CN109967229B - 一种风化型含钒钛赤铁矿选冶回收钒钛铁的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及矿物加工技术领域,具体公开了一种风化型含钒钛赤铁矿选冶回收钒钛铁的方法。本发明通过重选和浮选预先抛除部分脉石杂质,提高了冶金的给料品位,减少了还原焙烧的给入量和减轻了有害杂质对后续分选的影响,利用重选分选和浮选分选预先得到钒钛铁混合粗精矿,采用磁化率高、能耗低的流态化磁化焙烧将弱磁性的赤铁矿及部分褐铁矿转化为强磁性的磁铁矿或磁赤铁矿,对弱磁选中矿选择性再磨进一步提高含钒铁矿物与钛矿物单体解离度,为获得高品位含钒铁精矿和钛精矿创造了有利条件。本发明方法具有操作简单、经济环保、含钒铁精矿和钛精矿品位高、资源回收率高等优点,实现了风化型含钒钛赤铁矿资源的综合回收,提高了钒、钛资源的利用率。

Description

一种风化型含钒钛赤铁矿选冶回收钒钛铁的方法
技术领域
本发明涉及矿物加工技术领域,特别是涉及一种风化型含钒钛赤铁矿选冶回收钒钛铁的方法。
背景技术
钒、钛作为一种重要的稀有金属元素,是重要的战略资源。钒因其优异的物理性能和化学性能,在钢铁工业、化工、电池制造等领域有重要的应用价值和广阔的应用前景;钛由于和其它元素制成的合金强度非常高,因此广泛的运用于航空航天、国防、能源等领域,被誉为“当代金属”和“战略金属”。
我国钒、钛资源储量分别居世界第三位和首位,但总体上钒、钛资源的禀赋较差,贫矿多、富矿少。当前,绝大部分的钒、钛金属从原生的钒钛磁铁矿中获得。含钒钛赤铁矿是重要的钒、钛资源,该资源的含钒铁矿物与含钛矿物嵌布关系十分密切,而且含钒铁矿物与含钛矿物在比重、比磁化系数、可浮性、电导性均较为接近,单纯采用重选、磁选、浮选、电选等物理选矿方法均难以有效的分离回收该类资源。目前国内对该资源的研究较少,仅有少部分富矿通过磁化焙烧-磁选工艺得到回收利用,由于该工艺存在焙烧磁化率低、焙烧后单一磁选分选效率低等不足,往往造成铁、钛分离效果不理想、回收率偏低,特别是在处理风化型含钒钛赤铁矿时效果较差。因此,对风化型含钒钛赤铁矿的开发利用一直未获得重视,造成了资源的浪费。综上,研究开发从含钒钛赤铁矿综合回收钒钛铁资源,对提高钒钛铁资源的利用率具有重要的意义。
发明内容
本发明主要解决的技术问题是提供一种风化型含钒钛赤铁矿选冶回收钒钛铁的方法,针对传统选矿工艺难以回收的风化型含钒钛赤铁矿资源设计,根据风化型含钒钛赤铁矿特点,采用重选和浮选预先抛除部分脉石杂质,提高冶金的给料品位,得到钒钛铁混合粗精矿,再采用流态化磁化焙烧将弱磁性的赤铁矿及部分褐铁矿转化为强磁性的磁铁矿或磁赤铁矿,对弱磁选中矿选择性再磨进一步提高含钒铁矿物与钛矿物单体解离度。具有操作简单、经济环保、含钒铁精矿和钛精矿品位高、资源回收率高等优点。
为解决上述技术问题,本发明采用的技术方案是:一种风化型含钒钛赤铁矿选冶回收钒钛铁的方法,包括但不限于以下步骤:
S1:原矿磨矿制浆
将破碎至-2mm的风化型含钒钛赤铁矿原矿置于搅拌桶中,加水调节矿浆质量百分比浓度至45~50%,搅拌,之后经高频振动筛分级,+0.20mm粒级的矿粒进入球磨机磨细后再返回所述高频振动筛,所述高频振动筛分级得到的-0.20mm粒级的产品进入下一步处理;
S2:选矿得到钒钛铁混合粗精矿
将步骤S1中分级得到的-0.20mm粒级产品经螺旋溜槽或摇床分离,将分离得到的含钒钛铁重矿物收集作为重选精矿,分离得到的脉石轻矿物收集作为重选尾矿;
