CN107127046A - 一种金红石中矿综合利用工艺 - Google Patents

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Abstract

一种金红石中矿综合利用工艺，包括以下步骤：将金红石中矿进行磨矿，得到第一矿浆；将第一矿浆过滤，得到第一滤渣，然后将第一滤渣烘干，得到矿样；在矿样中添加第一还原剂，得到还原产物；将还原产物进行磨矿，然后制成第二矿浆；对第二矿浆进行磁选，得到铁精矿和非磁性产品；将非磁性产品进行重力分选，得到脱碳产品；将脱碳产品烘干，然后与碱性物质进行熔盐分解，得到硅酸盐和偏钛酸盐；将熔盐分解后的产品浸出，经过滤得到滤液和第二滤渣；将第二滤渣进行酸洗，然后过滤，得到第三滤渣；将第三滤渣酸溶，加入第二还原剂，通过过滤得到固体产物；将固体产物进行煅烧，得到高品位二氧化钛。本发明能够有效提高金红石中矿的综合利用率。

Description

一种金红石中矿综合利用工艺
技术领域
本发明涉及选矿技术领域，尤其涉及一种金红石中矿综合利用工艺。
背景技术
由目前生产来看，我国陕南地区的金红石矿普遍采用重选、磁选、电选等联合流程来回收金红石。但陕南地区的金红石资源具有矿石组成复杂、有价矿物嵌布粒度细的矿物学特性，常规的重选、磁选、电选流程为了选出高品位金红石精矿而不得不产生大量的金红石中矿，因该金红石中矿价格较低，选矿厂一般采取场外自然堆存的方式来处置该部分产品。另外，该类型金红石中矿中除了含有金红石以外，还伴生有大量的磁铁矿、赤铁矿和石英，产品的堆存、积压造成有价资源的大量浪费。长期以来，选矿工作者处理该类产品的思路一般是将金红石中矿磨细到一定粒度后采用浮选工艺来处理，但是浮选工艺处理细粒级别物料的效率较低，常常得不到理想的选别指标。目前实验室研究结果表明，新型选冶联合工艺的开发有可能是该类低品位金红石中矿综合利用的突破点。
发明内容
有鉴于此，本发明提供了一种可有效提高金红石矿的综合利用率的金红石中矿综合利用工艺。
本发明提供一种金红石中矿综合利用工艺，包括以下步骤：
(1)将金红石中矿进行磨矿处理，磨至一定粒度，分级后得到第一矿浆；
(2)将所述第一矿浆进行过滤，得到第一滤渣，然后将所述第一滤渣烘干，得到矿样；
(3)在所述矿样中添加第一还原剂，所述矿样与第一还原剂混合后在一定温度下发生还原反应，得到还原产物；
(4)将所述还原产物进行磨矿，磨至一定粒度，然后添加水将所述还原产物制成一定浓度的第二矿浆；
(5)将所述第二矿浆通过磁选管在一定的磁场强度下进行磁选，得到铁精矿和非磁性产品；
(6)将所述非磁性产品采用摇床进行重力分选，从而脱除所述非磁性产品中的碳，得到脱碳产品；
(7)将所述脱碳产品进行烘干，然后与碱性物质按照一定的比例混合，之后进行熔盐分解，得到硅酸盐和偏钛酸盐；
(8)将熔盐分解后的产品浸出，通过过滤得到滤液和第二滤渣；
(9)将所述第二滤渣进行酸洗处理，然后过滤，得到第三滤渣；
(10)将所述第三滤渣进行酸溶，将酸溶后的溶液升温至一定温度，使其发生水解反应，同时加入第二还原剂，然后通过过滤得到固体产物；
(11)将所述固体产物在一定温度下煅烧，得到高品位二氧化钛。
进一步地，所述步骤(1)中将金红石中矿磨至粒度为-0.037mm的占有率为85％～90％。
进一步地，所述步骤(3)中的第一还原剂选用无烟煤或焦炭，还原反应的温度为1250℃～1275℃，还原反应的时间为1.5h～2h。
进一步地，所述步骤(4)中将所述还原产物磨至粒度为-0.037mm的颗粒的占有率为80％，将还原产物制成重量百分比为10％的第二矿浆。
进一步地，所述步骤(5)中磁选管的磁场强度设置为240mT～280mT，所述步骤(11)中煅烧的温度为900℃～950℃。
进一步地，所述步骤(7)中熔盐分解的过程为：将所述脱碳产品和碱性物质加入到镍坩埚中，然后将装有所述脱碳产品和碱性物质的镍坩埚放入升温至一定温度的马弗炉中。
进一步地，所述碱性物质选用氢氧化钠，烘干后的脱碳产品与氢氧化钠的质量比为1:1.4～1：1.8，熔盐分解的温度为470℃～500℃，熔盐分解的时间为1h～1.5h。
进一步地，所述步骤(9)中酸洗的过程为：将所述第二滤渣加入到pH值为4.5～5.0的盐酸溶液中，并搅拌20～30分钟。
进一步地，所述步骤(10)中酸溶的过程为：将所述第三滤渣加入到pH值为0.2～0.3的盐酸溶液中溶解，将溶解后的溶液升温至95℃～100℃，使其发生水解反应，同时加入第二还原剂。
进一步地，所述第二还原剂为抗坏血酸，所述抗坏血酸的作用是避免溶液中的杂质金属离子水解。
