~70%，同时铁精矿中含S 量小于0· 1%，Si(V#量降至1%以下，Al 203含量降至1. 8%以下，TiO2含量由12%以上降至 6%以下；同时，还可以得到TiO2含量为60%~75%的钛精矿。
[0017] 本发明综合运用氧化碱浸、酸洗、脱泥及反浮选再选钒钛磁铁精矿，实现了钒钛磁 铁精矿中钛、铁高效分离，减少进入高炉Ti02、S、Si、Al等杂质的含量，提高高炉利用系数， 减少高炉渣的排放量，降低了炼铁成本，为后续冶炼创造了更好的条件，同时提高了钛资源 的综合利用率。
【附图说明】
[0018] 图1是本发明工艺流程图。
【具体实施方式】
[0019] 下面结合附图对本发明的【具体实施方式】做进一步说明： 如图1所示。
[0020] 实施例1 : 1) 氧化碱浸 将 TFe 含量为 50. 5%，TiO2 含量为 14. 4%，SiO2含量为 4. 59%、Al 203含量为 4. 72%、S 含量0. 79%的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为10%的NaOH碱溶液中，通入78psi的O2，然后 在240°C的温度下碱浸反应45分钟，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼A，NaOH消耗量 78. I kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为：
2) 酸洗 将步骤1)中的碱浸滤饼A加水制成质量固液比为1: 2的矿浆，再置于质量浓度为4% 的H2SO4中，75°C酸洗6分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼B，所述的滤液给 入回收处理系统，其化学反应式为：
3) 脱泥 将步骤2)中的酸浸滤饼B加水配制成质量浓度为24%的矿浆，用纟3. 0米的脱泥斗进 行脱泥作业，得到沉砂S和溢流Y ; 4) 反浮选 以H2SO4S钛化合物的活化剂及pH值调整剂，脂肪酸类为捕收剂，柴油为辅助捕收剂进 行一粗、一精、二次扫选的反浮选作业，在反浮选作业中，一粗pH值控制在5. 2，一精pH值控 制在4. 6, 一扫、二扫均控制pH值在4. 5,具体步骤如下： 将步骤3)中的沉砂S加水配制成质量浓度26%的矿浆，给入反浮选粗选作业，得到粗 浮精C和粗浮尾D ; 将粗浮精C给入精选作业，进行一次精选得精选精矿E和精选尾矿F，所述的精选精矿 E为TFe含量65. 7%的铁精矿，其中SiO2含量为0. 32%、A1 203含量为I. 18%、S含量为0. 01% ; 将粗浮尾D给入扫选作业，经过两次扫选后得二扫尾G和一扫精Hl、二扫精H2,二扫尾 G与溢流Y合并为TiO2含量66. 2%的最终钛精矿； 各作业的中矿产品精选尾矿F、一扫精H1、二扫精H2顺序返回前一作业。
[0021] 实施例2: 1)氧化碱浸 将TFe含量为53. 9%，TiO2含量为10. 9%，SiO2含量为4. 17%、A1 203含量为4. 08%、S含 量0. 59%的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为23%的NaOH碱溶液中，通入82psi的O2，然后在 330°C的温度下碱浸反应I. 0小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼A，NaOH消耗量 81.0 kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1 ; 2) 酸洗 将步骤1)中的碱浸滤饼A加水制成质量固液比为1:3. 5的矿浆，再置于质量浓度为 3. 5%的H2SO4中，80°C酸洗55分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼B，所述的滤 液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1 ; 3) 脱泥 将步骤2)中的酸浸滤饼B加水配制成质量浓度为23%的矿浆，用纟5. 0米的脱泥斗进 行脱泥作业，得到沉砂S和溢流Y ; 4) 反浮选 以H2SO4S钛化合物的活化剂及pH值调整剂，脂肪酸类为捕收剂，柴油为辅助捕收剂进 行一粗、一精、二次扫选的反浮选作业，在反浮选作业中，一粗pH值控制在5. 2，一精pH值控 制在5. 1，一扫、二扫均控制pH值在4. 6,具体步骤如下： 将步骤3)中的沉砂S加水配制成质量浓度28%的矿浆，给入反浮选粗选作业，得到粗 浮精C和粗浮尾D ; 将粗浮精C给入精选作业，进行一次精选得精选精矿E和精选尾矿F，所述的精选精矿 E为TFe含量66. 9%的铁精矿，其中SiO2含量为0. 73%、A1 203含量为I. 52%、S含量为0. 01% ; 将粗浮尾D给入扫选作业，经过两次扫选后得二扫尾G和一扫精Hl、二扫精H2,二扫尾 G与溢流Y合并为TiO2含量74. 7%的最终钛精矿； 各作业的中矿产品精选尾矿F、一扫精H1、二扫精H2顺序返回前一作业。