调节重选精矿的矿浆质量百分比浓度为30~35%,之后向重选精矿矿浆中依次加入调整剂水玻璃、可溶性淀粉和胺类捕收剂,进行反浮选,采用一次粗选和一次扫选的反浮选工艺,反浮选分离得到的浮选泡沫产品作为浮选尾矿,反浮选得到的浮选矿浆收集作为钒钛铁混合粗精矿;
S3:钒钛铁混合粗精矿流态化焙烧
将步骤S2得到的钒钛铁混合粗精矿烘干,之后置于流态化焙烧炉中,在焙烧温度500~650℃、CO浓度为1.5~1.8%的环境中磁化还原焙烧,焙烧时间4~5min,待自然冷却后,得到焙烧产品;
S4:弱磁选得到含钒铁精矿
将步骤S3得到的焙烧产品加水调配成质量百分比浓度为20~25%的焙烧产品料浆,之后在磁场强度为0.15~0.25T的条件下进行弱磁选,经一次粗选和一次精选分别得到弱磁选精矿、弱磁选中矿和弱磁选尾矿;
所述弱磁选精矿即为含钒铁精矿,含钒铁精矿V2O5品位为0.9~1.2%,TFe(总铁含量)品位为60~65%;
弱磁选中矿经浓缩至矿浆浓度为65%,在球磨机中磨细至粒级-0.038mm占70~75%,然后返回至焙烧产品料浆再进行弱磁选作业;
S5:重选富集钛粗精矿
将步骤S4得到的弱磁选尾矿调节至矿浆浓度为20~25%,经摇床分选或离心分选机分选,将分离得到的重矿物收集,得到钛粗精矿,分离得到的轻矿物收集后作为尾矿丢弃;
S6:电选得到钛精矿
将步骤S5得到的钛粗精矿经脱水、烘干至含水量低于2%,然后在分选电压为30~35KV的条件下电选,得到的电选精矿即为钛精矿,钛精矿TiO2的品位为48~52%,电选尾矿作为尾矿丢弃。
作为一种优选的实施方式,步骤S2中,调整剂水玻璃的用量为每吨风化型含钒钛赤铁矿原矿添加1000~1500g。
作为一种优选的实施方式,步骤S2中,可溶性淀粉的用量为每吨风化型含钒钛赤铁矿原矿添加500~600g。
作为一种优选的实施方式,步骤S2中,所述胺类捕收剂为十八胺或十二胺,所述胺类捕收剂的用量为每吨风化型含钒钛赤铁矿原矿添加40~60g。
采用本发明的风化型含钒钛赤铁矿选冶回收钒钛铁的方法,风化型含钒钛赤铁矿中,V2O5的回收率>78%,Fe的回收率>78%,TiO2的回收率>45%。
本发明中使用的药剂水玻璃、可溶性淀粉、胺类捕收剂十八胺或十二胺,均为市售商品。
本发明提供的风化型含钒钛赤铁矿选冶回收钒钛铁的方法,是针对风化型含钒钛赤铁矿进行研发设计,风化型含钒钛赤铁矿中褐铁矿含量增多,不适合用磁选进行先富集。本发明提供的风化型含钒钛赤铁矿选冶回收钒钛铁的方法,利用先分级后磨矿来控制原矿磨矿粒度,避免目的矿物过粉碎后难以回收。利用重选可清洁、经济地脱除细粒轻矿物脉石,通过螺旋溜槽或摇床进行重力分选,轻矿物收集作为重选尾矿抛尾,收集分离得到的重矿物作为重选精矿。之后利用反浮选选择性的脱除重选精矿中的粗粒白云母、部分褐铁矿、石英等脉石杂质,采用一次粗选和一次扫选的反浮选工艺,即首先进行一次粗选,之后再对底流进行一次扫选,收集浮选泡沫作为浮选尾矿抛除,分离得到浮选矿浆作为钒钛铁混合粗精矿。通过上述步骤预先抛除脉石矿物,抛除了高岭土、云母、部分褐铁矿等的脉石杂质,抛废率达35~40%,在提高精矿品位、减少后续处理量和节约成本的同时,还减少了有害杂质对后续分离步骤的影响。