CN110038712A

CN110038712A - 钒钛磁铁矿三产品选矿工艺

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Publication number: CN110038712A
Application number: CN201910246298.7A
Authority: CN
Inventors: 李国洲; 邢伟; 段云峰
Original assignee: MCC North Dalian Engineering Technology Co Ltd
Current assignee: MCC North Dalian Engineering Technology Co Ltd; Northern Engineering and Technology Corp MCC
Priority date: 2019-03-29
Filing date: 2019-03-29
Publication date: 2019-07-23
Anticipated expiration: 2039-03-29
Also published as: CN110038712B

Abstract

本发明属于选矿技术领域，提供了一种钒钛磁铁矿三产品选矿工艺,包括三段破碎工序、第一段棒磨与螺旋分级机闭路、磁选子工艺、脱硅反浮选、细筛、铁钒选矿子工艺、脱硫粗浮选、脱硫扫浮选、脱硫精浮选、两段摇床和钛浮选；其中磁选子工艺包括第一段弱磁选、第二段球磨与旋流器闭路、第二段弱磁选和精磁选。本发明可从钒钛磁铁矿中得到铁、钒和钛三种品质较好精矿，发明以磨矿分解矿物，以磁选子工艺、脱硅反浮选和铁钒选矿子工艺处理得到高品质铁精矿，同时回收钒精矿；对磁选尾矿进行脱硫选钛得到含硫量较低的钛精矿，实现对自然矿产资源的充分利用。

Description

钒钛磁铁矿三产品选矿工艺

技术领域

本发明属于选矿技术领域，特别是涉及一种钒钛磁铁矿三产品选矿工艺。

背景技术

有很多铁矿山的铁矿石主要种类为钒钛磁铁矿，该种矿山的矿石一般含铁为15％左右，为超贫磁铁矿，TiO₂的含量为3％-8％之间，V₂O₅的含量为0.3-0.8％。该种矿石大约三分之二的铁以钛磁铁矿和钛铁矿的形式存在，其余的铁主要以辉石的形式存在，少量的铁赋存在石榴石、绿帘石、绿泥石中。

钒钛磁铁矿中铁的质品位为68％，远低于磁铁矿72.4％的理论铁品位，该矿原矿铁品位较低，磁铁矿地质品位较低，铁精粉中的铁品位很难提高，这都给这种矿石资源的利用带来了难度。

矿石中钛的赋存形式同样较为分散，TiO₂主要以钛铁矿的形式存在，钛同时兼有钢(强度高)和铝(质地轻)的优点、纯净的钛有良好的可塑性，它的韧性超过纯铁2倍，耐热和抗腐蚀性能也很好。由于钛有这些优点，促使其成为突出的稀有金属、钛及其合金，首先用在制造飞机、火箭、导弹、舰艇等方面，后来又广泛用于化工和石油部门；所以贵金属的钛的回收不仅增加了资源利用率而且有助于提高选厂的经济效益。此外，一般该种矿石中还含有一定量的黄铁矿和黄铜矿，所以其含硫量较高，这部分硫极易随浮选进入最终的钛精矿中，影响钛精矿的质量和售价。

V₂O₅主要赋存在钛磁铁矿中以结晶共生的形式存在，难以解离，很难通过选矿方法得到可以利用的钒精矿。钒主要以钒铁尖晶石的形式存在，其化学式一般为FeV₂O₄，该种钒铁尖晶石一般随铁的富剂而富集存在于铁精矿中，铁精矿中的这部分钒如果能加以提取分离将会大大的增加该种矿石的综合资源利用率，大大提高经济效益。钒当前主要由中国，俄罗斯，南非、新西兰四个国家生产，其产量远低于全球对钒的需求量，其市场价值也非常可观。

鉴于该矿铁品位较低，如仅回收铁矿物，将很难获得较好的经济效益，这就显得TiO₂和钒的有效回收更为必要。所以有必要开发一种能够有效的提高铁精粉中铁品位，有效降低铁精粉中S含量，并能有效的回收TiO₂和钒的钒钛磁铁矿三产品选矿工艺。

发明内容

为了解决上述技术问题，本发明提供了一种钒钛磁铁矿三产品选矿工艺，包括三段破碎工序、第一段棒磨与螺旋分级机闭路、磁选子工艺、脱硅反浮选、细筛、铁钒选矿子工艺、脱硫粗浮选、脱硫扫浮选、脱硫精浮选、两段摇床和钛浮选；其中磁选子工艺包括第一段弱磁选、第二段球磨与旋流器闭路、第二段弱磁选和精磁选；

