CN112410539B - 一种含弱磁脉石矿物钛中矿的分选方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种含弱磁脉石矿物钛中矿的分选方法,所述钛中矿中包括钛铁矿和弱磁脉石矿物;包括以下步骤:S1.将钛中矿与还原剂接触,进行深度还原,使所述钛铁矿中的Fe2+和/或Fe3+全部或部分还原为Fe0,而弱磁脉石矿物中的Fe2+和/或Fe3+保持未还原状态,得到还原钛中矿;S2.对所述还原钛中矿进行磁选,分离得到还原钛铁物料和含有弱磁脉石矿物的尾矿。本发明可将含弱磁脉石矿物钛中矿分离生产得到能满足用于生产氯化法原料要求的还原钛铁物料。特别应用于处理含铬钛中矿;该含弱磁脉石矿物钛中矿的分选方法简单,工艺路线短、成本较低,同时可以使回收其它有价弱磁矿物,提高钛中矿中杂质元素的利用价值。
Description
【技术领域】
本发明属于冶金和矿物加工技术领域,具体涉及了一种含弱磁脉石矿物钛中矿的分选方法。
【背景技术】
《攀西国家级战略资源创新开发试验区》调整产业产品结构中明确指出:钛产业重点发展氯化法钛白、高端专用钛白等终端产品,加快发展海绵钛、金属钛、钛材等,积极开发航空航天、船舶、医用等军民用钛合金材料及深加工制品。氯化法钛白、高端专用钛白,海绵钛、金属钛、钛材对原料要求很严格,尤其是杂质含量要求较高。随着钛矿不断地开釆,全球范围内的优质钛资源越来越少,必须面临如何开釆和使用低品位多杂钛资源的难题。而钛铁矿是提炼钛和生产钛白粉的主要矿物,主要成分FeTiO3,但同时含有其它杂质矿物,杂质矿物含有如CaO、MgO、SiO2、Al2O3、MnO2、V2O5、Cr2O3等杂质元素,这些杂质元素的存在会影响钛精矿产品的品质。一般的讲,如有微量的铁、钴、铬、铜等杂质混入钛白粉中,会致使钛白粉白度降低,这是由于其杂质的离子,尤其是金属离子的存在,会使钛白粉的晶体结构变扭曲而失去对称性而产生作用的缘故,而金红石型钛白粉对杂质的出现更为敏感,如钛精矿中铬(Cr2O3)含量高于0.15%,将无法用于生产氯化法钛白的原料以及其它高端钛产品。
海滨砂矿是最具工业价值的钛砂矿床,世界上30%的钛铁矿都来自于海滨砂矿,海滨砂矿主要有滨海沉积型砂矿,海滨砂矿具有矿物种类多,单体解离度高,颗粒均匀且含泥量少等特点,主要有用矿物有:钛铁矿、锆英石、金红石、独居石、白钛矿、锐钛矿等。主要杂质矿物有:铬铁矿、钛辉石、磁赤铁矿、铁结核、褐铁矿、赤铁矿和黄铁矿等。主要脉石矿物有:石英、长石、电气石、石榴子石、红柱石、黄玉、兰晶石、磷灰石和高岭土等(铬铁矿、钛辉石等在海滨砂矿中也为脉石矿物)。海滨砂矿常见的精选工艺流程为传统的重选、干磁选和电选联合流程。
对于含弱磁脉石矿物的钛资源来说,由于弱磁脉石矿物如铬铁矿、钛辉石、石榴子石和钛铁矿的物理特性(如表1)非常接近,釆用常规的物理分选方法分选此类矿物非常困难,大部分弱磁脉石矿物随钛铁矿而富集,导致钛精矿中的杂质含量超出用作生产钛白粉原料的要求而不被利用,造成资源的浪费。
表1弱磁脉石矿物和钛铁矿的物理特性
在所有钛资源之中,海滨砂矿型钛铁矿含铬是一个非常的普遍现象,而且这类型的钛资源在全球范围储量很大。目前这类型钛资源的钛精(中)矿,由于含铬量超过了作为钛白粉原料的要求,只能以尾矿形式堆存。钛精(中)矿中的铬一般以铬铁矿的形式存在,属于单体解离矿物。由于钛铁矿与铬铁矿的物理性质相近,采用常规的重选、磁选、电选或三者联合的方式,并不能很好将钛铁矿中铬铁矿分离出去,因此,如何去除钛铁矿中杂质,得到高品质的钛精矿,对钛原料的综合利用具有极其重要的意义。