之后将得到的钒钛铁混合粗精矿烘干,在还原剂的存在下,置于500~650℃的温度下流态化磁化焙烧,自然冷却后得到焙烧产品;焙烧产品在磁场强度为0.15~0.25T的条件下弱磁选,分别得到弱磁选精矿、弱磁选中矿和弱磁选尾矿,弱磁选精矿、弱磁选中矿和弱磁选尾矿主要是根据铁的含量来划分,弱磁选精矿含铁高,中矿含铁偏低,弱磁选尾矿含铁最低、含钛高,弱磁选精矿即为含钒铁精矿,V2O5品位为0.9~1.2%,TFe品位为60~65%;对弱磁选中矿选择性再磨,使含钒铁矿物和钛矿物进一步充分解离,为获取高品位的含钒铁精矿和钛精矿创造有利条件;调节弱磁选尾矿浓度至25~30%后经重选分离,得到的重矿物为钛粗精矿,收集轻矿物如石英、煤灰、高岭土等作为尾矿抛尾,钛粗精矿在分选电压为30~35KV的条件下电选,利用钛铁矿的导电性好的特点,分离得到电选精矿和电选尾矿,电选精矿为钛精矿,TiO2的品位为48~52%,分离得到的电选尾矿与上述尾矿合并丢弃。
本发明提供的从风化型含钒钛赤铁矿中回收钒钛铁的选冶工艺,针对传统选矿工艺难以回收的风化型含钒钛赤铁矿资源设计。本发明通过重选和浮选预先抛除部分脉石杂质,提高了冶金的给料品位,减少了还原焙烧的给入量和减轻了有害杂质对后续分选的影响,利用经济、高效的重选分选和浮选分选预先得到钒钛铁混合粗精矿,采用磁化率高、能耗低的流态化磁化焙烧将弱磁性的赤铁矿及部分褐铁矿转化为强磁性的磁铁矿或磁赤铁矿,对弱磁选中矿选择性再磨进一步提高含钒铁矿物与钛矿物单体解离度,为获得高品位含钒铁精矿和钛精矿创造了有利条件。本发明提供的风化型含钒钛赤铁矿选冶综合回收钒钛铁的方法,具有操作简单、经济环保、含钒铁精矿和钛精矿品位高、资源回收率高等优点,实现了风化型含钒钛赤铁矿资源的综合回收,提高了钒、钛资源的利用率。
附图说明
图1是本发明提供的从风化型含钒钛赤铁矿中回收钒钛铁的工艺流程图。
具体实施方式
下面通过具体实施例对本发明的技术方案进行详细说明。
实施例1
采用图1所示的从风化型含钒钛赤铁矿中回收钒钛铁的工艺方法,对云南某风化型含钒钛赤铁矿进行了选冶。
云南某风化型含钒钛赤铁矿中V2O5、TiO2和TFe的质量百分比含量分别为0.79%、13.25%和44.00%,主要的含钒矿物为赤铁矿,含钛矿物为钛铁矿,脉石矿物以褐铁矿、高岭土、云母、石英及钛辉石为主,钒、铁和钛综合回收方法按以下步骤进行。
(1)将原矿破碎至-2mm,之后置于搅拌桶中,加水调节矿浆浓度至48%,搅拌擦洗后经高频振动筛预先分级,+0.20mm(即粒径大于0.20mm)粒级产品进入球磨机磨细后再返回高频振动筛,高频振动筛分离得到的-0.20mm(即粒径小于0.20mm)粒级产品进入下步处理,高频振动筛与球磨机形成闭路;
(2)将-0.20mm粒级产品经螺旋溜槽,分离得到的含钒钛铁重矿物收集作为重选精矿,分离得到的脉石轻矿物收集作为重选尾矿;调节重选精矿矿浆浓度为30%,依次加入调整剂水玻璃、可溶性淀粉、捕收剂十二胺,水玻璃、可溶性淀粉用量分别为每吨原矿添加1000g和500g,捕收剂十八胺用量为每吨原矿添加40g,经过一次粗选和一次扫选(对粗选底流进行扫选)的反浮选作业,分离得到浮选泡沫产品作为浮选尾矿丢弃,浮选矿浆收集作为钒钛铁混合粗精矿;
(3)钒钛铁混合粗精矿烘干后,给入流态化焙烧炉中,在焙烧温度500℃、CO浓度为1.5%的环境中磁化还原焙烧,焙烧时间5min,待自然冷却后,得到焙烧产品;
(4)将焙烧产品加水调节至质量百分比浓度为20%的料浆,在磁场强度为0.15T的条件下弱磁选,经一次粗选和一次精选得到弱磁选精矿、弱磁选中矿和弱磁选尾矿,弱磁选中矿浓缩至矿浆浓度为65%,在球磨机中磨细至为粒级-0.038mm占70%,之后返回再进行弱磁选作业,球磨机与弱磁选形成闭路;弱磁选精矿即为含钒铁精矿;
