利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法.pdf

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1、(10)申请公布号 CN 103977880 A (43)申请公布日 2014.08.13 CN 103977880 A (21)申请号 201410165798.5 (22)申请日 2014.04.23 B03B 7/00(2006.01) (71)申请人鞍钢集团矿业公司地址 114001 辽宁省鞍山市铁东区二一九路 39 号 (72)发明人李之奇刘政东赵亮文孝廉陈巍郭客刘晓明宋仁峰 (74)专利代理机构鞍山贝尔专利代理有限公司 21223 代理人李玲 (54) 发明名称利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法 (57) 摘要本发明公开一种利用碱浸、脱。

2、泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法，包括如下步骤：将钒钛磁铁精矿置于质量浓度为 5 52的碱溶液中，在 280 370下碱浸反应 0.5 5 小时，过滤，得滤液和碱浸滤饼 A ；将 A 加水配制成质量浓度为 21 25的矿浆进行脱泥作业，得到沉砂 B 和溢流 C ；再将 B 加水制成质量浓度 30 41 的矿浆进行磁重联合再选，分别得到 TFe 含量为 63 68铁精矿和 TiO2含量为 50 70钛精矿。本发明的优点是：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、尤其是有害杂质 TiO2、 S 的含量，提。

3、高高炉利用系数，减少高炉渣的排放量，降低了炼铁成本，解决了冶炼过程 S 含量高，污染严重的问题；同时提高钛资源综合利用率。 (51)Int.Cl. 权利要求书 1 页说明书 8 页附图 2 页 (19)中华人民共和国国家知识产权局 (12)发明专利申请权利要求书1页说明书8页附图2页 (10)申请公布号 CN 103977880 A CN 103977880 A 1/1 页 2 1. 一种利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法，其特征在于包括如下步骤： 1) 碱浸将 TFe 含量范围为 50 55， TiO2含量范围为 10 15， SiO2含量为。

4、3 6、 Al2O3含量为 3 6、 S 含量 0.5的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为 5 52的碱溶液中，在 280 370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 A，所述的滤液给入回收处理系统； 2) 脱泥将步骤 1) 中的碱浸滤饼 A 加水配制成质量浓度为 21 25的矿浆进行脱泥作业，得到沉砂 B 和溢流 C ； 3) 磁重联合选矿将步骤 2) 中的沉砂 B 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。

5、选尾矿G，所述的磁选精矿D为TFe含量范围为6368的最终铁精矿，重选精矿F与溢流 C 合并为 TiO2含量范围为 50 70的最终钛精矿，重选尾矿 G 为最终尾矿。 2. 根据权利要求 1 所述的利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法，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 所述的利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法，其特征在于所述的脱泥作业采用 3 5 米的脱泥斗进行脱泥作业。 4. 根据权利要求 1 所述的利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法，其特。

6、征在于所述的磁选采用 0.12T 0.15T 的筒式磁选机进行磁选。 5. 根据权利要求 1 所述的利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法，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。 6. 根据权利要求 1 所述的利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法，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。 7. 根据权利要求 1 所述的利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法，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。权利要求。

7、书 CN 103977880 A 2 1/8 页 3 利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法技术领域 0001 本发明涉及一种钒钛磁铁精矿的选矿工艺，尤其涉及一种利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法。背景技术 0002 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 (Fe3 4) 与客晶矿【钛铁晶石 2Fe Ti 2、钛铁矿 Fe Ti 2、铝镁尖晶石 (Mg,Fe)( l,Fe)24】形成的复。

8、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。 0003 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 0004 元素 TFeFeOmFeSFe2O3TiO2V2O5 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 SiO2Al2O3CaOMgOCoPAs 原矿 22.80 7.656.367.230.020.。

9、015 0.5的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为 5 52的碱溶液中，在 280 370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 A，所述的滤液给入回收处理系统； 0019 2) 脱泥 0020 将步骤 1) 中的碱浸滤饼 A 加水配制成质量浓度为 21 25的矿浆进行脱泥作业，得到沉砂 B 和溢流 C。 0021 3) 磁重联合选矿 0022 将步骤 2) 中的沉砂 B 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 ； 0023 再将磁选尾矿E加水制成质量浓度3641的矿浆进行重选，分别得重选精矿 F 和重。