目前处理此类钛中矿主要是对钛中矿中钛铁矿氧化磁化改性,由于限于工艺条件较难控制其分选效果不佳。澳大利亚Austpac资源公司研究两种钛铁矿磁化焙烧方法,分别叫作ERMS焙烧法和LTR焙烧法。ERMS焙烧法(US5595347“Process for SeparatingIlmenite”)是高温(750~950℃)下控制氧分压焙烧钛铁矿60min左右,焙烧矿在缺氧条件下冷却。焙烧使钛铁矿磁化率增加,矿中TiO2被金红石化具有酸不溶性,焙烧矿易于磁选除去脉石矿物提高钛精矿质量。这种焙烧精矿适用于制造人造金红石或熔炼钛渣。LTR焙烧法是在低于650℃的低温下氧化焙烧钛铁矿20~30min,焙烧使钛铁矿磁化率增加,矿中TiO2未被金红石化具有酸溶性,焙烧矿也易于磁选除去脉石矿物提高钛精矿质量,这种焙烧精矿适用于硫酸法生产钛白。ERMS焙烧法是强氧化-弱还原焙烧,焙烧矿用于盐酸浸出法制造人造金红石。
王墨等“国外某钛铁矿精选试验研究”(2015昆明理工大学硕士学位论文)将钛铁矿和铬铁矿的混合粗精矿,采用回转窑、流态化床或沸腾炉在焙烧工艺参数为操作温度770℃、进料速效为3.0Kg/h、对应平均停留时间为36分钟进行氧化焙烧,自然冷却,可以很好的富集钛。对氧化焙烧富集后的矿物在磁场为0.3t的干式磁选机上进行干选,可以得到钛品位为47.94%、回收率78.52%、含Cr2O3为0.23%的钛精矿。
中国专利CN103316761B公开了一种含有钛铁矿和铬铁矿矿石的分离方法,该专利主要针对含有钛铁矿和铬铁矿的海滨重砂矿,通过矿石预选别使钛铁矿和铬铁矿富集,形成含铬钛中矿,然后经氧化焙烧改变钛铁矿磁性、磁选进行铬铁矿与钛铁矿分离获得铬铁矿与钛精矿。这些现有技术都采用通过弱氧化的方式增加钛铁矿的磁性,但是钛铁矿氧化程度和氧化工艺参数很难控制导致钛回收率不高。
【发明内容】
本发明的目的就在于为解决现有技术的不足而提供一种含弱磁脉石矿物钛中矿的分选方法。
本发明的目的是以下述技术方案实现的:
一种含弱磁脉石矿物钛中矿的分选方法,所述钛中矿中包括钛铁矿和弱磁脉石矿物;包括以下步骤:
S1.将钛中矿与还原剂接触,进行深度还原,使所述钛铁矿中的Fe2+和/或Fe3+全部或部分还原为Fe0,而弱磁脉石矿物中的Fe2+和/或Fe3+保持未还原状态,得到还原钛中矿;
S2.对所述还原钛中矿进行磁选,分离得到还原钛铁物料和含有弱磁脉石矿物的尾矿。
优选的,所述钛中矿中还包括铁矿物,经过所述深度还原,所述铁矿物中的Fe2+和/或Fe3+也全部或部分还原为Fe0。
优选的,所述弱磁脉石矿物包括铬铁矿;或者选自铬铁尖晶石、钛辉石或石榴籽石中的至少一种矿物与铬铁矿的组合。
优选的,所述还原钛铁物料的金属化率为5~95%,所述金属化率为所述还原钛铁物料中的金属铁与全铁之比的百分数,Fe0/TFe×100%。
进一步优选的,所述还原钛铁物料的金属化率为5~40%
优选的,步骤S1所述深度还原温度为800~1100℃,深度还原时间为0.5~4h。
进一步优选的,所述深度还原温度为850~950℃,深度还原时间为0.5~2h。
优选的,所述深度还原的还原剂为固体还原剂煤或石油焦以及气体还原剂CO或H2的一种或多种组合;
当所述还原剂为固体还原剂时,加入量为所述钛中矿的10~30%;
当所述还原剂为气体还原剂时,控制尾气中所述气体还原剂的含量大于或等于3%。
优选的,步骤S1所述对钛中矿深度还原处理前,首先对所述钛中矿进行氧化,将所述钛铁矿氧化为氧化钛铁矿。
优选的,所述氧化温度为600~1000℃,氧化时间为0.5~2h。
本发明与现有技术的区别在于:
ERMS焙烧法(US5595347“Process for Separating Ilmenite”)是高温(750~950℃)下控制氧分压焙烧钛铁矿60min左右,焙烧矿在缺氧条件下冷却,焙烧使钛铁矿磁化率增加。该技术增加钛铁矿磁化率的方法仍然是氧化,将钛铁矿中的FeO转化成磁铁矿(Fe3O4),由于该技术控制了氧分压避免了磁铁矿(Fe3O4)进一步氧化成非磁性赤铁矿(Fe2O3),该技术是在氧化气氛条件下进行的。而本发明是在还原气氛条件下将钛铁矿还原成金属铁。
王墨等“国外某钛铁矿精选试验研究”采用回转窑、流态化床或沸腾炉在焙烧工艺参数为770℃条件下进行氧化焙烧以达到增加钛铁矿磁性的目的。而本发明是在还原气氛条件下将钛铁矿还原成金属铁以达到增加钛铁矿磁性的目的。
刘云龙等“钛铁矿磁化焙烧分离的热力学分析”(《钢铁冶金》第34卷第3期2013年6月)釆用通过氧气或者空气对钛铁矿进行氧化焙烧生成Fe2O3和Fe2TiO5,之后,再使用较低浓度的CO即可将之还原为Fe3O4,然后使用球磨机进行球磨,再通过磁选手段即可获得铁精矿粉和钛渣,达到铁钛分离的目的。该技术虽然是在还原气氛下进行,但是将铁还原成磁性的四氧化三铁,而并非金属铁,与本发明有本质上的区别。
本发明提供的方法可将弱磁脉石矿物钛中矿分离生产得到能满足用于生产氯化法原料要求的还原钛铁物料。特别应用于处理含铬钛中矿,可将还原钛铁物料中的铬(Cr2O3)含量降至0.1%以下,满足后续还原钛铁物料使用时对铬含量的要求,同时,可综合回收钛中矿中的铬,得到铬铁矿;该含弱磁脉石矿物钛中矿的分选方法简单,工艺路线短、成本较低,同时可以使回收其它有价弱磁矿物,提高钛中矿中杂质元素的利用价值。
【附图说明】
图1是高铬钛中矿的X射线衍射(XRD);
图2是还原高铬钛中矿的X射线衍射(XRD);
图3是还原钛铁物料的X射线衍射(XRD);
图4是铬铁矿的X射线衍射(XRD);
图5是深还原/磁选流程图;
【具体实施方式】
含弱磁脉石矿物钛中矿由于含杂太高而不能满足用于生产硫酸法钛白粉或生产氯化法原料的要求,其杂质主要为CaO、MgO、SiO2、Cr2O3等,杂质主要来自于弱磁性脉石矿物如:铬铁矿、钛辉石和石榴子石等。
本发明公开的一种含弱磁脉石矿物钛中矿的分选方法,钛中矿中包括钛铁矿和弱磁脉石矿物,包括以下步骤:
S1.将钛中矿与还原剂接触,进行深度还原,使钛铁矿中的Fe2+和/或Fe3+全部或部分还原为Fe0,而弱磁脉石矿物如铬铁矿中的Fe2+和/或Fe3+保持未还原状态,得到还原钛中矿;还原剂可采用煤、石油焦、CO或H2的一种或多种组合。
S2.对还原钛中矿进行磁选,分离得到还原钛铁物料和含有弱磁脉石矿物的尾矿。
还原钛铁物料可进一步生产富钛料,含有弱磁脉石矿物的尾矿可进一步生产铬铁矿等。
如本领域技术人员可以理解的,钛中矿是钛铁矿砂矿钛资源经常规的重选、磁选等选矿方法获得的磁选精矿,一般主要含有钛矿物(钛铁矿、风化钛铁矿、金红石等)、铁矿物(钛磁铁矿、假象赤铁矿、赤铁矿等)、弱磁脉石矿物(铬铁矿、铬铁尖晶石、钛辉石和石榴子石等),除此之外,一般还含有少量的锆英石、石英、斜长石、高岭石和绿泥石等砂型钛铁矿常见的脉石矿物。
如表1所示,钛中矿中含有的弱磁脉石矿物铬铁矿、钛辉石和石榴籽石等磁性、比重均与钛铁矿相近,尤其是铬铁矿,磁性更是与钛铁矿相近,通过常规选矿方法很难分离。
自然界氧化矿物中的铁一般以FeO、Fe3O4、或Fe2O3的形式存在,只有磁铁矿Fe3O4(FeO·Fe2O3)具有强磁性,其余氧化亚铁(FeO)和赤铁矿(Fe2O3)为弱磁性矿物。因此可利用各矿物中铁的还原性的差异,选择性地还原指定矿物中的铁成Fe3O4或单质铁以增加该矿物的磁性。由于磁铁矿(Fe3O4)生成条件太窄不易控制,本发明采用深度还原方式将钛铁矿中部分或全部铁还原为单质铁以增加钛铁矿的磁性,而弱磁脉石矿物如铬铁矿的Fe2+和/或Fe3+保持未还原状态,通过磁选可将两者较好的分离,最终得到磁性的还原钛铁物料和非/弱磁性的脉石矿物的尾矿。