(5)调节弱磁选尾矿的浓度至20%,经摇床分选,将分离得到的重矿物收集,得到钛粗精矿,分离得到的轻矿物收集后丢弃;
(6)钛粗精矿脱水并烘干至含水量低于2%,在分选电压为30KV的条件下电选,得到电选精矿和电选尾矿,丢弃电选尾矿,电选精矿为钛精矿。
含钒铁精矿产品相对原矿干燥样产率为55.30%,其V2O5含量为1.16%,回收率为81.07%,TFe的品位为64.50%,回收率为81.24%;钛精矿产品相对于原矿干燥样产率为11.96%,TiO2的品位为51.32%,回收率为46.15%。
实施例2
采用图1所示的从风化型含钒钛赤铁矿中回收钒钛铁的工艺方法,对四川某风化型含钒钛赤铁矿进行了选冶。
四川某风化型含钒钛赤铁矿中V2O5、TiO2和TFe的质量百分比含量分别为0.73%、14.34%和42.66%,主要的含钒矿物为赤铁矿,含钛矿物为钛铁矿,脉石矿物以褐铁矿、高岭土、云母、石英及钛辉石为主,钒、铁和钛综合回收方法按以下步骤进行。
(1)将原矿破碎至-2mm,之后置于搅拌桶中,加水调节矿浆浓度至45%,搅拌擦洗后经高频振动筛预先分级,+0.20mm(即粒径大于0.20mm)粒级产品进入球磨机磨细后再返回高频振动筛,高频振动筛分离得到的-0.20mm(即粒径小于0.20mm)粒级产品进入下步处理,高频振动筛与球磨机形成闭路;
(2)将-0.20mm粒级产品经螺旋溜槽,分离得到的含钒钛铁重矿物收集作为重选精矿,分离得到的脉石轻矿物收集作为重选尾矿;调节重选精矿矿浆浓度为32%,依次加入调整剂水玻璃、可溶性淀粉、捕收剂十二胺,水玻璃、可溶性淀粉用量分别为每吨原矿添加1500g和600g,捕收剂十二胺用量为每吨原矿添加60g,经过一次粗选和一次扫选(对粗选底流进行扫选)的反浮选作业,分离得到浮选泡沫产品作为浮选尾矿丢弃,浮选矿浆收集作为钒钛铁混合粗精矿;
(3)钒钛铁混合粗精矿烘干后,给入流态化焙烧炉中,在焙烧温度560℃、CO浓度为1.7%的环境中磁化还原焙烧,焙烧时间5min,待自然冷却后,得到焙烧产品;
(4)将焙烧产品加水调节至质量百分比浓度为25%的料浆,在磁场强度为0.25T的条件下弱磁选,经一次粗选和一次精选得到弱磁选精矿、弱磁选中矿和弱磁选尾矿,弱磁选中矿浓缩至矿浆浓度为65%,在球磨机中磨细至为粒级-0.038mm占72%,之后返回再进行弱磁选作业,球磨机与弱磁选形成闭路;弱磁选精矿即为含钒铁精矿;
(5)调节弱磁选尾矿的浓度至25%,经摇床分选,将分离得到的重矿物收集,得到钛粗精矿,分离得到的轻矿物收集后丢弃;
(6)钛粗精矿脱水并烘干至含水量低于2%,在分选电压为35KV的条件下电选,得到电选精矿和电选尾矿,丢弃电选尾矿,电选精矿为钛精矿。
含钒铁精矿产品相对原矿干燥样产率为55.87%,其V2O5含量为1.04%,回收率为79.89%,TFe的品位为60.05%,回收率为79.23%;钛精矿产品相对于原矿干燥样产率为12.61%,TiO2的品位为51.60%,回收率为45.37%。
实施例3
采用图1所示的从风化型含钒钛赤铁矿中回收钒钛铁的工艺方法,对湖北某风化型含钒钛赤铁矿进行了选冶。
