述的二 段磁选精矿D2为TFe含量为69. 0%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 35%、Al 203含量为 I. 30%、S含量为0. 01% ;重选精矿F与溢流Y合并为TiO2含量为70. 8%的最终钛精矿，重选 尾矿G为SiO2含量为57. 3%的最终尾矿。
[0043] 该方法中氧化碱浸的反应产物为钛酸钾和钛酸钠的混合物，钛酸钾和钛酸钠的总 产率大于l〇〇kg/T原矿，钛酸钾和钛酸钠存在于最终产物钛精矿中，由扫描电镜观察钛精 矿的显微结构可知有大量晶须，如图5所示。
[0044] 实施例8 : 如图2所示。
[0045] 1)煅烧 将TFe含量为53. 8%，TiO2含量为11. 5%，SiO2含量为4. 02%、A1 203含量为4. 68%、S含 量0. 59%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 18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)中的煅烧产品A置于NaOH质量浓度为24%和KOH质量浓度为5%的混合碱 溶液中，加入193kg/t纟^的H2O2，然后在300°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20. 2kg/t给矿、KOH消耗量15. 6kg/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) 分级 将步骤2)中碱浸滤饼B加水，形成质量浓度25%的矿浆给入旋流器进行分级，分级出 沉砂C和溢流Y ; 4) 磁重联合选矿 将步骤3)中的沉砂C加水制成质量浓度31%的矿浆给入场强为0. 05T磁力脱水槽进 行磁选，得到一段磁选精矿Dl和一段磁选尾矿El ;将一段磁选精矿Dl给入场强为0. 13T筒 式磁选机进行二段磁选，得到二段磁选精矿D2和二段磁选尾矿E2 ;将两段磁选尾矿El与 E2合并加水制成质量浓度41%的矿浆进行重选，分别得重选精矿F和重选尾矿G，所述的二 段磁选精矿D2为TFe含量为68. 2%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 52%、Al 203含量为 I. 33%、S含量为0. 01% ;重选精矿F与溢流Y合并为TiO2含量为69. 6%的最终钛精矿，重选 尾矿G为SiO2含量为56. 8%的最终尾矿。
[0046] 该方法中氧化碱浸的反应产物为钛酸钾和钛酸钠，钛精矿的显微结构特征如同图 5所示。
【主权项】
1. 一种利用煅烧、氧化碱浸、分级及磁重再选钒钛磁铁精矿方法，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) 分级 将步骤2)中碱浸滤饼B加水，形成质量浓度20%~25%的矿浆给入旋流器进行分级， 分级出沉砂C和溢流Y; 4) 磁重联合选矿 将步骤3)中的沉砂C加水制成质量浓度30%~34%的矿浆进行磁选，分别得磁选精矿D和磁选尾矿E; 再将磁选尾矿E加水制成质量浓度36%~41%的矿浆进行重选，分别得重选精矿F和 重选尾矿G，所述的磁选精矿D为TFe含量范围为63%~69%的最终铁精矿，重选精矿F与 溢流Y合并为TiO2含量范围为50%~72%的最终钛精矿，重选尾矿G为SiO2含量范围为 50%~58%的最终尾矿。2. 根据权利要求1所述的利用煅烧、氧化碱浸、分级及磁重再选钒钛磁铁精矿方法，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、分级及磁重再选钒钛磁铁精矿方 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、分级及磁重再选钒钛磁铁精矿方法，其 特征在于所述的磁选采用0. 12T~0. 15T的筒式磁选机进行磁选。5. 根据权利要求1所述的利用煅烧、氧化碱浸、分级及磁重再选钒钛磁铁精矿方法，其 特征在于所述的磁选采用0. 03T~0. 05T的磁力脱水槽进行磁选。6. 根据权利要求1所述的利用煅烧、氧化碱浸、分级及磁重再选钒钛磁铁精矿方法，其 特征在于所述的磁选分别采用0. 12T~0. 15T的筒式磁选机和0. 03T~0. 05T磁力脱水槽 进行两段磁选。7. 根据权利要求1所述的利用煅烧、氧化碱浸、分级及磁重再选钒钛磁铁精矿方法，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、分级及磁重再选钒钛磁铁精矿方法，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进行分级及磁重再选。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63%～69%的铁精矿和TiO2含量为50%～72%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】B03B1/04, C22B3/12, B03B1/00, B03B7/00
【公开号】CN104888937
【申请号】CN201510320336
【发明人】邓鹏宏, 巴红, 王忠红, 朱大鹏, 赵亮, 李肃, 全名巍, 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、分 级及磁重再选钒钛磁铁精矿方法。