原矿经三段破碎工序后，粒度为0-8mm的破碎产品给入第一段棒磨与螺旋分级机闭路中的第一段棒磨，第一段棒磨磨矿后产品给入螺旋分级机，螺旋分级机的沉砂返回第一段棒磨，螺旋分级机的粒度为0-1.7mm的溢流进入磁选子工艺；

螺旋分级机的溢流给入第一段弱磁选，第一段弱磁选的精矿给入第二段球磨与旋流器闭路中的旋流器，旋流器的沉砂给入第二段球磨，第二段球磨的排矿给入第二段弱磁选，第二段弱磁选的精矿返回旋流器，旋流器的溢流产品给入精磁选，精磁选的精矿给入脱硅反浮选；

脱硅反浮选的精矿给入细筛，细筛的粒度超过44微米的筛上产品返回第二段球磨，细筛的粒度为0-44微米的筛下产品给入铁钒选矿子工艺，铁钒选矿子工艺的底流为铁精矿；铁钒选矿子工艺的溢流沉淀得到钒精矿；

第一段弱磁选的尾矿、第二段弱磁选的尾矿和精磁选的尾矿给入脱硫粗浮选，脱硫粗浮选的底流精矿给入脱硫精浮选，脱硫粗浮选的泡沫尾矿给入脱硫扫浮选，脱硫精浮选的尾矿和脱硫扫浮选的精矿返回脱硫粗浮选；脱硫精浮选的精矿给入第一段摇床重选，第一段摇床重选的中矿给入第二段摇床重选，两段摇床重选的精矿进入钛浮选，钛浮选的精矿为钛精矿；

脱硅反浮选的尾矿、脱硫扫浮选的尾矿、两段摇床的尾矿和钛浮选的尾矿构成工艺尾矿抛尾。

优选地，所述脱硅反浮选包括脱硅粗浮选、脱硅精浮选和三次脱硅扫浮选；精磁选的精矿给入脱硅粗浮选，脱硅粗浮选的底流精矿给入脱硅精浮选，脱硅粗浮选的泡沫尾矿给入第一次脱硅扫浮选，第一次脱硅扫浮选的泡沫尾矿给入第二次脱硅扫浮选，第二次脱硅扫浮选的泡沫尾矿给入第三次脱硅扫浮选，第三次脱硅扫浮选的底流精矿返回第一次脱硅扫浮选，第一次脱硅扫浮选的底流精矿、第二次脱硅扫浮选的底流精矿和脱硅精浮选的泡沫尾矿返回浮选粗浮选；脱硅精浮选的精矿即为脱硅反浮选的精矿，第三次脱硅扫浮选的尾矿即为脱硅反浮选的尾矿。

进一步地，所述脱硅粗浮选中每吨给矿加入108-132g的乙二胺捕收剂和18-22g的起泡剂甲基异丁基甲醇；所述脱硅精浮选中每吨给矿加入72-88g的乙二胺捕收剂和13-16g的起泡剂甲基异丁基甲醇；所述第一次脱硅扫浮选中每吨给矿加入36-45g的乙二胺捕收剂和9-11g的起泡剂甲基异丁基甲醇。

优选地，所述铁钒选矿子工艺包括过滤与烘干、竖炉焙烧、湿式球磨、浓密机和沉淀池；细筛的筛下产品经过滤与烘干后，与质量浓度为3％的Na₂CO₃混匀，Na₂CO₃的添加量为每吨给矿32-40kg，混匀后给入竖炉焙烧，竖炉焙烧的反应式为4FeV₂O₄+4Na₂CO₃+5O₂＝2Fe₂O3+8NaVO₃+4CO₂，竖炉焙烧的温度为800-1000℃，竖炉焙烧后产品给入湿式球磨，湿式球磨磨矿后的矿浆给入浓密机浸出，浓密机的底流即为铁钒选矿子工艺的底流；浓密机的溢流NaVO₃的水溶液输送给沉淀池，在沉淀池中加入氨水，生成钒酸铵沉淀即为铁钒选矿子工艺的溢流沉淀。