湖北某风化型含钒钛赤铁矿中V2O5、TiO2和TFe的质量百分比含量分别为0.74%、14.77%和42.14%,主要的含钒矿物为赤铁矿,含钛矿物为钛铁矿,脉石矿物以褐铁矿、高岭土、云母、石英及钛辉石为主,钒、铁和钛综合回收方法按以下步骤进行。
(1)将原矿破碎至-2mm,之后置于搅拌桶中,加水调节矿浆浓度至45%,搅拌擦洗后经高频振动筛预先分级,+0.20mm(即粒径大于0.20mm)粒级产品进入球磨机磨细后再返回高频振动筛,高频振动筛分离得到的-0.20mm(即粒径小于0.20mm)粒级产品进入下步处理,高频振动筛与球磨机形成闭路;
(2)将-0.20mm粒级产品经螺旋溜槽,分离得到的含钒钛铁重矿物收集作为重选精矿,分离得到的脉石轻矿物收集作为重选尾矿;调节重选精矿矿浆浓度为35%,依次加入调整剂水玻璃、可溶性淀粉、捕收剂十二胺,水玻璃、可溶性淀粉用量分别为每吨原矿添加1200g和550g,捕收剂十二胺用量为每吨原矿添加50g,经过一次粗选和一次扫选(对粗选底流进行扫选)的反浮选作业,分离得到浮选泡沫产品作为浮选尾矿丢弃,浮选矿浆收集作为钒钛铁混合粗精矿;
(3)钒钛铁混合粗精矿烘干后,给入流态化焙烧炉中,在焙烧温度600℃、CO浓度为1.8%的环境中磁化还原焙烧,焙烧时间5min,待自然冷却后,得到焙烧产品;
(4)将焙烧产品加水调节至质量百分比浓度为25%的料浆,在磁场强度为0.20T的条件下弱磁选,经一次粗选和一次精选得到弱磁选精矿、弱磁选中矿和弱磁选尾矿,弱磁选中矿浓缩至矿浆浓度为65%,在球磨机中磨细至为粒级-0.038mm占75%,之后返回再进行弱磁选作业,球磨机与弱磁选形成闭路;弱磁选精矿即为含钒铁精矿;
(5)调节弱磁选尾矿的浓度至20%,经摇床分选,将分离得到的重矿物收集,得到钛粗精矿,分离得到的轻矿物收集后丢弃;
(6)钛粗精矿脱水并烘干至含水量低于2%,在分选电压为32KV的条件下电选,得到电选精矿和电选尾矿,丢弃电选尾矿,电选精矿为钛精矿。
含钒铁精矿产品相对原矿干燥样产率为53.48%,其V2O5含量为1.09%,回收率为78.92%,TFe的品位为62.18%,回收率为79.21%;钛精矿产品相对于原矿干燥样产率为13.93%,TiO2的品位为49.31%,回收率为46.52%。
实施例4
采用图1所示的从风化型含钒钛赤铁矿中回收钒钛铁的工艺方法,对河北某风化型含钒钛赤铁矿进行了选冶。
河北某风化型含钒钛赤铁矿中V2O5、TiO2和TFe的质量百分比含量分别为0.68%、12.96%和42.68%,主要的含钒矿物为赤铁矿,含钛矿物为钛铁矿,脉石矿物以褐铁矿、高岭土、云母、石英及钛辉石为主,钒、铁和钛综合回收方法按以下步骤进行。
(1)将原矿破碎至-2mm,之后置于搅拌桶中,加水调节矿浆浓度至50%,搅拌擦洗后经高频振动筛预先分级,+0.20mm(即粒径大于0.20mm)粒级产品进入球磨机磨细后再返回高频振动筛,高频振动筛分离得到的-0.20mm(即粒径小于0.20mm)粒级产品进入下步处理,高频振动筛与球磨机形成闭路;
(2)将-0.20mm粒级产品经螺旋溜槽,分离得到的含钒钛铁重矿物收集作为重选精矿,分离得到的脉石轻矿物收集作为重选尾矿;调节重选精矿矿浆浓度为30%,依次加入调整剂水玻璃、可溶性淀粉、捕收剂十二胺,水玻璃、可溶性淀粉用量分别为每吨原矿添加1000g和600g,捕收剂十二胺用量为每吨原矿添加60g,经过一次粗选和一次扫选(对粗选底流进行扫选)的反浮选作业,分离得到浮选泡沫产品作为浮选尾矿丢弃,浮选矿浆收集作为钒钛铁混合粗精矿;
