CN114480881A - 一种湿法-火法联合工艺提取铁精矿中有价元素的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种湿法‑火法联合工艺提取铁精矿中有价元素的方法，包括以下步骤：S1.湿法提钒；S2.球团煅烧；S3.煤基竖炉还原；S4.物料分选；S5.电炉熔分；S6.稀酸处理；S7.补水浸取；S8.碱处理。本发明采用先钒后铁的方法，使钒先得到分离，降低钒对后续工艺的影响，有助于提高铁、硅和钛的回收率。然后采用煤基竖炉还原+电炉熔分，替代现有高炉法，最后采用稀酸处理+补水浸取方法，替代现有技术常规的酸浸法，使杂质去除率达到95％以上，提高了钛的回收率，最后经过碱处理，使钛、硅分离，得到高纯度的硅酸钠溶液和富钛料。
Description
技术领域
本发明属于钛的回收利用技术领域，具体涉及了一种湿法-火法联合工艺提取铁精矿中有价元素的方法。
背景技术
钒钛磁铁矿中有价值的资源为铁、钒、钛等资源，目前在处理钒钛磁铁矿资源技术领域仍以高炉法为主，但高炉法能耗高、环境污染大、资源利用率低，势必会被非高炉冶炼所取代。探索采用非高炉炼铁技术冶炼钒钛磁铁矿，进而实现铁、钒、钛资源综合利用的合理途径，根据元素提取的顺序不同，新流程可分为先钒后铁和先铁后钒流程以及铁、钒、钛同时提取流程。
先钒后铁流程工艺是将钒钛磁铁精矿先进行氧化钠(钾)化焙烧，使钒转化为可溶性钒盐浸出。残球再经过回转窑还原、电炉熔分获得钢水和钛渣，从而使铁、钒、钛均得到回收利用。该工艺优点是铁、钒、钛综合利用程度较高，但工艺流程仍较长，含钠盐的球团在炼铁过程中存在较大工艺问题不能解决。
先铁后钒流程工艺将钒钛磁铁精矿首先进行预还原，通过熔分或磁选分离得到金属铁料，进一步炼钢，钒、钛主要富集到渣中，再通过传统提钒钛工艺提取。主要工艺有竖炉-电炉、回转窑-电炉、转底炉-电炉等流程。该工艺流程仍较长，熔分分离成本高，炉渣中钒钛的资源化利用难度仍较大。
根据上述钒钛磁铁矿加工工艺，目前绝大多数方法只能有效回收一两种元素，资源利用率低，大部分工艺需要对铁精矿高温还原处理，成本、能耗高，因此，研究高效清洁的铁精矿有价元素提取方法对于铁、钛、钒工业的发展具有极为重要的意义。
高炉法是目前我国处理钒钛磁铁矿资源应用最普遍、处理技术最成熟的方法。该方法首先将烧结矿和球团矿同固态还原剂(如焦炭、煤粉)一起送入高炉中冶炼，然后经高炉冶炼选择性地将矿石中的铁、钒氧化物还原生成含钒铁水，钛则富集在高炉渣中。含钒铁水先预脱硫后经转炉吹炼，钒被氧化形成钒渣，铁水变成半钢，钒渣经湿法工艺得到合格钒产品，半钢通过进一步加工得到合格钢材。钛渣则由于二氧化钛含量低、矿相复杂，且多以玻璃相存在等特点，使得其难以得到有效回收。该方法的优点是能大部分回收利用钒钛磁铁精矿中的铁，其缺点是生产成本和能耗高，对焦炭的依赖性大，无法有效回收利用高钛渣，造成对环境的污染和钒钛资源的浪费。
攀钢集团利用现有工艺流程处理钒钛磁铁矿资源，从原矿到钢坯、片状五氧化二钒和钛白产品，仅能获得铁、钒、钛元素回收率分别为60％、39％和10％的指标。从资源高效绿色开发角度来看，高炉法处理钒钛磁铁矿已经不符合现阶段我国的基本国情，不适合作为钒钛磁铁矿综合利用的发展方向。
本发明旨在充分利用钒钛磁铁精矿中的铁、钒、钛等资源，降低固废产量，使副产物的价值最大化，将对环境的危害降到最低。
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湿法-火法联合工艺提取铁精矿中有价元素的方法。
本发明的目的是以下述技术方案实现的：
