CN103962226A - 利用煅烧、碱浸、酸洗及磁重联合再选钒钛磁铁精矿方法 - Google Patents

利用煅烧、碱浸、酸洗及磁重联合再选钒钛磁铁精矿方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开一种利用煅烧、碱浸、酸洗及磁重联合再选钒钛磁铁精矿方法，包括如下步骤：在钒钛磁铁精矿中按重量1:0.1～0.2的比例加入CaO，在800℃～1400℃的温度下进行煅烧20～60分钟，形成煅烧产品A；将煅烧产品A置于碱溶液中进行碱浸，过滤，得滤液和碱浸滤饼B，将B加水配制成固液质量比为1:1～10的矿浆在H2SO4溶液中酸洗，过滤，得滤液和过滤后的酸浸滤饼C；再将C进行磁选和重选，分别得到TFe含量为65％～69％磁铁精矿和TiO2含量为70％～82％钛精矿，SiO2含量为57～62％的最终尾矿。本发明的优点是：降低了NaOH或KOH消耗量，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、提高高炉利用系数，降低了炼铁成本，同时提高钛资源综合利用率。

Description

利用煅烧、碱浸、酸洗及磁重联合再选钒钛磁铁精矿方法
技术领域
本发明涉及一种钒钛磁铁精矿的选矿工艺，尤其涉及一种利用煅烧、碱浸、酸洗及磁重联合再选钒钛磁铁精矿方法。
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。
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。
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、回收质量和效率高且操作性好的利用碱浸、酸洗及磁重联合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，提高了TiO2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。
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、碱浸、酸洗及磁重联合再选钒钛磁铁精矿方法，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℃～1400℃的温度下进行煅烧20～60分钟，形成煅烧产品A；
2)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，在300℃～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B，所述的滤液给入回收处理系统；
3)酸洗
将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成固液质量比为1:1～10的矿浆，再置于质量浓度为1％～10％的H2SO4溶液中，50～90℃条件下酸洗5～60分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼C，所述的滤液给入回收处理系统；
4)磁重联合选矿
将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度30％～34％的矿浆进行磁选，分别得磁选精矿D和磁选尾矿E；
再将磁选尾矿E加水制成质量浓度36％～41％的矿浆进行重选，分别得重选精矿F和重选尾矿G，所述的磁选精矿D为TFe含量范围为65％～69％的最终铁精矿，重选精矿F为TiO2含量范围为70％～82％的最终钛精矿，重选尾矿G为SiO2含量为57～62％的最终尾矿。
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。
所述的磁选采用0.12T～0.15T的筒式磁选机进行磁选。
所述的磁选采用0.03T～0.05T的磁力脱水槽进行磁选。
所述的磁选分别采用0.12T～0.15T的筒式磁选机和0.03T～0.05T磁力脱水槽进行两段磁选。
所述的重选采用￠0.6～￠1.2米的螺旋溜槽进行重选。
本发明的优点是：
本发明的方法综合运用煅烧、碱浸、酸洗、磁重联合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；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。
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。
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，煅烧后，用NaOH碱浸时，本发明消耗的碱量小于60kg/t精矿，比碱浸原矿消耗的碱量469kg/t原矿降低了7倍以上。
酸洗过程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。
再加上磁重联合选矿，使铁精矿品位由50％～55％提高到65％～69％，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70％～82％的钛精矿。采用该方法实现了对钛、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。
图2是本发明采用两段磁选的工艺流程图。
图3是本发明采用两段磁选的另一个实施例的工艺流程图。
图4是本发明采用两段磁选的另一个实施例的工艺流程图。
