利用煅烧、氧化碱浸、脱泥及重选钒钛磁铁精矿的方法

文档序号:9267698阅读:570来源:国知局
利用煅烧、氧化碱浸、脱泥及重选钒钛磁铁精矿的方法
【技术领域】
[0001] 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、脱 泥及重选钒钛磁铁精矿的方法。
【背景技术】
[0002] 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。
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OnFeTi 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。
[0004]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。
[0005]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、 A120 3、CaO、MgO等脉石矿物含量高,碱浸的过程将优先发生在Si02、Al2O 3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。
[0006] 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。
[0007] CN201410164174. 1公开了一种"利用煅烧、碱浸、脱泥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,然后将碱浸滤饼 形成矿浆进行脱泥作业,再将脱泥后的沉砂进行重选,分别得到TFe含量为63%~68%铁精 矿、TiO 2含量为50%~75%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;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、脱泥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。
[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、脱泥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) 脱泥 将步骤2)中的碱浸滤饼B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C和溢流D ; 4) 重选 将步骤3)中的沉砂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E、重选尾矿F及重选中矿G,所述的重选精矿E为TFe含量范围为65%~69%的最终铁 精矿,所述的重选尾矿F为SiO 2含量范围为50%~60%的最终尾矿,重选中矿G与溢流D合 并为TiO2含量范围为55%~80%的最终钛精矿。
[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] 所述的脱泥作业采用纟3~5米的脱泥斗进行脱泥作业。
[0013] 所述的重选采用0 0. 6~0 1. 2米的螺旋溜槽进行重选。
[0014] 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。
[0015] 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 10kg/t精矿;同时,02的引入
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