一种湿法-火法联合工艺提取铁精矿中有价元素的方法，包括以下步骤：
S1.湿法提钒：取铁精矿，与钙化剂、粘结剂混合，造球，球团在1100～1300℃下进行高温钙化焙烧，再经过低浓度酸溶液酸浸，得到含钒溶液和浸后球团；所述钙化剂的用量为所述铁精矿质量的0.8～3％；所述低浓度酸溶液H+浓度为0.3～1.5mol/L；
S2.球团煅烧：所述浸后球团经1200～1300℃高温煅烧；
S3.煤基竖炉还原：将球团与固体还原剂进行混合，在煤基竖炉反应器内，于800～1300℃下还原12～25h，得到金属化率≥90％的金属化球团；
S4.物料分选：将步骤S3还原后的物料筛分，筛下物料经过磁选，收集得到无磁性的还原剂；
S5.电炉熔分：将步骤S4筛上物料送入电炉中，在1450～1700℃下进行熔分，熔分时间50～90min，使铁与渣分离，得到含钛渣和铁水；
S6.稀酸处理：将所述含钛渣置于酸浸液中，在90～120℃回流反应3～8h，且在反应1～2h后，加入氧化剂，使溶液中Ti3+氧化为Ti4+；所述酸浸液中酸质量百分浓度为15～50％，液固比为3～10:1；
S7.补水浸取：加水稀释，加水量为所述酸浸液体积的1～1.5倍，以不低于步骤S6稀酸处理的反应温度继续反应1～2h，浸取结束后进行固液分离，得到浸后液和浸后渣；
S8.碱处理：将所述浸后渣置于碱浸液中，于40～80℃下浸取3～6h，所述碱浸液中碱的质量分数为10～25％。
优选的，步骤S1所述钙化剂为选自CaSO4、CaCO3、Ca(OH)2的一种或两种以上组合。
优选的，步骤S1所述钙化焙烧时间为1.5～3h，所述酸浸温度为10～50℃，浸取时间≥15d。
优选的，步骤S2所述高温煅烧时间为0.5～1.5h。
优选的，步骤S3所述固体还原剂为无烟煤或焦丁。
优选的，步骤S4所述筛分目数为6～10目，磁选强度为1800～2300Gs。
优选的，步骤S6所述含钛渣酸浸前首先经过研磨，研磨至-200目占比≥80％。
优选的，步骤S6所述酸浸液为稀盐酸、稀硫酸或稀硝酸，当所述酸浸液为稀盐酸时，溶液质量百分浓度为15～25％，当所述酸浸液为稀硫酸时，溶液质量百分浓度为20～50％，当所述酸浸液为稀硝酸时，溶液质量百分浓度为20～40％。
优选的，步骤S8碱浸过程中监测碱的浓度，当碱的浓度低于15％时，补加一定量饱和碱液，保证碱的浓度≥15％。
优选的，步骤S8碱处理后，经固液分离，得到含钛固相物和硅酸钠母液，所述含钛固相物经850～1000℃煅烧，得到富钛料。
与现有技术相比，本发明的优点包括以下几个方面：
(1)与传统铁精矿中钒的提取工艺不同，在炼铁前进行湿法提钒，工艺成本低，钒的回收率可以达到65％以上，且采用非高炉还原冶炼，能源利用率高。
(2)可充分利用副产品价值，例如经过煤基竖炉还原后的物料，磁选后无磁性的还原剂可以作为活性炭，价值提升。以及碱浸后得到的碱性硅酸钠溶液可以用于含硅材料的制备，废副产品的利用率高，固废产生量为零。
(3)冶炼过程产生的含钛渣中钛的利用率高，钛的回收率≥94％，且得到的富钛产品钛品位≥80％。
(4)充分实现了铁精矿中铁、钛、钒资源充分利用。
附图说明
图1是本发明提供的工艺流程图。
具体实施方式
一种湿法-火法联合工艺提取铁精矿中有价元素的方法，如图1所示，包括以下步骤：
S1.湿法提钒：取铁精矿，与钙化剂、粘结剂混合，造球，球团在1100～1300℃下进行高温钙化焙烧，再经过低浓度酸溶液酸浸，得到含钒溶液和浸后球团，含钒溶液可用于后续提钒，浸后球团烘干后用于后续冶炼；钙化剂的用量为铁精矿质量的0.8～3％；低浓度酸溶液H+浓度为0.3～1.5mol/L；