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：
如图1所示。
实施例1：
1)煅烧
将TFe含量为52.1％，TiO2含量为13.6％，SiO2含量为4.68％、Al2O3含量为5.01％、S含量0.86％的钒钛磁铁精矿，按重量1:0.1的比例加入CaO，在850℃的温度下进行煅烧55分钟，形成煅烧产品A，其化学反应式为：
2)碱浸
将步骤1)中的煅烧产品A置于质量浓度为30％的NaOH碱溶液中，在350℃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B，NaOH消耗量47kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为：
3)酸洗
将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成质量固液比为1:9的矿浆，再置于质量浓度为8％的H2SO4溶液中，在75℃酸洗的条件下10分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼C，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为：
4)磁重联合选矿
将步骤3)中的酸浸滤饼C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D和磁选尾矿E；
再将磁选尾矿E加水制成质量浓度36％的矿浆给入￠0.9米的螺旋溜槽进行重选，分别得重选精矿F和重选尾矿G，所述的磁选精矿D为TFe含量为65.4％的最终铁精矿(SiO2含量为0.51％、Al2O3含量为1.89％、S含量为0.01％)，所述的重选精矿F为TiO2含量为70.1％的最终钛精矿，重选尾矿G为SiO2含量为59.0％的最终尾矿。
实施例2：
1)煅烧
将TFe含量为54.2％，TiO2含量为11.2％，SiO2含量为3.35％、Al2O3含量为4.28％、S含量0.67％的钒钛磁铁精矿，按重量1:0.1的比例加入CaO，在900℃的温度下进行煅烧50分钟，形成煅烧产品A，其化学反应式同实施例1。
2)碱浸
将步骤1)中的煅烧产品A置于质量浓度为40％的NaOH碱溶液中，在330℃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B，NaOH消耗量46kg/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)酸洗
将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成质量固液比为1:6的矿浆，再置于质量浓度为8％的H2SO4溶液中，在70℃的条件下酸洗35分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼C，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1。
4)磁重联合选矿
将步骤3)中的酸浸滤饼C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，分别得磁选精矿D和磁选尾矿E；
再将磁选尾矿E加水制成质量浓度37％的矿浆给入￠0.6米的螺旋溜槽进行重选，分别得重选精矿F和重选尾矿G，所述的磁选精矿D为TFe含量为65.2％的最终铁精矿(SiO2含量为0.54％、Al2O3含量为1.63％、S含量为0.01％)，所述的重选精矿F为TiO2含量为72.1％的最终钛精矿，重选尾矿G为SiO2含量为59.3％的最终尾矿。
实施例3：
如图2所示。
1)煅烧
将TFe含量为50.8％，TiO2含量为14.9％，SiO2含量为4.02％、Al2O3含量为5.28％、S含量0.74％的钒钛磁铁精矿，按重量1:0.1的比例加入CaO，在950℃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)碱浸
将步骤1)中的煅烧产品A置于质量浓度为50％的NaOH碱溶液中，在325℃的温度下碱浸反应2.5小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼B，NaOH消耗量47kg/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)酸洗
将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成质量固液比为1:7的矿浆，再置于质量浓度为7％的H2SO4溶液中，在65℃酸洗的条件下40分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼C，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1。
4)磁重联合选矿
将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度31％的矿浆给入场强为0.03T的磁力脱水槽进行一段磁选，分别得到一段磁选精矿D1和一段磁选尾矿E1；对一段磁选精矿D1质量浓度32％的矿浆采用场强为0.13T的筒式磁选机进行二段磁选，分别得二段磁选精矿D2和二段磁选尾矿E2；