(3)钒钛铁混合粗精矿烘干后,给入流态化焙烧炉中,在焙烧温度650℃、CO浓度为1.60%的环境中磁化还原焙烧,焙烧时间5min,待自然冷却后,得到焙烧产品;
(4)将焙烧产品加水调节至质量百分比浓度为25%的料浆,在磁场强度为0.25T的条件下弱磁选,经一次粗选和一次精选得到弱磁选精矿、弱磁选中矿和弱磁选尾矿,弱磁选中矿浓缩至矿浆浓度为65%,在球磨机中磨细至为粒级-0.038mm占72%,之后返回再进行弱磁选作业,球磨机与弱磁选形成闭路;弱磁选精矿即为含钒铁精矿;
(5)调节弱磁选尾矿的浓度至25%,经摇床分选,将分离得到的重矿物收集,得到钛粗精矿,分离得到的轻矿物收集后丢弃;
(6)钛粗精矿脱水并烘干至含水量低于2%,在分选电压为35KV的条件下电选,得到电选精矿和电选尾矿,丢弃电选尾矿,电选精矿为钛精矿。
含钒铁精矿产品相对原矿干燥样产率为56.13%,其V2O5含量为0.95%,回收率为78.93%,TFe的品位为60.68%,回收率为79.81%;钛精矿产品相对于原矿干燥样产率为12.69%,TiO2的品位为48.64%,回收率为47.62%。
实施例5
采用图1所示的从风化型含钒钛赤铁矿中回收钒钛铁的工艺方法,对云南某风化型含钒钛赤铁矿进行了选冶。
云南某风化型含钒钛赤铁矿中V2O5、TiO2和TFe的质量百分比含量分别为0.73%、14.17%和41.57%,主要的含钒矿物为赤铁矿,含钛矿物为钛铁矿,脉石矿物以褐铁矿、高岭土、云母、石英及钛辉石为主,钒、铁和钛综合回收方法按以下步骤进行。
(1)将原矿破碎至-2mm,之后置于搅拌桶中,加水调节矿浆浓度至50%,搅拌擦洗后经高频振动筛预先分级,+0.20mm(即粒径大于0.20mm)粒级产品进入球磨机磨细后再返回高频振动筛,高频振动筛分离得到的-0.20mm(即粒径小于0.20mm)粒级产品进入下步处理,高频振动筛与球磨机形成闭路;
(2)将-0.20mm粒级产品经螺旋溜槽,分离得到的含钒钛铁重矿物收集作为重选精矿,分离得到的脉石轻矿物收集作为重选尾矿;调节重选精矿矿浆浓度为32%,依次加入调整剂水玻璃、可溶性淀粉、捕收剂十二胺,水玻璃、可溶性淀粉用量分别为每吨原矿添加1300g和500g,捕收剂十二胺用量为每吨原矿添加55g,经过一次粗选和一次扫选(对粗选底流进行扫选)的反浮选作业,分离得到浮选泡沫产品作为浮选尾矿丢弃,浮选矿浆收集作为钒钛铁混合粗精矿;
(3)钒钛铁混合粗精矿烘干后,给入流态化焙烧炉中,在焙烧温度620℃、CO浓度为1.7%的环境中磁化还原焙烧,焙烧时间5min,待自然冷却后,得到焙烧产品;
(4)将焙烧产品加水调节至质量百分比浓度为25%的料浆,在磁场强度为0.20T的条件下弱磁选,经一次粗选和一次精选得到弱磁选精矿、弱磁选中矿和弱磁选尾矿,弱磁选中矿浓缩至矿浆浓度为65%,在球磨机中磨细至为粒级-0.038mm占72%,之后返回再进行弱磁选作业,球磨机与弱磁选形成闭路;弱磁选精矿即为含钒铁精矿;
(5)调节弱磁选尾矿的浓度至20%,经摇床分选,将分离得到的重矿物收集,得到钛粗精矿,分离得到的轻矿物收集后丢弃;
(6)钛粗精矿脱水并烘干至含水量低于2%,在分选电压为30KV的条件下电选,得到电选精矿和电选尾矿,丢弃电选尾矿,电选精矿为钛精矿。
含钒铁精矿产品相对原矿干燥样产率为53.00%,其V2O5含量为1.06%,回收率为78.13%,TFe的品位为61.54%,回收率为78.44%;钛精矿产品相对于原矿干燥样产率为13.59%,TiO2的品位为49.53%,回收率为47.53%。
