CN1069110C - 综合利用钒钛磁铁矿新工艺 - Google Patents
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Abstract
一种综合利用钒钛磁铁矿新工艺，本发明包括冷固球团直接还原、还原产品的磨碎磁选分离、非磁性物的酸性浸出和钠化焙烧浸出提钒。与传统方法比较，工艺流程短，节省投资，降低钠化剂消耗，同时提高了三种元素回收率，全流程铁钒钛综合回收率分别比现有生产流程提高5～6%、4～21%及3～83%，节能30～40%，节省投资20～30%。
Description
本发明涉及一种综合利用钒钛磁铁矿，分离、回收铁、钒、钛的方法。
攀西地区蕴藏着极为丰富的钒钛磁铁矿，其中钒金属储量占我国钒资源的60.4％、世界资源的12.2％，钛金属储量占我国钛储量的97％，占世界储量的39.1％，同时也是大型铁矿基地之一。对于钒钛磁铁矿的综合利用，传统的方法主要是高温氧化钠化焙烧和高温还原两种方法(王文忠主编，《复合矿综合利用》，P107～109，东北大学出版社，1994)，氧化钠化提钒过程为先用球团钠化氧化焙烧水浸提钒，浸钒后球团回转窑直接还原-电炉熔分，可实现铁、钒、钛的综合回收，铁、钒、钛回收率分别为85～89％、58％和74％，但生产流程长，钠化剂消耗高，提钒后球团强度差，回转窑内还原时易粉化和结圈，钒钛回收率低；高温还原法为铁精矿球团先经高温予热(900～1000℃)固结，再经回转窑还原-电炉熔分分离铁与钒钛、铁水吹炼提钒或渣中回收钒钛，铁、钒、钛的回收率分别为89％、55％和80％，实现了铁钒钛综合回收，减少钠化剂消耗，但仍存在生产流程长(两步火法加工)、能耗高、电炉熔分时铁与钒钛分离效果不稳定、钒钛流向难以控制、钒钛回收率低及含钛渣品位低(TiO2 45～50％)的缺点。
为了解决钒钛磁铁矿中铁钒钛综合回收利用难题，缩短工艺流程，节省投资，降低提钒药剂消耗，稳定钒钛在流程中的走向，提高铁钒钛回收率，生产直接还原铁粉做电炉炼钢原料、高纯V2O5及富钛渣，特提出本发明。
本发明包括冷固球团直接还原、还原产品的磨碎磁选分离、非磁性物的酸性浸出和钠化焙烧浸出提钒。具体工艺过程和技术参数如下：
1>冷固球团直接还原：细磨钒钛磁铁精矿后添加复合粘结剂造球，精矿细度小于0.074毫米80～85％，由腐植酸钠+糊精(3～9∶1)配成的复合粘结剂添加量(重量)1.0～1.7％，添加剂为1％(重量)Na2SO4(固体)+1％Na2CO3(固体)，造球水分8.5～10％，生球干燥固结温度150～250℃，干燥风速0.6～0.9m/s；冷固球团直接还原用褐煤、次烟煤，还原温度1100～1150℃、还原时间180～240min，C/Fe比为0.5～0.6，得还原球团，还原球团金属化率93～95％。
2>还原球团磁选：对还原后球团进行进行两段磨矿、两段磁选。一段磨矿细度小于0.074毫米90～99％，磁选场强500 Os，二段磨矿细度小于0.044毫米80～95％，磁选场强500～750 Os，磁性粉中铁回收率94～96％，磁性粉中铁含量TFe为90～93％，磁选后所得磁性铁粉，根据需要可通过压团生产直接还原铁粉，也可以通过氢还原生产粉末冶金铁粉。非磁性物中V2O5、TiO2品位分别为2～3％和44～46％，钒钛的回收率分别为84％和85％。
3>非磁性物的酸性浸出：磁选所得非磁性物经稀盐酸或稀硫酸二段浸出，脱除FeO、CaO、MgO、SiO2等杂质，HCl(H2SO4)重量百分比浓度为1～3％，酸浸液固比(重量)为3∶1～4∶1，每次浸出1～3h。浸渣钒钛品位分别达V2O53～4％和TiO270～72％，稀酸处理后的浸渣为优质提钒钛原料。
4>酸浸后的催化钠化焙烧：钠化剂为结晶Na2SO4，添加量5～10％，催化剂KMnO4、NaClO、MnO2、KNO3、NaNO3单独或任意比例混合使用，添加量为1～5％，焙烧温度800～950℃，焙烧时间1～2h，钒回收率92～95％。
附图说明：
图1：本发明工艺流程图。
本发明对钒钛磁铁精矿采用冷固球团煤基直接还原-磨矿磁选分离技术实现铁与钒钛的分离，与钒钛磁铁矿预热球团直接还原法及氧化球团直接还原法相比，工艺流程短，省去一步高温固结，节省投资；本发明所用粘结剂适用于亲水性差的钒钛磁铁矿，且煤基直接还原温度降低100～130℃；含钒钛物料(非磁性物)预先采用稀酸浸出处理，脱除残余FeO、CaO、MgO、少量Al2O3、SiO2等杂质，使钒钛进一步富集，减少处理量，降低钠化剂消耗；钠化焙烧提钒，实现钒钛的有效分离，同时提高了三种元素回收率。本发明与电炉熔分相比，前者属常温作业，后者属高温过程，因此，前者能耗大为降低、投资大量节省、环境好，钒钛流向容易控制，而电炉法不易控制钒钛流向。本发明所得富钛渣品位为70～72％，比电炉熔分法(TiO245～55％)高15％左右，钒浸出率提高5％，降低钠化焙烧温度50～100℃，焙烧时间缩短20％。全流程铁钒钛综合回收率分别比现有生产流程提高5～6％、4～21％及3～83％，节能30～40％，节省投资20～30％。
实施例：