单质铁极大地提高了还原钛铁物料的磁性和增加了与弱磁脉石矿物磁性差异。还原钛铁物料的金属化率越高,还原钛铁物料的磁性越强,还原钛铁物料与弱磁脉石矿物磁性差异越大越有利于磁选分离。但是,当还原钛铁物料的金属化率(金属铁与全铁之比的百分数,Fe0/TFe×100%)过高时,在磁场作用下还原钛铁物料易产生磁链和磁团聚等现象,磁链和磁团聚的夹杂反而会降低磁选分离效果。因此,优选还原钛铁物料的金属化率为5~95%。
由于钛铁矿、铬铁矿中的铁原子分别受钛铁矿和铬铁矿晶型结构的影响,导致其还原为单质铁的温度、时间等条件有所不同,因此可选用特定还原条件,实现上述目的。
钛铁矿(FeTiO3)与还原剂(如煤)的热还原反应制得还原钛铁物料(FeTiO3·TiO2·Fe、FeTiO3·Ti2O3·2Fe、FeTiO3·Ti2O3·2Fe等),还原钛铁物料主要由还原FeTiO3、Fe、TiO2、Ti2O3等组成,各成分的含量主要取决于还原条件(温度和时间)。还原温度越高和时间越长,Fe、TiO2含量越高和FeTiO3含量越低。还原设备通常为回转窑,也可以釆用沸腾床等其它还原设备。还原剂(如煤)主要起到两个方面的作用,一方面是提供反应所需的CO,另一方面是提供反应所需的热量。在回转窑内钛铁矿与还原剂煤主要反应有:
FeTiO3+C=TiO2·Fe+CO
FeTiO3+CO=TiO2·Fe+CO2
3FeTiO3+4C=Ti3O5·3Fe+4CO
3FeTiO3+4CO=Ti3O5·3Fe+4CO2
2FeTiO3+3C=Ti2O3·2Fe+3CO
2FeTiO3+3CO=Ti2O3·2Fe+3CO2
2FeTiO3+C=FeTi2O5·Fe+CO
2FeTiO3+CO=FeTi2O5·Fe+CO2
Fe2O3+3C=2Fe+3CO
CO2+C=2CO
C+O2=2CO
在800~1100℃条件下,钛铁矿中或多或少会析出金属铁,钛铁矿颗粒保持原状并与金属铁共生,从而几何级地增加了钛铁矿的磁性,而弱磁脉石矿物如铬铁矿只有在1100~1500℃可发生还原生成单质铁,涉及的反应式如下:
FeCr2O4+C=Fe·Cr2O3+CO
3FeCr2O4+4C=3Fe·2Cr3O4+4CO
因此由于钛铁矿的还原活性高于铬铁矿的还原活性,当钛铁矿和铬铁矿同时存时,在本发明条件下钛铁矿先于铬铁矿还原。在800℃~1100℃和还原不超过4h条件下,铬铁矿保持原有晶格仍为弱磁性矿物,通过磁选很容易将其与还原钛铁物料分离。因此优选,深度还原温度为800~1100℃,深度还原时间为0.5~4h。当还原剂为煤、石油焦等固体还原剂时,加入量优选为钛中矿的10~30%(质量比),当还原剂为CO、H2等气体还原剂时,控制尾气中CO、H2等气体还原剂的含量大于或等于3%。
而且,从上述分析可知,温度越高,时间越长,越有利于钛铁矿中的铁还原,因此,在较高的还原温度下,还原钛铁物料的金属化率一般情况下也较高,但同时,也有利于铬铁矿中的铁还原。而且,当还原钛铁物料的金属化率过高时,在磁场作用下还原钛铁物料易产生磁链和磁团聚等现象,磁链和磁团聚的夹杂反而会降低磁选分离效果。综合考虑还原钛铁物料中钛的回收率、除杂效果以及生产成本,优选还原钛铁物料的金属化率为5~40%。而深度还原温度优选为850~950℃,深度还原时间为0.5~2h。
