李韌 池丕華 張春生 王學(xué)哲

摘要：以釩鈦磁鐵礦鐵精礦為研究對象，采用還原鈉化焙燒、磨浸、磁選工藝回收釩和鐵，考察了焙燒過程中焙燒溫度、焙燒時(shí)間、還原劑加入量、鈉化劑加入量等條件對釩、鐵回收的影響，最終獲得偏釩酸銨產(chǎn)品及含鐵80 %以上的粗鐵產(chǎn)品，同時(shí)獲得了鐵回收率92.82 %、釩回收率84.61 %的較好技術(shù)指標(biāo)。

關(guān)鍵詞：釩鈦磁鐵礦;還原焙燒;鈉化;磁選;磨浸

中圖分類號(hào)：TD95文獻(xiàn)標(biāo)志碼：A開放科學(xué)（資源服務(wù)）標(biāo)識(shí)碼（OSID）：

文章編號(hào)：1001-1277（2021）11-0073-04doi：10.11792/hj20211114

引言

釩鈦磁鐵礦是一種以鐵、釩、鈦為主要有價(jià)元素的共生鐵礦[1]。釩鈦磁鐵礦是提取釩的主要原料[2-3]，相關(guān)工藝技術(shù)研究也較多。其中，高爐—轉(zhuǎn)爐傳統(tǒng)流程在中國比較具有代表性，該流程為原料在煉鋼前進(jìn)行吹氧得到釩渣，再從釩渣中回收利用釩[4-5]。但是，該工藝存在流程長、能耗高、投資大、環(huán)境污染嚴(yán)重等問題。

目前，釩鈦磁鐵礦磁選后所得鐵精礦提釩主要有2種方法：一種是鈉化焙燒后水法提釩;一種是煉鐵、煉鋼后從爐渣中提釩[6-8]。其中，前一種方法提釩過程在回收鐵之前完成，可使釩具有較高的回收率。本次試驗(yàn)探討了還原鈉化焙燒、磨浸、磁選工藝，其中的低溫還原技術(shù)使鐵得到選擇性還原，同時(shí)可控制釩的還原率，加入轉(zhuǎn)化劑使釩生成可溶性鹽類，溶解于磨礦水中，從而使鐵、釩得到分離。低溫還原技術(shù)與高爐冶煉相比，其能源消耗大大降低，粗鐵產(chǎn)品用于煉鋼，偏釩酸銨產(chǎn)品附加值高，有利于節(jié)能減排和資源綜合回收利用。

1試驗(yàn)原料及試驗(yàn)方法

1.1試驗(yàn)原料

試驗(yàn)原料為遼寧某礦山釩鈦磁鐵礦鐵精礦（下稱“釩鈦磁鐵礦”），其主要成分分析結(jié)果見表1。

釩鈦磁鐵礦XRD分析結(jié)果見圖1。由圖1可知：試驗(yàn)原料的主要礦物組成為磁鐵礦，主要化學(xué)組分為Fe3O4;赤鐵礦，主要化學(xué)組分為Fe2O3;鈦鐵礦，主要化學(xué)組分為FeTiO3;硅酸鹽，主要化學(xué)組分為SiO2。

采用褐煤粉作為焙燒還原劑，其主要成分分析結(jié)果見表2。

1.2試驗(yàn)方法

還原鈉化焙燒試驗(yàn)采用回轉(zhuǎn)窯作為焙燒設(shè)備。通過控制噴槍火焰及加入還原劑實(shí)現(xiàn)焙燒還原氣氛的控制。試驗(yàn)步驟：取一定量原料，按原料量加入不同比例的鈉化劑、還原劑，再加入一定量的水均勻混料，經(jīng)預(yù)化后，送入回轉(zhuǎn)窯進(jìn)行還原焙燒;焙砂從回轉(zhuǎn)窯放出稱量后立即用水噴淋降溫，再送至球磨機(jī)進(jìn)行連續(xù)式磨浸;磨浸后物料送至反應(yīng)罐中進(jìn)行三段逆流浸出;浸出后采用板框式壓濾機(jī)進(jìn)行液固分離，浸液除雜凈化后沉淀回收釩，浸渣洗滌后磁選回收鐵。