优选地，所述钛浮选包括钛粗浮选、钛扫浮选和四次钛精浮选，钛浮选为正浮选；两段摇床重选的精矿给入钛粗浮选，钛粗浮选的底流尾矿给入钛扫浮选，钛粗浮选的泡沫精矿给入第一次钛精浮选，第一次钛精浮选的精矿给入第二次钛精浮选，第二次钛精浮选的精矿给入第三次钛精浮选，第三次钛精浮选的精矿给入第四次钛精浮选；第四次钛精浮选的底流尾矿返回第二次钛精浮选，第三次钛精浮选的底流尾矿返回第一次钛精浮选，第一次钛精浮选的底流尾矿、第二次钛精浮选的底流尾矿和钛扫浮选的泡沫精矿返回钛粗浮选，第四次钛精浮选的精矿即为钛浮选的精矿，钛扫浮选的尾矿即为钛浮选的尾矿。

进一步地，所述钛粗浮选中每吨给矿加入PH调整剂硫酸2150-2650g、捕收剂氧化石蜡皂1350-1650g和起泡剂甲氧基聚丙二醇45-55g。

进一步地，所述第一次钛精浮选中每吨给矿加入硫酸108-132g，第二次钛精浮选中每吨给矿加入硫酸90-110g，第三次钛精浮选中每吨给矿加入硫酸72-88g，第四次钛精浮选中每吨给矿加入硫酸55-66g。

优选地，所述第一段弱磁选的磁场强度为1800-2000GS，第二段弱磁选的磁场强度为1450-1750GS，精磁选的磁场强度为1100-1300GS。

优选地，所述脱硫粗浮选中每吨给矿加入PH调整剂硫酸180-220g、捕收剂丁黄药90-110g和起泡剂2#油18-22g；脱硫精浮选中每吨给矿加入捕收剂丁黄药55-66g和起泡剂2#油9-11g。

优选地，所述原矿的有用矿物主要成分为钛铁矿和钛磁铁矿，原矿的脉石矿物主要为黄铁矿、黄铜矿、辉石和云母；Fe品位为14.7％、TiO₂的含量为6.5％、V₂O₅的含量为0.52％和S含量为0.6％的原矿经上述的钒钛磁铁矿三产品选矿工艺处理后，获得Fe品位为63.60％、TiO₂的含量为2.20％、V₂O₅的含量为0.20％、S含量为0.15％、Fe回收率为46.73％、TiO₂回收率为3.66％、V₂O₅回收率为4.15％和S回收率为2.7％的铁精矿，获得按照V₂O₅计的回收率为29.6％的钒精矿，以及Fe品位为21.23％、TiO₂的含量为45.0％、V₂O₅的含量为0.25％、S含量为0.14％、Fe回收率为12.52％、TiO₂的回收率为30.00％、V₂O₅的回收率为4.17％和S回收率为2.02％的钛精矿。

本发明以磨矿分解矿物，以磁选子工艺、脱硅反浮选和铁钒选矿子工艺处理得到高品质铁精矿，同时在铁钒选矿子工艺后还回收了钒精矿；又以脱硫粗浮选、脱硫扫浮选和脱硫精浮选对磁选子工艺后的尾矿进行脱硫处理，有效地降低矿物中的硫含量，经两段摇床重选甩去大量磷灰石等脉石，然后进行选钛浮选作业，得到含硫量较低的钛精矿。由此可见，通过本发明工艺流程，可从钒钛磁铁矿中得到铁、钒和钛三种品质较好的精矿，实现对自然矿产资源的综合利用。

附图说明

图1为钒钛磁铁矿三产品选矿工艺实施例的流程示意图；

图2为钒钛磁铁矿三产品选矿工艺实施例的脱硅反浮选流程示意图；

图3为钒钛磁铁矿三产品选矿工艺实施例的铁钒选矿子工艺流程示意图；

图4为钒钛磁铁矿三产品选矿工艺实施例的钛浮选流程示意图。

具体实施方式

为了更进一步阐述本发明为解决技术问题所采取的技术手段及功效，以下结合附图和具体实施例对本发明做进一步详细描述，但不作为本发明要求的保护范围限定。

如图1所示的钒钛磁铁矿三产品选矿工艺可选实施例流程，包括三段破碎工序S1001、第一段棒磨S1002与螺旋分级机S1003闭路、磁选子工艺S1100、脱硅反浮选S1200、细筛S1004、铁钒选矿子工艺S1300、脱硫粗浮选S1005、脱硫扫浮选S1007、脱硫精浮选S1006、两段摇床和钛浮选S1400；其中磁选子工艺S1100包括第一段弱磁选S1101、第二段球磨S1104与旋流器S1102闭路、第二段弱磁选S1105和精磁选S1103；

