利用煅烧、氧化碱浸、脱泥及重选钒钛磁铁精矿的方法_2

文档序号:9267698阅读:来源:国知局
使碱浸反应温度 最低降至220°C,反应时间小于2小时。
[0016]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2、3、4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。
[0017] 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。
[0018] 再加上重选,使铁精矿品位由50%~55%提高到65%~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55%~80%的钛精矿。
[0019] 本发明综合运用煅烧、氧化碱浸、脱泥及重选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Ti0 2、S、Si、A1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为钛精矿的扫描电镜观察钛精矿的显微结构照片(X10000 )。
[0022] 图3为钛精矿的扫描电镜观察钛精矿的显微结构照片(X5000 )。
[0023] 图4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】
[0024] 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。
[0025] 实施例1: 1) 煅烧 将TFe含量为50. 2%,TiO2含量为13. 9%,SiO2含量为3. 43%、A1 203含量为4. 01%、S含 量0. 73%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,其化学反应式为:
2) 氧化碱浸 将步骤1)中的煅烧产品A置于质量浓度为43%的NaOH碱溶液中,通入85psi的O2,然 后在230°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46. I kg/t给矿,所述的滤液给入回收处理系统,其化学反应式为:
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%的矿浆给入纟3. 0米的脱泥斗 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38%的矿浆给入0 1. 2米的螺旋溜槽进行重选, 分别得重选精矿E、重选尾矿F及重选中矿G,重选精矿E为TFe含量为67. 5%的最终铁精 矿,其中SiO2含量为0. 69%、A1 203含量为I. 33%、S含量为0. 01% ;所述的重选尾矿F为SiO2 含量为56. 3%的最终尾矿,所述的重选中矿G与溢流D合并为TiO2含量为74. 6%的最终钛 精矿。
[0026] 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2 所示。
[0027] 实施例2 : 1) 煅烧 将TFe含量为52. 1%,TiO2含量为12. 8%,SiO2含量为3. 49%、A1 203含量为5. 41%、S含 量0. 60%的钒钛磁铁精矿,按重量1:0. 12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13%的NaOH碱溶液中,通入107psi的02, 然后在330°C的温度下碱浸反应2. O小时,将反应物进行过滤,得滤液和碱浸滤饼B,NaOH消 耗量26.4 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) 脱泥 将步骤2)中的碱浸滤饼B加水配制成质量浓度为22%的矿浆给入纟5. 0米的脱泥斗 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36%的矿浆给入0 0. 9米的螺旋溜槽进行重选, 分别得重选精矿E、重选尾矿F及重选中矿G,重选精矿E为TFe含量为66. 9%的最终铁精 矿,其中SiO2含量为0. 83%、A1 203含量为I. 29%、S含量为0. 01% ;所述的重选尾矿F为SiO2 含量为55. 8%的最终尾矿,所述的重选中矿G与溢流D合并为TiO2含量为55. 1%的最终钛 精矿。
[0028] 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2所示。
[0029] 实施例3: 1) 煅烧 将TFe含量为53. 8%,TiO2含量为12. 0%,SiO2含量为4. 41%、A1 203含量为5. 33%、S含 量0. 66%的钒钛磁铁精矿,按重量1:0. 13的比例加入CaO,在800°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置于质量浓度为31%的NaOH碱溶液中,加入78kg/^矿的 H2O2,然后在280°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39. 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:
3) 脱泥 将步骤2)中的碱浸滤饼B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39%的矿浆给入0 0. 6米的螺旋溜槽进行重选, 分别得重选精矿E、重选尾矿F及重选中矿G,重选精矿E为TFe含量为65. 7%的最终铁精 矿,其中SiO2含量为0. 48%、A1 203含量为I. 20%、S含量为0. 01% ;所述的重选尾矿F为SiO2 含量为57. 2%的最终尾矿,所述的重选中矿G与溢流D合并为TiO2含量为72. 3%的最终钛 精矿。
[0030] 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2所示。
[0031] 实施例4: 1) 煅烧 将TFe含量为52. 7%,TiO2含量为13. 5%,SiO2含量为3. 49%、A1 203含量为4. 55%、S含 量0. 58%的钒钛磁铁精矿,按重量1:0. 14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置于质量浓度为41%的NaOH碱溶液中,通入118psi的02, 然后在300°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48.6 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 ; 3) 脱泥 将步骤2)中的碱浸滤饼B加水配制成质量浓度为24%的矿浆给入纟3. 0米的脱泥斗 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40%的矿浆给入0 0. 9米的螺旋溜槽进行重选, 分别得重选精矿E、重选尾矿F及重选中矿G,重选精矿E为TFe含量为68. 3%的最终铁精 矿,其中SiO2含量为0. 45%、A1 203含量为I. 51%、S含量为0. 02% ;所述的重选尾矿F为SiO2 含量为58. 1%的最终尾矿,所述的重选中矿G与溢流D合并为TiO2含量为64. 0%的最终钛 精矿。
[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2所示。
[0033] 实施例5 : 1) 煅烧 将TFe含量为54. 9%,TiO2含量为11. 3%,SiO2含量为4. 08%、Al 203含量为4. 69%、S含 量0. 82%的钒钛磁铁精矿,按重量1:0. 15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)中的煅烧产品A置于质量浓度为23%的KOH碱溶液中,通入72psi的O2,然 后在290°C的温度下碱浸反应30分钟,将反应物进行过滤,得滤液和碱浸滤饼B,KOH消耗 量38. I kg/t给矿,所述的滤液给入回收处
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