利用氧化碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法_2

文档序号:9541402阅读:来源:国知局
20] 脱泥过程按矿物的粒度和比重分级,碱浸后生成的钛化合物比磁铁矿物的粒度 细,比重小,钛铁的比重差异较大,实现了钛铁的有效分离。
[0021 ] 再加上磁重联合选矿,使铁精矿品位由50%~55%提高到65%~70%,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%,Si02含量由3%~6%降至1%以 下,A1203含量由3%~6%降至1. 8%以下,Ti02含量由12%以上降至6%以下;同时,还可以 得到Ti02含量为50%~70%的钛精矿。
[0022] 本发明综合运用氧化碱浸、脱泥及磁重联合的选矿方法处理钒钛磁铁精矿,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】
[0023] 图1是本发明工艺流程图。
[0024] 图2是本发明采用两段磁选的工艺流程图。
[0025] 图3为钛精矿的扫描电镜观察钛精矿的显微结构照片(X10000 )。
[0026] 图4为钛精矿的扫描电镜观察钛精矿的显微结构照片(X5000 )。
【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: 实施例1 : 如图1所示。
[0028] 1)氧化碱浸 将TFe含量为51. 1%,Ti02含量为14. 5%,Si02含量为4. 98%、A1 203含量为4. 85%、S含 量0. 82%的钒钛磁铁精矿,置于质量浓度为12%的NaOH碱溶液中,通入99psi的02,然后在 330°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A,NaOH消耗量 83. 7kg/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+m022mFe203 丨 +4Na20 · (Ti02)n 丨 +4H20m彡 1 pFe304*q(Fe0*Ti02) +2rNa0HpFe304I+qFeOI+ (Na20)r· (Ti02)q| +rH20 Al203+2Na0H2NaA102 +H20 tSi02+2Na0HNa20 · (Si02)tI+H20 3FeS2+6NaOH3FeSI+Na2S03+2Na2S+3H20 4FeS2 + 11022Fe203 + 8S02
2) 脱泥 将步骤1)中的碱浸滤饼A加水配制成质量浓度为22%的矿浆给入纟3.0米的脱泥斗 进行脱泥作业,得到沉砂B和溢流C; 3) 磁重联合选矿 将步骤2)中的沉砂B加水制成质量浓度34%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,所述的磁选精矿D为TFe含量为69. 8%的最终铁精矿,其中Si02含量为0. 35%、A1203 含量为1. 22%、S含量为0. 01% ;重选精矿F与溢流C合并为Ti02含量为64. 5%的最终钛精 矿,重选尾矿G为最终尾矿。
[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 : 如图1所示。
[0031] 1)氧化碱浸 将TFe含量为51. 9%,Ti02含量为14. 0%,Si02含量为4. 61%、A1 203含量为4. 92%、S含 量0. 84%的钒钛磁铁精矿,置于质量浓度为7%的NaOH碱溶液中,通入21psi的02,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A,NaOH消耗量 53.8kg/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 ; 2) 脱泥 将步骤1)中的碱浸滤饼A加水配制成质量浓度为21%的矿浆给入纟5.0米的脱泥斗 进行脱泥作业,得到沉砂B和溢流C; 3) 磁重联合选矿 将步骤2)中的沉砂B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65. 5%的最终铁精矿,其中Si02含量为0. 40%、A1203 含量为1. 55%、S含量为0. 02% ;重选精矿F与溢流C合并为Ti02含量为52. 2%的最终钛精 矿,重选尾矿G为最终尾矿。
[0032] 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。
[0033] 实施例3 : 如图1所示。