【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（Fe3O 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中国攀枝花地区密地选矿厂钒钛磁铁矿原矿钛、铁化学物相分析结果
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，TiO2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] CN201410166387. 8公开了一种"利用煅烧、碱浸、分级及磁重联合再选钒钛磁铁 精矿方法"，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，然后将碱浸滤饼 形成矿浆后给入旋流器进行分级，将分级后的沉砂加水制成矿浆进行磁选，再将磁选尾矿 进行重选，分别得到TFe含量为63%~68%铁精矿、TiO2含量为50%~70%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SiOdP 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；该发明方法中碱耗较高，且碱浸产物钛 酸钠或钛酸钾的产率小于80kg/T原矿，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】
[0008] 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、分级及磁重再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 尚，提尚了入炉如铁品位，减少进入尚炉Ti02、S、Si、Al等杂质的含量，提尚尚炉利用系数， 减少高炉渣的排放量，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。
[0009] 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、分级及磁重再选钒钛磁铁精矿方法，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) 分级 将步骤2)中碱浸滤饼B加水，形成质量浓度20%~25%的矿浆给入旋流器进行分级， 分级出沉砂C和溢流Y ; 4) 磁重再选 将步骤3)中的沉砂C加水制成质量浓度30%~34%的矿浆进行磁选，分别得磁选精矿 D和磁选尾矿E ; 再将磁选尾矿E加水制成质量浓度36%~41%的矿浆进行重选，分别得重选精矿F和 重选尾矿G，所述的磁选精矿D为TFe含量范围为63%~69%的最终铁精矿，重选精矿F与 溢流Y合并为TiO2含量范围为50%~72%的最终钛精矿，重选尾矿G为SiO 2含量范围为 50%~58%的最终尾矿。
[0010] 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。
[0011] 所述的氧化剂为〇2或H 202，所述的02加入量为20~120psi、H 202加入量为 50~200kg/t 给矿。
[0012] 所述的磁选采用0. 12T~0. 15T的筒式磁选机进行磁选。
[0013] 所述的磁选采用0· 03T~0· 05T的磁力脱水槽进行磁选。
[0014] 所述的磁选分别采用0· 12T~0· 15T的筒式磁选机和0· 03T~0· 05T磁力脱水槽 进行两段磁选。
[0015] 所述的重选采用0 0. 6~0 1. 2米的螺旋溜槽进行重选。
[0016] 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。
[0017] 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%、Al203>7%，钒钛磁铁精矿中Si0 2〈6%、Al203〈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、A1203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。比未通入氧气的碱浸消耗的碱量降低了 10kg/t精矿；O2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。
[0018] 另外，该方法中氧化碱浸的反应产物为钛酸钠或钛酸钾，钛酸钠或钛酸钾的产率 大于100kg/T原矿，钛酸钠或钛酸钾存在于最终产物钛精矿中，由扫描电镜观察钛精矿的 显微结构可知有大量晶须，如图3、4、5所示。钛酸钾和钛酸钠的晶须具有优异的性质和广 泛的应用，主要的实用特征与性能为：具有优良的显微增强和填充能力；优异的耐磨损及 摩擦滑动性能；优良的表面平滑性及高的尺寸精度和稳定性；成型性能好，对加工设备和 模具磨损小；钛酸钾晶须的市场价位6. 5~15万/吨。钛酸钾和钛酸钠还广泛用于药芯焊 丝、不锈钢焊条、低氢焊条、交直流两用焊条。作为焊条添加剂，钛酸钠的市场价位1. 8万/ 吨，该方法有效提高了 TiO2资源综合利用率。
[0019] 旋流器按矿物的粒度和比重分级，氧化碱浸后生成的钛化合物比铁矿物的粒度 细，比重小，钛、铁的比重差异较大，实现了钛、铁的有效分离。
