CN103962221A - 利用碱浸、分级及反浮选再选钒钛磁铁精矿的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开一种利用碱浸、分级及反浮选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质量浓度为5～52％的碱溶液中，在280～370℃下碱浸反应0.5～5小时，过滤，得滤液和碱浸滤饼A；将A加水制成质量浓度20％～25％的矿浆给入旋流器进行分级，分级出溢流Y和沉砂B；再将B加水制成质量浓度25～30％的矿浆进行反浮选，分别得到TFe含量为65～69.5％的铁精矿和TiO2含量为55～70％的钛精矿。本发明的优点是：实现了对钒钛磁铁精矿进行高效选别，碱耗低，减少进入高炉Al和Si等杂质含量、尤其是有害杂质TiO2、S的含量，提高高炉利用系数，减少高炉渣的排放量，解决了冶炼过程S含量高，污染严重的问题；同时提高钛资源综合利用率。
Description
技术领域
本发明涉及一种钒钛磁铁精矿的选矿工艺，尤其涉及一种利用碱浸、分级及反浮选再选钒钛磁铁精矿的方法。
背景技术
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(Fe3Ｏ4)与客晶矿【钛铁晶石2FeＯ·TiＯ2、钛铁矿FeＯ·TiＯ2、铝镁尖晶石(Mg,Fe)(Ａl,Fe)2Ｏ4】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。
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
| 元素 | TFe | FeO | mFe | S | Fe2O3 | TiO2 | V2O5 |
| 原矿 | 29.53 | 21.36 | 20.20 | 0.631 | 17.70 | 10.54 | 0.278 |
| 精矿 | 54.01 | 32.42 | 51.16 | 0.574 | 40.97 | 12.67 | 0.61 |
| 元素 | SiO2 | Al2O3 | CaO | MgO | Co | P | As |
| 原矿 | 22.80 | 7.65 | 6.36 | 7.23 | 0.02 | 0.015 | <0.01 |
| 精矿 | 3.21 | 3.30 | 0.98 | 2.90 | 0.02 | 0.008 | <0.010 |
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TiＯ2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(mFeTiＯ3·nFe3Ｏ4)中，约40％的钛赋存于钛铁矿(FeTiＯ3)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(TiＯ2含量达22％以上)形成玻璃体，TiＯ2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。
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，TiO2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。
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TiO212.11％的钒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TiO220.15％的钛精矿。由于该方法是针对钛铁矿原矿而言，原矿SiO2、Al2O3、CaO、MgO等脉石矿物含量高，碱浸的过程将优先发生在SiO2、Al2O3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。
发明内容
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，且操作性好的利用碱浸、分级、反浮选再选钒钛磁铁精矿的方法，实现了对钒钛磁铁精矿中钛、铁进行高效分离，提高了入炉前铁品位，减少进入高炉TiO2、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，同时提高TiO2资源综合利用率，减少环境污染。
为了实现本发明的目的，本发明的技术方案是这样实现的：
本发明的一种利用碱浸、分级及反浮选再选钒钛磁铁精矿的方法，其特征在于包括如下步骤：
1)碱浸
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，置于质量浓度为5％～52％的碱溶液中，在280℃～370℃的温度下碱浸反应0.5～5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)分级
将步骤1)中碱浸滤饼A加水，形成质量浓度20％～25％的矿浆给入旋流器进行分级，分级出沉砂B和溢流Y；
3)反浮选