[0034] 1)氧化碱浸 将TFe含量为52. 5%,Ti02含量为13. 6%,Si02含量为4. 76%、A1 203含量为4. 75%、S含 量0. 83%的钒钛磁铁精矿,置于质量浓度为28%的NaOH碱溶液中,加入89kg/t^矿的H202, 然后在290°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A,NaOH消 耗量85.lkg/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+mH202mFe203I+2Na20 · (Ti02)mI+(m+2)H20m多 1 pFe304*q(Fe0*Ti02) +2rNa0HpFe304I+qFeOI+ (Na20)r· (Ti02)q| +rH20 Al203+2Na0H2NaA102 +H20 tSi02+2Na0HNa20 · (Si02)tI+H20 3FeS2+6Na0H3FeSI+Na2S03+2Na2S+3H20 2FeS2 +llH202Fe203 +4S02+ 11H20 2Fe0+H202Fe203 +H20 S02+H202+2Na0HNa2S04+ 2H20 2) 脱泥 将步骤1)中的碱浸滤饼A加水配制成质量浓度为23%的矿浆给入纟3.0米的脱泥斗 进行脱泥作业,得到沉砂B和溢流C; 3) 磁重联合选矿 将步骤2)中的沉砂B加水制成质量浓度32%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含量范围为66. 9%的最终铁精矿,其中Si02含量为0. 44%、 A1203含量为1. 52%、S含量为0. 02% ;重选精矿F与溢流C合并为Ti02含量为57. 9%的最终 钛精矿,重选尾矿G为最终尾矿。
[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4: 如图2所示。
[0037] 1)氧化碱浸 将TFe含量为53. 4%,Ti02含量为12. 9%,Si02含量为4. 85%、A1 203含量为4. 74%、S含 量0. 85%的钒钛磁铁精矿,置于质量浓度为40%的NaOH碱溶液中,通入78psi的02,然后在 310°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A,NaOH消耗量 77. 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; 2) 脱泥 将步骤1)中的碱浸滤饼A加水配制成质量浓度为24%的矿浆给入纟5.0米的脱泥斗 进行脱泥作业,得到沉砂B和溢流C; 3) 磁重联合选矿 将步骤2)中的沉砂B加水制成质量浓度31%的矿浆给入场强为0. 03T的磁力脱水槽 进行一段磁选,分别得到一磁精D1和一磁尾E1 ;对一磁精D1质量浓度32%的矿衆米用场 强为0. 13T的筒式磁选机进行二段磁选,分别得二磁精D2二磁尾E2 ; 再将二磁尾E2质量浓度41%的矿浆给入0 0. 6米的螺旋溜槽进行重选,分别得到重选 精矿F和重选尾矿G,所述的二磁精D2和重选精矿F合并为TFe含量为68. 7%的最终铁精 矿,其中Si02含量为0. 40%、A1 203含量为1. 31%、S含量为0. 01% ;-磁尾E1和溢流C合并 为Ti02含量为69. 2%的钛精矿,所述的重选尾矿G为最终尾矿。
[0038] 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。
[0039] 实施例5: 如图1所示。
[0040] 1)氧化碱浸 将TFe含量为54. 1%,Ti02含量为11. 0%,SiO2含量为3. 26%、A1 203含量为4. 79%、S含 量0. 64%的钒钛磁铁精矿,置于质量浓度为15%的Κ0Η碱溶液中,通入91psi的02,然后在 265°C的温度下碱浸反应105分钟,将反应物进行过滤,得滤液和碱浸滤饼Α,Κ0Η消耗量 85. 7kg/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+m022mFe203I+4K20 · (Ti02)nI+4H20m彡 1 pFe304*q(Fe0*Ti02) +2rK0HpFe304I+qFeOI+ (K20)r* (Ti02)q| +rH20 A1203+2K0H2KA10z +H20 tSi02+2K0HK20 · (Si02)tI+H20 3FeS2+6K0H3FeSI+K2S03+2K2S+3H20 4FeS2 + 11022Fe203 + 8S02
2) 脱泥 将步骤1)中的碱浸滤饼A加水配制成质量浓度为22%的矿浆给入纟3.0米的脱泥斗 进行脱泥作业,得到沉砂B和溢流C; 3) 磁重联合选矿 将步骤2)中的沉砂B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
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