一种从提钒渣中煤基还原-磁选分离回收铁和钛的方法 |
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| 申请号 | CN202410106195.1 | 申请日 | 2024-01-25 | 公开(公告)号 | CN117758004A | 公开(公告)日 | 2024-03-26 |
| 申请人 | 中南大学; | 发明人 | 朱德庆; 潘建; 郭正启; 刘伟; 李思唯; 杨聪聪; 李紫云; | ||||
| 摘要 | 本 发明 属于 冶金 工程技术领域，具体涉及一种从提 钒 渣中 煤 基还原‑ 磁选 分离回收 铁 和 钛 的方法，包括：钒钛 磁铁 精矿钠化提钒渣经湿式球磨、酸浸、过滤、脱 水 、高压辊磨后，制备成粒度为8～16mm的生球；将生球经 氧 化 焙烧 、煤基 回转窑 直接还原 、磁选除残煤、 电磁感应 热处理 ，再经 破碎 、球磨、磁选，获得还原铁粉和高钛渣。本发明最终获得铁含量大于88％，回收率大于90％的还原铁粉及高钛渣两种产品；本发明成功解决了钒钛磁铁矿钠化提钒渣球团还原粉化难题，实现了提钒渣中铁和钛的高效分离与回收，消除了提钒渣堆存带来的环境污染问题，为钠化焙烧湿法高效提钒工艺的推广应用创新了良好条件。 | ||||||
| 权利要求 | 1.一种从提钒渣中煤基还原‑磁选分离回收铁和钛的方法，其特征在于，包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 一种从提钒渣中煤基还原‑磁选分离回收铁和钛的方法技术领域背景技术[0002] 近年来，我国新能源储能电池行业与光催化行业发展迅猛，对人造金红石的需求量不断加大。从钛产业链而言，我国钛资源长期处于“低品位钛矿供大于求，高品位钛矿依赖进口”的状态，对外依存度逐年递增。提钒渣中矿物组成以钛铁矿、磁铁矿为主，一般TiO2品位为5～15％，TFe品位为30～65％，钛资源蕴含丰富，可满足新能源电池及光催化行业发展需求。 [0003] 目前，钠化提钒是从钒钛磁铁矿中提取钒最为有效的方法之一，钒回收率高，工艺流程简单。但是，国内鲜有从钒钛磁铁精矿钠化提钒的工业生产线，主要是钠化提钒渣难以利用，其中的铁和钛难以有效分离和回收。为此国内外开展了大量提钒渣利用的研究。钠化提钒渣中钛、铁的回收方式可以是高炉法或还原‑熔分法，即将提钒渣造球并经过预先还原，再通过电炉熔炼的方法实现钛、铁分离。由于提钒渣中含有大量碱金属，预还原过程球团粉化严重，严重恶化了后续熔炼时物料的透气性，增加熔炼能耗，影响电炉熔炼安全、顺利的进行。此外，熔炼后的含钛渣中的钛多以辉石相、钙钛矿等形式存在，电炉渣钛品位低，难以经济回收利用。提钒渣氧化球团还原膨胀和还原粉化严重，同样不能用于高炉炼铁。而国外工业生产的钠化提钒渣主要处于堆弃状态，不仅造成了严重的资源浪费，而且给环境带来二次污染。 [0004] 针对上述问题，中国专利(专利申请号：CN202010614011.4)公开了一种中硅中钒铁水的提钒渣品位转炉冶炼方法，一种将中硅中钒铁水与高钒生铁配比冶炼的方法实现钒回收率的提升，与转炉钒渣中硅含量的降低。该方法主要针对转炉钒渣，未涉及转炉钒渣的提钒渣。 [0005] 中国专利(专利申请号：CN201811276342.0)公开了一种钙化提钒尾渣回收提钒的方法，一种将提钒渣二次钙化焙烧，再进行硫酸浸出钒的方法，钒的转浸率可达60％以上。