经过深度还原,风化钛铁矿、钛铁矿、氧化铁矿物、金红石等进入还原钛铁物料;铁矿物中的Fe2+和/或Fe3+也全部或部分还原为Fe0,在步骤S2对还原钛中矿磁选时,随钛铁矿一同与弱磁脉石矿物如铬铁矿等分离,金红石一般与钛铁矿共生,随钛铁矿一同进入还原钛铁物料。钛中矿中的弱磁脉石矿物中一般含有铬铁矿,除了铬铁矿,一般还含有铬铁尖晶石、钛辉石或石榴籽石的一种或多种,这些弱磁脉石矿物经过磁选一同进入尾矿。锆英石、石英、斜长石、高岭石或绿泥石等脉石矿物,在步骤S2对还原钛中矿磁选时,也随铬铁矿等弱磁脉石矿物一同与钛铁矿分离进入尾矿。
因此,经过磁选的尾矿中一般含有铬铁矿、铬铁尖晶石、煤灰、煤(当采用煤、石油焦等还原时,会产生煤灰及剩余的煤、石油焦)和少量的还原钛铁物料、锆英石、石英、斜长石、高岭石和绿泥石等砂型钛铁矿常见的脉石矿物。
铬铁矿步骤S1钛中矿还原前也可先进行氧化焙烧,以提高钛中矿中钛铁矿的还原活性,钛中矿氧化焙烧是将钛铁矿中的铁氧化生成TiO2和Fe2O3,Fe2O3的还原活性高于FeTiO3(钛铁矿)的还原活性,Fe2O3的还原更易控制。氧化条件优选为600~1000℃下,焙烧0.5~2h。当钛中矿活性较低时,可优先使用先氧化的方法,提高其活性后再进行深度还原。且氧化后后续还原可以采用较低的还原温度或/和较短的还原时间。
铬铁矿步骤S2磁场优选为中低场强磁选,强度优选为800~4000GS。磁选设备可选用干式磁选或湿式磁选。湿式磁选有利打破磁链和磁团聚,因此,湿式磁选分选效果优于干式磁选。而干式磁选的流程比湿式磁选简单而且成本也低。
下面以莫桑比克某钛矿为例,进一步阐述本发明。
莫桑比克某钛矿,该钛矿是一个典型的海滨砂矿,矿石嵌布粒度较粗,矿石性质复杂,脉石组成特殊,属于难选的海滨砂矿。本发明所用原料为一铬含量较高的高铬钛中矿,是常规重选和磁选之后的精矿,其化学组成如表2。
表2莫桑比克某高铬钛中矿化学组成(%)
成分 | TiO<sub>2</sub> | TFe | Fe<sub>2</sub>O<sub>3</sub> | CaO | Cr<sub>2</sub>O<sub>3</sub> | MgO | SiO<sub>2</sub> | Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub> | MnO | V<sub>2</sub>O<sub>5</sub> |
样品1# | 38.88 | 35.01 | 50.01 | 0.03 | 5.42 | 0.91 | 1.65 | 1.77 | 0.98 | 0.08 |
样品2# | 37.321 | 35.95 | 51.358 | 0.025 | 5.634 | 0.78 | 1.87 | 1.79 | 0.95 | 0.09 |
样品3# | 37.692 | 35.41 | 50.586 | 0.024 | 4.321 | 0.84 | 1.41 | 1.768 | 0.963 | 0.08 |
样品4# | 38.145 | 36.39 | 51.987 | 0.035 | 2.145 | 0.78 | 1.59 | 1.746 | 0.98 | 0.07 |
样品5# | 39.79 | 37.34 | 51.51 | 0.04 | 4.43 | 0.94 | 1.47 | 1.76 | 1.02 | 0.09 |
表2莫桑比克某高铬钛中矿的X射线衍射(XRD)如图1,主要含有钛铁矿(FeTiO3)、赤铁矿(Fe2O3)、弱磁脉石矿物铬铁矿((Mg、Fe)(Cr、Al)2O4,MgCr2O4)和脉石矿物石英(SiO2)等。