采用钙盐进行钙化焙烧可解决钠盐焙烧对球团炼铁造成的不利影响；
S2.球团煅烧：浸后球团经1200～1300℃高温煅烧，使球团强度得到改善，抗压强度≥1200N/球；
S3.煤基竖炉还原：将球团与固体还原剂进行混合，在煤基竖炉反应器内，于800～1300℃下还原12～25h，得到金属化率≥90％的金属化球团；
S4.物料分选：将步骤S3还原后的物料筛分，筛下物料经过磁选，收集得到无磁性的还原剂，可用作活性炭的制备；
S5.电炉熔分：将步骤S4筛上物料送入电炉中，在1450～1700℃下进行熔分，熔分时间50～90min，使铁与渣分离，得到TiO2含量≥25％含钛渣和铁水；
S6.稀酸处理：将含钛渣置于酸浸液中，在90～120℃回流反应3～8h，去除大部分酸溶性杂质(如钙、镁、铝、锰、铁等)，且在反应1～2h后，加入氧化剂，使溶液中Ti3+氧化为Ti4+；酸浸液中酸质量百分浓度为15～50％，液固比为3～10:1；氧化剂可采用选自高铁盐、双氧水中的任一种或两种以上组合，添加量为含钛渣总质量的2～10％；
S7.补水浸取：加水稀释，加水量为酸浸液体积的1～1.5倍，以不低于步骤S6稀酸处理的反应温度继续反应1～2h，浸取结束后进行固液分离，得到浸后液和浸后渣；经过稀酸处理和补水浸取，钛富集于渣相，钛的收率≥94％；
通过稀酸浸取，可以有效去除含钛渣中的钙、镁、铝、锰、铁等杂质，这几种杂质与稀酸的反应活性高，其去除率均在95％以上，但是硅无法通过酸浸方式去除，硅仍在渣相中，因此浸后渣成分主要为钛和硅。由于含钛渣中含有一定量低价钛Ti3+，Ti3+的反应活性较Ti4+高，稀酸浸取时Ti3+会进入溶液中，造成钛的损失，如果在浸取时加入氧化剂，将Ti3+氧化成Ti4+，并需要加入一定量水稀释浸取液，再继续反应一段时间使Ti4+水解，回到渣相(如果只加氧化剂，被氧化那部分Ti不会水解进入渣相)，这样在稀酸浸取阶段，钛的收率可以达到94％以上。
S8.碱处理：将浸后渣置于碱浸液中，碱浸液可由NaOH、KOH等配制，于40～80℃下浸取3～6h，碱浸液中碱的质量分数为10～25％。
通过碱处理，将浸后渣中的硅溶解；碱浸结束后进行固液分离，含钛物料留在固体中，硅进入液相，实现钛、硅分离。固体水洗至中性，并进行烘干处理。碱浸后母液为碱性硅酸钠溶液，杂质含量少，可作为工业水玻璃的原料，也可用于制备硅灰石、托贝莫来石、二氧化硅等材料。含钛固相物经850～1000℃煅烧，经过工艺优化，例如碱浸过程中补加碱，保证碱的浓度，得到的富钛料产品含TiO2≥85％。
本发明首先采用钙化焙烧，将铁精矿中的钒转变为钒酸钙盐，然后经过低浓度酸浸，使钒尽可能溶解在溶液中，得到高收率的钒溶液。然后将浸后球团经过高温煅烧，提高球团压力，以使球团有足够的强度应对煤基竖炉压力，煤基竖炉还原后，物料中的铁还原为单质铁，还原物料经过筛分、磁选，还原剂得以回收，可用于制作活性炭，含钛球团经过电炉熔分，铁、钛分离，铁得以回收，含钛渣经过稀酸处理、补水浸取，得到钛收率大于94％的浸后渣，再经过碱浸，钛、硅分离，得到高纯度的硅酸钠溶液和富钛料。
因此，本发明采用先钒后铁的方法，使钒先得到分离，降低钒对后续工艺的影响，有助于提高铁、硅和钛的回收率。然后采用煤基竖炉还原+电炉熔分，替代现有高炉法，具有能源利用率高、钛铁的分离及回收利用效果好，环境污染少等优点，最后采用稀酸处理+补水浸取方法，替代现有技术常规的酸浸法，使杂质去除率达到95％以上，提高了钛的回收率，最后经过碱处理，使钛、硅分离，得到高纯度的硅酸钠溶液和富钛料。该工艺钒的回收率≥65％，铁的回收率≥90％，钛的回收率≥94％，硅的回收率≥80％，且该工艺过程没有固废产生。