10、选尾矿 G，所述的磁选精矿 D 为 TFe 含量范围为 63 68的最终铁精矿，重选精矿 F 与溢流 C 合并为 TiO2含量范围为 50 70的最终钛精矿，重选尾矿 G 为最终尾矿。 0024 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。 0025 所述的脱泥作业采用 3 5 米的脱泥斗进行脱泥作业。 0026 所述的磁选采用 0.12T 0.15T 的筒式磁选机进行磁选。 0027 所述的磁选采用 0.03T 0.05T 的磁力脱水槽进行磁选。 0028 所述的磁选分别采用 0.12T 0.15T 的筒式磁选机和 0.03T 0.05。

11、T 磁力脱水槽进行两段磁选。 0029 所述的重选采用 0.6 1.2 米的螺旋溜槽进行重选。 0030 本发明的优点是： 0031 本发明的方法综合运用碱浸、脱泥、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。说明书 CN 103977880 A 5 4/8 页 6 0032 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。

12、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，用 NaOH 碱浸时，本发明消耗的碱量小于 100kg/t 精矿，比碱浸原矿消耗的碱量 469kg/t 原矿降低了 4.6 倍以上。 0033 脱泥过程按矿物的粒度和比重分级，碱浸后生成的钛化合物比磁铁矿物的粒度细，比重小，钛铁的比重差异较。

13、大，实现了钛铁的有效分离。 0034 再加上磁重联合选矿，使铁精矿品位由5055提高到6368，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5070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 0035 图 1 是本发明工艺流程图。 0036 图 2 是本发明采用两段磁选的工艺流程图。具体实施方式 0037 下面。

14、结合附图对本发明的具体实施方式做进一步说明： 0038 实施例 1 ： 0039 如图 1 所示。 0040 1) 碱浸 0041 将 TFe 含量为 50.8， TiO2含量为 14.9， SiO2含量为 4.96、 Al2O3含量为 4.87、 S 含量 0.82的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为 15的 NaOH 碱溶液中，在 370的温度下碱浸反应 3 小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼 A， NaOH 消耗量 85kg/t 给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为： 0042 0043 2) 脱泥 0044 将步骤 1) 中的碱浸滤饼 A 加水配制成质量。

15、浓度为 21的矿浆给入 3.0 米的脱泥斗进行脱泥作业，得到沉砂 B 和溢流 C。 0045 3) 磁重联合选矿 0046 将步骤 2) 中的沉砂 B 加水制成质量浓度 34的矿浆给入场强为 0.13T 筒式磁选说明书 CN 103977880 A 6 5/8 页 7 机进行磁选，得到磁选精矿 D 和磁选尾矿 E ； 0047 再将磁选尾矿 E 加水制成质量浓度 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 67.9的最终铁精矿 (SiO2含量为 0.33、 Al2O3含量为1.25、 S含量为0.01)，重选精矿F与溢。

16、流C合并为TiO2含量范围为65.0 的最终钛精矿，重选尾矿 G 为最终尾矿。 0048 实施例 2 ： 0049 如图 1 所示。 0050 1) 碱浸 0051 将 TFe 含量为 51.3， TiO2含量为 14.2， SiO2含量为 4.71、 Al2O3含量为 4.99、 S 含量 0.83的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为 8的 NaOH 碱溶液中，在 280的温度下碱浸反应 4 小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼 A， NaOH 消耗量 75kg/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。 0052 2) 脱泥 0053 将步骤 1) 中。

17、的碱浸滤饼 A 加水配制成质量浓度为 22的矿浆给入 5.0 米的脱泥斗进行脱泥作业，得到沉砂 B 和溢流 C。 0054 3) 磁重联合选矿 0055 将步骤 2) 中的沉砂 B 加水制成质量浓度 33的矿浆给入场强为 0.05T 磁力脱水槽进行磁选，得到磁选精矿 D 和磁选尾矿 E ； 0056 再将磁选尾矿 E 加水制成质量浓度 38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 63.3的最终铁精矿 (SiO2含量为 0.50、 Al2O3含量为1.58、 S含量为0.02)，重选精矿F与溢流C合并为TiO2含量范围为52。

