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【发明授权】钒钛磁铁矿两产品选矿工艺_中冶北方(大连)工程技术有限公司_201910246364.0 

申请/专利权人:中冶北方(大连)工程技术有限公司

申请日:2019-03-29

公开(公告)日:2020-10-16

公开(公告)号:CN109939815B

主分类号:B03B9/00(20060101)

分类号:B03B9/00(20060101)

优先权:

专利状态码:有效-授权

法律状态:2020.10.16#授权;2019.07.23#实质审查的生效;2019.06.28#公开

摘要:本发明属于选矿技术领域,为了回收钒钛磁铁矿中的钒及提高铁的回收品质,提供了一种钒钛磁铁矿两产品选矿工艺,包括三段破碎工序,其特征在于:还包括第一段棒磨与螺旋分级机闭路、磁选矿子工艺、脱硅反浮选、脱磷反浮选、细筛、过滤与烘干、竖炉焙烧、湿式球磨、浓密机和沉淀池;其中磁选矿子工艺包括两段弱磁选、球磨与旋流器闭路以及精磁选。钒钛磁铁矿经该工艺处理后,获得了优质的铁,钒两种精矿,实现了铁与钒资源的高效回收利用,大大提高整个选矿的效益。

主权项:1.一种钒钛磁铁矿两产品选矿工艺,包括三段破碎工序,其特征在于:还包括第一段棒磨与螺旋分级机闭路、磁选矿子工艺、脱硅反浮选、脱磷反浮选、细筛、过滤与烘干、竖炉焙烧、湿式球磨、浓密机和沉淀池;原矿经三段破碎工序后,粒度为0-8mm的破碎产品进入第一段棒磨与螺旋分级机闭路;第一段棒磨与螺旋分级机闭路:破碎产品给入第一段棒磨,第一段棒磨的排矿给入螺旋分级机,螺旋分级机的沉砂返回第一段棒磨形成闭路,螺旋分级机的0-1.7mm的溢流精矿进入磁选矿子工艺;磁选矿子工艺:磁选矿子工艺包括两段弱磁选、第二段球磨与旋流器闭路以及精磁选;螺旋分级机的溢流精矿给入第一段弱磁选,第一段弱磁选的精矿给入第二段球磨与旋流器闭路中的旋流器,在第二段球磨与旋流器闭路中还包含第二段弱磁选;旋流器的沉砂给入第二段球磨,第二段球磨磨矿后产品给入第二段弱磁选,第二段弱磁选的精矿返回旋流器形成闭路,旋流器的溢流产品给入精磁选;精磁选的精矿进入脱硅反浮选;脱硅反浮选的精矿进入脱磷反浮选;脱磷反浮选的精矿进入细筛;细筛筛分后超过44微米的筛上产品返回第二段球磨,0-44微米的筛下产品经过滤与烘干后,加入质量浓度为3%的Na2CO3,混匀后给入竖炉焙烧,竖炉焙烧过程中发生化学反应,反应式为4FeV2O4+4Na2CO3+5O2=2Fe2O3+8NaVO3+4CO2;竖炉焙烧后的产品给入湿式球磨,湿式球磨磨矿后矿浆给入浓密机浸出,浓密机的底流为铁精矿;浓密机的溢流为NaVO3的水溶液,输送给沉淀池;在沉淀池中加入氨水,生成钒酸铵沉淀得钒精矿;第一段弱磁选的尾矿、第二段弱磁选的尾矿、精磁选的尾矿、脱硅反浮选的尾矿和脱磷反浮选的尾矿共同构成工艺尾矿抛尾。