与现有技术相比，本发明的优点包括以下几个方面：
(1)与传统铁精矿中钒的提取工艺不同，在炼铁前进行湿法提钒，工艺成本低，钒的回收率可以达到70％以上，且采用非高炉还原冶炼，能源利用率高。
(2)可充分利用副产品价值，例如经过煤基竖炉还原后的物料，磁选后无磁性的还原剂可以作为活性炭，价值提升。以及碱浸后得到的碱性硅酸钠溶液可以用于含硅材料的制备，废副产品的利用率高，固废产生量为零。
(3)冶炼过程产生的含钛渣中钛的利用率高，钛的回收率≥94％，且得到的富钛产品钛品位≥80％。
(4)充分实现了铁精矿中铁、钛、钒资源充分利用。
优选的，步骤S1所述钙化剂为选自CaSO4、CaCO3、Ca(OH)2的一种或两种以上组合。
优选的，步骤S1钙化焙烧时间为1.5～3h，酸浸温度为10～50℃，浸取时间≥15d。
优选的，步骤S2高温煅烧时间为0.5～1.5h。
优选的，步骤S3固体还原剂为无烟煤或焦丁，还原后经过筛分、磁选可作为活性碳进行回收。
优选的，步骤S4筛分目数为6～10目，磁选强度为1800～2300Gs，在此磁场强度范围内，可将没有磁性的还原炭筛选分离。有磁性的是从球团上剥离的碎物料，可收集后造球同其他球团一同进入下一步。
优选的，步骤S6含钛渣酸浸前首先经过研磨，研磨至-200目占比≥80％，经过研磨可提高酸浸效率。
优选的，步骤S6酸浸液为稀盐酸、稀硫酸或稀硝酸，当酸浸液为稀盐酸时，溶液质量百分浓度为15～25％，当酸浸液为稀硫酸时，溶液质量百分浓度为20～50％，当酸浸液为稀硝酸时，溶液质量百分浓度为20～40％。
优选的，步骤S8碱浸过程中监测碱的浓度，当碱的浓度低于15％时，补加一定量饱和碱液，保证碱的浓度≥15％。通过保证碱的浓度，可提高碱浸效率。
优选的，步骤S8碱处理后，经固液分离，得到含钛固相物和硅酸钠母液，含钛固相物经850～1000℃煅烧，得到富钛料。
实施例1
利用本发明中的方法提取钒钛磁铁精矿中有价元素，得到铁水、含钒液及富钛料产品的具体制备步骤如下：
A.湿法提钒：以铁精矿为原料，CaSO4为钙化剂，铁精矿、钙化剂与粘结剂以一定比例混合，用造球机进行造球。球团进行高温钙化焙烧，再经过低浓度酸溶液酸浸，得到含钒溶液和浸后球团，含钒溶液用于后续提钒，浸后球团烘干后用于后续冶炼。钙化剂的加量为铁精矿的1.5％，钙化焙烧温度为1200℃，时间为2h，酸浸液为稀硫酸，H+浓度为0.9mol/L，液固比为3:1，浸取温度为25℃常温浸取，浸取时间25d。经测定钒的浸出率为65％，得到的含钒液体经过浓缩，V的浓度为2.5g/L。
B.球团煅烧：浸后球团进行烘干，球团再经1250℃高温煅烧1h，球团强度得到改善，抗压强度≥1250N/球。
C.煤基竖炉还原：将球团与固体还原剂(无烟煤或者焦丁)进行混合，混合炉料由加料***加入煤基立式反应器内，燃料通过燃烧器在炉内燃烧对炉料加热，炉料在封闭的立式反应器中进行预热、还原，还原温度1220℃左右，还原时间18h，得到金属化率92％的金属化球团。
D.物料分选：还原后的物料进行冷却再筛分(目数8目)，筛下物料再经过磁选(强度2000Gs)，无磁性的还原剂得到收集，可用作活性炭的制备。
E.电炉熔分：将筛上物球团送入电炉中，在1650℃左右条件下进行熔分，熔分时间60min，使铁与渣分离，得到TiO2含量27％的含钛渣与铁水。
F.稀酸处理：将研磨后的含钛渣置于酸浸液中，持续搅拌并进行回流反应6h，去除大部分杂质。研磨后高炉渣-200目占比≥83％。酸浸液为稀盐酸，浓度为21％，液固比6:1(mL/g)，浸取温度110℃。酸浸过程中加入一定量氧化剂FeCl3(占含钛渣总量的3％)，氧化含钛渣中的低价钛，浸后液可循环利用，可与浓酸配制成稀酸浸取液。