18、.6 的最终钛精矿，重选尾矿 G 为最终尾矿。 0057 实施例 3 ： 0058 如图 1 所示。 0059 1) 碱浸 0060 将 TFe 含量为 52.7， TiO2含量为 13.1， SiO2含量为 4.71、 Al2O3含量为 4.81、 S 含量 0.82的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为 30的 NaOH 碱溶液中，在 290的温度下碱浸反应 5 小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼 A， NaOH 消耗量 85kg/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。 0061 2) 脱泥 0062 将步骤 1) 中的碱浸滤饼 A 加水配制成质量。

19、浓度为 23的矿浆给入 3.0 米的脱泥斗进行脱泥作业，得到沉砂 B 和溢流 C ； 0063 3) 磁重联合选矿 0064 将步骤 2) 中的沉砂 B 加水制成质量浓度 32的矿浆给入场强为 0.03T 磁力脱水槽进行磁选，得到磁选精矿 D 和磁选尾矿 E ； 0065 再将磁选尾矿 E 加水制成质量浓度 37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 64.6的最终铁精矿 (SiO2含量为 0.48、 Al2O3含量为1.56、 S含量为0.02)，重选精矿F与溢流C合并为TiO2含量范围为57.3 的最终钛精矿，重选尾。

20、矿 G 为最终尾矿。说明书 CN 103977880 A 7 6/8 页 8 0066 实施例 4 ： 0067 如图 2 所示。 0068 1) 碱浸 0069 将 TFe 含量为 53.2， TiO2含量为 12.8， SiO2含量为 4.75、 Al2O3含量为 4.81、 S 含量 0.86的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为 40的 NaOH 碱溶液中，在 360的温度下碱浸反应 1 小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼 A， NaOH 消耗量 78kg/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。 0070 2) 脱泥 0071 将步骤 1)。

21、中的碱浸滤饼 A 加水配制成质量浓度为 24的矿浆给入 5.0 米的脱泥斗进行脱泥作业，得到沉砂 B 和溢流 C。 0072 3) 磁重联合选矿 0073 将步骤 2) 中的沉砂 B 加水制成质量浓度 30的矿浆给入场强为 0.03T 的磁力脱水槽进行一段磁选 , 分别得到一磁精 D1 和一磁尾 E1 ；对一磁精 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，分别得二磁精 D2 二磁尾 E2。 0074 再将二磁尾E2质量浓度40的矿浆给入0.6米的螺旋溜槽进行重选，分别得到重选精矿 F 和重选尾矿 G, 所述的二磁精 D2 和重选精矿 F 为。

22、TFe 含量为 66.5的最终铁精矿 (SiO2含量为 0.43、 Al2O3含量为 1.35、 S 含量为 0.01 )，一磁尾 E1 和溢流 C 合并为 TiO2含量为 68.9的钛精矿 , 所述的重选尾矿 G 为最终尾矿。 0075 实施例 5 ： 0076 如图 1 所示。 0077 1) 碱浸 0078 将 TFe 含量为 53.9， TiO2含量为 11.3， SiO2含量为 3.28、 Al2O3含量为 4.75、 S 含量 0.68的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为 10的 KOH 碱溶液中，在 310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。

23、饼 A， KOH 消耗量 85kg/t 给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为： 0079 0080 2) 脱泥 0081 将步骤 1) 中的碱浸滤饼 A 加水配制成质量浓度为 23的矿浆给入 3.0 米的脱泥斗进行脱泥作业，得到沉砂 B 和溢流 C。 0082 3) 磁重联合选矿 0083 将步骤 2) 中的沉砂 B 加水制成质量浓度 31的矿浆给入场强为 0.05T 磁力脱水槽进行磁选，得到磁选精矿 D 和磁选尾矿 E ； 0084 再将磁选尾矿 E 加水制成质量浓度 39的矿浆进行重选，分别得重选精矿 F 和重说明书 CN 103977880 A 8 7。