高铬钛中矿主要矿物与钛铁矿的化学成分基本一致,部分晶粒含呈类质同像形式存在的MgO和MnO较高,平均含TiO2综合样为51.31%。粒度一般变化于0.04~0.25mm之间。
高铬钛中矿中铬矿物((Mg,Fe)Cr2O4~(Mg,Fe)(Cr,Al)2O4)基本上均为单体粒状,极少与其它矿物连生,次生变化微弱,粒度较钛铁矿略为细小,一般变化于0.04~0.2mm之间,主要表现在Cr2O3、FeO、Al2O3、MgO等主要组分的含量变化较大,并普遍含有一定数量的V2O5,平均含Cr2O3 47.25%、FeO 28.28%、Al2O3 14.91%、V2O5 0.48%。
经过深度还原,高铬钛中矿中钛矿物和铁矿物中的铁(Fe2+、Fe3+)釆用还原剂部分或全部还原成金属铁(Fe0),还原高铬钛中矿的金属铁(Fe0)来自于钛矿物和铁矿物中的Fe3 +和Fe2+,金属铁增加了钛矿物和铁矿物的磁性。但是,弱磁脉石矿物铬铁矿和石榴子石(含铁硅酸盐矿物)中的铁并未还原成金属铁(Fe0),其余未含铁的脉石矿物(石英、长石、电气石、红柱石等)在还原过程中并未改变其晶格,单质金属铁极大地提高了钛铁物料的磁性和增加了与弱磁脉石矿物磁性差异,还原钛铁物料的金属化率越高,钛铁物料的磁性越强,钛铁物料与脉石矿物磁性差异越大越有利于磁选分离。经过磁选,得到还原钛铁物料和含铬铁矿的尾矿,将尾矿进一步处理,得到铬铁矿。
图2为深度还原后还原高铬钛中矿的X射线衍射(XRD),还原高铬钛中矿主要含有钛铁矿(FeTiO3)、金红石(TiO2)、金属铁(Fe)、铬铁矿((Mg、Fe)(Cr、Al)2O4,MgCr2O4)、石英(SiO2)等。图3为还原钛铁物料的X射线衍射(XRD),从图2和图3可知,在44.77℃和65.17℃具有金属铁的X射线衍射特征峰。图4为铬铁矿的X射线衍射(XRD)图,从图4中可知,铬铁矿中并没有单质铁生成。
以下实施例以表2高铬钛中矿为例,结合具体实施例对本发明做进一步说明。
实施例1
将2.0Kg表2中样品1#高铬钛中矿和0.35Kg还原剂煤置于回转窑中,于1050℃下,还原3h,急速冷却后得还原高铬钛中矿,其金属化率90.46%,还原高铬钛中矿的X射线衍射(XRD)如图2所示。对还原高铬钛中矿在3000GS强度下进行干式磁选得含金属铁的还原钛铁物料及磁选尾矿;将尾矿进行水洗分选除杂后干燥,得到铬铁矿。含金属铁的还原钛铁物料的X射线衍射(XRD)如图3所示,含金属铁的还原钛铁物料含Cr2O3为0.098%,钛回收率为99.18%(钛回收率=还原钛铁物料中TiO2质量/(还原钛铁物料中TiO2质量+铬铁矿中TiO2质量),铬的回收率可达97.92%。
实施例2
将2.0Kg表2中样品1#高铬钛中矿首先置于回转窑中,在空气气氛下750℃氧化1h后。冷却后加入0.35Kg还原剂煤,于1000℃下,还原1h,急速冷却后得还原高铬钛中矿,其金属化率89.25%。对还原高铬钛中矿在2000GS强度下进行干式磁选,得含金属铁的还原钛铁物料及磁选尾矿;将尾矿进行水洗分选除杂后干燥,得到铬铁矿。含金属铁的还原钛铁物料含Cr2O3为0.088%,钛回收率为98.89%,铬的回收率可达98.06%。
实施例3
将1.0Kg表2中样品1#高铬钛中矿于流化床中,在以氢气为还原剂,流化床打排气中含有3.5%H2,于950℃下,还原2h,急速冷却后得还原高铬钛中矿,其金属化率为32.42%。对还原高铬钛中矿在2500GS强度下进行干式磁选得含金属铁的钛铁物料及磁选尾矿;将尾矿进行水洗分选除杂后干燥,得到铬铁矿。含金属铁的还原钛铁物料含Cr2O3为0.057%,钛回收率为98.03%,铬的回收率可达98.48%。