再将二段磁选矿尾E2加水制成质量浓度36％的矿浆给入￠0.6米的螺旋溜槽进行重选，分别得重选精矿F和重选尾矿G，所述的二段磁选精矿D2为TFe含量为68.1％的最终铁精矿(SiO2含量为0.32％、Al2O3含量为1.19％、S含量为0.01％)，所述的重选精矿F为TiO2含量为77.9％的最终钛精矿，所述的一段磁选尾矿E1和重选尾矿G合并为SiO2含量为58.0％的最终尾矿。
实施例4：
如图3所示。
1)煅烧
将TFe含量为51.0％，TiO2含量为13.9％，SiO2含量为3.24％、Al2O3含量为4.62％、S含量0.81％的钒钛磁铁精矿，按重量1:0.15的比例加入CaO，在1150℃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)碱浸
将步骤1)中的煅烧产品A置于质量浓度为20％的NaOH碱溶液中，在320℃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B，NaOH消耗量48kg/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)酸洗
将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成质量固液比为1:6的矿浆，再置于质量浓度为7％的H2SO4溶液中，在70℃的条件下酸洗40分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼C，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1。
4)磁重联合选矿
将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度31％的矿浆给入场强为0.03T的磁力脱水槽进行一段磁选，分别得到一段磁选精矿D1和一段磁选尾矿E1；对一段磁选精矿D1质量浓度32％的矿浆采用场强为0.13T的筒式磁选机进行二段磁选，分别得二段磁选精矿D2和二段磁选尾矿E2；
再将二段磁选尾矿E2加水制成质量浓度36％的矿浆给入￠1.2米的螺旋溜槽进行重选，分别得重选精矿F和重选尾矿G，所述的二段磁选精矿D2与重选精矿F合并为TFe含量为66.4％的最终铁精矿(SiO2含量为0.35％、Al2O3含量为1.21％、S含量为0.01％)，所述的重选尾矿G为TiO2含量为81.0％的最终钛精矿，所述的一段磁选尾矿E1为SiO2含量为58.6％的最终尾矿。
实施例5：
如图4所示。
1)煅烧
将TFe含量为53.6％，TiO2含量为11.0％，SiO2含量为3.46％、Al2O3含量为4.45％、S含量0.62％的钒钛磁铁精矿，按重量1:0.15的比例加入CaO，在1250℃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)碱浸
将步骤1)中的煅烧产品A置于质量浓度为15％的NaOH碱溶液中，在300℃的温度下碱浸反应4.0小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼B，NaOH消耗量54kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为：
3)酸洗
将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成质量固液比为1:3的矿浆，再置于质量浓度为5％的H2SO4溶液中，在75℃的条件下酸洗45分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼C，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为：
4)磁重联合选矿
将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度34％的矿浆给入场强为0.13T的筒式磁选机进行一段磁选，分别得到一段磁选精矿D1和一段磁选尾矿E1；对一段磁选精矿D1质量浓度31％的矿浆采用场强为0.03T的磁力脱水槽进行二段磁选，分别得二段磁选精矿D2和二段磁选尾矿E2；
再将两段磁选尾矿E1和E2加水制成质量浓度40％的矿浆给入￠1.2米的螺旋溜槽进行重选，分别得重选精矿F和重选尾矿G，所述的二段磁选精矿D2为TFe含量为67.2％的最终铁精矿(SiO2含量为0.47％、Al2O3含量为1.72％、S含量为0.01％)，所述的重选精矿F为TiO2含量为75.0％的最终钛精矿，所述重选尾矿G为SiO2含量为60.2％的最终尾矿。
实施例6：
1)煅烧
将TFe含量为53.6％，TiO2含量为11.3％，SiO2含量为4.21％、Al2O3含量为3.90％、S含量0.67％的钒钛磁铁精矿，按重量1:0.15的比例加入CaO，在1200℃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)碱浸
将步骤1)中的煅烧产品A置于质量浓度为8％的NaOH碱溶液中，在300℃的温度下碱浸反应4.5小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼B，NaOH消耗量55kg/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。
3)酸洗
将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成质量固液比为1:2.5的矿浆，再置于质量浓度为3％的H2SO4溶液中，在90℃的条件下酸洗20分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼C，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例5。