24、/8 页 9 选尾矿G，所述的磁选精矿D为TFe含量范围为65.1的最终铁精矿(SiO2 含量为0.60、 Al2O3含量为1.76、 S含量为0.01)，重选精矿F与溢流C合并为TiO2含量范围为60.8 的最终钛精矿，重选尾矿 G 为最终尾矿。 0085 实施例 6 ： 0086 如图 2 所示。 0087 1) 碱浸 0088 将 TFe 含量为 54.6， TiO2含量为 10.5， SiO2含量为 3.87、 Al2O3含量为 4.72、 S 含量 0.66的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为 25的 KOH 碱溶液中，在 310的温度下碱浸反应 4.5 小时，将反应物进行过。

25、滤，得滤液和碱浸滤饼 A， KOH 消耗量 8kg/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。 0089 2) 脱泥 0090 将步骤 1) 中的碱浸滤饼 A 加水配制成质量浓度为 24的矿浆给入 5.0 米的脱泥斗进行脱泥作业，得到沉砂 B 和溢流 C。 0091 3) 磁重联合选矿 0092 将步骤 2) 中的沉砂 B 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 , 分别得到一磁精 D1 和一磁尾 E1 ；对一磁精 D1 质量浓度 34的矿浆采用场强为 0.13T 的筒式磁选机进行二段磁选，分别得二磁精 D2 二磁。

26、尾 E2。 0093 再将二磁尾E2质量浓度39的矿浆给入0.9米的螺旋溜槽进行重选，分别得到重选精矿 F 和重选尾矿 G, 所述的二磁精 D2 和重选精矿 F 为 TFe 含量为 66.9的最终铁精矿 (SiO2含量为 0.38、 Al2O3含量为 1.35、 S 含量为 0.01 )，一磁尾 E1 和溢流 C 合并为 TiO2含量为 55.7的钛精矿 , 所述的重选尾矿 G 为最终尾矿。 0094 实施例 7 ： 0095 如图 2 所示。 0096 1) 碱浸 0097 将 TFe 含量为 54.2， TiO2含量为 10.9， SiO2含量为 3.80、 Al2O3含量为 4。

27、.68、 S 含量 0.63的钒钛磁铁精矿，置于 NaOH 质量浓度为 25、 KOH 质量浓度为 5的碱溶液中，在 290的温度下碱浸反应 5.0 小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼 A， NaOH 消耗量 30kg/t 给矿， KOH 消耗量 50kg/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。 0098 2) 脱泥 0099 将步骤 1) 中的碱浸滤饼 A 加水配制成质量浓度为 24的矿浆给入 5.0 米的脱泥斗进行脱泥作业，得到沉砂 B 和溢流 C。 0100 3) 磁重联合选矿 0101 将步骤 2) 中的沉砂 B 加水制。

28、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 , 分别得到一磁精 D1 和一磁尾 E1 ；对一磁精 D1 质量浓度 34的矿浆采用场强为 0.13T 的筒式磁选机进行二段磁选，分别得二磁精 D2 二磁尾 E2。 0102 再将二磁尾E2质量浓度39的矿浆给入0.9米的螺旋溜槽进行重选，分别得到重选精矿 F 和重选尾矿 G, 所述的二磁精 D2 和重选精矿 F 为 TFe 含量为 66.5的最终铁精矿 (SiO2含量为 0.33、 Al2O3含量为 1.30、 S 含量为 0.01 )，一磁尾 E1 和溢流 C 合并说明书 CN 103977880 A 9 8/8 页 10 为 TiO2含量为 56.2的钛精矿 , 所述的重选尾矿 G 为最终尾矿。说明书 CN 103977880 A 10 1/2 页 11 图 1 说明书附图 CN 103977880 A 11 2/2 页 12 图 2 说明书附图 CN 103977880 A 12 。