全文数据:钒钛磁铁矿两产品选矿工艺技术领域本发明属于选矿技术领域,特别是涉及一种钒钛磁铁矿两产品选矿工艺。背景技术很多铁矿山的铁矿石主要种类为钒钛磁铁矿,而某些地区的钒钛磁铁矿还伴生有大量的磷灰石,即矿石为磷灰石和钒钛磁铁矿。该矿山的矿石一般含铁为15%左右,为超贫磁铁矿,P2O5的含量一般为2%-3%以上,TiO2的含量为1%-2%之间,V2O5的含量为0.3-0.8%。这种超贫铁矿,单独回收铁将很难获得好的经济效益,且不符合资源高效利用的原则。这种矿石大约三分之二的铁以磁铁矿和钛磁铁矿的形式存在,其余的铁主要以辉石的形式存在,少量的铁赋存在石榴石、绿帘石、绿泥石中。P2O5主要以磷灰石的形式存在;TiO2和V2O5主要赋存在磁铁矿和钛磁铁矿中以结晶共生的形式存在,磁铁矿还含有一定量的铝镁,其铁地质品位为68%,远低于磁铁矿72.4%的理论铁品位。其中钒主要以钒铁尖晶石的形式存在,其化学式一般为FeV2O4。在欧洲地区以及其他发达国家,对铁精粉中P2O5的含量有严格要求,一般不许超过0.05%,远超过我国铁精粉中P2O5的最低含量可在0.1~0.4%之间的要求。从上面的叙述可以看出,该矿原矿铁品位较低,P2O5的含量较高,磁铁矿地质品位较低,铁精粉中的铁品位很难提高,国际市场上对铁精粉中P2O5的含量要求非常严格,这都给这种矿石资源的利用带来了难度。钒当前主要由中国,俄罗斯,南非、新西兰四个国家生产,其产量远低于全球对钒的需求量,其市场价值非常可观,而该矿石中TiO2与磁铁矿结晶伴生,难以解离,很难通过选矿方法得到可以利用的钒精矿和钛精矿。此外,钒主要以钒铁尖晶石的形式存在,其化学式一般为FeV2O4、该种钒铁尖晶石一般随铁的富集而富集于铁精矿中,铁精矿中的这部分钒如果能加以提取分离将会大大的增加该种矿石的综合资源利用率,大大提高经济效益。所以,鉴于该矿铁品位较低,如仅回收铁矿物,将很难获得较好的经济效益,这就显得钒的有效回收更为必要。所以我们有必要开发一种能够有效的提高铁精粉中铁品位,有效降低铁精粉中P2O5含量的一种铁和钒两产品选矿工艺。发明内容为了回收钒钛磁铁矿中的钒及提高铁的回收品质,本发明提供了一种钒钛磁铁矿两产品选矿工艺,包括三段破碎工序、第一段棒磨与螺旋分级机闭路、磁选矿子工艺、脱硅反浮选、脱磷反浮选、细筛、过滤与烘干、竖炉焙烧、湿式球磨、浓密机和沉淀池;原矿经三段破碎工序后,粒度为0-8mm的破碎产品进入第一段棒磨与螺旋分级机闭路;第一段棒磨与螺旋分级机闭路:破碎产品给入第一段棒磨,第一段棒磨的排矿给入螺旋分级机,螺旋分级机的沉砂返回第一段棒磨形成闭路,螺旋分级机的0-1.7mm的溢流精矿进入磁选矿子工艺;磁选矿子工艺:磁选矿子工艺包括两段弱磁选、第二段球磨与旋流器闭路以及精磁选;螺旋分级机的溢流精矿给入第一段弱磁选,第一段弱磁选的精矿给入第二段球磨与旋流器闭路中的旋流器,在第二段球磨与旋流器闭路中还包含第二段弱磁选;旋流器的沉砂给入第二段球磨,第二段球磨磨矿后产品给入第二段弱磁选,第二段弱磁选的精矿返回旋流器形成闭路,旋流器的溢流