本发明中的浓度均为质量百分比浓度。
通过以上实施例说明,本发明提供的从风化型含钒钛赤铁矿中回收钒钛铁的工艺方法,可以实现对风化型含钒钛赤铁矿资源的综合回收,且钒、钛资源的回收利用率高,得到的精矿产品品味高。

Claims (5)

1.一种风化型含钒钛赤铁矿选冶回收钒钛铁的方法,其特征在于,包括步骤:
S1:原矿磨矿制浆
将破碎至-2mm的风化型含钒钛赤铁矿原矿置于搅拌桶中,加水调节矿浆质量百分比浓度至45~50%,搅拌,之后经高频振动筛分级,+0.20mm粒级的矿粒进入球磨机磨细后再返回所述高频振动筛,所述高频振动筛分级得到的-0.20mm粒级的产品进入下一步处理;
S2:选矿得到钒钛铁混合粗精矿
将步骤S1中分级得到的-0.20mm粒级产品经螺旋溜槽或摇床分离,将分离得到的含钒钛铁重矿物收集作为重选精矿,分离得到的脉石轻矿物收集作为重选尾矿;
调节重选精矿的矿浆质量百分比浓度为30~35%,之后向重选精矿矿浆中依次加入调整剂水玻璃、可溶性淀粉和胺类捕收剂,进行反浮选,采用一次粗选和一次扫选的反浮选工艺,反浮选分离得到的浮选泡沫产品作为浮选尾矿,反浮选得到的浮选矿浆收集作为钒钛铁混合粗精矿;
S3:钒钛铁混合粗精矿流态化焙烧
将步骤S2得到的钒钛铁混合粗精矿烘干,之后置于流态化焙烧炉中,在焙烧温度500~650℃、CO浓度为1.5~1.8%的环境中磁化还原焙烧,待自然冷却后,得到焙烧产品;
S4:弱磁选得到含钒铁精矿
将步骤S3得到的焙烧产品加水调配成质量百分比浓度为20~25%的焙烧产品料浆,之后在磁场强度为0.15~0.25T的条件下进行弱磁选,分别得到弱磁选精矿、弱磁选中矿和弱磁选尾矿;
所述弱磁选精矿即为含钒铁精矿,含钒铁精矿V2O5品位为0.9~1.2%,TFe品位为60~65%;
弱磁选中矿经浓缩至矿浆浓度为65%,在球磨机中磨细至粒级-0.038mm占70~75%,然后返回至焙烧产品料浆再进行弱磁选作业;
S5:重选富集钛粗精矿
将步骤S4得到的弱磁选尾矿调节至矿浆浓度为20~25%,经摇床分选或离心分选机分选,将分离得到的重矿物收集,得到钛粗精矿,分离得到的轻矿物收集后作为尾矿丢弃;
S6:电选得到钛精矿
将步骤S5得到的钛粗精矿经脱水、烘干至含水量低于2%,然后在分选电压为30~35KV的条件下电选,得到的电选精矿即为钛精矿,钛精矿TiO2的品位为48~52%,电选尾矿作为尾矿丢弃。
2.根据权利要求1所述的风化型含钒钛赤铁矿选冶回收钒钛铁的方法,其特征在于,步骤S2中,调整剂水玻璃的用量为每吨风化型含钒钛赤铁矿原矿添加1000~1500g。
3.根据权利要求1所述的风化型含钒钛赤铁矿选冶回收钒钛铁的方法,其特征在于,步骤S2中,可溶性淀粉的用量为每吨风化型含钒钛赤铁矿原矿添加500~600g。
4.根据权利要求1所述的风化型含钒钛赤铁矿选冶回收钒钛铁的方法,其特征在于,步骤S2中,所述胺类捕收剂为十八胺或十二胺,所述胺类捕收剂的用量为每吨风化型含钒钛赤铁矿原矿添加40~60g。
5.根据权利要求1-4任一所述的风化型含钒钛赤铁矿选冶回收钒钛铁的方法,其特征在于,风化型含钒钛赤铁矿中,V2O5的回收率>78%,Fe的回收率>78%,TiO2的回收率>45%。
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