原矿的Fe品位为14.7％、TiO₂的含量为6.5％、V₂O₅的含量为0.52％和S的含量为0.6％，其中有用矿物主要成分为钛铁矿和钛磁铁矿，脉石矿物主要为黄铁矿、黄铜矿、辉石和云母；原矿经三段破碎工序S1001后，粒度为0-8mm的破碎产品给入第一段棒磨S1002与螺旋分级机S1003闭路中的第一段棒磨S1002，第一段棒磨S1002磨矿后产品给入螺旋分级机S1003，螺旋分级机S1003的沉砂返回第一段棒磨S1002，螺旋分级机S1003的粒度为0-1.7mm的溢流进入磁选子工艺S1100；

螺旋分级机S1003的溢流给入第一段弱磁选S1101，第一段弱磁选S1101的磁场强度为2000GS，第一段弱磁选S1101的精矿产率为44.8％、Fe品位为25.1％、TiO₂的含量为1.8％、V₂O₅的含量为0.73％、S的含量为0.34％、Fe回收率为76.5％、TiO₂回收率为12.41％、V₂O₅回收率为62.5％和S回收率为25.5％，第一段弱磁选S1101的精矿给入第二段球磨S1104与旋流器S1102闭路中的旋流器S1102，旋流器S1102的沉砂给入第二段球磨S1104，第二段球磨S1104的排矿给入第二段弱磁选S1105，第二段弱磁选S1105的磁场强度为1600GS，第二段弱磁选S1105的精矿的产率为18.1％、Fe品位为53.9％、TiO₂的含量为1.97％、V₂O₅的含量为1.54％、S的含量为0.28％、Fe回收率为66.37％、TiO₂回收率为5.49％、V₂O₅回收率为53.5％和S回收率为8.5％，第二段弱磁选S1105的精矿返回旋流器S1102，旋流器S1102的P₈₀为44微米的溢流产品给入精磁选S1103，精磁选S1103的磁场强度为1200GS，精磁选S1103的精矿产率为14.2％、Fe品位为62.1％、TiO₂的含量为2.1％、V₂O₅的含量为1.81％、S的含量为0.19％、Fe回收率为59.99％、TiO₂回收率为4.59％、V₂O₅回收率为49.5％和S回收率为4.5％，精磁选S1103的精矿给入脱硅反浮选S1200；

脱硅反浮选S1200的精矿给入细筛S1004，细筛S1004的产率为0.4％的粒度超过44微米的筛上产品返回第二段球磨，细筛S1004的粒度为0-44微米的筛下产品的产率为10.9％、Fe品位为63.6％、TiO₂的含量为2.2％、V₂O₅的含量为2.02％、S的含量为0.15％、Fe回收率为47.16％、TiO₂回收率为3.69％、V₂O₅回收率为42.34％和S回收率为2.73％，，细筛S1004的筛下产品给入铁钒选矿子工艺S1300，铁钒选矿子工艺S1300的底流为铁精矿，铁精矿的产率为10.8％、Fe品位为63.6％、TiO₂的含量为2.2％、V₂O₅的含量为0.2％、S的含量为0.15％、Fe回收率为46.73％、TiO₂回收率为3.66％、V₂O₅回收率为4.15％和S回收率为2.7％；