产品给入精磁选;精磁选的精矿进入脱硅反浮选;脱硅反浮选的精矿进入脱磷反浮选;脱磷反浮选的精矿进入细筛;细筛筛分后超过44微米的筛上产品返回第二段球磨,0-44微米的筛下产品经过滤与烘干后,加入质量浓度为3%的Na2CO3,混匀后给入竖炉焙烧,竖炉焙烧过程中发生化学反应,反应式为4FeV2O4+4Na2CO3+5O2=2Fe2O3+8NaVO3+4CO2;竖炉焙烧后的产品给入湿式球磨,湿式球磨磨矿后矿浆给入浓密机浸出,浓密机的底流为铁精矿;浓密机的溢流为NaVO3的水溶液,输送给沉淀池;在沉淀池中加入氨水,生成钒酸铵沉淀得钒精矿;第一段弱磁选的尾矿、第二段弱磁选的尾矿、精磁选的尾矿、脱硅反浮选的尾矿和脱磷反浮选的尾矿共同构成工艺尾矿抛尾。优选地,所述脱硅反浮选包括脱硅粗浮选、脱硅精浮选和三次脱硅扫浮选;精磁选的精矿给入脱硅粗浮选,脱硅粗浮选的底流精矿给入脱硅精浮选,脱硅粗浮选的泡沫尾矿给入第一次脱硅扫浮选,第一次脱硅扫浮选的泡沫尾矿给入第二次脱硅扫浮选,第二次脱硅扫浮选的泡沫尾矿给入第三次脱硅扫浮选,第三次脱硅扫浮选的底流精矿返回第一次脱硅扫浮选,第一次脱硅扫浮选的底流精矿、第二次脱硅扫浮选的底流精矿和脱硅精浮选的泡沫尾矿返回脱硅粗浮选;脱硅精浮选的精矿进入脱磷反浮选;第三次脱硅扫浮选的尾矿为工艺尾矿抛尾。进一步地,脱硅反浮选中的脱硅粗浮选每吨给矿加入108-132g的乙二胺和18-22g甲基异丁基甲醇;脱硅反浮选中的脱硅精浮选每吨给矿加入72-88g的乙二胺和13-16g的甲基异丁基甲醇。进一步地,脱硅反浮选中的第一次脱硅扫浮选每吨给矿加入36-45g的乙二胺和9-11g的甲基异丁基甲醇。优选地,所述脱磷反浮选包括脱磷粗浮选和两次脱磷精浮选;脱硅反浮选的精矿给入脱磷粗浮选,脱磷粗浮选的底流精矿给入第一次脱磷精浮选,第一次脱磷精浮选的底流精矿给入第二次脱磷精浮选,第一次脱磷精浮选和第二次脱磷精浮选的泡沫尾矿返回脱磷粗浮选;第二次脱磷精浮选的底流精矿进入细筛;脱磷粗浮选的尾矿为工艺尾矿抛尾。进一步地,脱磷反浮选中的脱磷粗浮选每吨给矿加入135-165g的FS-2和90-110g的水玻璃;所述FS-2为皂化脂肪酸与2#油的质量混合比为5:1至10:1之间的混合物。进一步地,脱磷反浮选中的第一次脱磷精浮选每吨给矿加入45-55g的FS-2;所述FS-2为皂化脂肪酸与2#油的质量混合比为5:1至10:1之间的混合物。优选地,第一段弱磁选的磁场强度为1800-2200GS,第二段弱磁选的磁场强度为1450-1750GS,精磁选的磁场强度为1080-1320GS。优选地,所述竖炉焙烧前每吨给矿加入的Na2CO3为32-40kg;竖炉焙烧的温度为850-950℃。优选地,所述原矿的有用矿物主要成分为磁铁矿和钛磁铁矿,原矿的脉石矿物主要为磷灰石、辉石和云母;Fe品位为14.7%、P2O5的含量为2.3%和V2O5的含量为0.52%的原矿经过上述的钒钛磁铁矿两产品选矿工艺后,获得Fe品位为63.60%、P2O5的含量为0.04%、V2O5的含量为0.24%、Fe回收率为46.7%的铁精矿以及回收率为29.6%的钒精矿。