2結(jié)果與討論

2.1還原鈉化焙燒條件

2.1.1還原劑加入量

焙燒采用褐煤粉作為還原劑，加入量分別為原料質(zhì)量的5 %、10 %、15 %;焙砂浸出后比較釩的浸出效果，浸渣通過磁選比較鐵回收率。還原劑褐煤粉加入量對釩、鐵提取的影響分別見圖2、圖3。

由圖2、圖3可知：還原劑褐煤粉加入量的增加不能促進(jìn)釩的浸出，卻可促進(jìn)鐵回收率上升，在褐煤粉加入量超過5 %時(shí)鐵回收率基本穩(wěn)定。由于在焙燒過程中需要使釩生成釩酸鹽從而在浸出時(shí)溶于水，而鐵則需要在還原氣氛中還原為有磁性的低價(jià)態(tài)，所以控制還原度對工藝的實(shí)施至關(guān)重要。綜合考慮，確定褐煤粉加入量為5 %。

2021年第11期/第42卷選礦與冶煉選礦與冶煉黃金2.1.2鈉化劑加入量

試驗(yàn)采用碳酸鈉為焙燒鈉化劑，加入量分別為原料質(zhì)量的10 %、20 %、30 %、40 %、50 %、60 %;焙砂浸出后比較釩的浸出效果。鈉化劑加入量對釩提取的影響見圖4。

由圖4可知：碳酸鈉的加入有利于釩浸出率的提高，但其加入量在40 %以上時(shí)影響不大。碳酸鈉的加入增大了釩酸鈉的生成幾率，但由于碳酸鈉密度較小，在回轉(zhuǎn)窯中容易隨尾氣排出，再加上礦物質(zhì)包裹等復(fù)雜因素的影響，所以當(dāng)其加入量達(dá)到一定比例后，對釩浸出率的提高效果不明顯。因此，選擇碳酸鈉加入量為40 %。

2.1.3焙燒溫度

選擇750 ℃、800 ℃、850 ℃、900 ℃、950 ℃不同焙燒溫度進(jìn)行試驗(yàn)。焙燒溫度對釩、鐵提取的影響分別見圖5、圖6。

由圖5、圖6可知：隨著焙燒溫度的升高，釩浸出率、鐵回收率均逐漸增加;當(dāng)焙燒溫度達(dá)到900 ℃時(shí)達(dá)到平衡;這表明焙燒溫度的升高有利于釩酸鈉的生成，同時(shí)也有利于鐵的還原反應(yīng)發(fā)生。綜合考慮，選擇焙燒溫度為900 ℃。

2.1.4焙燒時(shí)間

選擇30 min、60 min、90 min、120 min不同焙燒時(shí)間進(jìn)行試驗(yàn)。焙燒時(shí)間對釩、鐵提取的影響分別見圖7、圖8。

由圖7、圖8可知：釩浸出率及鐵回收率均隨焙燒時(shí)間的增加而增大，但焙燒時(shí)間超過90 min后影響不大;說明此時(shí)釩的鈉化及鐵的還原基本完成。因此，選擇焙燒時(shí)間為90 min。

2.2磨浸、磁選條件

2.2.1浸出溫度

在液固比2∶1條件下，選擇浸出溫度為20 ℃、60 ℃、80 ℃、90 ℃進(jìn)行試驗(yàn)。浸出溫度對釩提取的影響見圖9。

由圖9可知：釩浸出率隨浸出溫度的升高而增加，至浸出溫度超過80 ℃時(shí)幾乎不再增加;浸出溫度的升高提高了鹽的溶解率，從而使釩浸出率增加。因此，選擇適宜的浸出溫度為80 ℃。

2.2.2磁場強(qiáng)度

對浸出釩后的浸渣進(jìn)行磁選，選擇1.11×10-5A/m、1.35×10-5A/m、1.59×10-5A/m、1.83×10-5A/m不同磁場強(qiáng)度進(jìn)行磁選試驗(yàn)。磁場強(qiáng)度對鐵提取的影響見圖10。