以H2SO4为钛化合物的活化剂及pH值调整剂，脂肪酸类为捕收剂，柴油为辅助捕收剂进行一粗、一精、二次扫选的反浮选作业，在反浮选作业中，一粗pH值控制在5.0～5.3，一精pH值控制在4.6～5.2，一次扫选、二次扫选均控制pH值在4.5～4.6，具体步骤如下：
将步骤2)中的沉砂B加水配制成质量浓度25％～30％的矿浆，给入反浮选粗选作业，得到粗浮精C和粗浮尾D；
将粗浮精C给入精选作业，进行一次精选得精选精矿E和精选尾矿F，所述的精选精矿E为TFe含量范围为65％～69.5％的最终铁精矿；
将粗浮尾D给入扫选作业，经过两次扫选后得一扫尾G1和一扫精H1；二扫精H2和二扫尾G2，所述的二扫尾G2与溢流Y合并作为TiO2含量范围为55％～70％的最终钛精矿；
各作业的中矿产品精选尾矿F、一扫精H1、二扫精H2顺序返回前一作业。
所述的碱溶液为NaOH或KOH水溶液、NaOH和KOH混合水溶液中的任意一种。本发明的优点是：
本发明的方法综合运用碱浸、分级及反浮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；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3％以下，Al2O3含量由3％～6％降至3％以下，为后续冶炼创造了更好的条件。
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。与钒钛磁铁精矿不同的是，钛铁矿原矿中SiO2含量(>20％)和Al2O3含量(>7％)远远高于钒钛磁铁精矿中SiO2含量(<6％)和Al2O3含量(<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、Al2O3等矿物上，使得碱浸钒钛磁铁精矿比碱浸钛铁原矿碱用量更少，效果更好。例如，用NaOH碱浸时，本发明消耗的碱量小于100kg/t精矿，比碱浸原矿消耗的碱量469kg/t原矿降低了4.6倍以上。
旋流器按矿物的粒度和比重分级，碱浸后生成的钛化合物比铁矿物的粒度细，比重小，钛、铁的比重差异较大，实现了钛、铁的有效分离。
再加上反浮选，使铁精矿品位由50％～55％提高到65％～69.5％，同时铁精矿中含S量小于0.1％，SiO2和Al2O3含量均小于3％，TiO2含量由12％降至6％以下。同时，还可以得到TiO2含量为55％～70％的钛精矿。采用该方法，提高钛的综合利用率。实现了对钛、铁进行有效分离，减少进入高炉TiO2、S、Si、Al等杂质的含量，提高高炉利用系数，减少高炉渣的排放量，降低了炼铁成本，同时提高钛资源综合利用率。
附图说明
图1是本发明工艺流程图。
具体实施方式
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，
1)碱浸
将TFe含量为53.2％，TiO2含量为12.2％，SiO2含量为4.92％、Al2O3含量为4.88％、S含量0.81％的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为25％的NaOH碱溶液中，在360℃的温度下碱浸反应3小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼A，NaOH消耗量82kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为：
2)分级
将步骤1)中碱浸滤饼A加水，形成质量浓度20％的矿浆给入旋流器进行分级，分级出沉砂B和溢流Y。
3)反浮选
以H2SO4为钛化合物的活化剂及pH值调整剂，脂肪酸类为捕收剂，柴油为辅助捕收剂进行一粗、一精、二次扫选的反浮选作业，在反浮选作业中，一粗pH值控制在5.2，一精pH值控制在4.9，一扫、二扫均控制pH值在4.5，具体步骤如下：
将步骤2)中的沉砂B加水配制成质量浓度25％的矿浆，给入反浮选粗选作业，得到粗浮精C和粗浮尾D；
将粗浮精C给入精选作业，进行一次精选得精选精矿E和精选尾矿F，所述的精选精矿E为TFe含量65.7％的铁精矿(SiO2含量为0.36％、Al2O3含量为1.15％、S含量为0.01％)；
将粗浮尾D给入扫选作业，经过两次扫选后得一扫尾G1和一扫精H1；二扫精H2和二扫尾G2，所述的二扫尾G2与溢流Y合并为含TiO267.0％的最终钛精矿；
各作业的中矿产品精选尾矿F、一扫精H1、二扫精H2顺序返回前一作业。实施例2：
1)碱浸
将TFe含量为51.3％，TiO2含量为13.9％，SiO2含量为4.89％、Al2O3含量为4.97％、S含量0.76％的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为15％的NaOH碱溶液中，在310℃的温度下碱浸反应2小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼A，NaOH消耗量81kg/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)分级
将步骤1)中碱浸滤饼A加水，形成质量浓度21％的矿浆给入旋流器进行分级，分级出沉砂B和溢流Y。
3)反浮选
以H2SO4为钛化合物的活化剂及pH值调整剂，脂肪酸类为捕收剂，柴油为辅助捕收剂进行一粗、一精、二次扫选的反浮选作业，在反浮选作业中，一粗pH值控制在5.0，一精pH值控制在4.7，一扫、二扫均控制pH值在4.6，具体步骤如下：