本发明能够在超贫钒钛磁铁矿的提炼中有效的提高铁精粉中铁品位,对于铁地质品位仅仅68%的原矿,可获得的铁品位达到了63.6%,降低铁精矿中P2O5的含量,获得的铁精矿P2O5的含量<0.05%,同时还可以回收稀少的高价值钒精矿。附图说明图1为钒钛磁铁矿两产品选矿工艺实施例流程图;图2为钒钛磁铁矿两产品选矿工艺实施例的脱硅反浮选流程图;图3为钒钛磁铁矿两产品选矿工艺实施例的脱磷反浮选流程图。具体实施方式为了更进一步阐述本发明为解决技术问题所采取的技术手段及功效,以下结合附图和具体实施例对本发明做进一步详细描述,但不作为本发明要求的保护范围限定。如图1所示的钒钛磁铁矿两产品选矿工艺可选实施例,包括三段破碎工序S1001、第一段棒磨S1002与螺旋分级机S1003闭路、磁选矿子工艺S1100、脱硅反浮选S1200、脱磷反浮选S1300、细筛S1004、过滤与烘干S1005、竖炉焙烧S1006、湿式球磨S1007、浓密机S1008和沉淀池S1009;原矿的Fe品位为14.7%、P2O5的含量为2.3%和V2O5的含量为0.52%,原矿的有用矿物主要成分为磁铁矿和钛磁铁矿,原矿的脉石矿物主要为磷灰石、辉石和云母;经三段破碎工序S1001后,粒度为0-8mm的破碎产品进入第一段棒磨S1002与螺旋分级机S1003闭路;第一段棒磨S1002与螺旋分级机S1003闭路:破碎产品给入第一段棒磨S1002,第一段棒磨S1002的排矿给入螺旋分级机S1003,螺旋分级机S1003的沉砂返回第一段棒磨S1002形成闭路,螺旋分级机S1003的0-1.7mm的溢流精矿进入磁选矿子工艺S1100;磁选矿子工艺S1100包括两段弱磁选、第二段球磨与旋流器闭路以及精磁选;螺旋分级机S1003的溢流精矿给入第一段弱磁选S1101,第一段弱磁选S1101的磁场强度为2000GS,第一段弱磁选S1101的精矿产率为44.8%、Fe品位为25.1%、P2O5的含量为1.9%、V2O5的含量为0.73%和Fe回收率为76.5%;第一段弱磁选S1101的精矿给入第二段球磨S1104与旋流器S1102闭路中的旋流器S1102,在第二段球磨S1104与旋流器S1102闭路中还包含第二段弱磁选S1105;旋流器S1102的沉砂给入第二段球磨S1104,第二段球磨S1104磨矿后产品给入第二段弱磁选S1105,第二段弱磁选S1105的磁场强度为1600GS,第二段弱磁选S1105的精矿产率为18.1%、Fe品位为53.9%、P2O5的含量为0.53%、V2O5的含量为1.54%和Fe回收率为66.4%;第二段弱磁选S1105的精矿返回旋流器S1102形成闭路,旋流器S1102的溢流产品给入精磁选S1103;精磁选S1103的磁场强度为1200GS,精磁选S1103的精矿产率为14.2%、Fe品位为62.1%、P2O5的含量为0.18%、V2O5的含量为1.81%和Fe回收率为59.9%;精磁选S1103的精矿进入脱硅反浮选S1200;脱硅反浮选S1200