铁钒选矿子工艺S1300的溢流沉淀得到钒精矿，钒精矿指标为合每吨原矿产0.018t钒酸铵，按照V₂O₅计的V₂O₅的回收率为29.6％；

第一段弱磁选S1101的尾矿、第二段弱磁选S1105的尾矿和精磁选S1103的尾矿的综合产率为85.8％、Fe品位为6.86％、TiO₂的含量为7.23％、V₂O₅的含量为0.31％、S的含量为0.67％、Fe回收率为40.01％、TiO₂回收率为95.41％、V₂O₅回收率为50.5％和S回收率为95.5％，第一段弱磁选S1101的尾矿、第二段弱磁选S1105的尾矿和精磁选S1103的尾矿给入脱硫粗浮选S1005，脱硫粗浮选S1005中加入PH调整剂硫酸200g/t给矿、捕收剂丁黄药100g/t给矿和起泡剂2#油20g/t给矿，脱硫粗浮选S1005的底流精矿给入脱硫精浮选S1006，脱硫精浮选S1006中加入捕收剂丁黄药60g/t给矿和起泡剂2#油10g/t给矿，脱硫精浮选S1006的精矿产率为80.18％、Fe品位为7.06％、TiO₂的含量为7.36％、V₂O₅的含量为0.21％、S的含量为0.15％、Fe回收率为38.5％、TiO₂回收率为90.8％、V₂O₅回收率为32.7％和S回收率为20.05％；脱硫粗浮选S1005的泡沫尾矿给入脱硫扫浮选S1007，脱硫精浮选S1006的尾矿和脱硫扫浮选S1007的精矿返回脱硫粗浮选S1005；脱硫精浮选S1006的精矿给入第一段摇床S1008重选，第一段摇床S1008重选的中矿给入第二段摇床S1009重选，两段摇床重选的精矿产率为25.5％、Fe品位为13.52％、TiO₂的含量为20.77％、V₂O₅的含量为0.23％、S的含量为0.15％、Fe回收率为23.45％、TiO₂回收率为81.5％、V₂O₅回收率为11.28％和S回收率为6.38％，两段摇床重选的精矿进入钛浮选S1400，钛浮选S1400的精矿为钛精矿，钛精矿的产率为8.67％、Fe品位为21.23％、TiO₂的含量为45.0％、V₂O₅的含量为0.25％、S的含量为0.14％、Fe回收率为12.52％、TiO₂回收率为30％、V₂O₅回收率为4.17％和S回收率为2.02％；

脱硅反浮选S1200的尾矿、脱硫扫浮选S1007的尾矿、两段摇床的尾矿和钛浮选S1400的尾矿构成工艺尾矿，工艺尾矿的产率为80.43％、Fe品位为7.37％、TiO₂的含量为2.93％、V₂O₅的含量为0.35％、S的含量为0.71％、Fe回收率为40.43％，TiO₂回收率为36.31％、V₂O₅回收率为53.49％和S回收率为95.25％，工艺尾矿抛尾。

在图1所示的实施例中，采用第一段弱磁选、第二段球磨与旋流器闭路、第二段弱磁选、精磁选、脱硅反浮选及铁钒选矿子工艺，在磁选的时候脱去了非磁性的含硫矿物黄铜矿和黄铁矿，铁精矿中的S含量为0.15％，脱硫效果非常显著，S含量满足了优质铁精矿的标准。在第二段球磨与旋流器闭路中加入了第二段弱磁选甩去了26.7％产率的尾矿(第一段弱磁选精矿的产率减去第二段弱磁精选的产率)，大大的降低了第二段球磨的磨矿量和能耗，大大降低了选矿成本。脱硅反浮选的精矿给入细筛，筛上返回第二段球磨，将粗颗粒的矿物返回磨矿再磨，以便其进一步解离，有利于进一步提高精矿的品质。在钛浮选前设置了脱硫粗浮选、脱硫扫浮选、脱硫精浮选和连续两段摇床重选，脱硫浮选中通过药剂的使用，脱硫精浮选的精矿的S含量由给矿的0.67％降到0.15％，充分了保障了后续钛精矿的质量，脱硫效果显著。在浮选之前先采用摇床，充分利用了摇床对较重较粗的钛铁矿的较好选择性，除去了包括磷灰石在内的绝大多数较软较细的脉石矿物，大大降低了后续作业的处理量，实现了脱磷提质，将TiO₂的含量由7.36％提高到20.77％，提质效果明显。获得了产率为10.8％、Fe品位为63.60％、TiO₂的含量为2.20％、V₂O₅的含量为0.20％、S含量为0.15％、Fe回收率为46.73％、TiO₂的回收率为3.66％、V₂O₅的回收率为4.15％和S回收率为2.7％的铁精矿。其中铁品位达到了63.6％，这对于理论铁品位仅仅68％的原矿而言，获得了非常高的精矿铁品位。

