D为TFe含量范围为67. 3%的最终铁精矿，其中Si02含量为0. 52%、 A1203含量为1. 69%、S含量为0. 01% ;重选精矿F与溢流C合并为TiO2含量为61. 0%的最终 钛精矿，重选尾矿G为最终尾矿。
[0041] 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l〇〇kg/T原矿，钛酸 钟存在于最终广物钦精矿中，由扫描电镜观察钦精矿的显微结构可知有大量晶须，如图4 所示。
[0042] 实施例6 : 如图2所示。
[0043] 1)氧化碱浸 将TFe含量为54. 8%，Ti02含量为10. 3%，Si02含量为3. 82%、A1 203含量为4. 78%、S含 量0. 68%的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为30%的Κ0Η碱溶液中，加入58kg/t给矿的H202，然 后在280°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Α，Κ0Η消耗 量89. 7kg/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+mH202mFe 203 I +2K 20 · (Ti02)n I +(m+2)H20 m ^ 1 pFe304 *q (Fe0*Ti02) +2rK0HpFe304 I +qFeO I + (K20)r* (Ti02)q| +rH20 A1203+2K0H 2KA10z + H20 tSi02+2K0H K20 · (Si02)t I + H20 3FeS2+6K0H 3FeS I +K2S03+2K2S+3H20 2FeS 2 + llH202Fe203 +4S02+ 11H20 2Fe0+H202Fe20 3 + H20 S〇2+H2〇2+2KOH K2S04+ 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25%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30%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34%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38%的矿浆给入0 0. 9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为TFe含量为68. 2%的最终铁精矿，其 中Si02含量为0. 34%、A1 203含量为1. 28%、S含量为0. 01% ;-磁尾E1和溢流C合并为Ti02 含量为56. 1%的钛精矿，所述的重选尾矿G为最终尾矿。
[0044] 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。
[0045] 实施例7 : 如图2所示。
[0046] 1)氧化碱浸 将TFe含量为50. 2%，Ti02含量为14. 8%，Si02含量为3. 70%、A1 203含量为4. 69%、S含 量0. 63%的钒钛磁铁精矿，置于NaOH质量浓度为22%、K0H质量浓度为7%的混合水溶液中， 通入116psi的02，然后在230°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33. 5kg/t给矿，Κ0Η消耗量47. 6 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 ; 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32%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33%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40%的矿浆给入0 0. 9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为TFe含量为66. 0%的最终铁精矿， 其中Si02含量为0. 53%、A1203含量为1. 33%、S含量为0. 01% ;-磁尾E1和溢流C合并为 Ti02含量为56. 8%的钛精矿，所述的重选尾矿G为最终尾矿。
[0047] 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。
[0048] 实施例8: 如图2所示。
[0049] 1)氧化碱浸 将TFe含量为51. 0%，Ti02含量为13. 8%，Si02含量为4· 10%、A1 203含量为4. 78%、S含 量0. 69%的钒钛磁铁精矿，置于NaOH质量浓度为20%、K0H质量浓度为6%的混合水溶液中， 加入1971^/?^的H202，然后在230°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30. 5kg/t给矿，Κ0Η消耗量45. 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3及实施例6 ; 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32%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33%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39%的矿浆给入0 0. 9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为TFe含量为65. 4%的最终铁精矿，其 中Si02含量为0. 62%、A1203含量为1. 28%、S含量为0. 01% ;-磁尾E1和溢流C合并为TiO2 含量为60. 1%的钛精矿，所述的重选尾矿G为最终尾矿。
[0050] 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。
【主权项】
1. 一种利用氧化碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法，其特征在于包括如 下步骤： 1) 氧化碱浸 将TFe含量范围为50%~55%，Ti02含量范围为10%~15%，Si02含量为3%~6%、A1203 含量为3%~6%、S含量>0. 5%的钒钛磁铁精矿，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，将反应物进行过滤，得滤 液和碱浸滤饼A，所述的滤液给入回收处理系统； 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%~25%的矿浆进行脱泥作业，得 到沉砂B和溢流C; 磁重联合选矿 将步骤2)中的沉砂B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65%~70%的最终铁精矿，重选精矿F与 溢流C合并为Ti02含量范围为50%~70%的最终钛精矿，重选尾矿G为最终尾矿。2. 根据权利要求1所述的利用氧化碱浸、脱泥及磁重联合再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所述的利用氧化碱浸、脱泥及磁重联合再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Η202,所述的02加入量为20~120psi、Η202加入量为 50~200kg/t给矿。4. 根据权利要求1所述的利用氧化碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法， 其特征在于所述的脱泥作业采用纟3~5米的脱泥斗进行脱泥作业。5. 根据权利要求1所述的利用氧化碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法， 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。6. 根据权利要求1所述的利用氧化碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法， 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。7. 根据权利要求1所述的利用氧化碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法， 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。8. 根据权利要求1所述的利用氧化碱浸、脱泥及磁重联合再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氧化碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法，包括如下步骤：将钒钛磁铁精矿置于碱溶液中，加入氧化剂，然后在220℃～330℃的温度下碱浸反应0.5～2小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼A，将浸滤饼A加水配制成矿浆进行脱泥及磁重联合再选作业。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，缩短了反应时间，降低了反应温度、能耗，且选别出TFe含量为65%～70%的铁精矿和TiO2含量为50%～70%的钛精矿，实现了钒钛磁铁精矿钛、铁的高效分离，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】B03C1/30, C22B3/12, B03B7/00
【公开号】CN105296752
【申请号】CN201510320755
【发明人】李之奇, 刘政东, 孟劲松, 文孝廉, 陈巍, 郭客, 刘晓明, 宋仁峰
【申请人】鞍钢集团矿业公司
【公开日】2016年2月3日
【申请日】2015年6月12日