的精矿进入脱磷反浮选S1300;脱磷反浮选S1300的精矿进入细筛S1004;细筛S1004筛分后产率为0.4%的超过44微米的筛上产品返回第二段球磨S1104,0-44微米的筛下产品经过滤与烘干S1005后,加入质量浓度为3%的Na2CO3,混匀后给入竖炉焙烧S1006,Na2CO3的添加量为36kgt给矿,竖炉焙烧S1006的温度为900℃,竖炉焙烧S1006过程中发生化学反应,反应式为4FeV2O4+4Na2CO3+5O2=2Fe2O3+8NaVO3+4CO2;竖炉焙烧S1006后的产品含NaVO3为2.7%给入湿式球磨S1007,湿式球磨S1007磨矿后矿浆给入浓密机S1008浸出,浓密机S1008的底流为铁精矿;铁精矿的产率为10.8%、Fe品位为63.60%、P2O5的含量为0.04%、V2O5的含量为0.24%和Fe回收率为46.7%;浓密机S1008的溢流为NaVO3的水溶液,输送给沉淀池S1009;在沉淀池S1009中加入氨水,生成钒酸铵沉淀得钒精矿,每吨原矿产0.018吨钒酸铵,按照V2O5计的V2O5的回收率为29.6%;第一段弱磁选S1101的尾矿、第二段弱磁选S1105的尾矿、精磁选S1103的尾矿、脱硅反浮选S1200的尾矿和脱磷反浮选S1300的尾矿共同构成工艺尾矿抛尾。工艺尾矿的产率为89.1%、Fe品位为8.72%、P2O5的含量为2.58%、V2O5的含量为0.34%、Fe回收率为52.84%、P2O5回收率为99.81%和V2O5回收率为57.66%。在磨矿阶段选别的节能措施前提下,在第二段球磨与旋流器闭路中加入了第二段弱磁选,甩去了26.7%产率的尾矿第一段弱磁选精矿的产率减去第二段弱磁精选的产率,大大的降低了第二段球磨的磨矿量和能耗,大大降低了选矿成本。在竖炉焙烧作业中采用了碳酸钠焙烧而没有采用传统的硫酸钠焙烧,有效的避免了硫酸钠中的硫元素对铁精矿的污染。通过磨矿、磁选、脱硅反浮选、脱磷反浮选等工艺阶段,获得了产率为10.8%、Fe品位为63.60%、P2O5的含量为0.04%、V2O5的含量为0.24%和Fe回收率为46.7%的铁精矿。其中铁品位达到了63.6%,这对于铁地质品位仅仅68%的原矿而言,获得了非常高的精矿铁品位。如图2所示的钒钛磁铁矿两产品选矿工艺可选实施例的脱硅反浮选流程,脱硅反浮选S1200包括脱硅粗浮选S1201、脱硅精浮选S1203和三次脱硅扫浮选;精磁选S1103的精矿给入脱硅粗浮选S1201,脱硅粗浮选S1201中每吨给矿加入120g的捕收剂乙二胺和20g起泡剂甲基异丁基甲醇,脱硅粗浮选S1201的底流精矿给入脱硅精浮选S1203,脱硅精浮选S1203中加入80gt给矿的乙二胺捕收剂及15gt给矿的起泡剂甲基异丁基甲醇,脱硅精浮选S1203的精矿产率为12.50%、Fe品位为62.25%、P2O5的含量为0.11%、V2O5的含量为1.93%和Fe回收率为52.93%;脱硅粗浮选S1201的泡沫尾矿给入第一次脱硅扫浮选S1202,第一次脱硅扫浮选S1202中加入40gt给矿的乙二胺