将步骤2)中的沉砂B加水配制成质量浓度27％的矿浆，给入反浮选粗选作业，得到粗浮精C和粗浮尾D；
将粗浮精C给入精选作业，进行一次精选得精选精矿E和精选尾矿F，所述的精选精矿E为TFe含量66.1％的铁精矿(SiO2含量为0.76％、Al2O3含量为1.64％、S含量为0.02％)；
将粗浮尾D给入扫选作业，经过两次扫选后得一扫尾G1和一扫精H1；二扫精H2和二扫尾G2，所述的二扫尾G2与溢流Y合并为含TiO255.9％的最终钛精矿；
各作业的中矿产品精选尾矿F、一扫精H1、二扫精H2顺序返回前一作业。实施例3：
1)碱浸
将TFe含量为52.6％，TiO2含量为12.3％，SiO2含量为4.55％、Al2O3含量为4.68％、S含量0.72％的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为45％的NaOH碱溶液中，在290℃的温度下碱浸反应3小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼A，NaOH消耗量88.5kg/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)分级
将步骤1)中碱浸滤饼A加水，形成质量浓度22％的矿浆给入旋流器进行分级，分级出沉砂B和溢流Y。
3)反浮选
以H2SO4为钛化合物的活化剂及pH值调整剂，脂肪酸类为捕收剂，柴油为辅助捕收剂进行一粗、一精、二次扫选的反浮选作业，在反浮选作业中，一粗pH值控制在5.2，一精pH值控制在5.0，一扫、二扫均控制pH值在4.5，具体步骤如下：
将步骤2)中的沉砂B加水配制成质量浓度25.5％的矿浆，给入反浮选粗选作业，得到粗浮精C和粗浮尾D；
将粗浮精C给入精选作业，进行一次精选得精选精矿E和精选尾矿F，所述的精选精矿E为TFe含量69.1％的铁精矿(SiO2含量为0.31％、Al2O3含量为1.02％、S含量为0.01％)；
将粗浮尾D给入扫选作业，经过两次扫选后得一扫尾G1和一扫精H1；二扫精H2和二扫尾G2，所述的二扫尾G2与溢流Y合并为含TiO255.1％的最终钛精矿；
各作业的中矿产品精选尾矿F、一扫精H1、二扫精H2顺序返回前一作业。实施例4：
1)碱浸
将TFe含量为50.5％，TiO2含量为14.7％，SiO2含量为4.75％、Al2O3含量为4.92％、S含量0.75％的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为50％的NaOH碱溶液中，在370℃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81.5kg/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)分级
将步骤1)中碱浸滤饼A加水，形成质量浓度24％的矿浆给入旋流器进行分级，分级出沉砂B和溢流Y。
3)反浮选
以H2SO4为钛化合物的活化剂及pH值调整剂，脂肪酸类为捕收剂，柴油为辅助捕收剂进行一粗、一精、二次扫选的反浮选作业，在反浮选作业中，一粗pH值控制在5.3，一精pH值控制在5.0，一扫、二扫均控制pH值在4.6，具体步骤如下：
将步骤2)中的沉砂B加水配制成质量浓度28.0％的矿浆，给入反浮选粗选作业，得到粗浮精C和粗浮尾D；
将粗浮精C给入精选作业，进行一次精选得精选精矿E和精选尾矿F，所述的精选精矿E为TFe含量67.4％的铁精矿(SiO2含量为0.42％、Al2O3含量为1.36％、S含量为0.01％)；
将粗浮尾D给入扫选作业，经过两次扫选后得一扫尾G1和一扫精H1；二扫精H2和二扫尾G2，所述的二扫尾G2与溢流Y合并为含TiO260.5％的最终钛精矿；
各作业的中矿产品精选尾矿F、一扫精H1、二扫精H2顺序返回前一作业。实施例5：
1)碱浸
将TFe含量为52.1％，TiO2含量为12.6％，SiO2含量为3.94％、Al2O3含量为4.68％、S含量0.73％的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为35％的KOH碱溶液中，在280℃的温度下碱浸反应3小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼A，KOH消耗量83.4kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为：
2)分级
将步骤1)中碱浸滤饼A加水，形成质量浓度20％的矿浆给入旋流器进行分级，分级出沉砂B和溢流Y。
3)反浮选
以H2SO4为钛化合物的活化剂及pH值调整剂，脂肪酸类为捕收剂，柴油为辅助捕收剂进行一粗、一精、二扫的反浮选作业，在反浮选作业中，一粗pH值控制在5.3，一精pH值控制在5.0，一扫、二扫均控制pH值在4.6，具体步骤如下：
将步骤2)中的沉砂B加水配制成质量浓度29.0％的矿浆，给入反浮选粗选作业，得到粗浮精C和粗浮尾D；
将粗浮精C给入精选作业，进行一次精选得精选精矿E和精选尾矿F，所述的精选精矿E为TFe含量68.2％的铁精矿(SiO2含量为0.49％、Al2O3含量为1.57％、S含量为0.01％)；