实施例4
将表2中样品2#钛中矿(Cr2O3 5.634%)置于回转窑中,于800℃下,以石油焦为还原剂,加入量为矿量的30%,还原2h,急速冷却后还原含铬钛中矿,其金属化率28.72%,在2500GS强度下进行一粗一扫2次干式磁选,得到还原钛铁物料即钛精矿(Cr2O3 0.052%)及磁选尾矿;将尾矿进行水洗分选除杂后干燥,得到铬铁矿(Cr2O331.458%),其中铬铁矿中铬回收率98.61%,还原钛铁物料即钛精矿中钛回收率为98.61%。
实施例5
将表2中样品3#钛中矿(Cr2O34.32%)置于流化床中,在空气气氛下730℃氧化1h后,再于950℃下,以氢气为还原剂,在流化床排气中含有3.5%H2条件下还原1h,急速冷却后,在3000GS强度下进行一粗一扫2次干式磁选,得到还原钛铁物料即钛精矿(Cr2O30.065%),其金属化率38.21%及尾矿。将尾矿进行水洗分选除杂,得到铬铁矿(Cr2O334.152%),其中铬铁矿中铬回收率98.41%,还原钛铁物料即钛精矿中钛回收率为98.30%。
实施例6
将表2中样品4#钛中矿(Cr2O3 2.14%)于回转窑中,以煤为还原剂,加入量为矿量的30%,于1100℃下,还原0.5h,急速冷却后,在2500GS强度下进行一粗二精3次干式磁选,得到还原钛铁物料,其金属化率77.34%,即钛精矿(Cr2O3 0.057%)及尾矿,将含铬磁选尾矿在4500GS强度下进行湿式磁选,并干燥得到铬铁矿(Cr2O342.85%),其中铬铁矿中铬回收率98.11%,还原钛铁物料即钛精矿中钛回收率为99.05%。
钛中矿及磁选后铬铁矿、还原钛铁物料钛精矿品位及钛和铬回收率的指标如表3所示:
表3
实施例7
将1kg表2中样品5#高铬钛中矿和300g石油焦置于回转窑中,在950℃下保温1h,然后在隔绝空气条件下急速冷却至室温,在3000GS强度下进行一粗和一精的二次干式磁选,得到还原钛铁物料,其金属化率40.13%,和含铬磁选尾矿,将含铬磁选尾矿经过水洗分选除杂,干燥后得到铬铁矿,其流程如图5所示。结果列于表4。钛回收率为99.31%,铬回收率为98.3%。
表4实施例7产品(还原钛铁物料)和铬铁矿成分化学分析结果
实施例8
将1kg表2中样品5#高铬钛中矿和300g石油焦置于回转窑中,在1100℃下保温1h,然后在隔绝空气条件下急速冷却至室温,在3000GS强度下进行一粗和一精的二次干式磁选,得到还原钛铁物料,其金属化率91.03%,和含铬磁选尾矿,将含铬磁选尾矿经过水洗分选,干燥后得到铬铁矿,其流程如图5所示。结果列于表5。钛回收率为99.31%,铬回收率为98.31%。
表5实施例8产品(还原钛铁物料)和铬铁矿成分化学分析结果
实施例9
将1公斤表2中样品5#高铬钛中矿置于回转窑中,在950℃条件下,通入空气氧化1h,然后通入氮气5分钟,升至1100℃并通入CO,流化床打排气中含有3.5%CO,保温3h,然后在隔绝空气条件下急速冷却至室温,在3000GS强度下进行一粗和一精的二次干式磁选,得到还原钛铁物料,其金属化率92.56%,和含铬磁选尾矿,将含铬磁选尾矿经过水洗分选,干燥后得到铬铁矿,其流程如图5所示。结果列于表6。钛回收率为99.52%,铬回收率为98.58%。
表6实施例9产品(还原钛铁物料)和铬铁矿成分化学分析结果
由以上案例可知,使用本发明的方法,还原钛物料金属化率高或低的情况下,钛回收率基本都能达到98%以上,铬的去除率能基本能达到98%左右,同时能将钛精矿中的铬(Cr2O3)含量降至0.1%以下,在回收铬铁矿同时,提升了钛精矿本身的品质。综合考虑钛的回收率、铬的回收率,在节约成本的基础上,优选还原温度850~950℃,还原0.5~2h。本发明方法工艺简单、流程短、成本低,易于工业化生产。