G.补水浸取：加水稀释，加水量为酸浸液体积的1.2倍，以不低于步骤稀酸浸取的反应温度(115℃)继续反应1.5h，浸取结束后进行固液分离，得到浸后液和浸后渣，在稀酸处理、补水浸取阶段，钛富集于渣相，钛的收率为95.5％。浸后渣水洗至中性，并烘干。
H.碱处理：将烘干后的物料置于碱浸液中，碱浸液由NaOH配制，碱浸液的浓度为16％，碱浸温度为55℃，浸取时间4.5h，浸取过程中补加一定量饱和碱液(质量百分浓度为52％)，保证碱的浓度≥15％。
I.钛硅分离：碱浸结束后进行固液分离，含钛物料留在固体中，硅进入液相，实现钛、硅分离。固体水洗至中性，并进行煅烧处理，得到富钛料。碱浸后母液为碱性硅酸钠溶液，杂质含量少，可作为工业水玻璃的原料，也可用于制备硅灰石、托贝莫来石、二氧化硅等材料。煅烧温度为900℃。得到的富钛料产品含TiO2为83.2％。
实施例2
利用本发明中的方法提取钒钛磁铁精矿中有价元素，得到铁水、含钒液及富钛料产品的具体制备步骤如下：
A.湿法提钒：以铁精矿为原料，Ca(OH)2为钙化剂，铁精矿、钙化剂与粘结剂以一定比例混合，用造球机进行造球。球团进行高温钙化焙烧，再经过低浓度酸溶液酸浸，得到含钒溶液和浸后球团，含钒溶液用于后续提钒，浸后球团烘干后用于后续冶炼。钙化剂的加量为铁精矿的2％，钙化焙烧温度为1250℃，1.5h，酸浸液为稀盐酸，H+浓度为0.5mol/L，液固比2.5:1，浸取温度为22℃，浸取时间30d。钒的浸出率为68％，得到的含钒液体中，V的浓度为1.8g/L。
B.球团煅烧：浸后球团进行烘干，球团再经1250℃高温煅烧1h，球团强度得到改善，抗压强度≥1230N/球。
C.煤基竖炉还原：将球团与固体还原剂(无烟煤或者焦丁)进行混合，混合炉料由加料***加入煤基立式反应器内，燃料通过燃烧器在炉内燃烧对炉料加热，炉料在封闭的立式反应器中进行预热、还原，还原温度1190℃左右，还原时间16h，得到金属化率91.2％的金属化球团。
D.物料分选：还原后的物料进行冷却再筛分(筛分目数10目)，，筛下物料再经过磁选(磁选强度2200Gs)，无磁性的还原剂得到收集，可用作活性炭的制备。
E.电炉熔分：将筛上物球团送入电炉中，在1680℃下进行熔分，熔分时间90min，使铁与渣分离。得到TiO2含量30％的含钛渣与铁水。
F.稀酸处理：将研磨后的含钛渣置于酸浸液中，持续搅拌并进行回流反应5h，去除大部分杂质。研磨后高炉渣-200目占比≥81％。酸浸液为稀盐酸，浓度为19％，液固比6:1(mL/g)，浸取温度100℃。酸浸过程中可加入一定量氧化剂FeCl3(占含钛渣总量的4％)，氧化含钛渣中的低价钛，浸后液可循环利用，可与浓酸配制成稀酸浸取液。
G.补水浸取：加水稀释，加水量为所述酸浸液体积的1.2倍，以不低于步骤稀酸浸取的反应温度(110℃)继续反应2h，浸取结束后进行固液分离，得到浸后液和浸后渣，在稀酸处理、补水浸取阶段，钛富集于渣相，钛的收率为94.8％。浸后渣水洗至中性，并烘干。
H.碱处理：将烘干后的物料置于碱浸液中，碱浸液可由NaOH配制，碱浸液的浓度为15％，碱浸温度为60℃，浸取时间4h，浸取过程中补加一定量饱和碱液(浓度52％)，保证碱的浓度≥15％。
I.钛硅分离：碱浸结束后进行固液分离，含钛物料留在固体中，硅进入液相，实现钛、硅分离。固体水洗至中性，并进行煅烧处理，得到富钛料。碱浸后母液为碱性硅酸钠溶液，杂质含量少，可作为工业水玻璃的原料，也可用于制备硅灰石、托贝莫来石、二氧化硅等材料。煅烧温度为950℃。得到的富钛料产品含TiO2为87.3％。
