利用氧化碱浸、脱泥再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，尤其涉及一种利用氧化碱浸、脱泥再 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（Fe30 4)与客晶矿【钛铁晶石2Fe0*Ti 0 2、钛铁矿Fe0 ?Ti0 2、铝镁尖晶石（Mg，Fe) (Al，Fe)20 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。
[0003] 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Ti0 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〇1^6110 3*1^630 4)中，约40%的钛赋 存于钛铁矿（FeTi0 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（Ti0 2含量达22%以上） 形成玻璃体，Ti0 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，Ti02回收效率不高，钒钛磁铁矿原矿经过选矿分离后，约54%的Ti02 进入铁精矿，这些Ti02经高炉冶炼后几乎全部进入渣相，形成TiO2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、 A1203、CaO、MgO等脉石矿物含量高，碱浸的过程将优先发生在Si02、A1203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] CN201410166087.X公开了一种"利用碱浸、脱泥再选钒钛磁铁精矿的方法"，该发 明将钒钛磁铁精矿置于碱溶液中，碱浸反应0. 5~5小时，然后将碱浸滤饼形成矿浆后进 行脱泥，分别得到TFe含量为60%~68%的铁精矿，Ti02含量范围为40%~50%的钛精矿。 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260~370°C 温度下反应〇. 5~5小时，化学反应温度较高，时间较长，且反应后SiOjPTiO2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；该发明方法中消耗的碱量高达 100kg/t精矿，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】
[0007] 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、工艺简单，且操作性好的 利用氧化碱浸、脱泥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、A1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，同时提高1102资源综合利用率，减少环境污染。
[0008] 为了实现本发明的目的，本发明的技术方案是这样实现的： 本发明的一种利用氧化碱浸、脱泥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%，SiO2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)中的氧化碱浸滤饼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;所述的沉砂B为TFe含量范围为62%~70%的最终铁精矿，所述 的溢流C为Ti02含量范围为40%~50%的最终钛精矿。
[0009] 所述的碱溶液为NaOH水溶液、K0H水溶液或NaOH和K0H混合水溶液中的任意一 种。
[0010] 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。
[0011] 所述的脱泥作业采用纟3~5米的脱泥斗进行脱泥作业。
[0012] 本发明的优点是： 氧化碱浸的过程对钒钛磁铁精矿中Ti、S、Si、A1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 A1 203的含量远远高于钒钛磁铁精矿中SiOjP A1 203含量，其中钛铁矿原矿中 Si02>20%、Al203>7%，钒钛磁铁精矿中Si02〈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Si02、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，同时〇2的引入使含S化合物氧化，氧化了FeTi03，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，用NaOH氧化碱浸时，本发明 消耗的碱量小于90kg/t精矿，比碱浸原矿消耗的碱量469kg/t原矿降低了5. 2倍以上，比 未通入〇2的碱浸消耗的碱量降低了l〇kg/t精矿；同时，02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。
[0013] 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和3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Ti02资源综合利用率。
[0014] 脱泥过程按矿物的粒度和比重分级，氧化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。加上脱泥使铁精矿品位由 50%~55%提高到62%~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，A1 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Ti02含量为40%~50%的钛精矿。
[0015] 本发明综合运用氧化碱浸、脱泥的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】
[0016] 图1是本发明工艺流程图。
[0017] 图2为钛精矿的扫描电镜观察钛精矿的显微结构照片（X10000 )。
[0018] 图3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】
[0019] 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。
[0020] 实施例1 : 1) 氧化碱浸 将TFe含量为53. 9%，Ti02含量为11. 0%，SiO2含量为3. 49%、A1 203含量为4. 13%、S含 量0. 65%的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为25%的NaOH碱溶液中，通入26psi的02，然后在 220°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 81. 6kg/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加熟2mFe203 丨 +4Na20 ? (TiO上丨 +4H20m彡 1 pFe304 ?q(FeO?Ti02) +2rNaOH加熟pFe304J,+qFeOI+(Na20)r ? (Ti02)qI+rH20 Al203+2Na0H加熟2NaA102 +H20 tSi02+2Na0H魏氣Na20 ? (Si02)tI+H20 3FeS2+6NaOH加熟3FeSJ, +Na2S03+2Na2S+3H20 4FeS2 + 1102^J=2Fe203 + 8S02 4Fe0+02加熟2Fe203 2S02+02+4Na0H加熟2Na2S04+ 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;所述的沉砂B为TFe含量为64. 1%的最终铁精矿，其中 Si02含量为0. 86%、A1 203含量为1. 45%、S含量为0. 02% ;所述的溢流C为Ti02含量为42. 8% 的最终钛精矿。
[0021] 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。
[0022] 实施例2 : 1) 氧化碱浸 将TFe含量为52. 4%，Ti02含量为12. 6%，Si02含量为3. 75%、A1 203含量为5. 46%、S含 量0. 81%的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为12%的NaOH碱溶液中，通入95psi的02，然后在 330°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 88. 8kg/t给矿