4)磁重联合选矿
将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度34％的矿浆给入场强为0.13T的筒式磁选机进行一段磁选，分别得到一段磁选精矿D1和一段磁选尾矿E1；对一段磁选精矿D1质量浓度30％的矿浆采用场强为0.03T的磁力脱水槽进行二段磁选，分别得二段磁选精矿D2和二段磁选尾矿E2；
再将两段磁选尾矿E1和E2加水制成质量浓度40％的矿浆给入￠0.6米的螺旋溜槽进行重选，分别得重选精矿F和重选尾矿G；所述的二段磁选精矿D2为TFe含量为67.8％的最终铁精矿(SiO2含量为0.40％、Al2O3含量为1.42％、S含量为0.01％)，所述的重选精矿F为TiO2含量为78.9％的最终钛精矿，所述的重选尾矿G为SiO2含量为61.5％的最终尾矿。
实施例7：
1)煅烧
将TFe含量为52.9％，TiO2含量为11.6％，SiO2含量为4.01％、Al2O3含量为4.60％、S含量0.64％的钒钛磁铁精矿，按重量1:0.2的比例加入CaO，在1400℃的温度下进行煅烧10分钟，形成煅烧产品A，其化学反应式同实施例1。
2)碱浸
将步骤1)中的煅烧产品A置于NaOH质量浓度为20％、KOH质量浓度为10％的碱溶液中，在310℃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B，NaOH消耗量35kg/t给矿KOH消耗量45kg/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。
3)酸洗
将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成质量固液比为1:2.2的矿浆，再置于质量浓度为3％的H2SO4溶液中，在80℃的条件下酸洗35分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼C，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。
4)磁重联合选矿
将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度34％的矿浆给入场强为0.13T的筒式磁选机进行一段磁选，分别得到一段磁选精矿D1和一段磁选尾矿E1；对一段磁选精矿D1质量浓度30％的矿浆采用场强为0.03T的磁力脱水槽进行二段磁选，分别得二段磁选精矿D2和二段磁选尾矿E2；
再将两段磁选尾矿E1和E2加水制成质量浓度40％的矿浆给入￠0.6米的螺旋溜槽进行重选，分别得重选精矿F和重选尾矿G；所述的二段磁选精矿D2为TFe含量为68.2％的最终铁精矿(SiO2含量为0.35％、Al2O3含量为1.12％、S含量为0.01％)，所述的重选精矿F为TiO2含量为79.8％的最终钛精矿，所述的重选尾矿G为SiO2含量为61.3％的最终尾矿。

Claims (6)

1.一种利用煅烧、碱浸、酸洗及磁重联合再选钒钛磁铁精矿方法，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℃～1400℃的温度下进行煅烧20～60分钟，形成煅烧产品A；
2)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，在300℃～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B，所述的滤液给入回收处理系统；
3)酸洗
将步骤2)中的碱浸滤饼B加水制成固液质量比为1:1～10的矿浆，再置于质量浓度为1％～10％的H2SO4溶液中，50℃～90℃条件下酸洗5～60分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼C，所述的滤液给入回收处理系统；
4)磁重联合选矿
将步骤3)中的酸浸滤饼C加水制成质量浓度30％～34％的矿浆进行磁选，分别得磁选精矿D和磁选尾矿E；
再将磁选尾矿E加水制成质量浓度36％～41％的矿浆进行重选，分别得重选精矿F和重选尾矿G，所述的磁选精矿D为TFe含量范围为65％～69％的最终铁精矿，重选精矿F为TiO2含量范围为70％～82％的最终钛精矿，重选尾矿G为SiO2含量为57～62％的最终尾矿。
2.根据权利要求1所述的利用煅烧、碱浸、酸洗及磁重联合再选钒钛磁铁精矿方法，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。
3.根据权利要求1所述的利用煅烧、碱浸、酸洗及磁重联合再选钒钛磁铁精矿方法，其特征在于所述的磁选采用0.12T～0.15T的筒式磁选机进行磁选。
4.根据权利要求1所述的利用煅烧、碱浸、酸洗及磁重联合再选钒钛磁铁精矿方法，其特征在于所述的磁选采用0.03T～0.05T的磁力脱水槽进行磁选。
5.根据权利要求1所述的利用煅烧、碱浸、酸洗及磁重联合再选钒钛磁铁精矿方法，其特征在于所述的磁选分别采用0.12T～0.15T的筒式磁选机和0.03T～0.05T磁力脱水槽进行两段磁选。
6.根据权利要求1所述的利用煅烧、碱浸、酸洗及磁重联合再选钒钛磁铁精矿方法，其特征在于所述的重选采用￠0.6～￠1.2米的螺旋溜槽进行重选。
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