该方法主要针对提钒渣二次提钒，未涉及钙化提钒渣中钛、铁资源的回收。 [0006] 中国专利(专利申请号：CN201310035277.3)公开了一种超导高梯度磁分离技术分离回收提钒废渣有价物质的方法，一种将钠化提钒渣通过超导高梯度磁场回收其有价元素的方法，其回收物中的Fe2O3含量可以达到56％。该方法主要针对提钒渣进行磁选提铁，未涉及提钒渣中钛资源的回收。 [0007] 同时，毕秀荣,刘纲等人(冶金设备,2014(01):20～23)发表了钒渣去钠提铁基础性能实验研究，提出通过氯化焙烧～还原～磁选处理钒渣的两种方法，磁选后还原铁粉产品中TFe含量36.18％、Na含量为1.95％，Fe回收率为90.82％。该方法还原铁粉铁品位远低于质量要求，也未涉及提钒渣的杂质脱除，还原时球团粉化现象严重，且也未涉及钛资源的回收。 [0008] 吴恩辉,朱荣等人(钢铁钒钛,2015,36(05):40～46)发表了提钒尾渣含碳球团电弧炉熔融还原提铁，提出电弧炉熔融还原提钛渣的方法，获得铁回收率在90％以上的铁水产品。本方法未涉及提钒渣的预处理，同时熔分含钛渣也难以回收，电炉渣因含钛低而没有得到利用。 [0009] 郑海燕、孙瑜等人(化工学报,2015,66(03):1019～1025)发表了钒钛磁铁矿钙化焙烧～酸浸提钒过程中钒铁元素的损失，提出了采用钙化焙烧后通过水浸的方法回收钒钛磁铁矿中的钒，提钒后的精矿可用于炼铁，其中钒的浸出率最大可达79.08％。该方法未涉及提钒渣中铁和钛的回收利用。 [0010] 虽然钠化提钒是从钒钛磁铁矿中提取钒最为有效的方法之一，钒回收率高，但上述方法中均未解决提钒渣中因碱金属或硅铝酸盐杂质含量过高、使得提钒渣球团还原过程粉化严重，钛铁分离效果差，产品杂质含量高，而且钛资源几乎不能实现有效回收的难题。因此，为了实现钒钛磁铁精矿钠化提钒渣中钛、铁资源的有效回收利用，提高资源利用率，减少渣的堆在带来的环境问题，急需开发出一种能够经济地、环境友好的钛铁分离的方法。 发明内容[0011] 鉴于目前存在的上述不足，本发明提供一种从提钒渣中煤基还原‑磁选分离回收铁和钛的方法，能解决提钒渣中因碱金属及硅铝酸盐等杂质含量高而导致的钛、铁资源分离效果差的问题。 [0012] 为了达到上述目的，本发明提供了一种从提钒渣中煤基还原‑磁选分离回收铁和钛的方法，包括以下步骤： [0014] S2、将S1湿式球磨后的钠化提钒渣进行酸浸，获得酸浸渣； [0015] S3、将酸浸渣经过滤、脱水、高压辊磨后，添加有机复合粘结剂混匀后进行造球，获得粒度为8～16mm生球；将生球进行氧化焙烧，获得抗压强度大于2600N/P的提钒渣氧化球团； [0016] S4、将S3氧化焙烧后的提钒渣氧化球团在煤基回转窑直接还原，再进行磁选，分离残煤和还原球团，还原球团再进行电磁感应热处理，获得电磁感应热处理后的还原球团；其中，所述煤基回转窑中的还原剂为烟煤或褐煤； [0017] S5、将S4的电磁感应热处理后的还原球团经破碎、球磨，再经磁选，获得还原铁粉和高钛渣。 [0018] 依照本发明的一个方面，步骤S1中，所述钠化提钒渣中的TFe含量为45～60％，所述钠化提钒渣中的TiO2含量为10～20％，所述钠化提钒渣中的碱金属含量为2～5％，硅铝酸盐含量大于6.5％。 [0019] 依照本发明的一个方面，步骤S2中，所述酸浸采用的酸由硫酸与氢氟酸组成，所述硫酸与氢氟酸的质量比为0～5，所述酸浸的酸用量为0.05～4.5g/L。 [0021] 依照本发明的一个方面，步骤S3中，所述酸浸渣过滤前还需经过沉淀池或旋流器浓缩，浓缩后的酸浸渣通过压滤机或圆盘真空过滤机进行过滤、脱水；高压辊磨后粒径‑2 0.074mm占85～95％，物料比表面为1800～2200m/g。 [0022] 依照本发明的一个方面，步骤S3中，所述有机复合粘结剂由腐植酸钠、淀粉和聚丙烯酰胺组成；所述腐植酸钠、淀粉和聚丙烯酰胺的质量比为1～3：3～1：0.05～0.2；所述有机复合粘结剂的用量为0.2～0.5wt％。 [0023] 依照本发明的一个方面，步骤S3中，所述氧化焙烧包括3个阶段，依次为干燥阶段、预热阶段和焙烧阶段；所述干燥阶段的温度为200～300℃，时间为3～9min；所述预热阶段的温度为900～1000℃，时间为12～20min；所述焙烧阶段的温度为1260～1330℃，时间为20～40min。 [0024] 依照本发明的一个方面，步骤S3中，提钒渣氧化球团的抗压强度为2700～3300N/P。 [0025] 依照本发明的一个方面，步骤S4中，所述还原的温度为1100～1280℃，所述还原的时间为60～150min；所述烟煤或褐煤中的碳元素与所述提钒渣氧化球团中的铁元素的质量比为0.55～0.75；经煤基回转窑直接还原的还原球通过N2或CO2冷却；所述电磁感应热处理是在电磁感应炉中完成的，所述电磁感应炉的加热频率为300～1000HZ，保温加热温度为1100～1250℃，保温加热时间为25～90min；所述电磁感应热处理是在N2或CO2的保护气氛下完成的。 [0026] 依照本发明的一个方面，步骤S5中，球磨后的还原球粒度为‑0.074mm占比30～55％；所述磁选是在筒式弱磁选机中进行的，所述磁选的强度为500～2000Gs。 [0027] 本发明的原理： [0028] 首先利用碱金属、硅铝酸盐及碳酸盐的酸溶性，酸洗除去碱金属、硅铝酸盐等杂质，消除了碱金属对后续氧化球团还原时粉化严重的难题，提升了提钒渣中钛、铁品位，弱化硅铝酸盐对后续还原过程的不利影响。煤基回转窑直接还原利用铁氧化物、钛氧化物还原性的差异，优先还原铁氧化物为金属铁，同时利用金属铁的磁感应特性，在电磁感应加热条件下诱导铁晶粒逐渐聚集、长大，减少金属铁与钛氧化物包裹现象的出现，增大金属铁与钛氧化物在粒度上的差别，实现铁、钛资源解离。最后利用金属铁与钛氧化物在磁性上的差异，通过磨矿、磁选实现还原铁粉与高钛渣的物理分离，同时实现了钛资源与铁资源的回收。 [0029] 本发明的有益效果： [0030] (1)本发明通过将高压辊磨后的钠化提钒渣酸浸除杂(主要为碱金属与硅铝酸盐及钙镁氧化物)，降低钠化提钒渣中钠、硅、铝、钙和镁等杂质含量，不仅彻底解决了提钒渣中碱金属过高造成的还原粉化问题，而且提升了提钒渣中铁和钛的品位，有助于实现提钒渣球团的高效还原及高钛渣的钛品位； [0031] (2)本发明通过电磁感应热处理提钒渣还原球团，诱导铁晶粒长大，可在较粗的磨矿细度下实现钛、铁的高效分离，磨矿成本大幅度下降，节省大量用水，减少环境治理成本； [0032] (3)本发明现了铁与钛的高效分离，获得了高品位高钛渣，TiO2含量大于68％，钛回收率大于87％，消除了低品位钛渣利用难题，大幅度提高了钛资源的利用率，减少钛渣堆在带来的环境污染及占用大量土地问题； [0033] (4)相对传统长流程而言，本方法铁、钛资源回收利用率更高，全流程铁回收率大于90％，高钛渣中TiO2含量大于68％，钛回收率大于87％，成功解决了钛资源得不到利用的难题； [0035] 图1为本发明所述的从提钒渣中煤基还原‑磁选分离回收铁和钛的方法的工艺流程图。 