实施例3
利用本发明中的方法提取钒钛磁铁精矿中有价元素，得到铁水、含钒液及富钛料产品的具体制备步骤如下：
A.湿法提钒：以钒钛磁铁精矿为原料，Ca(OH)2等为钙化剂，铁精矿、钙化剂与粘结剂以一定比例混合，用造球机进行造球。球团进行高温钙化焙烧，再经过低浓度酸溶液酸浸，得到含钒溶液和浸后球团，含钒溶液用于后续提钒，浸后球团烘干后用于后续冶炼。钙化剂的加量为铁精矿的2％，钙化焙烧温度为1240℃，2h，酸浸液为稀硫酸，液固比2：1，H+浓度为1.1mol/L，浸取时间27d。钒的浸出率为70％，得到的含钒液体中，V的浓度为2g/L。
B.球团煅烧：浸后球团进行烘干，球团再经1200℃，1h，高温煅烧，球团强度得到改善，抗压强度≥1200N/球。
C.煤基竖炉还原：将球团与固体还原剂(无烟煤或者焦丁)进行混合，混合炉料由加料***加入煤基立式反应器内，燃料通过燃烧器在炉内燃烧对炉料加热，炉料在封闭的立式反应器中进行预热、还原，还原温度1200℃，还原时间17h，得到金属化率90.8％的金属化球团。
D.物料分选：还原后的物料进行冷却再筛分(筛分目数8目)，筛下物料再经过磁选(磁选强度为2200Gs)，无磁性的还原剂得到收集，可用作活性炭的制备。
E.电炉熔分：将筛上物球团送入电炉中，在1600℃下进行熔分，熔分时间80min，使铁与渣分离。得到TiO2含量33％的含钛渣与铁水。
F.稀酸处理：将研磨后的含钛渣置于酸浸液中，持续搅拌并进行回流反应5h，去除大部分杂质。研磨后高炉渣-200目占比≥81％。酸浸液为稀盐酸，浓度为19％，液固比6:1(mL/g)，浸取温度100℃。酸浸过程中可加入一定量氧化剂FeCl3(占含钛渣总量的7％)，氧化含钛渣中的低价钛，浸后液可循环利用，可与浓酸配制成稀酸浸取液。
G.补水浸取：加水稀释，加水量为所述酸浸液体积的1.2倍，以不低于步骤稀酸浸取的反应温度(120℃)继续反应1h，浸取结束后进行固液分离，得到浸后液和浸后渣，钛富集于渣相，钛的收率为94.2％。浸后渣水洗至中性，并烘干。
H.碱处理：将烘干后的物料置于碱浸液中，碱浸液可由NaOH配制，碱浸液的浓度为15％，碱浸温度为60℃，浸取时间4h，浸取过程中补加一定量饱和碱液(质量百分浓度52％)，保证碱的浓度≥15％。
I.钛硅分离：碱浸结束后进行固液分离，含钛物料留在固体中，硅进入液相，实现钛、硅分离。固体水洗至中性，并进行煅烧处理，得到富钛料。碱浸后母液为碱性硅酸钠溶液，杂质含量少，可作为工业水玻璃的原料，也可用于制备硅灰石、托贝莫来石、二氧化硅等材料。煅烧温度为950℃。得到的富钛料产品含TiO2为85.0％。
对比例1
与实施例2相比，在稀酸处理后，没有进行补水浸取，其他步骤与参数均一致，氧化后的钛没有水解，并未有效回收溶于稀酸中的部分钛。导致稀酸浸取后钛的收率为75.6％，明显低于补水浸取后的样品的钛收率，最终得到的富钛料产品含TiO2为74.5％，该产品钛品位也低于实施例2中的钛产品。
对比例2
与实施例2相比，碱处理阶段，浸取过程中未补加饱和碱液，浸取2h后浸取液中的碱的浓度低于10％，其他步骤与参数均一致。该方法得到的钛产品中硅的去除效果不佳，硅含量较高，导致钛产品钛含量只有72.6％，该产品钛品位也明显低于实施例2中的钛产品。
具体实施例1～3及对比例1～2得到的钛产品指标分析如表1～2所示，
表1富钛产品指标分析
表2硅酸钠溶液ICP数据分析