[0020] 再加上磁重联合选矿，使铁精矿品位由50%~55%提高到63%~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，Al2O3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TiO2含量为50%~72%的钛精矿。
[0021] 本发明综合运用煅烧、氧化碱浸、分级及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法，实现 了钒钛磁铁精矿中钛、铁高效分离，减少了进入高炉的Ti02、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】
[0022] 图1是本发明工艺流程图。
[0023] 图2是本发明采用两段磁选的工艺流程图。
[0024] 图3为钛精矿的扫描电镜观察钛精矿的显微结构照片（X10000 )。
[0025] 图4为钛精矿的扫描电镜观察钛精矿的显微结构照片（X5000 )。
[0026] 图5为钛精矿的扫描电镜观察钛精矿的显微结构照片（X2000 )。
【具体实施方式】
[0027] 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。
[0028] 实施例1 : 1) 煅烧 将TFe含量为50. 1%，TiO2含量为14. 9%，SiO2含量为3. 67%、Al 203含量为4. 49%、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，其化学反应式为： CaO+ Tip. In ft CaTiO. 2) 氧化碱浸 将步骤1)中的煅烧产品A置于质量浓度为16%的NaOH碱溶液中，通入23psi的O2，然 后在220°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47. 4 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 * 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 顧^ Na2O · (SiO2) t I + H 20 3FeS2+6Na0H 舾熟 3FeS I +Na2S03+2Na2S+3H20 4FeS2 + ll〇2M=*=2Fe2〇3 + 8S02 4Fe0+02 遍熟 2Fe203 2S02+02+4Na0H 顧熟 2Na2S04+ 2H20 3) 分级 将步骤2)中碱浸滤饼B加水，形成质量浓度20%的矿浆给入旋流器进行分级，分级出 沉砂C和溢流Y ; 4) 磁重联合选矿 将步骤3)中的沉砂C加水制成质量浓度31%的矿浆给入场强为0. 13T筒式磁选机进 行磁选，得到磁选精矿D和磁选尾矿E ; 再将磁选尾矿E加水制成质量浓度36%的矿浆进行重选，分别得重选精矿F和重选尾 矿G，所述的磁选精矿D为TFe含量为63. 1%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 62%、Al 203含量为1. 33%、S含量为0. 02% ;重选精矿F与溢流Y合并为TiO2含量为50. 6%的最终钛精 矿，重选尾矿G为SiO2含量为52. 9%的最终尾矿。
[0029] 该方法中氧化碱浸的反应产物为钛酸钠，钛酸钠的产率大于100kg/T原矿，钛酸 钠存在于最终产物钛精矿中，由扫描电镜观察钛精矿的显微结构可知有大量晶须，如图3 所示。
[0030] 实施例2 : 1) 煅烧 将TFe含量为53. 4%，TiO2含量为11. 5%，SiO2含量为3. 58%、A1 203含量为5. 49%、S含 量0. 73%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 11的比例加入CaO,在1000°C的温度下进行煅烧45 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)中的煅烧产品A置于质量浓度为11%的NaOH碱溶液中，通入43psi的O2，然 后在280°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45. I 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) 分级 将步骤2)中碱浸滤饼B加水，形成质量浓度21%的矿浆给入旋流器进行分级，分级出 沉砂C和溢流Y ; 4) 磁重联合选矿 将步骤3)中的沉砂C加水制成质量浓度30%的矿浆给入场强为0. 13T筒式磁选机进 行磁选，得到磁选精矿D和磁选尾矿E ; 再将磁选尾矿E加水制成质量浓度37%的矿浆进行重选，分别得重选精矿F和重选尾 矿G，所述的磁选精矿D为TFe含量为65. 6%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 46%、Al 203含量为1. 39%、S含量为0. 01% ;重选精矿F与溢流Y合并为TiO2含量为52. 7%的最终钛精 矿，重选尾矿G为SiO2含量为50. 4%的最终尾矿。
[0031] 该方法中氧化碱浸的反应产物为钛酸钠，钛精矿的显微结构特征如同图3所示。