本发明提供的技术方案带来的有益效果是：在本发明提供的工艺过程中，首先通过对金红石中矿进行两次磨矿，使矿浆中粒度为-0.037mm的颗粒的占有率为80％，然后采用磁选、重力分选、熔盐分解及煅烧等工艺，使得到的高品位二氧化钛中TiO2含量较高，并有效提高了TiO2的回收率，并且通过该工艺过程可以得到高品位的铁精矿，同时可以得到能够作为化工用品的硅酸盐，有效提高了金红石中矿的综合利用率。实验结果表明，本申请得到的高品位二氧化钛中TiO2的品位和回收率分别可达96％和92％以上，铁精矿中铁的品位和回收率分别可达92％和90％以上。与传统浮选工艺所获得的浮选精矿指标相比，利用该工艺获得的高品位二氧化钛产品中TiO2的品位和回收率可分别提高3和10个百分点以上。
附图说明
图1是本发明一种金红石中矿综合利用工艺的工艺流程图。
具体实施方式
为使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚，下面将结合附图对本发明实施方式作进一步地描述。
请参考图1，本发明的实施例提供了一种金红石中矿综合利用工艺，包括以下步骤：
(1)将金红石中矿进行磨矿处理，磨至粒度为-0.037mm的占有率为85％～90％，分级后得到第一矿浆；磨矿为本领域技术人员熟知的技术手段，所采用的磨矿设备可以是湿磨也可以是干磨，本申请不作特别的限制。
(2)将第一矿浆进行过滤，得到第一滤渣，然后将第一滤渣烘干，得到矿样。
(3)在矿样中添加第一还原剂，矿样与第一还原剂混合后在1250℃～1275℃下发生还原反应，还原反应进行1.5h～2h，得到还原产物，该还原产物为金属铁颗粒；第一还原剂选用无烟煤或焦炭。
(4)将还原产物进行磨矿，磨至粒度为-0.037mm的颗粒的占有率为80％，然后添加水将还原产物制成重量百分比为10％的第二矿浆。
(5)将第二矿浆通过磁选管在240mT～280mT的磁场强度下进行磁选，得到铁精矿和非磁性产品，磁选管可以测定强磁性矿石中的磁性成分的含量，铁精矿中铁的品位为92％～100％，铁的回收率为90％～100％，该铁精矿可直接作为炼钢原料。
(6)将非磁性产品采用摇床进行重力分选，从而脱除非磁性产品中的碳，得到脱碳产品，脱碳产品中包括二氧化硅和二氧化钛，重力分选是一种常用的分选方法，其根据固体中不同物质间的密度差异进行分选。
(7)将脱碳产品进行烘干，然后与碱性物质按照一定的比例混合，之后将脱碳产品和碱性物质加入到镍坩埚中，然后将装有脱碳产品和碱性物质的镍坩埚放入升温至470℃～500℃的马弗炉中进行熔盐分解，熔盐分解进行1h～1.5h，使脱碳产品中的二氧化硅和二氧化钛分别与碱性物质发生反应得到硅酸盐和偏钛酸盐。
(8)将熔盐分解后的产品浸出，则偏钛酸盐发生水解反应得到固体偏钛酸和碱性物质，将浸出后的产品进行过滤，得到滤液和第二滤渣，滤液的主要成分为硅酸盐；熔盐法具有工艺简单、反应温度低、保温时间短、反应所得的产品化学成分均匀、物相纯度高的优点。
一实施例中，选用的碱性物质为氢氧化钠，烘干后的脱碳产品与氢氧化钠的质量比为1:1.4～1：1.8，得到的滤液的主要成分为硅酸钠，硅酸钠可直接作为选矿工业生产中的矿浆分散剂或脉石抑制剂。
(9)将第二滤渣加入到pH值为4.5～5.0的盐酸溶液中进行酸洗处理，并搅拌20～30分钟，可以除去第二滤渣中剩余的碱性物质，然后过滤，得到第三滤渣。
(10)将第三滤渣加入到pH值为0.2～0.3的盐酸溶液中进行酸溶，并将酸溶后的溶液升温至95℃～100℃，使溶液发生水解反应，同时加入第二还原剂，第二还原剂的作用是避免溶液中的杂质金属离子水解，然后通过过滤，得到固体产物；第二还原剂为抗坏血酸。
(11)将固体产物在900℃～950℃下进行煅烧，得到高品位二氧化钛。
一实施例中，利用上述步骤，对TiO2含量为86％、Fe3O4含量为5.2％、Fe2O3含量为4.7％、SiO2含量为4.1％的金红石矿进行处理，最终得到的高品位二氧化钛中TiO2的品位为96.2％，TiO2的回收率为93.3％。
在本发明提供的工艺过程中，首先通过对金红石中矿进行两次磨矿，使矿浆中粒度为-0.037mm的颗粒的占有率为80％，然后采用磁选、重力分选、熔盐分解及煅烧等工艺，使得到的高品位二氧化钛中TiO2含量较高，并有效提高了TiO2的回收率，并且通过该工艺过程可以得到高品位的铁精矿，同时可以得到能够作为化工用品的硅酸盐，有效提高了金红石中矿的综合利用率。实验结果表明，本申请得到的高品位二氧化钛产品中TiO2的品位和回收率分别可达96％和92％以上，铁精矿中Fe的品位和回收率分别可达92％和90％以上。与传统浮选工艺所获得的浮选精矿指标相比，利用该工艺获得的高品位二氧化钛中TiO2的品位和回收率可分别提高3和10个百分点以上。
在不冲突的情况下，本文中上述实施例及实施例中的特征可以相互结合。
以上所述仅为本发明的较佳实施例，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (10)