将粗浮尾D给入扫选作业，经过两次扫选后得一扫尾G1和一扫精H1；二扫精H2和二扫尾G2，所述的二扫尾G2与溢流Y合并为含TiO269.3％的最终钛精矿；
各作业的中矿产品精选尾矿F、一扫精H1、二扫精H2顺序返回前一作业。实施例6：
1)碱浸
将TFe含量为54.3％，TiO2含量为10.7％，SiO2含量为3.57％、Al2O3含量为4.44％、S含量0.68％的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为50％的KOH碱溶液中，在360℃的温度下碱浸反应1.0小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼A，KOH消耗量80.5kg/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5。
2)分级
将步骤1)中碱浸滤饼A加水，形成质量浓度25％的矿浆给入旋流器进行分级，分级出沉砂B和溢流Y。
3)反浮选
以H2SO4为钛化合物的活化剂及pH值调整剂，脂肪酸类为捕收剂，柴油为辅助捕收剂进行一粗、一精、二扫的反浮选作业，在反浮选作业中，一粗pH值控制在5.2，一精pH值控制在4.9，一扫、二扫均控制pH值在4.5，具体步骤如下：
将步骤2)中的沉砂B加水配制成质量浓度30.5％的矿浆，给入反浮选粗选作业，得到粗浮精C和粗浮尾D；
将粗浮精C给入精选作业，进行一次精选得精选精矿E和精选尾矿F，所述的精选精矿E为TFe含量69.3％的铁精矿(SiO2含量为0.37％、Al2O3含量为1.18％、S含量为0.01％)；
将粗浮尾D给入扫选作业，经过两次扫选后得一扫尾G1和一扫精H1；二扫精H2和二扫尾G2，所述的二扫尾G2与溢流Y合并为含TiO263.6％的最终钛精矿；
各作业的中矿产品精选尾矿F、一扫精H1、二扫精H2顺序返回前一作业。实施例7：
1)碱浸
将TFe含量为53.3％，TiO2含量为12.7％，SiO2含量为3.67％、Al2O3含量为4.66％、S含量0.75％的钒钛磁铁精矿，置于NaOH质量浓度为25％、KOH质量浓度为6％的碱溶液中，在290℃的温度下碱浸反应3.0小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼A，NaOH消耗量30kg/t给矿，KOH消耗量52kg/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)分级
将步骤1)中碱浸滤饼A加水，形成质量浓度25％的矿浆给入旋流器进行分级，分级出沉砂B和溢流Y。
3)反浮选
以H2SO4为钛化合物的活化剂及pH值调整剂，脂肪酸类为捕收剂，柴油为辅助捕收剂进行一粗、一精、二扫的反浮选作业，在反浮选作业中，一粗pH值控制在5.1，一精pH值控制在5.1，一扫、二扫均控制pH值在4.5，具体步骤如下：
将步骤2)中的沉砂B加水配制成质量浓度31％的矿浆，给入反浮选粗选作业，得到粗浮精C和粗浮尾D；
将粗浮精C给入精选作业，进行一次精选得精选精矿E和精选尾矿F，所述的精选精矿E为TFe含量68.6％的铁精矿(SiO2含量为0.32％、Al2O3含量为1.31％、S含量为0.01％)；
将粗浮尾D给入扫选作业，经过两次扫选后得一扫尾G1和一扫精H1；二扫精H2和二扫尾G2，所述的二扫尾G2与溢流Y合并为含TiO263.8％的最终钛精矿；
各作业的中矿产品精选尾矿F、一扫精H1、二扫精H2顺序返回前一作业。
Claims (2)
1.一种利用碱浸、分级及反浮选再选钒钛磁铁精矿的方法，其特征在于包括如下步骤：
1)碱浸
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，置于质量浓度为5％～52％的碱溶液中，在280℃～370℃的温度下碱浸反应0.5～5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)分级
将步骤1)中碱浸滤饼A加水，形成质量浓度20％～25％的矿浆给入旋流器进行分级，分级出沉砂B和溢流Y；
3)反浮选
以H2SO4为钛化合物的活化剂及pH值调整剂，脂肪酸类为捕收剂，柴油为辅助捕收剂进行一粗、一精、二次扫选的反浮选作业，在反浮选作业中，一粗pH值控制在5.0～5.3，一精pH值控制在4.6～5.2，一次扫选、二次扫选均控制pH值在4.5～4.6，具体步骤如下：
将步骤2)中的沉砂B加水配制成质量浓度25％～30％的矿浆，给入反浮选粗选作业，得到粗浮精C和粗浮尾D；
将粗浮精C给入精选作业，进行一次精选得精选精矿E和精选尾矿F，所述的精选精矿E作为TFe含量为65％～69.5％的最终铁精矿；
将粗浮尾D给入扫选作业，经过两次扫选后得一扫尾G1和一扫精H1；二扫精H2和二扫尾G2，所述的二扫尾G2与溢流Y合并为TiO2含量为55％～70％的最终钛精矿；
各作业的中矿产品精选尾矿F、一扫精H1、二扫精H2顺序返回前一作业。
2.根据权利要求1所述的利用碱浸、分级及反浮选再选钒钛磁铁精矿的方法，其特征在于所述的碱溶液为NaOH或KOH水溶液、NaOH和KOH混合水溶液中的任意一种。
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