有效地溶解了碱浸后的Ti、Si、Al等含氧酸盐和硫化物，使之与铁精矿 解离。另外由于本发明采用硫酸进行酸洗，反应条件温和，对设备腐蚀小，成本低，更利于工 业化生产。
[0018] 再加上磁重联合选矿，使铁精矿品位由50%~55%提高到66%~69. 5%，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，Al2O3含量由3%~6%降至1.8%以下，TiO 2含量由12%以上降至6%以下；同时，还可 以得到TiO2含量为70%~82%的钛精矿。
[0019] 本发明综合运用氧化碱浸、酸洗及磁重联合选矿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，减少进入高炉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】
[0020] 图1是本发明工艺流程图。
[0021] 图2是本发明采用两段磁选的工艺流程图。
[0022] 图3是本发明采用两磁选的另一个实施例的工艺流程图。
[0023] 图4是本发明采用两磁选的另一个实施例的工艺流程图。
【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： 实施例1 : 如图1所示。
[0025] 1)氧化碱浸 将TFe含量为52. 0%，TiO2含量为13. 8%，SiO2含量为4. 70%、A1 203含量为5. 08%、S含 量0. 79%的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为32%的NaOH碱溶液中，通入76psi的O2，然后在 320°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 79. 0 kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为：
将步骤1)中的碱浸滤饼A加水制成质量固液比为I: 8的矿浆，再置于质量浓度为 8. 5%的&504溶液中，80°C酸洗6分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼B，所述 的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为：
3)磁重联合选矿 将步骤2)中的酸浸滤饼B加水制成质量浓度30%的矿浆给入场强为0. 12T的筒式磁 选机进行磁选，分别得磁选精矿C和磁选尾矿D ; 再将磁选尾矿D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和重选尾矿F，所述的磁选精矿C为TFe含量为66. 5%的最终铁精矿，其中 SiO2含量为0. 55%、Al2O3含量为1. 65%、S含量为0. 02% ;所述的重选精矿E为TiO2含量为 71. 2%的最终钛精矿，重选尾矿F为SiO2含量为58. 3%的最终尾矿。
[0026] 实施例2 : 1) 氧化碱浸 将TFe含量为54. 2%，TiO2含量为11. 0%，SiO2含量为3. 03%、A1 203含量为3. 85%、S含 量0. 58%的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为38%的NaOH碱溶液中，通入120psi的O2，然后 在300°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A，NaOH消耗 量81. 2kg/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) 酸洗 将步骤1)中的碱浸滤饼A加水制成质量固液比为1:6的矿浆，再置于质量浓度为7. 5% 的&504溶液中，70°C酸洗48分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼B，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) 磁重联合选矿 将步骤2)中的酸浸滤饼B加水制成质量浓度31%的矿浆给入场强为0. 03T的磁力脱 水槽进行磁选，分别磁选精矿C和磁选尾矿D ; 再将磁选尾矿D加水制成质量浓度37%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和重选尾矿F，所述的磁选精矿C为TFe含量为67. 2%的最终铁精矿，其中 SiO2含量为0. 46%、Al2O3含量为1. 52%、S含量为0. 02% ;所述的重选精矿E为TiO2含量为 73. 9%的最终钛精矿，重选尾矿F为SiO2含量为58. 7%的最终尾矿。
[0027] 实施例3 : 如图2所示。
[0028] 1)氧化碱浸 将TFe含量为50. 9%，TiO2含量为14. 8%，SiO2含量为4. 05%、Al 203含量为5. 45%、S含 量0. 78%的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为49%的NaOH碱溶液中，加入112kg/t给矿的H2O2, 然后在280°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82. 0 kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为：
2) 酸洗 将步骤1)中的碱浸滤饼A加水制成质量固液比为1: 7. 5的矿浆，再置于质量浓度为 6. 5%的&504溶液中，60 °C酸洗45分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼B，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) 磁重联合选矿 将步骤2)中的酸浸滤饼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Cl和一磁尾Dl ;将一磁精Cl质量浓度32%的矿浆采 用场强为〇. 13T的筒式磁选机进行二段磁选，分别得二磁精C2和二磁尾D2 ; 再将二磁尾D2质量浓度35%的矿浆给入0 1. 2米的螺旋溜槽进行重选，分别得到重选 精矿E和重选尾矿F，所述的二磁精C2为TFe含量为69. 3%的最终铁精矿，其中SiO2含量 为0. 23%、Al2O3含量为1. 15%、S含量为0. 01% ;重选精矿E为TiO2含量为79. 1%的最终钛 精矿，所述的一磁尾Dl和重选尾矿F合并为SiO2含量为57. 5%的最终尾矿。
[0029] 实施例4 : 如图3所示。
[0030] 1)氧化碱浸 将TFe含量为51. 8%，TiO2含量为13. 9%，SiO2含量为3. 35%、A1 203含量为4. 59%、S含 量0. 62%的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为20%的NaOH碱溶液中，通入64psi的O2，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 83.9 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 ; 2) 酸洗 将步骤1)中的碱浸滤饼A加水制成质量固液比为1: 5的矿浆，再置于质量浓度为 5. 5%的&504溶液中，66 °C酸洗28分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼B，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) 磁重联合选矿 将步骤2)中的酸浸滤饼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Cl和一磁尾Dl ;对一磁精Cl质量浓度32%的矿浆采 用场强为〇. 13T的筒式磁选机进行二段磁选，分别得二磁精C2和二磁尾D2 ; 再将二磁尾D2配制成质量浓度35%的矿浆给入0 1. 2米的螺旋溜槽进行重选，分别得 到重选精矿E和重选尾矿F，所述的二磁精C2和重选精矿E合并为TFe含量为68. 1%的最 终铁精矿，其中SiO2含量为0. 28%、A1 203含量为I. 12%、S含量为0. 01% ;重选尾矿F为TiO2 含量为81. 0%的最终钛精矿，所述的一磁尾Dl为SiO2含量为58. 6%最终尾矿。
[0031] 实施例5: 如图4所示。
[0032] 1)氧化碱浸 将 TFe 含量为 53. 3%，TiO2 含量为 11. 9%，SiO2含量为 3. 15%、Al 203含量为 4. 88%、S 含量0. 57%的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为12%的KOH碱溶液中，通入25psi的O2，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，KOH消耗量 83. 6 kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为：
2) 酸洗 将步骤1)中的碱浸滤饼A加水制成质量固液比为1:3的矿浆，再置于质量浓度为4. 8% 的&504溶液中，78°C酸洗20分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼B，所述的滤 液给入回收处理系统，其化学反应式为：
3) 磁重联合选矿 将步骤2 )中的酸浸滤饼B加水形成质量浓度34%的矿浆给入场强为0. 13T的筒式磁 选机进行一段磁选，得到一段磁选精矿Cl和一段磁选尾矿Dl ;再将浓度为31%的一段磁选 精矿Cl用场强为0. 03T的磁力脱水槽进行二段磁选，分别得二段磁选精矿C2和二段磁选 尾矿D2 ; 再将两段磁选尾矿Dl、D2混合后配制成质量浓度为40%混合尾矿给入0 1. 2米的螺旋 溜槽进行重选，分别得重选精矿E和重选尾矿F ; 所述的二段磁选精矿C