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 (10)
1.一种湿法-火法联合工艺提取铁精矿中有价元素的方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1.湿法提钒：取铁精矿，与钙化剂、粘结剂混合，造球，球团在1100～1300℃下进行高温钙化焙烧，再经过低浓度酸溶液酸浸，得到含钒溶液和浸后球团；所述钙化剂的用量为所述铁精矿质量的0.8～3％；所述低浓度酸溶液H+浓度为0.3～1.5mol/L；
S2.球团煅烧：所述浸后球团经1200～1300℃高温煅烧；
S3.煤基竖炉还原：将球团与固体还原剂进行混合，在煤基竖炉反应器内，于800～1300℃下还原12～25h，得到金属化率≥90％的金属化球团；
S4.物料分选：将步骤S3还原后的物料筛分，筛下物料经过磁选，收集得到无磁性的还原剂；
S5.电炉熔分：将步骤S4筛上物料送入电炉中，在1450～1700℃下进行熔分，熔分时间50～90min，使铁与渣分离，得到含钛渣和铁水；
S6.稀酸处理：将所述含钛渣置于酸浸液中，在90～120℃回流反应3～8h，且在反应1～2h后，加入氧化剂，使溶液中Ti3+氧化为Ti4+；所述酸浸液中酸质量百分浓度为15～50％，液固比为3～10:1；
S7.补水浸取：加水稀释，加水量为所述酸浸液体积的1～1.5倍，以不低于步骤S6稀酸处理的反应温度继续反应1～2h，浸取结束后进行固液分离，得到浸后液和浸后渣；
S8.碱处理：将所述浸后渣置于碱浸液中，于40～80℃下浸取3～6h，所述碱浸液中碱的质量分数为10～25％。
2.如权利要求1所述的湿法-火法联合工艺提取铁精矿中有价元素的方法，其特征在于，
步骤S1所述钙化剂为选自CaSO4、CaCO3、Ca(OH)2的一种或两种以上组合。
3.如权利要求1所述的湿法-火法联合工艺提取铁精矿中有价元素的方法，其特征在于，
步骤S1所述钙化焙烧时间为1.5～3h，所述酸浸温度为10～50℃，浸取时间≥15d。
4.如权利要求1所述的湿法-火法联合工艺提取铁精矿中有价元素的方法，其特征在于，
步骤S2所述高温煅烧时间为0.5～1.5h。
5.如权利要求1所述的湿法-火法联合工艺提取铁精矿中有价元素的方法，其特征在于，
步骤S3所述固体还原剂为无烟煤或焦丁。
6.如权利要求1所述的湿法-火法联合工艺提取铁精矿中有价元素的方法，其特征在于，
步骤S4所述筛分目数为6～10目，磁选强度为1800～2300Gs。
7.如权利要求1所述的湿法-火法联合工艺提取铁精矿中有价元素的方法，其特征在于，
步骤S6所述含钛渣酸浸前首先经过研磨，研磨至-200目占比≥80％。
8.如权利要求1所述的湿法-火法联合工艺提取铁精矿中有价元素的方法，其特征在于，
步骤S6所述酸浸液为稀盐酸、稀硫酸或稀硝酸，当所述酸浸液为稀盐酸时，溶液质量百分浓度为15～25％，当所述酸浸液为稀硫酸时，溶液质量百分浓度为20～50％，当所述酸浸液为稀硝酸时，溶液质量百分浓度为20～40％。
9.如权利要求1所述的湿法-火法联合工艺提取铁精矿中有价元素的方法，其特征在于，
步骤S8碱浸过程中监测碱的浓度，当碱的浓度低于15％时，补加一定量饱和碱液，保证碱的浓度≥15％。
10.如权利要求1所述的湿法-火法联合工艺提取铁精矿中有价元素的方法，其特征在于，
步骤S8碱处理后，经固液分离，得到含钛固相物和硅酸钠母液，所述含钛固相物经850～1000℃煅烧，得到富钛料。
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