[0032] 实施例3 : 1) 煅烧 将TFe含量为51. 3%，TiO2含量为13. 8%，SiO2含量为3. 73%、A1 203含量为5. 16%、S含 量0. 66%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 11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)中的煅烧产品A置于质量浓度为29%的NaOH碱溶液中，加入58kg/^矿的 H2O2，然后在240°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， NaOH消耗量42. 6kg/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 如熟 HiFe2O3 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 .迦* 2NaA102 + H2O tSi02+2Na0H ^JsNa2O · (SiO2) t I + H 20 3FeS2+6Na0H 顧熟 3FeS I +Na2S03+2Na2S+3H20 2FeS2 + IIH2O2 Fe2O3 +4S02+ IlH2O 2Fe0+H202 Λ * Fe2O3 + H2O S02+H2〇2+2NaOH 加熟 Na2SO4+ 2H20 3) 分级 将步骤2)中碱浸滤饼B加水，形成质量浓度22%的矿浆给入旋流器进行分级，分级出 沉砂C和溢流Y ; 4) 磁重联合选矿 将步骤3)中的沉砂C加水制成质量浓度31%的矿浆给入场强为0. 03T磁力脱水槽进 行磁选，得到磁选精矿D和磁选尾矿E ; 再将磁选尾矿E加水制成质量浓度38%的矿浆进行重选，分别得重选精矿F和重选尾 矿G，所述的磁选精矿D为TFe含量为64. 4%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 36%、Al 203含量为1. 32%、S含量为0. 01% ;重选精矿F与溢流Y合并为TiO2含量为63. 5%的最终钛精 矿，重选尾矿G为SiO2含量为53. 1%的最终尾矿。
[0033] 该方法中氧化碱浸的反应产物为钛酸钠，钛精矿的显微结构特征如同图3所示。
[0034] 实施例4 : 1) 煅烧 将TFe含量为54. 7%，TiO2含量为10. 3%，SiO2含量为3. 58%、A1 203含量为5. 15%、S含 量0. 68%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 12的比例加入CaO,在1300°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)中的煅烧产品A置于质量浓度为49%的NaOH碱溶液中，通入115psi的02， 然后在330°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46. 2kg/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) 分级 将步骤2)中碱浸滤饼B加水，形成质量浓度23%的矿浆给入旋流器进行分级，分级出 沉砂C和溢流Y ; 4) 磁重联合选矿 将步骤3)中的沉砂C加水制成质量浓度32%的矿浆给入场强为0. 05T磁力脱水槽进 行磁选，得到磁选精矿D和磁选尾矿E ; 再将磁选尾矿E加水制成质量浓度39%的矿浆进行重选，分别得重选精矿F和重选尾 矿G，所述的磁选精矿D为TFe含量为67. 2%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 38%、Al 203含量为1. 21%、S含量为0. 01% ;重选精矿F与溢流Y合并为TiO2含量为66. 9%的最终钛精 矿，重选尾矿G为SiO2含量为54. 2%的最终尾矿。
[0035] 该方法中氧化碱浸的反应产物为钛酸钠，钛精矿的显微结构特征如同图3所示。
[0036] 实施例5 : 1) 煅烧 将TFe含量为52. 7%，TiO2含量为13. 1%，SiO2含量为3. 52%、A1 203含量为5. 30%、S含 量0. 77%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 15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)中的煅烧产品A置于质量浓度为35%的KOH碱溶液中，通入89psi的O2，然 后在260°C的温度下碱浸反应1.0 小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼B，KOH消耗 量43. Okg/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 如熟 2mFe203 I +4K 20 · (TiO2)m 丨 +4H 20 m 彡 1 PFe3O4 · q (FeO · TiO2) +2rK0H加熟 pFe304 I +qFeO I + (K2O)r* (TiO2)q I +rH20 Al2〇3+2KOH 詹熟 2KA102 + H2O tSi02+2K0H 加熟 LO · (SiO2) t I + H2O 3FeS2+6K0H 如熟 3FeS I +K2S03+2K2S+3H20 4FeS2 + 1102*ft=2Fe203 + 8S02 4Fe0+02 加熟 2Fe203 2S02+02+4K0H 伽熟 2K2S04+ 2H20 3) 分级 将步骤2)中碱浸滤饼B加水，形成质量浓度24%的矿浆给入旋流器进行分级，分级出 沉砂C和溢流Y ; 4) 磁重联合选矿 将步骤3)中的沉砂C加水制成质量浓度33%的矿浆给入场强为0. 