[0022] 实施例3 : 1) 氧化碱浸 将TFe含量为52. 3%，TiO2含量为12. 5%，SiO2含量为3. 38%、A1 203含量为5. 14%、S含 量0. 72%的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为30%的NaOH碱溶液中，加入101kg/t给矿的H2O2, 然后在220°C的温度下碱浸反应1. 5小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼A，NaOH消 耗量84. 3 kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为：
2) 酸洗 将步骤1)中的碱浸滤饼A加水制成质量固液比为1:5的矿浆，再置于质量浓度为7% 的H2SO4中，50°C酸洗60分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼B，所述的滤液给 入回收处理系统，其化学反应式同实施例1 ; 3) 脱泥 将步骤2)中的酸浸滤饼B加水配制成质量浓度为21%的矿浆，用纟3. 0米的脱泥斗进 行脱泥作业，得到沉砂S和溢流Y ; 4) 反浮选 以H2SO4S钛化合物的活化剂及pH值调整剂，脂肪酸类为捕收剂，柴油为辅助捕收剂进 行一粗、一精、二次扫选的反浮选作业，在反浮选作业中，一粗pH值控制在5. 2，一精pH值控 制在5. 0, 一扫、二扫均控制pH值在4. 5,具体步骤如下： 将步骤3)中的沉砂S加水配制成质量浓度25%的矿浆，给入浮选粗选作业，得到粗浮 精C和粗浮尾D ; 将粗浮精C给入精选作业，进行一次精选得精选精矿E和精选尾矿F，所述的精选精矿 E为TFe含量67. 5%的铁精矿，其中SiO2含量为0. 31%、A1 203含量为I. 17%、S含量为0. 02% ; 将粗浮尾D给入扫选作业，经过两次扫选后得二扫尾G和一扫精Hl、二扫精H2,二扫尾 G与溢流Y合并为TiO2含量62. 8%的最终钛精矿； 各作业的中矿产品精选尾矿F、一扫精H1、二扫精H2顺序返回前一作业。
[0023] 实施例4 : 1) 氧化碱浸 将TFe含量为54. 1%，TiO2含量为10. 7%，SiO2含量为4. 27%、Al 203含量为4. 64%、S含 量0. 69%的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为38%的NaOH碱溶液中，通入103psi的O2，然后 在280°C的温度下碱浸反应105分钟，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼A，NaOH消耗 量88.4 kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式同实施例1 ; 2) 酸洗 将步骤1)中的碱浸滤饼A加水制成质量固液比为1: 7的矿浆，再置于质量浓度为6% 的H2SO4中，60°C酸洗30分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼B，所述的滤液给 入回收处理系统，其化学反应式同实施例1 ; 3) 脱泥 将步骤2)中的酸浸滤饼B加水配制成质量浓度为22%的矿浆，用纟5. 0米的脱泥斗进 行脱泥作业，得到沉砂S和溢流Y ; 4) 反浮选 以H2SO4S钛化合物的活化剂及pH值调整剂，脂肪酸类为捕收剂，柴油为辅助捕收剂进 行一粗、一精、二次扫选的反浮选作业，在反浮选作业中，一粗pH值控制在5. 3，一精pH值控 制在5. 0, 一扫、二扫均控制pH值在4. 5,具体步骤如下： 将步骤3)中的沉砂S加水配制成质量浓度29%的矿浆，给入反浮选粗选作业，得到粗 浮精C和粗浮尾D ; 将粗浮精C给入精选作业，进行一次精选得精选精矿E和精选尾矿F，所述的精选精矿 已为了?6含量68.4%的铁精矿，其中5丨02含量为0.44%、41203含量为1.35%、5含量为0.01% ; 将粗浮尾D给入扫选作业，经过两次扫选后得二扫尾G和一扫精Hl、二扫精H2,二扫尾 G与溢流Y合并为TiO2含量61. 3%的最终钛精矿； 各作业的中矿产品精选尾矿F、一扫精H1、二扫精H2顺序返回前一作业。
[0024] 实施例5 : 1) 氧化碱浸 将 TFe 含量为 51. 7%，TiO2 含量为 13. 6%，SiO2含量为 3. 85%、Al 203含量为 5. 01%、S 含量0. 67%的钒钛磁铁精矿，置于质量浓度为27%的KOH碱溶液中，通入118psi的O2，然后 在230°C的温度下碱浸反应2. 0小时，将反应物进行过滤，得滤液和碱浸滤饼A，KOH消耗量 93. I kg/t给矿，所述的滤液给入回收处理系统，其化学反应式为：
2) 酸洗 将步骤1)中的碱浸滤饼A加水制成质量固液比为1:9的矿浆，再置于质量浓度为8% 的H2SO4中，90°C酸洗15分钟，将酸洗反应物进行过滤，得滤液和酸浸滤饼B，所述的滤液给 入回收处理系统，其化学反应式为：
3) 脱泥 将步骤2)中的酸浸滤饼B加水配制成质量浓度为22%的矿浆，用纟3. 0米的脱泥斗进 行脱泥作业，得到沉砂S和溢流Y ; 4) 反浮选 以H2SO4S钛化合物的活化剂及pH值调整剂，脂肪酸类为捕收剂，柴油为辅助捕收剂进 行一粗、一精、二扫的反浮选作业，在反浮选作业中，一粗pH值控制在5. 2，一精pH值控制在 5. 0, 一扫、二扫均控制pH值在4. 6,具体步骤如下： 将步骤3)中的沉砂S加水配制成质量浓度29. 5%的矿浆，给入反浮选粗选作业，得到 粗浮精C和粗浮尾D ; 将粗浮精C给入精选作业，进行一次精选得精选精矿E和