如图2所示的钒钛磁铁矿三产品选矿工艺可选实施例的脱硅反浮选流程，所述脱硅反浮选S1200包括脱硅粗浮选S1201、脱硅精浮选S1202和三次脱硅扫浮选；精磁选S1103的精矿给入脱硅粗浮选S1201，脱硅粗浮选S1201加入120g/t给矿的乙二胺捕收剂和20g/t给矿的起泡剂甲基异丁基甲醇；脱硅粗浮选S1201的底流精矿给入脱硅精浮选S1202，脱硅精浮选S1202加入80g/t给矿的乙二胺捕收剂和15g/t给矿的起泡剂甲基异丁基甲醇，脱硅精浮选S1202的精矿产率为11.3％、Fe品位为63.4％、TiO₂的含量为2.2％、V₂O₅的含量为2.02％、S的含量为0.15％、Fe回收率为48.74％、TiO₂回收率为3.82％，V₂O₅回收率为43.9％和S回收率为2.83％；脱硅粗浮选S1201的泡沫尾矿给入第一次脱硅扫浮选S1203，第一次脱硅扫浮选S1203加入40g/t给矿的乙二胺捕收剂和10g/t给矿的起泡剂甲基异丁基甲醇，第一次脱硅扫浮选S1203的泡沫尾矿给入第二次脱硅扫浮选S1204，第二次脱硅扫浮选S1204的泡沫尾矿给入第三次脱硅扫浮选S1205，第三次脱硅扫浮选S1205的底流精矿返回第一次脱硅扫浮选S1203，第一次脱硅扫浮选S1203的底流精矿、第二次脱硅扫浮选S1204的底流精矿和脱硅精浮选S1202的泡沫尾矿返回浮选粗浮选S1201；脱硅精浮选S1202的精矿即为脱硅反浮选S1200的精矿，给入细筛S1004，细筛S1004的粒度超过44微米的筛上产品返回第二段球磨S1104，细筛S1004的筛下产品给入铁钒选矿子工艺S1300；第三次脱硅扫浮选S1205的尾矿即为脱硅反浮选S1200的尾矿，归入工艺尾矿抛尾。

在图2所示实施例的脱硅反浮选中，第三次脱硅扫浮选的精矿返回第一次脱硅扫浮选，第二次脱硅扫浮选的精矿返回脱硅粗浮选，这种跨越式返回的方式，被返回的物料增加了一次扫浮选的时间，进一步优化了浮选的效果。

如图3所示的钒钛磁铁矿三产品选矿工艺可选实施例的铁钒选矿子工艺流程，所述铁钒选矿子工艺S1300包括过滤与烘干S1301、竖炉焙烧S1302、湿式球磨S1303、浓密机S1304和沉淀池S1305；脱硅反浮选S1200的精矿给入细筛S1004，细筛S1004的粒度超过44微米的筛上产品返回第二段球磨S1104，细筛S1004的筛下产品经过滤与烘干干S1301后，与质量浓度为3％的Na₂CO₃混匀，Na₂CO₃的添加量为36kg/t给矿，混匀后给入竖炉焙烧S1302，竖炉焙烧S1302的反应式为4FeV₂O₄+4Na₂CO₃+5O₂＝2Fe₂O₃+8NaVO₃+4CO₂，竖炉焙烧S1302的温度为900℃，竖炉焙烧S1302后的产品含NaVO₃为2.7％，竖炉焙烧S1302后产品给入湿式球磨S1303，湿式球磨S1303磨矿后的矿浆给入浓密机S1304浸出，浓密机S1304的底流即为铁钒选矿子工艺S1300的底流，得到铁精矿；浓密机S1304的溢流NaVO₃的水溶液输送给沉淀池S1305，在沉淀池S1305中加入氨水，生成钒酸铵沉淀即为铁钒选矿子工艺S1300的溢流沉淀，得到钒精矿。

在图3所示实施例的铁钒选矿子工艺中，通过对脱硅反浮选的精矿给入细筛后的筛下产品进行焙烧、浸出和沉淀作业，通过焙烧将钒铁尖晶石氧化为可溶的钒酸钠，再通过浸出作业将钒酸钠转移到水溶液中，然后通过胺化沉淀反应得到的钒酸铵沉淀产品。其指标为按照每吨原矿计可产0.018吨钒酸铵，按照V₂O₅计的V₂O₅的回收率为29.6％。这部分额外获得的紧俏的钒酸铵产品将大大的增加整个项目的资源利用率和经济效益。在焙烧作业中采用了碳酸钠焙烧而没有采用传统的硫酸钠焙烧，有效的避免了硫酸钠中的硫元素对铁精矿的污染。