05T磁力脱水槽进 行磁选，得到磁选精矿D和磁选尾矿E ; 再将磁选尾矿E加水制成质量浓度39%的矿浆进行重选，分别得重选精矿F和重选尾 矿G，所述的磁选精矿D为TFe含量为68. 0%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 39%、Al2O3含量为1. 30%、S含量为0. 01% ;重选精矿F与溢流Y合并为TiO2含量为68. 8%的最终钛精 矿，重选尾矿G为SiO2含量为56. 3%的最终尾矿。
[0037] 该方法中氧化碱浸的反应产物为钛酸钾，钛酸钾的产率大于100kg/T原矿，钛酸 钾存在于最终产物钛精矿中，由扫描电镜观察钛精矿的显微结构可知有大量晶须，如图4 所示。
[0038] 实施例6 : 如图2所示。
[0039] 1)煅烧 将TFe含量为53. 3%，TiO2含量为11. 6%，SiO2含量为4. 05%、A1 203含量为4. 40%、S含 量0. 57%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 18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，其化学反应式同实施例1 ; 2)氧化碱浸 将步骤1)中的煅烧产品A置于质量浓度为25%的KOH碱溶液中，加入94kg/t纟說的H2O2， 然后在310°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，KOH消 耗量35. 8kg/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 加熟 HiFe2O3 I +2K 20 · (TiO2)mI + (m+2) H 20 m ^ 1 PFe3O4 · q (FeO · TiO2) +2rK0H加熟 pFe304 I +qFeO I + (K2O)r* (TiO2)q I +rH20 Α12〇3+2ΚΟΗ 2KA102 + H2O tSi02+2K0H 遍熟 ILO · (SiO2) t I + H 20 3FeS2+6K0H 遍,3FeS 丨 +K2S03+2K2S+3H20 2FeS2 + IIHA-I* Fe2O3 +4S02+ IlH2O 2Fe0+H202 Λ * Fe2O3 + H2O S02+H202+2K0H 加熟 K2SO4+ 2Η20 3) 分级 将步骤2)中碱浸滤饼B加水，形成质量浓度25%的矿浆给入旋流器进行分级，分级出 沉砂C和溢流Y ; 4) 磁重联合选矿 将步骤3)中的沉砂C加水制成质量浓度32%的矿浆给入场强为0. 05Τ磁力脱水槽进 行磁选，得到一段磁选精矿Dl和一段磁选尾矿El ;将一段磁选精矿Dl给入场强为0. 13Τ筒 式磁选机进行二段磁选，得到二段磁选精矿D2和二段磁选尾矿Ε2 ;将两段磁选尾矿El与 Ε2合并加水制成质量浓度40%的矿浆进行重选，分别得重选精矿F和重选尾矿G，所述的二 段磁选精矿D2为TFe含量为68. 5%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 30%、Al2O3含量为 I. 40%、S含量为0. 01% ;重选精矿F与溢流Y合并为TiO2含量为71. 6%的最终钛精矿，重选 尾矿G为SiO2含量为57. 7%的最终尾矿。
[0040] 该方法中氧化碱浸的反应产物为钛酸钾，钛精矿的显微结构特征如同图4所示。
[0041] 实施例7: 如图2所示。
[0042] 1)煅烧 将TFe含量为54. 2%，TiO2含量为11. 0%，SiO2含量为3. 82%、A1 203含量为4. 63%、S含 量0.56%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0.2的比例加入CaO,在1150 °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)中的煅烧产品A置于NaOH质量浓度为21%和KOH质量浓度为6%的混合碱 溶液中，通入IlOpsi的O2，然后在300°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15. 6kg/t给矿、KOH消耗量18. 4kg/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) 分级 将步骤2)中碱浸滤饼B加水，形成质量浓度25%的矿浆给入旋流器进行分级，分级出 沉砂C和溢流Y ; 4) 磁重联合选矿 将步骤3)中的沉砂C加水制成质量浓度31%的矿浆给入场强为0. 05T磁力脱水槽进 行磁选，得到一段磁选精矿Dl和一段磁选尾矿El ;将一段磁选精矿Dl给入场强为0. 13T筒 式磁选机进行二段磁选，得到二段磁选精矿D2和二段磁选尾矿E2 ;将两段磁选尾矿El与 E2合并加水制成质量浓度41%的矿浆进行重选，分别得重选精矿F和重选尾矿G，所述的二 段磁选精矿D2为TFe含量为69. 0%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 35%、Al 203含量为 I. 30%、S含量为0. 01% ;重选精矿F与溢流Y合并为TiO2含量为70. 8%的最终钛精矿，重选 尾矿G为SiO2含量为57. 3%的最终尾矿。