摘要
申请专利号：	CN201410165798.5	申请日：	2014.04.23
公开号：	CN103977880A	公开日：	2014.08.13
当前法律状态：	授权	有效性：	有权
法律详情：	授权\|\|\|著录事项变更IPC(主分类):B03B 7/00变更事项:申请人变更前:鞍钢集团矿业公司变更后:鞍钢集团矿业有限公司变更事项:地址变更前:114001 辽宁省鞍山市铁东区二一九路39号变更后:114001 辽宁省鞍山市铁东区二一九路39号\|\|\|实质审查的生效IPC(主分类):B03B 7/00申请日:20140423\|\|\|公开
IPC分类号：	B03B7/00	主分类号：	B03B7/00
申请人：	鞍钢集团矿业公司
发明人：	李之奇; 刘政东; 赵亮; 文孝廉; 陈巍; 郭客; 刘晓明; 宋仁峰
地址：	114001 辽宁省鞍山市铁东区二一九路39号
优先权：
专利代理机构：	鞍山贝尔专利代理有限公司 21223	代理人：	李玲
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内容摘要

本发明公开一种利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法，包括如下步骤：将钒钛磁铁精矿置于质量浓度为5～52％的碱溶液中，在280～370℃下碱浸反应0.5～5小时，过滤，得滤液和碱浸滤饼A；将A加水配制成质量浓度为21％～25％的矿浆进行脱泥作业，得到沉砂B和溢流C；再将B加水制成质量浓度30～41％的矿浆进行磁重联合再选，分别得到TFe含量为63～68％铁精矿和TiO2含量为50～70％钛精矿。本发明的优点是：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、尤其是有害杂质TiO2、S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，解决了冶炼过程S含量高，污染严重的问题；同时提高钛资源综合利用率。

权利要求书

权利要求书
1.  一种利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法，其特征在于包括如下步骤：
1)碱浸
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，置于质量浓度为5％～52％的碱溶液中，在280℃～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A，所述的滤液给入回收处理系统；
2)脱泥
将步骤1)中的碱浸滤饼A加水配制成质量浓度为21％～25％的矿浆进行脱泥作业，得到沉砂B和溢流C；
3)磁重联合选矿
将步骤2)中的沉砂B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63％～68％的最终铁精矿，重选精矿F与溢流C合并为TiO2含量范围为50％～70％的最终钛精矿，重选尾矿G为最终尾矿。

2.  根据权利要求1所述的利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法，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所述的利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法，其特征在于所述的脱泥作业采用∮3～5米的脱泥斗进行脱泥作业。

4.  根据权利要求1所述的利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法，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。

5.  根据权利要求1所述的利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法，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。

6.  根据权利要求1所述的利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法，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。

7.  根据权利要求1所述的利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法，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。

说明书

说明书利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法
技术领域
本发明涉及一种钒钛磁铁精矿的选矿工艺，尤其涉及一种利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法。
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 Fe2O3TiO2V2O5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 SiO2Al2O3CaO 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、工艺简单，且操作性好的利用碱浸、脱泥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，同时提高TiO2资源综合利用率，减少环境污染。
为了实现本发明的目的，本发明的技术方案是这样实现的：
本发明的一种利用碱浸、脱泥及磁重联合再选钒钛磁铁精矿的方法，其特征在于包括如下步骤：
1)碱浸
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，置于质量浓度为5％～52％的碱溶液中，在280℃～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A，所述的滤液给入回收处理系统；
2)脱泥
将步骤1)中的碱浸滤饼A加水配制成质量浓度为21％～25％的矿浆进行脱泥作业，得到沉砂B和溢流C。
3)磁重联合选矿
将步骤2)中的沉砂B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63％～68％的最终铁精矿，重选精矿F与溢流C合并为TiO2含量范围为50％～70％的最终钛精矿，重选尾矿G为最终尾矿。
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。
所述的脱泥作业采用∮3～5米的脱泥斗进行脱泥作业。
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碱浸、脱泥、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。
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，用NaOH碱浸时，本发明消耗的碱量小于100kg/t精矿，比碱浸原矿消耗的碱量469kg/t原矿降低了4.6倍以上。
脱泥过程按矿物的粒度和比重分级，碱浸后生成的钛化合物比磁铁矿物的粒度细，比重小，钛铁的比重差异较大，实现了钛铁的有效分离。
再加上磁重联合选矿，使铁精矿品位由50％～55％提高到63％～68％，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50％～70％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。
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：
实施例1：
如图1所示。
1)碱浸
将TFe含量为50.8％，TiO2含量为14.9％，SiO2含量为4.96％、Al2O3含量为4.87％、S含量0.82％的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为15％的NaOH碱溶液中，在370℃的温度下碱浸反应3小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼A，NaOH消耗量85kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为：