由圖10可知：隨著磁場強(qiáng)度的增加，鐵回收率、精礦產(chǎn)率均有所增加;磁場強(qiáng)度增加至1.59×10-5A/m 后，鐵回收率基本穩(wěn)定，此時(shí)反應(yīng)生成的磁性鐵幾乎全部被選出。因此，確定磁場強(qiáng)度為1.59×10-5A/m。

2.3工業(yè)試驗(yàn)

根據(jù)條件試驗(yàn)選擇的合適工藝參數(shù)開展工業(yè)試驗(yàn)，試驗(yàn)規(guī)模為釩鈦磁鐵礦處理量15 t/d。工藝流程見圖11。

工業(yè)試驗(yàn)結(jié)果表明：釩鈦磁鐵礦在鈉化劑加入量40 %、還原劑加入量5 %、焙燒溫度900 ℃條件下采用回轉(zhuǎn)窯進(jìn)行還原焙燒，焙砂經(jīng)過三段逆流磨浸洗滌，可得到15.15 g/L的釩溶液（浸液）。浸液通過硫酸鋁絮凝除雜、氯化銨沉釩，可得到符合一級品標(biāo)準(zhǔn)的偏釩酸銨產(chǎn)品，沉釩率大于99.9 %。浸渣在1.59×10-5A/m磁場強(qiáng)度下進(jìn)行磁選，可得到含鐵81.86 %的粗鐵產(chǎn)品。釩、鐵總回收率分別為84.61 %和92.82 %。

3結(jié)論

1）對某礦山釩鈦磁鐵礦采用還原鈉化焙燒提釩是可行的。還原鈉化焙燒、磨浸、磁選工藝最終產(chǎn)出偏釩酸銨和粗鐵產(chǎn)品。該工藝與傳統(tǒng)工藝不同，其提釩過程是在回收鐵之前完成，釩回收率較高。

2）采用還原鈉化焙燒，使釩的鈉化與鐵的還原一步完成。該工藝在回轉(zhuǎn)窯升溫階段完成釩酸鈉的生成，高溫階段完成鐵的還原;通過磁選選出的粗鐵產(chǎn)品可進(jìn)入煉鋼工序，解決了傳統(tǒng)工藝直接提釩浸出后球團(tuán)不能單獨(dú)進(jìn)入高爐的弊端。

3）該工藝技術(shù)具有節(jié)能的特點(diǎn)。釩的提取是在冶煉工藝之前完成，同時(shí)粗鐵產(chǎn)品可直接用于煉鋼，這與傳統(tǒng)提釩工藝相比可大幅度節(jié)約能耗，降低生產(chǎn)成本，提高經(jīng)濟(jì)效益。

4）該工藝釩、鐵回收率較高，分別達(dá)到84.61 %和92.82 %。研究結(jié)果可為釩提取相關(guān)研究提供借鑒。

[參 考 文 獻(xiàn)]

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Recovery of vanadium and iron from vanadium titanium magnetite

by reduction sodiummodified roasting-magnetic separationLi Ren，Chi Pihua，Zhang Chunsheng，Wang Xuezhe

（Jilin Provincial Institute of Metallurgy）

Abstract：The paper employed reduction sodiummodified roasting，grinding and leaching，and magnetic separation processes to recover vanadium and iron from vanadium titanium magnetite iron concentrate，and investigated the factors that influence the recovery of vanadium and iron in the roasting process，such as roasting temperature，roasting time，reducing agent dosage and sodiummodified agent dosage.Ammonium metavanadate products and crude iron products containing over 80 % iron were obtained，and the good technical indexes of iron recovery rate 92.82 % and vanadium recovery rate 84.61 % were obtained.

Keywords：vanadium titanium magnetite;reduction roasting;sodium modification;magnetic separation;grinding and leaching

收稿日期：2021-04-20; 修回日期：2021-09-17

基金項(xiàng)目：吉林省科技發(fā)展計(jì)劃項(xiàng)目（20180201070SF）

作者簡介：李韌（1969—），男，吉林長春人，教授級高級工程師，從事有色金屬冶金研究工作;長春市朝陽區(qū)前進(jìn)大街2266號(hào)，吉林省冶金研究院，130012;Email：13180890188@126.com