[0043] 该方法中氧化碱浸的反应产物为钛酸钾和钛酸钠的混合物，钛酸钾和钛酸钠的总 产率大于l〇〇kg/T原矿，钛酸钾和钛酸钠存在于最终产物钛精矿中，由扫描电镜观察钛精 矿的显微结构可知有大量晶须，如图5所示。
[0044] 实施例8 : 如图2所示。
[0045] 1)煅烧 将TFe含量为53. 8%，TiO2含量为11. 5%，SiO2含量为4. 02%、A1 203含量为4. 68%、S含 量0. 59%的钒钛磁铁精矿，按重量1:0. 18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)中的煅烧产品A置于NaOH质量浓度为24%和KOH质量浓度为5%的混合碱 溶液中，加入193kg/t纟^的H2O2，然后在300°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20. 2kg/t给矿、KOH消耗量15. 6kg/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) 分级 将步骤2)中碱浸滤饼B加水，形成质量浓度25%的矿浆给入旋流器进行分级，分级出 沉砂C和溢流Y ; 4) 磁重联合选矿 将步骤3)中的沉砂C加水制成质量浓度31%的矿浆给入场强为0. 05T磁力脱水槽进 行磁选，得到一段磁选精矿Dl和一段磁选尾矿El ;将一段磁选精矿Dl给入场强为0. 13T筒 式磁选机进行二段磁选，得到二段磁选精矿D2和二段磁选尾矿E2 ;将两段磁选尾矿El与 E2合并加水制成质量浓度41%的矿浆进行重选，分别得重选精矿F和重选尾矿G，所述的二 段磁选精矿D2为TFe含量为68. 2%的最终铁精矿，其中SiO2含量为0. 52%、Al 203含量为 I. 33%、S含量为0. 01% ;重选精矿F与溢流Y合并为TiO2含量为69. 6%的最终钛精矿，重选 尾矿G为SiO2含量为56. 8%的最终尾矿。
[0046] 该方法中氧化碱浸的反应产物为钛酸钾和钛酸钠，钛精矿的显微结构特征如同图 5所示。
【主权项】
1. 一种利用煅烧、氧化碱浸、分级及磁重再选钒钛磁铁精矿方法，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) 分级 将步骤2)中碱浸滤饼B加水，形成质量浓度20%~25%的矿浆给入旋流器进行分级， 分级出沉砂C和溢流Y; 4) 磁重联合选矿 将步骤3)中的沉砂C加水制成质量浓度30%~34%的矿浆进行磁选，分别得磁选精矿D和磁选尾矿E; 再将磁选尾矿E加水制成质量浓度36%~41%的矿浆进行重选，分别得重选精矿F和 重选尾矿G，所述的磁选精矿D为TFe含量范围为63%~69%的最终铁精矿，重选精矿F与 溢流Y合并为TiO2含量范围为50%~72%的最终钛精矿，重选尾矿G为SiO2含量范围为 50%~58%的最终尾矿。2. 根据权利要求1所述的利用煅烧、氧化碱浸、分级及磁重再选钒钛磁铁精矿方法，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、分级及磁重再选钒钛磁铁精矿方 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、分级及磁重再选钒钛磁铁精矿方法，其 特征在于所述的磁选采用0. 12T~0. 15T的筒式磁选机进行磁选。5. 根据权利要求1所述的利用煅烧、氧化碱浸、分级及磁重再选钒钛磁铁精矿方法，其 特征在于所述的磁选采用0. 03T~0. 05T的磁力脱水槽进行磁选。6. 根据权利要求1所述的利用煅烧、氧化碱浸、分级及磁重再选钒钛磁铁精矿方法，其 特征在于所述的磁选分别采用0. 12T~0. 15T的筒式磁选机和0. 03T~0. 05T磁力脱水槽 进行两段磁选。7. 根据权利要求1所述的利用煅烧、氧化碱浸、分级及磁重再选钒钛磁铁精矿方法，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、分级及磁重再选钒钛磁铁精矿方法，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进行分级及磁重再选。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63%～69%的铁精矿和TiO2含量为50%～72%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】B03B1/04, C22B3/12, B03B1/00, B03B7/00
【公开号】CN104888937
【申请号】CN201510320336
【发明人】邓鹏宏, 巴红, 王忠红, 朱大鹏, 赵亮, 李肃, 全名巍, 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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