捕收剂和10gt给矿的起泡剂甲基异丁基甲醇;第一次脱硅扫浮选S1202的泡沫尾矿给入第二次脱硅扫浮选S1204,第二次脱硅扫浮选S1204的泡沫尾矿给入第三次脱硅扫浮选S1205,第三次脱硅扫浮选S1205的底流精矿返回第一次脱硅扫浮选S1202,第一次脱硅扫浮选S1202的底流精矿、第二次脱硅扫浮选S1204的底流精矿和脱硅精浮选S1203的泡沫尾矿返回脱硅粗浮选S1201;脱硅精浮选S1203的精矿进入脱磷反浮选S1300;第三次脱硅扫浮选S1205的尾矿为工艺尾矿抛尾。在脱硅反浮选中,第三次脱硅扫浮选的精矿返回第一次脱硅扫浮选,第二次脱硅扫浮选的精矿返回浮选粗选,这种跨越式返回的方式,被返回的物料增加了一次扫选的时间,进一步优化了浮选的效果。如图3所示的钒钛磁铁矿两产品选矿工艺可选实施例的脱磷反浮选流程,脱磷反浮选S1300包括脱磷粗浮选S1301和两次脱磷精浮选;脱硅反浮选S1200的精矿给入脱磷粗浮选S1301,脱磷粗浮选S1301中加入150gt给矿的FS-2和100gt给矿的抑制剂水玻璃,FS-2是皂化脂肪酸捕收剂与2#油起泡剂的质量混合比为5:1至10:1之间的混合物;脱磷粗浮选S1301的底流精矿给入第一次脱磷精浮选S1302,第一次脱磷精浮选S1302中加入50gt给矿的FS-2;第一次脱磷精浮选S1302的底流精矿给入第二次脱磷精浮选S1303,第二次脱磷精浮选S1303的精矿产率为11.30%、Fe品位为63.40%、P2O5的含量为0.04%、V2O5的含量为2.02%和Fe回收率为48.74%;第一次脱磷精浮选S1302的泡沫尾矿和第二次脱磷精浮选S1303的泡沫尾矿返回脱磷粗浮选S1301;第二次脱磷精浮选S1303的底流精矿给入细筛S1004;细筛S1004筛分后超过44微米的筛上产品返回第二段球磨S1104,0-44微米的筛下产品给入过滤与烘干S1005;脱磷粗浮选S1301的尾矿为工艺尾矿抛尾。经两次脱磷精浮选的精矿给入细筛后,筛上返回第二段球磨,进一步的将粗颗粒的矿物返回球磨再磨矿,以便其进一步解离,有利于进一步提高最终精矿的品质。对第二次脱磷精浮选的精矿给入细筛的筛下产品进行竖炉焙烧、浸出及沉淀,通过竖炉焙烧将钒铁尖晶石氧化为可溶的钒酸钠,再通过浸出将钒酸钠转移到水溶液中,然后通过胺化沉淀反应得到钒酸铵沉淀产品。其指标为按照每吨原矿计可产0.018t钒酸铵,按照V2O5计的V2O5的回收率为29.6%。这部分额外获得的紧俏的钒酸铵产品将大大的增加整个项目的资源利用率和经济效益。通过FS-2捕收剂和水玻璃抑制剂的配合使用,结合脱磷粗浮选和两次脱磷精浮选得到了P2O5的含量为0.04%的铁精矿,铁精矿P2O5的含量低于国际市场上对于P2O5的含量<0.05%的要求。上述所提到的‘每吨给矿’是指给入本工序的矿石重量,与‘t给矿’意义相同。当然,本发明还可有其它多种实施例,在不背离本发明精神及其实质的情况下,本领域技术人员可根据本发明作出各种相应的改变和变形,但这些相应的改变和变形都属于本发明的权利要求的保护范围。