1攀西地区“太和铁矿钒钛磁铁矿铁钒钛综合利用新流程开发”项目中实施此方案。细磨钒钛磁铁精矿后添加复合粘结剂造球，精矿细度小于0.074毫米85％，由腐植酸钠+糊精(9∶1)配成的复合粘结剂添加量(重量)1.7％，添加剂为1％(重量)Na2SO4(固体)+1％Na2CO3(固体)，造球水分10％，生球干燥固结温度200℃，干燥风速0.9m/s；冷固球团直接还原用褐煤、次烟煤，还原温度1150℃、还原时间240min，C/Fe比为0.6，还原球团金属化率95％；一段磨矿细度小于0.074毫米90％，磁选场强500 Os，二段磨矿细度小于0.044毫米95％，磁选场强750 Os，磁性粉中铁回收率96％，磁性粉中铁含量TFe93％，非磁性物中V2O5、TiO2品位分别为3％和46％，钒钛的收率分别为84％和85％；磁选所得非磁性物经稀盐酸或稀硫酸二段浸出，HCl(H2SO4)重量百分比浓度为3％，液固比(重量)为4∶1，每次浸出3h。浸渣钒钛品位分别达V2O54％和TiO272％，稀酸处理的浸渣为优质提钒钛原料；钠化提钒时结晶Na2SO4添加量5～10％，催化剂NaNO3添加量为5％，焙烧温度950℃，焙烧时间2h，钒浸出率95％。
Claims (1)
1一种综合利用钒钛磁铁矿新工艺，其特征在于：本发明包括冷固球团直接还原、还原产品的磨碎磁选分离、非磁性物的酸性浸出和钠化焙烧浸出提钒，具体工艺过程和技术参数如下：
1>冷固球团直接还原：细磨钒钛磁铁精矿后添加复合粘结剂造球，精矿细度小于0.074毫米80～85％，添加总重量1.0～1.7％的复合粘结剂，复合粘结剂由腐植酸钠+糊精按3～9∶1配成，添加1％(重量)Na2SO4+1％Na2CO3作为添加剂，造球水分8.5～10％，生球干燥固结温度150～250℃，干燥风速0.6～0.9m/s，还原剂用褐煤、次烟煤，还原温度1100～1150℃、还原时间180～240min，C/Fe比为0.5～0.6，得还原球团；
2>还原球团磁选：包括两段磨矿、两段磁选，一段磨矿细度小于0.074毫米90～99％，磁选场强500 Os，二段磨矿细度小于0.044毫米80～95％，磁选场强500～750 Os，由此获得还原铁粉及含钒钛的非磁性物；
3>含钒钛非磁性物的酸性浸出：磁选所得非磁性物经稀盐酸或稀硫酸二段浸出，HCl或H2SO4的重量百分比浓度为1～3％，液固比(重量)为3∶1～4∶1，每次浸出1～3h，所得产品为富钒钛料；
4>酸浸后的催化钠化焙烧：钠化剂为结晶Na2SO4，添加量5～10％，催化剂KMnO4、NaClO、MnO2、KNO3、NaNO3单独或任意比例混合使用，添加量为1～5％(重量)，焙烧温度800～950℃，焙烧时间1～2h，得五氧化二钒和钛精矿。
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| US471239A (en) * | 1892-03-22 | Horse hay-rake | ||
| JPS5454914A (en) * | 1977-10-08 | 1979-05-01 | Mizusawa Industrial Chem | Treating of titanium or zirconium containing ore and like |
| CA1179143A (en) * | 1981-01-19 | 1984-12-11 | Seppo O. Heimala | Process for the exploitation of oxidic, vanadium- bearing titanium ores |
| DE3711371A1 (de) * | 1987-04-04 | 1988-10-20 | Metallgesellschaft Ag | Verfahren zur gewinnung von v(pfeil abwaerts)2(pfeil abwaerts)o(pfeil abwaerts)5(pfeil abwaerts) |
| CN1198190A (zh) * | 1996-07-24 | 1998-11-04 | “霍尔德班克”财务格拉鲁斯公司 | 从生铁中分离钛和/或钒的方法 |
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1999
- 1999-04-30 CN CN99115348A patent/CN1069110C/zh not_active Expired - Fee Related
Patent Citations (5)
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| CN101974681A (zh) * | 2010-11-10 | 2011-02-16 | 攀枝花钢城集团米易瑞地矿业有限公司 | 经钠化剂改性后的风化矿在用作球团粘结剂中的用途 |
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|---|---|
| CN1236816A (zh) | 1999-12-01 |
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