1.一种金红石中矿综合利用工艺，其特征在于，包括以下步骤：
(1)将金红石中矿进行磨矿处理，磨至一定粒度，分级后得到第一矿浆；
(2)将所述第一矿浆进行过滤，得到第一滤渣，然后将所述第一滤渣烘干，得到矿样；
(3)在所述矿样中添加第一还原剂，所述矿样与第一还原剂混合后在一定温度下发生还原反应，得到还原产物；
(4)将所述还原产物进行磨矿，磨至一定粒度，然后添加水将所述还原产物制成一定浓度的第二矿浆；
(5)将所述第二矿浆通过磁选管在一定的磁场强度下进行磁选，得到铁精矿和非磁性产品；
(6)将所述非磁性产品采用摇床进行重力分选，从而脱除所述非磁性产品中的碳，得到脱碳产品；
(7)将所述脱碳产品进行烘干，然后与碱性物质按照一定的比例混合，之后进行熔盐分解，得到硅酸盐和偏钛酸盐；
(8)将熔盐分解后的产品浸出，通过过滤得到滤液和第二滤渣；
(9)将所述第二滤渣进行酸洗处理，然后过滤，得到第三滤渣；
(10)将所述第三滤渣进行酸溶，将酸溶后的溶液升温至一定温度，使其发生水解反应，同时加入第二还原剂，然后通过过滤得到固体产物；
(11)将所述固体产物在一定温度下煅烧，得到高品位二氧化钛。
2.根据权利要求1所述的金红石中矿综合利用工艺，其特征在于：所述步骤(1)中将金红石中矿磨至粒度为-0.037mm的占有率为85％～90％。
3.根据权利要求1所述的金红石中矿综合利用工艺，其特征在于：所述步骤(3)中的第一还原剂选用无烟煤或焦炭，还原反应的温度为1250℃～1275℃，还原反应的时间为1.5h～2h。
4.根据权利要求1所述的金红石中矿综合利用工艺，其特征在于：所述步骤(4)中将所述还原产物磨至粒度为-0.037mm的颗粒的占有率为80％，将还原产物制成重量百分比为10％的第二矿浆。
5.根据权利要求1所述的金红石中矿综合利用工艺，其特征在于：所述步骤(5)中磁选管的磁场强度设置为240mT～280mT，所述步骤(11)中煅烧的温度为900℃～950℃。
6.根据权利要求1所述的金红石中矿综合利用工艺，其特征在于：所述步骤(7)中熔盐分解的过程为：将所述脱碳产品和碱性物质加入到镍坩埚中，然后将装有所述脱碳产品和碱性物质的镍坩埚放入升温至一定温度的马弗炉中。
7.根据权利要求6所述的金红石中矿综合利用工艺，其特征在于：所述碱性物质选用氢氧化钠，烘干后的脱碳产品与氢氧化钠的质量比为1:1.4～1：1.8，熔盐分解的温度为470℃～500℃，熔盐分解的时间为1h～1.5h。
8.根据权利要求1所述的金红石中矿综合利用工艺，其特征在于：所述步骤(9)中酸洗的过程为：将所述第二滤渣加入到pH值为4.5～5.0的盐酸溶液中，并搅拌20～30分钟。
9.根据权利要求1所述的金红石中矿综合利用工艺，其特征在于：所述步骤(10)中酸溶的过程为：将所述第三滤渣加入到pH值为0.2～0.3的盐酸溶液中溶解，将溶解后的溶液升温至95℃～100℃，使其发生水解反应，同时加入第二还原剂。
10.根据权利要求9所述的金红石中矿综合利用工艺，其特征在于：所述第二还原剂为抗坏血酸，所述抗坏血酸的作用是避免溶液中的杂质金属离子水解。
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SE01 Entry into force of request for substantive examination
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GR01 Patent grant
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