2)脱泥
将步骤1)中的碱浸滤饼A加水配制成质量浓度为21％的矿浆给入∮3.0米的脱泥斗进行脱泥作业，得到沉砂B和溢流C。
3)磁重联合选矿
将步骤2)中的沉砂B加水制成质量浓度34％的矿浆给入场强为0.13T筒式磁选机进行磁选，得到磁选精矿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67.9％的最终铁精矿(SiO2含量为0.33％、Al2O3含量为1.25％、S含量为0.01％)，重选精矿F与溢流C合并为TiO2含量范围为65.0％的最终钛精矿，重选尾矿G为最终尾矿。
实施例2：
如图1所示。
1)碱浸
将TFe含量为51.3％，TiO2含量为14.2％，SiO2含量为4.71％、Al2O3含量为4.99％、S含量0.83％的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为8％的NaOH碱溶液中，在280℃的温度下碱浸反应4小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼A，NaOH消耗量75kg/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。
2)脱泥
将步骤1)中的碱浸滤饼A加水配制成质量浓度为22％的矿浆给入∮5.0米的脱泥斗进行脱泥作业，得到沉砂B和溢流C。
3)磁重联合选矿
将步骤2)中的沉砂B加水制成质量浓度33％的矿浆给入场强为0.05T磁力脱水槽进行磁选，得到磁选精矿D和磁选尾矿E；
再将磁选尾矿E加水制成质量浓度38％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63.3％的最终铁精矿(SiO2含量为0.50％、Al2O3含量为1.58％、S含量为0.02％)，重选精矿F与溢流C合并为TiO2含量范围为52.6％的最终钛精矿，重选尾矿G为最终尾矿。
实施例3：
如图1所示。
1)碱浸
将TFe含量为52.7％，TiO2含量为13.1％，SiO2含量为4.71％、Al2O3含量为4.81％、S含量0.82％的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为30％的NaOH碱溶液中，在290℃的温度下碱浸反应5小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼A，NaOH消耗量85kg/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。
2)脱泥
将步骤1)中的碱浸滤饼A加水配制成质量浓度为23％的矿浆给入∮3.0米的脱泥斗进行脱泥作业，得到沉砂B和溢流C；
3)磁重联合选矿
将步骤2)中的沉砂B加水制成质量浓度32％的矿浆给入场强为0.03T磁力脱水槽进行磁选，得到磁选精矿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64.6％的最终铁精矿(SiO2含量为0.48％、Al2O3含量为1.56％、S含量为0.02％)，重选精矿F与溢流C合并为TiO2含量范围为57.3％的最终钛精矿，重选尾矿G为最终尾矿。
实施例4：
如图2所示。
1)碱浸
将TFe含量为53.2％，TiO2含量为12.8％，SiO2含量为4.75％、Al2O3含量为4.81％、S含量0.86％的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为40％的NaOH碱溶液中，在360℃的温度下碱浸反应1小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼A，NaOH消耗量78kg/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。
2)脱泥
将步骤1)中的碱浸滤饼A加水配制成质量浓度为24％的矿浆给入∮5.0米的脱泥斗进行脱泥作业，得到沉砂B和溢流C。
3)磁重联合选矿
将步骤2)中的沉砂B加水制成质量浓度30％的矿浆给入场强为0.03T的磁力脱水槽进行一段磁选,分别得到一磁精D1和一磁尾E1；对一磁精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，分别得二磁精D2二磁尾E2。
再将二磁尾E2质量浓度40％的矿浆给入￠0.6米的螺旋溜槽进行重选，分别得到重选精矿F和重选尾矿G,所述的二磁精D2和重选精矿F为TFe含量为66.5％的最终铁精矿(SiO2含量为0.43％、Al2O3含量为1.35％、S含量为0.01％)，一磁尾E1和溢流C合并为TiO2含量为68.9％的钛精矿,所述的重选尾矿G为最终尾矿。
实施例5：
如图1所示。
1)碱浸
将TFe含量为53.9％，TiO2含量为11.3％，SiO2含量为3.28％、Al2O3含量为4.75％、S含量0.68％的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为10％的KOH碱溶液中，在310℃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A，KOH消耗量85kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为：