具体实施方式[0037] 除非另有定义，下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的，并不是旨在限制本发明的保护范围。 [0038] 除非另有特别说明，本发明中用到的各种原材料、试剂、仪器和设备等均可通过市场购买得到或者可通过现有方法制备得到。 [0039] 为了解决提钒渣中因碱金属或硅铝酸盐杂质含量过高、使得提钒渣球团还原过程粉化严重，钛铁分离效果差，产品杂质含量高，而且钛资源几乎不能实现有效回收的难题。本申请的发明人提供了一种从提钒渣中煤基还原‑磁选分离回收铁和钛的方法，其工艺流程图如图1所示，包括以下步骤： [0040] S1、将钒钛磁铁精矿经钠化提钒后，获得钠化提钒渣；将钠化提钒渣经湿式球磨，2 使其粒度为‑0.074mm占60～75％，比表面积为1750～2250m/g； [0041] S2、将S1湿式球磨后的钠化提钒渣进行酸浸，获得酸浸渣； [0042] 在本申请的步骤S2中，酸浸是利用钠盐(硅酸钠、铝酸钠)、硅铝酸盐及钙盐易溶于酸的特点，通过酸浸降低提钒渣中Na2O的含量，避免其含量过高而引起球团还原粉化现象，同时酸浸还可脱除氧化铝及氧化钙、氧化镁，有利于提高酸浸渣的铁和钛品位。 [0043] S3、将酸浸渣经过滤、脱水、高压辊磨后，添加有机复合粘结剂混匀后进行造球，获得粒度为8～16mm生球；将生球进行氧化焙烧，获得抗压强度大于2600N/P的提钒渣氧化球团； [0044] 在本发明的步骤S3中，高压辊磨的目的是增大物料比表面积，有利于强化物料成球性及其氧化焙烧性能。 [0045] 在本发明的步骤S3中，氧化焙烧可在链篦机‑回转窑‑环式冷却机或带式焙烧机上进行。 [0046] S4、将S3氧化焙烧后的提钒渣氧化球团在煤基回转窑直接还原，再进行磁选，分离残煤和还原球团，还原球团再进行电磁感应热处理，获得电磁感应热处理后的还原球团；其中，所述煤基回转窑中的还原剂为烟煤或褐煤； [0047] 在本发明步骤S4中，煤基回转窑直接还原利用铁氧化物与钛氧化物还原势能的差异，使铁氧化物优先被还原为强磁性的金属铁，钛仍然为非磁性的低价氧化物，为后续磁选分离钛和铁创造条件，同时利用还原球团与残煤的磁性差异，通过磁选分离残煤。 [0048] 在本发明步骤S4中，电磁感应热处理是通过金属铁磁感应特性，在电磁感应加热条件下诱导铁晶粒逐渐聚集、长大，有利于铁与钛氧化物的单体解离，进一步强化后续的磁选分离钛和铁。 [0049] S5、将S4的电磁感应热处理后的还原球团经破碎、球磨，再经磁选，获得还原铁粉和高钛渣。 [0050] 在本发明步骤S5中，磁选是利用金属铁与钛氧化物磁性上的显著差异，实现金属铁与钛氧化物的分离，最终获得磁性产品‑还原铁粉及非磁性产物‑高钛渣两种产品，成功实现了铁和钛的高效分离和回收。 [0051] 作为可选的实施方式，步骤S1中，所述钠化提钒渣中的TFe含量为45～60％，所述钠化提钒渣中的TiO2含量为10～20％，所述钠化提钒渣中的碱金属含量为2～5％，硅铝酸盐含量大于6.5％。 [0052] 作为可选的实施方式，步骤S2中，所述酸浸采用的酸由硫酸与氢氟酸组成，所述硫酸与氢氟酸的质量比为0～5，所述酸浸的酸用量为0.05～4.5g/L。 [0053] 作为可选的实施方式，步骤S2中，所述酸浸的温度为50～85℃，时间为45～180min；所述酸浸渣中的碱金属含量低于0.3％，硅铝酸盐含量低于32％。 [0054] 作为可选的实施方式，步骤S3中，所述酸浸渣过滤前还需经过沉淀池或旋流器浓缩，浓缩后的酸浸渣通过压滤机或圆盘真空过滤机进行过滤、脱水；高压辊磨后粒径‑2 0.074mm占85～95％，物料比表面为1800～2200m/g。 [0055] 作为可选的实施方式，步骤S3中，所述有机复合粘结剂由腐植酸钠、淀粉和聚丙烯酰胺组成；所述腐植酸钠、淀粉和聚丙烯酰胺的质量比为1～3：3～1：0.05～0.2；所述有机复合粘结剂的用量为0.2～0.5wt％。 [0056] 在本申请的步骤S3中，为避免引入新的硅铝酸盐杂质，造球粘结剂为有机复合粘结剂。 [0057] 作为可选的实施方式，步骤S3中，所述氧化焙烧包括3个阶段，依次为干燥阶段、预热阶段和焙烧阶段；所述干燥阶段的温度为200～300℃，时间为3～9min；所述预热阶段的温度为900～1000℃，时间为12～20min；所述焙烧阶段的温度为1260～1330℃，时间为20～40min。 [0058] 作为可选的实施方式，步骤S3中，提钒渣氧化球团的抗压强度为2700～3300N/P。 [0059] 作为可选的实施方式，步骤S4中，所述还原的温度为1100～1280℃，所述还原的时间为60～150min；所述烟煤或褐煤中的碳元素与所述提钒渣氧化球团中的铁元素的质量比为0.55～0.75；经煤基回转窑直接还原的还原球通过N2或CO2冷却；所述电磁感应热处理是在电磁感应炉中完成的，所述电磁感应炉的加热频率为300～1000HZ，保温加热温度为1100～1250℃，保温加热时间为25～90min；所述电磁感应热处理是在N2或CO2的保护气氛下完成的。 [0061] 以上介绍了本申请的具体实施方式，为了对本申请产生的技术效果进行客观说明，接下来，将通过如下实施例进行描述。 [0062] 实施例1 [0063] 一种从提钒渣中煤基还原‑磁选分离回收铁和钛的方法： [0064] 本实施例中，针对一种钒钛磁铁精矿提钒渣，其铁含量为59.7％，TiO2含量为9.24％，SiO2含量为6.7％，Al2O3含量为3.3％，Na2O含量为2.4％，原矿粒度小于0.074mm占 65％。对钒钛磁铁矿提钒渣进行处理，包括如下步骤： [0065] S1、将钒钛磁铁精矿提钒渣湿式球磨，使其粒度达到‑0.074mm60％；比表面积达到2 1000m/g； [0066] S2、将细磨提钒渣采用酸浸除杂，酸用量为0.05g/L(质量比，硫酸：氢氟酸＝0：5)，在50℃下浸出180min；酸洗后提钒渣(SiO2+Al2O3)总量为2.6％，碱金属含量(Na2O+K2O)含量为0.24％。 [0067] S3、将步骤S2中产生的酸浸渣经过沉淀池进行浓缩，浓缩后通过压滤机进行过滤，脱水后物料进行高压辊磨，辊间压力为1.2t，辊面速度0.15m/s，辊间距5mm，使辊磨后物料2 粒度达到～0.074mm占85％，比表面为1800m/g；造球粘结剂为有机复合粘结剂(腐植酸钠： 淀粉：PAM＝3：1：0.1)，用量为0.2wt％，焙烧设备为带式焙烧机，焙烧过程为：首先进行干燥，干燥温度为200℃，干燥时间为9min，干燥风速为1.2m/s，其次进行预热，预热温度为900℃，预热温度为20min，最后完成焙烧，焙烧温度为1260℃，焙烧时间为40min，预热及焙烧段风速都为2.4m/s，焙烧后氧化球团抗压强度为2703N/P。 [0068] S4、将S3的氧化球团进行煤基回转窑直接还原，还原温度为1100℃，还原时间为150min，还原煤为褐煤，碳铁质量比为0.55，还原后还原球团金属化率为75.1％，再进行磁选，分离残煤和还原球团；对还原球团进行电磁感应热处理，电磁感应炉的加热电流频率为 300HZ，保温加热温度1100℃，保温加热时间90min。采用氮气提供保护性气氛，防止还原球团再氧化。 [0069] S5、将电磁感应热处理后的还原球团进行破碎、干式磨矿，细磨至0.074mm占比为30％，采用干式永磁筒式磁选机对细磨料进行分选，磁场强度为500Gs。得到磁性产品还原铁粉和非磁性物高钛渣两个产品，实现了铁和钛的高效分离与回收利用。 [0070] 通过上述方法，全流程中高钛渣产品中TiO2含量为68.11％，钛回收率为87.4％；还原铁粉产品中铁品位为88.7％，铁总回收率为89.04％。 [0071] 实施例2 [0072] 一种从提钒渣中煤基还原‑磁选分离回收铁和钛的方法： [0073] 本实施例中，针对一种钒钛磁铁精矿提钒渣，其铁含量为45.7％，TiO2含量为19.04％，SiO2含量为7.7％，Al2O3含量为4.3％，Na2O含量为5.0％，原矿粒度小于0.074mm占 62％。对钒钛磁铁精矿提钒渣进行处理，包括如下步骤： [0074] S1、将钒钛磁铁精矿提钒渣球磨，使其粒度达到0.074mm 75％；比表面积达到2 1300cm/g； [0075] S2、将钒钛磁铁精矿提钒渣采用酸浸除杂，酸用量为4.5g/L(质量比，硫酸：氢氟酸＝3：2)，在85℃下浸出45min；酸洗后提钒渣(SiO2+Al2O3)总量为3.2％，碱金属含量(Na2O+K2O)含量为0.30％。 [0076] S3、将步骤S2中产生的酸浸渣经过沉淀池进行浓缩，浓缩后通过圆盘真空抽滤机进行过滤脱水，脱水后物料进行高压辊磨，辊间压力为5.0t，辊面速度0.8m/s，辊间距50mm，2 使辊磨后物料粒度达到‑0.074mm占95％，比表面为2200m/g；造球粘结剂为有机复合粘结剂(腐植酸钠：淀粉：PAM＝1：3：0.2)，用量为0.5％，焙烧设备为链篦机～回转窑～环式冷却机工艺，焙烧过程为：首先进行干燥，干燥温度为300℃，干燥时间为3min，干燥风速为1.2m/s，其次进行预热，预热温度为1000℃，预热时间为12min，最后完成焙烧，焙烧温度为1330℃，焙烧时间为20min，预热及焙烧风速都为2.4m/s，焙烧后氧化球团抗压强度为3300N/P。 [0077] S4、将氧化球团进行煤基回转窑直接还原，还原温度为1280℃，还原时间为60min，还原煤为褐煤，碳铁质量比为0.68，还原后还原球团金属化率为88.4％，再进行磁选，分离残煤和还原球团；还原球团电磁感应热处理在电磁感应炉中完成，加热电流频率为1000HZ，保温加热温度1250℃，保温加热时间30min。采用CO2气体提供保护性气氛，防止还原球团再氧化。 [0078] S5、将电磁感应热处理后的球团进行破碎、干式磨矿，细磨至0.074mm占比为55％，采用干式永磁筒式磁选机对细磨料进行分选，磁场强度为2000Gs。