如图4所示的钒钛磁铁矿三产品选矿工艺可选实施例的钛浮选流程，所述钛浮选S1400包括钛粗浮选S1401、钛扫浮选S1402和四次钛精浮选，钛浮选S1400为正浮选；两段摇床重选的精矿给入钛粗浮选S1401，钛粗浮选S1401中加入PH调整剂硫酸2400g/t给矿、捕收剂氧化石蜡皂1500g/t给矿和起泡剂甲氧基聚丙二醇50g/t给矿，钛粗浮选S1401的底流尾矿给入钛扫浮选S1402，钛粗浮选S1401的泡沫精矿给入第一次钛精浮选S1403，第一次钛精浮选S1403中加入硫酸120g/t给矿，第一次钛精浮选S1403的精矿给入第二次钛精浮选S1404，第二次钛精浮选S1404中加入硫酸100g/t给矿，第二次钛精浮选S1404的精矿给入第三次钛精浮选S1405，第三次钛精浮选S1405中加入硫酸80g/t给矿，第三次钛精浮选S1405的精矿给入第四次钛精浮选S1406；第四次钛精浮选S1406中加入硫酸60g/t给矿，第四次钛精浮选S1406的底流尾矿返回第二次钛精浮选S1404，第三次钛精浮选S1405的底流尾矿返回第一次钛精浮选S1403，第一次钛精浮选S1403的底流尾矿、第二次钛精浮选S1404的底流尾矿和钛扫浮选S1402的泡沫精矿返回钛粗浮选S1401，第四次钛精浮选S1406的精矿即为钛浮选S1400的精矿，得到钛精矿；钛扫浮选S1402的尾矿即为钛浮选S1400的尾矿，归入工艺尾矿抛尾。

在图4所示实施例的钛浮选中，钛浮选的精选尾矿采用跨越式返回的方式，每一段精浮选的尾矿均采用向上上一级精浮选返回的方式，每段精浮选备返回的尾矿均增加了一次精浮选的时间，有力的保证了钛精矿的TiO₂的高收率，获得了产率为8.67％、Fe品位为21.23％、TiO₂的含量为45.0％、V₂O₅的含量为0.25％、S的含量为0.14％、Fe回收率为12.52％、TiO₂回收率为30％、V₂O₅回收率为4.17％和S回收率为2.02％的钛精矿，指标较优。

上述所提到的‘每吨给矿’是指给入本工序的矿石重量，与‘/t给矿’意义相同。

当然，本发明还可有其它多种实施例，在不背离本发明精神及其实质的情况下，本领域技术人员可根据本发明作出各种相应的改变和变形，但这些相应的改变和变形都属于本发明的权利要求的保护范围。

Claims

1.一种钒钛磁铁矿三产品选矿工艺，包括三段破碎工序；其特征在于：还包括第一段棒磨与螺旋分级机闭路、磁选子工艺、脱硅反浮选、细筛、铁钒选矿子工艺、脱硫粗浮选、脱硫扫浮选、脱硫精浮选、两段摇床和钛浮选；其中磁选子工艺包括第一段弱磁选、第二段球磨与旋流器闭路、第二段弱磁选和精磁选；

2.根据权利要求1所述的钒钛磁铁矿三产品选矿工艺，其特征在于：所述脱硅反浮选包括脱硅粗浮选、脱硅精浮选和三次脱硅扫浮选；精磁选的精矿给入脱硅粗浮选，脱硅粗浮选的底流精矿给入脱硅精浮选，脱硅粗浮选的泡沫尾矿给入第一次脱硅扫浮选，第一次脱硅扫浮选的泡沫尾矿给入第二次脱硅扫浮选，第二次脱硅扫浮选的泡沫尾矿给入第三次脱硅扫浮选，第三次脱硅扫浮选的底流精矿返回第一次脱硅扫浮选，第一次脱硅扫浮选的底流精矿、第二次脱硅扫浮选的底流精矿和脱硅精浮选的泡沫尾矿返回浮选粗浮选；脱硅精浮选的精矿即为脱硅反浮选的精矿，第三次脱硅扫浮选的尾矿即为脱硅反浮选的尾矿。