2)脱泥
将步骤1)中的碱浸滤饼A加水配制成质量浓度为23％的矿浆给入∮3.0米的脱泥斗进行脱泥作业，得到沉砂B和溢流C。
3)磁重联合选矿
将步骤2)中的沉砂B加水制成质量浓度31％的矿浆给入场强为0.05T磁力脱水槽进行磁选，得到磁选精矿D和磁选尾矿E；
再将磁选尾矿E加水制成质量浓度39％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65.1％的最终铁精矿(SiO2 含量为0.60％、Al2O3含量为1.76％、S含量为0.01％)，重选精矿F与溢流C合并为TiO2含量范围为60.8％的最终钛精矿，重选尾矿G为最终尾矿。
实施例6：
如图2所示。
1)碱浸
将TFe含量为54.6％，TiO2含量为10.5％，SiO2含量为3.87％、Al2O3含量为4.72％、S含量0.66％的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为25％的KOH碱溶液中，在310℃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A，KOH消耗量8kg/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。
2)脱泥
将步骤1)中的碱浸滤饼A加水配制成质量浓度为24％的矿浆给入∮5.0米的脱泥斗进行脱泥作业，得到沉砂B和溢流C。
3)磁重联合选矿
将步骤2)中的沉砂B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,分别得到一磁精D1和一磁尾E1；对一磁精D1质量浓度34％的矿浆采用场强为0.13T的筒式磁选机进行二段磁选，分别得二磁精D2二磁尾E2。
再将二磁尾E2质量浓度39％的矿浆给入￠0.9米的螺旋溜槽进行重选，分别得到重选精矿F和重选尾矿G,所述的二磁精D2和重选精矿F为TFe含量为66.9％的最终铁精矿(SiO2含量为0.38％、Al2O3含量为1.35％、S含量为0.01％)，一磁尾E1和溢流C合并为TiO2含量为55.7％的钛精矿,所述的重选尾矿G为最终尾矿。
实施例7：
如图2所示。
1)碱浸
将TFe含量为54.2％，TiO2含量为10.9％，SiO2含量为3.80％、Al2O3含量为4.68％、S含量0.63％的钒钛磁铁精矿，置于NaOH质量浓度为25％、KOH质量浓度为5％的碱溶液中，在290℃的温度下碱浸反应5.0小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼A，NaOH消耗量30kg/t给矿，KOH消耗量50kg/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。
2)脱泥
将步骤1)中的碱浸滤饼A加水配制成质量浓度为24％的矿浆给入∮5.0米的脱泥斗进行脱泥作业，得到沉砂B和溢流C。
3)磁重联合选矿
将步骤2)中的沉砂B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,分别得到一磁精D1和一磁尾E1；对一磁精D1质量浓度34％的矿浆采用场强为0.13T的筒式磁选机进行二段磁选，分别得二磁精D2二磁尾E2。
再将二磁尾E2质量浓度39％的矿浆给入￠0.9米的螺旋溜槽进行重选，分别得到重选精矿F和重选尾矿G,所述的二磁精D2和重选精矿F为TFe含量为66.5％的最终铁精矿(SiO2含量为0.33％、Al2O3含量为1.30％、S含量为0.01％)，一磁尾E1和溢流C合并为TiO2含量为56.2％的钛精矿,所述的重选尾矿G为最终尾矿。