权利要求:1.一种钒钛磁铁矿两产品选矿工艺,包括三段破碎工序,其特征在于:还包括第一段棒磨与螺旋分级机闭路、磁选矿子工艺、脱硅反浮选、脱磷反浮选、细筛、过滤与烘干、竖炉焙烧、湿式球磨、浓密机和沉淀池;原矿经三段破碎工序后,粒度为0-8mm的破碎产品进入第一段棒磨与螺旋分级机闭路;第一段棒磨与螺旋分级机闭路:破碎产品给入第一段棒磨,第一段棒磨的排矿给入螺旋分级机,螺旋分级机的沉砂返回第一段棒磨形成闭路,螺旋分级机的0-1.7mm的溢流精矿进入磁选矿子工艺;磁选矿子工艺:磁选矿子工艺包括两段弱磁选、第二段球磨与旋流器闭路以及精磁选;螺旋分级机的溢流精矿给入第一段弱磁选,第一段弱磁选的精矿给入第二段球磨与旋流器闭路中的旋流器,在第二段球磨与旋流器闭路中还包含第二段弱磁选;旋流器的沉砂给入第二段球磨,第二段球磨磨矿后产品给入第二段弱磁选,第二段弱磁选的精矿返回旋流器形成闭路,旋流器的溢流产品给入精磁选;精磁选的精矿进入脱硅反浮选;脱硅反浮选的精矿进入脱磷反浮选;脱磷反浮选的精矿进入细筛;细筛筛分后超过44微米的筛上产品返回第二段球磨,0-44微米的筛下产品经过滤与烘干后,加入质量浓度为3%的Na2CO3,混匀后给入竖炉焙烧,竖炉焙烧过程中发生化学反应,反应式为4FeV2O4+4Na2CO3+5O2=2Fe2O3+8NaVO3+4CO2;竖炉焙烧后的产品给入湿式球磨,湿式球磨磨矿后矿浆给入浓密机浸出,浓密机的底流为铁精矿;浓密机的溢流为NaVO3的水溶液,输送给沉淀池;在沉淀池中加入氨水,生成钒酸铵沉淀得钒精矿;第一段弱磁选的尾矿、第二段弱磁选的尾矿、精磁选的尾矿、脱硅反浮选的尾矿和脱磷反浮选的尾矿共同构成工艺尾矿抛尾。2.根据权利要求1所述的钒钛磁铁矿两产品选矿工艺,其特征在于:所述脱硅反浮选包括脱硅粗浮选、脱硅精浮选和三次脱硅扫浮选;精磁选的精矿给入脱硅粗浮选,脱硅粗浮选的底流精矿给入脱硅精浮选,脱硅粗浮选的泡沫尾矿给入第一次脱硅扫浮选,第一次脱硅扫浮选的泡沫尾矿给入第二次脱硅扫浮选,第二次脱硅扫浮选的泡沫尾矿给入第三次脱硅扫浮选,第三次脱硅扫浮选的底流精矿返回第一次脱硅扫浮选,第一次脱硅扫浮选的底流精矿、第二次脱硅扫浮选的底流精矿和脱硅精浮选的泡沫尾矿返回脱硅粗浮选;脱硅精浮选的精矿进入脱磷反浮选;第三次脱硅扫浮选的尾矿为工艺尾矿抛尾。3.根据权利要求1所述的钒钛磁铁矿两产品选矿工艺,其特征在于:所述脱磷反浮选包括脱磷粗浮选和两次脱磷精浮选;脱硅反浮选的精矿给入脱磷粗浮选,脱磷粗浮选的底流精矿给入第一次脱磷精浮选,第一次脱磷精浮选的底流精矿给入第二次脱磷精浮选,第一次脱磷精浮选和第二次脱磷精浮选的泡沫尾矿返回脱磷粗浮选;第二次脱磷精浮选的底流精矿进入细筛;脱磷粗浮选的尾矿为工艺尾矿抛尾。4.根据权利要求1所述的钒钛磁铁矿两产品选矿工艺,其特征在于:第一段弱磁选的磁场强度为1800-2200GS,第二段弱磁选的磁场强度为1450-1750GS,精磁选的磁场强度为1080-1320GS。5.根据权利要求2所述的钒钛磁铁矿两产品选矿工艺,其特征在于:脱硅反浮选中的脱硅粗浮选每吨给矿加入108-132g的乙二胺和18-22g甲基异丁基甲醇;脱硅反浮选中的脱硅精浮选每吨给矿加入72-88g的乙二胺和13-16g的甲基异丁基甲醇。6.根据权利要求2所述的钒钛磁铁矿两产品选矿工艺,其特征在于:脱硅反浮选中的第一次脱硅扫浮选每吨给矿加入36-45g的乙二胺和9-11g的甲基异丁基甲醇。7.根据权利要求3所述的钒钛磁铁矿两产品选矿工艺,其特征在于:脱磷反浮选中的脱磷粗浮选每吨给矿加入135-165g的FS-2和90-110g的水玻璃;所述FS-2为皂化脂肪酸与2#油的质量混合比为5:1至10:1之间的混合物。8.根据权利要求3所述的钒钛磁铁矿两产品选矿工艺,其特征在于:脱磷反浮选中的第一次脱磷精浮选每吨给矿加入45-55g的FS-2;所述FS-2为皂化脂肪酸与2#油的质量混合比为5:1至10:1之间的混合物。9.根据权利要求1所述的钒钛磁铁矿两产品选矿工艺,其特征在于:所述竖炉焙烧前每吨给矿加入的Na2CO3为32-40kg;竖炉焙烧的温度为850-950℃。10.根据权利要求1-9之一所述的钒钛磁铁矿两产品选矿工艺,其特征在于:所述原矿的有用矿物主要成分为磁铁矿和钛磁铁矿,原矿的脉石矿物主要为磷灰石、辉石和云母;Fe品位为14.7%、P2O5的含量为2.3%和V2O5的含量为0.52%的原矿经过权利要求1-9之一所述的钒钛磁铁矿两产品选矿工艺后,获得Fe品位为63.60%、P2O5的含量为0.04%、V2O5的含量为0.24%、Fe回收率为46.7%的铁精矿以及回收率为29.6%的钒精矿。

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