3.根据权利要求1所述的钒钛磁铁矿三产品选矿工艺，其特征在于：所述铁钒选矿子工艺包括过滤与烘干、竖炉焙烧、湿式球磨、浓密机和沉淀池；细筛的筛下产品经过滤与烘干后，与质量浓度为3％的Na₂CO₃混匀，Na₂CO₃的添加量为每吨给矿32-40kg，混匀后给入竖炉焙烧，竖炉焙烧的反应式为4FeV₂O₄+4Na₂CO₃+5O₂＝2Fe₂O₃+8NaVO₃+4CO₂，竖炉焙烧的温度为800-1000℃，竖炉焙烧后产品给入湿式球磨，湿式球磨磨矿后的矿浆给入浓密机浸出，浓密机的底流即为铁钒选矿子工艺的底流；浓密机的溢流NaVO₃的水溶液输送给沉淀池，在沉淀池中加入氨水，生成钒酸铵沉淀即为铁钒选矿子工艺的溢流沉淀。

4.根据权利要求1所述的钒钛磁铁矿三产品选矿工艺，其特征在于：所述钛浮选包括钛粗浮选、钛扫浮选和四次钛精浮选，钛浮选为正浮选；两段摇床重选的精矿给入钛粗浮选，钛粗浮选的底流尾矿给入钛扫浮选，钛粗浮选的泡沫精矿给入第一次钛精浮选，第一次钛精浮选的精矿给入第二次钛精浮选，第二次钛精浮选的精矿给入第三次钛精浮选，第三次钛精浮选的精矿给入第四次钛精浮选；第四次钛精浮选的底流尾矿返回第二次钛精浮选，第三次钛精浮选的底流尾矿返回第一次钛精浮选，第一次钛精浮选的底流尾矿、第二次钛精浮选的底流尾矿和钛扫浮选的泡沫精矿返回钛粗浮选，第四次钛精浮选的精矿即为钛浮选的精矿，钛扫浮选的尾矿即为钛浮选的尾矿。

5.根据权利要求1所述的钒钛磁铁矿三产品选矿工艺，其特征在于：所述第一段弱磁选的磁场强度为1800-2000GS，第二段弱磁选的磁场强度为1450-1750GS，精磁选的磁场强度为1100-1300GS。

6.根据权利要求2所述的钒钛磁铁矿三产品选矿工艺，其特征在于：所述脱硅粗浮选中每吨给矿加入108-132g的乙二胺和18-22g的甲基异丁基甲醇；所述脱硅精浮选中每吨给矿加入72-88g的乙二胺和13-16g的甲基异丁基甲醇；所述第一次脱硅扫浮选中每吨给矿加入36-45g的乙二胺和9-11g的甲基异丁基甲醇。

7.根据权利要求1所述的钒钛磁铁矿三产品选矿工艺，其特征在于：所述脱硫粗浮选中每吨给矿加入硫酸180-220g、丁黄药90-110g和2#油18-22g；脱硫精浮选中每吨给矿加入丁黄药55-66g和2#油9-11g。

8.根据权利要求4所述的钒钛磁铁矿三产品选矿工艺，其特征在于：所述钛粗浮选中每吨给矿加入硫酸2150-2650g、氧化石蜡皂1350-1650g和甲氧基聚丙二醇45-55g。

9.根据权利要求4所述的钒钛磁铁矿三产品选矿工艺，其特征在于：所述第一次钛精浮选中每吨给矿加入硫酸108-132g，第二次钛精浮选中每吨给矿加入硫酸90-110g，第三次钛精浮选中每吨给矿加入硫酸72-88g，第四次钛精浮选中每吨给矿加入硫酸55-66g。

10.根据权利要求1-9之一所述的钒钛磁铁矿三产品选矿工艺，其特征在于：所述原矿的有用矿物主要成分为钛铁矿和钛磁铁矿，原矿的脉石矿物主要为黄铁矿、黄铜矿、辉石和云母；Fe品位为14.7％、TiO₂的含量为6.5％、V₂O₅的含量为0.52％和S含量为0.6％的原矿经权利要求1-9之一所述的钒钛磁铁矿三产品选矿工艺处理后，获得Fe品位为63.60％、TiO₂的含量为2.20％、V₂O₅的含量为0.20％、S含量为0.15％、Fe回收率为46.73％、TiO₂回收率为3.66％、V₂O₅回收率为4.15％和S回收率为2.7％的铁精矿，获得按照V₂O₅计的回收率为29.6％的钒精矿，以及Fe品位为21.23％、TiO₂的含量为45.0％、V₂O₅的含量为0.25％、S含量为0.14％、Fe回收率为12.52％、TiO₂的回收率为30.00％、V₂O₅的回收率为4.17％和S回收率为2.02％的钛精矿。