对比例1
将2.0Kg表2中样品1#高铬钛中矿回转窑中,于750℃下,氧化1h,对氧化高铬钛中矿在6000GS强度下进行干式磁选得氧化钛铁物料和尾矿,氧化钛铁物料含Cr2O3为0.24%,钛回收率为78.53%,铬的回收率95.89%。
对比例2
将2.0Kg表2中样品1#高铬钛中矿回转窑中,于650℃下,氧化1h,对氧化高铬钛中矿在6000GS强度下进行干式磁选得氧化钛铁物料及尾矿,氧化钛铁物料含Cr2O3为0.35%,钛回收率为79.96%,铬的回收率可达94.07%。
含铬钛中矿及磁选后铬铁矿/尾矿(铬含量在30%以上为铬铁矿,小于30%称为尾矿)、还原/氧化钛铁物料即钛精矿品位及钛和铬回收率的指标如表7所示:
表7对比例产品(还原钛铁物料)和铬铁矿成分化学分析结果
由以上对比例可知,使用氧化的方法进行除铬,钛精矿中铬含量很难降至0.15%以下,钛精矿中铬含量达不到要求,且尾矿中的铬含量很低。
尽管已描述了本发明的优选实施例,但本领域内的技术人员一旦得知了基本创造性概念,则可对这些实施例作出另外的变更和修改。所以,所附权利要求意欲解释为包括优选实施例以及落入本发明范围的所有变更和修改。显然,本领域的技术人员可以对本发明进行各种改动和变型而不脱离本发明的精神和范围。这样,倘若本发明的这些修改和变型属于本发明权利要求及其等同技术的范围之内,则本发明也意图包含这些改动和变型在内。
Claims (7)
1.一种含弱磁脉石矿物钛中矿的分选方法,所述钛中矿中包括钛铁矿和弱磁脉石矿物;其特征在于,包括以下步骤:
S1.将钛中矿与还原剂接触,进行深度还原,使所述钛铁矿中的Fe2+和/或Fe3+全部或部分还原为Fe0,而弱磁脉石矿物中的Fe2+和/或Fe3+保持未还原状态,得到还原钛中矿;
S2.对所述还原钛中矿进行磁选,分离得到还原钛铁物料和含有弱磁脉石矿物的尾矿;
步骤S1所述深度还原温度为800~1100℃;深度还原时间为0.5~4h;
所述钛中矿中还包括铁矿物,经过所述深度还原,所述铁矿物中的Fe2+和/或Fe3+也全部或部分还原为Fe0;
所述弱磁脉石矿物包括铬铁矿;或者选自铬铁尖晶石、钛辉石或石榴籽石中的至少一种矿物与铬铁矿的组合。
2.如权利要求1所述的含弱磁脉石矿物钛中矿的分选方法,其特征在于,
所述还原钛铁物料的金属化率为5~95%,所述金属化率为所述还原钛铁物料中的金属铁与全铁之比的百分数,Fe0/TFe×100%。
3.如权利要求2所述的含弱磁脉石矿物钛中矿的分选方法,其特征在于,
所述还原钛铁物料的金属化率为5~40%。
4.如权利要求1所述的含弱磁脉石矿物钛中矿的分选方法,其特征在于,
所述深度还原温度为850~950℃,深度还原时间为0.5~2h。
5.如权利要求1所述的含弱磁脉石矿物钛中矿的分选方法,其特征在于,
所述深度还原的还原剂为固体还原剂煤或石油焦以及气体还原剂CO或H2的一种或多种组合;
当所述还原剂为固体还原剂时,加入量为所述钛中矿的10~30%;
当所述还原剂为气体还原剂时,控制尾气中所述气体还原剂的含量大于或等于3%。
6.如权利要求1所述的含弱磁脉石矿物钛中矿的分选方法,其特征在于,
步骤S1所述对钛中矿深度还原处理前,首先对所述钛中矿进行氧化,将所述钛铁矿氧化为氧化钛铁矿。
7.如权利要求6所述的含弱磁脉石矿物钛中矿的分选方法,其特征在于,
所述氧化温度为600~1000℃,氧化时间为0.5~2h。
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