得到磁性产品还原铁粉和非磁性物高钛渣两个产品，实现了铁和钛的高效分离与回收利用。 [0079] 通过上述方法，全流程中高钛渣产品中TiO2含量为68.7％，钛回收率为87.1％；还原铁粉产品中铁品位为89.7％，铁总回收率为90.04％。 [0080] 实施例3 [0081] 一种从提钒渣中煤基还原‑磁选分离回收铁和钛的方法： [0082] 本实施例中，针对一种钒钛磁铁矿提钒渣，其中铁含量为55.9％，TiO2含量为15.04％，SiO2含量为4.7％，Al2O3含量为3.4％，Na2O含量为1.1％，原矿粒度小于0.074mm占 55％。对钒钛磁铁精矿提钒渣进行处理，包括如下步骤： [0083] S1、将钒钛磁铁精矿提钒渣球磨，使其粒度达到0.074mm 80％；比表面积达到2 1300cm/g； [0084] S2、将钒钛磁铁精矿提钒渣采用混酸浸出除杂，酸用量为1.5g/L(质量比，硫酸：氢氟酸＝1：1)，在80℃下浸出90min；酸洗后提钒渣(SiO2+Al2O3)总量为2.2％，碱金属含量(Na2O+K2O)含量为0.22％。 [0085] S3、将步骤S2中产生的酸洗渣经过沉淀池进行浓缩，浓缩后通过压滤机进行过滤，脱水后物料进行高压辊磨，辊间压力为3.5t，辊面速度0.3m/s，辊间距20mm，使辊磨后物料2 粒度达到‑0.074mm占89％，比表面为1950m/g；造球粘结剂为有机粘结剂(腐植酸钠：淀粉： PAM＝2：2：0.05)，用量为0.1％，焙烧设备为带式焙烧机，焙烧过程为：首先进行干燥，干燥温度为250℃，干燥时间为6min，干燥风速为1.2m/s，其次进行预热，预热温度为950℃，预热温度为25min，最后完成焙烧，焙烧温度为1300℃，焙烧时间为15min，预热及焙烧段风速都为2.4m/s，焙烧后氧化球团抗压强度为2890N/P。 [0086] S4、将S3焙烧后的氧化球团进行煤基回转窑直接还原，还原温度为1250℃，还原时间为90min，还原煤为烟煤，碳铁质量比为0.65，还原后还原球团金属化率为87％，再进行磁选，分离残煤和还原球团；对还原球团进行电磁感应热处理，在电磁感应炉中完成，加热电流频率为500HZ，保温加热温度1150℃，保温加热时间60min。采用CO2气体提供保护性气氛，防止还原球团再氧化。 [0087] S5、将S4电磁感应热处理后的还原球团进行破碎、磨矿，干式细磨至0.074mm占比为40％，采用干式永磁筒式磁选机对细磨料进行分选，磁场强度为500Gs。得到磁性产品还原铁粉和非磁性物高钛渣两个产品，实现了铁和钛的高效分离与回收利用。 [0088] 通过上述方法，全流程中高钛渣中TiO2含量为70.21％，钛回收率为88.4％；还原铁粉产品中铁品位为90.7％，铁总回收率为90.7％。 [0089] 以上所述，仅为本发明的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本领域技术的技术人员在本发明公开的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。因此，本发明的保护范围应以所述权利要求的保护范围为准。 |
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