钒钛磁铁矿是我国钒钛资源的重要来源,传统高炉法存在钛回收率低和直接还原法仍面临钒钛分离效果较差、后续电炉熔炼耗能较大等问题,严重制约了钒钛磁铁矿精矿中各伴生有价组分的综合利用。因此,本论文提出了常压体系下焙烧预处理-焦硫酸钾协同硫酸铵梯级焙烧-铁粉诱导浸出及加压体系下氯化铵焙烧-稀盐酸浸出的工艺,旨在为钒钛磁铁矿精矿资源的综合利用提供新的参考。本论文以TFe品位42.53%、V2O5品位1.43%和TiO2品位23.50%的高钛型钒钛磁铁矿精矿为研究对象,系统地研究了常压下硫酸铵梯级焙烧和加压下氯化铵焙烧对钒、铁和钛浸出率的影响规律,并将两种工艺作出对比总结。结果表明,在常压体系下将钒钛磁铁矿精矿焙烧预处理,最佳条件为温度900℃,时间2 h,空气流速4 L/min,难溶三价钒被氧化为酸溶性VO2和V2O5,同时将钒钛磁铁矿精矿重构为比表面积和孔容积分别为37.33 m2·g-1和0.11m3·g-1的多孔结构,利于后续硫酸铵焙烧产生的液相酸化剂穿过颗粒内部孔隙,实现各有价组分的充分硫酸盐化。通过Factsage软件模拟,发现添加质量分数为10%的焦硫酸钾有助于硫酸铵焙烧过程中液相量的产生。在铵矿比4:1,焦硫酸钾含量10%,一阶焙烧温度240℃,一阶焙烧时间3 h,然后以10℃/min的速率升温至410℃焙烧2 h,焙烧产品在110℃酸浸1 h后加入质量分数10%的铁粉,继续浸出2 h,钒、铁和钛浸出率分别为97.39%、88.62%和8.24%。XRD及SEM-EDS分析显示,焙烧预处理后的钒钛磁铁矿精矿经焦硫酸钾协同硫酸铵梯级焙烧,铁和钛转化为NH4Fe(SO4)2和TiOSO4,晶格钒转化为可溶性的多钒酸钾,抑制了难溶钒酸钙的生成,TiOSO4在溶液沸腾状态下易水解沉淀,实现了钒钛磁铁矿精矿中钒铁和钛的选择性分离;富钛浸出渣经碱浸脱硅得到TiO2品位和回收率分别为85.32%和91.25%的高钛渣产品,同时可实现添加剂硫酸铵的回收。针对常压下形成的钒铁浸出液,提出了 P204和P507复合萃取体系协同萃取钒的方法,连续5级逆流萃取,钒萃取率达98.13%,钒的最大协萃系数和分配比分别为2.58和26.23,采用体积分数为20%的稀硫酸连续3级逆流反萃钒,富钒液中钒浓度和回收率分别为0.559 g/L和94.75%,同时通过沉淀法制备了 Fe2O3质量分数为97.2%的氧化铁红产品,ATR-FTIR和斜率法证明复合萃取剂P204-P507以氢键形式缔合,可与VO2+离子发生阳离子交换反应。本论文还开发了加压体系下氯化铵焙烧-稀盐酸浸出钒钛磁铁矿精矿的工艺,基于加压下氯化铵焙烧钒钛磁铁矿精矿的热力学分析,当焙烧温度320℃,焙烧时间2h,铵矿比1.5,钒钛磁铁矿精矿中钒、铁和钛的浸出率分别为95.1%、92.5%和1.2%,二次氯化作用可强化钒钛磁铁矿精矿中各有价组分的氯化反应进程,最佳焙烧条件下的压力值仅为0.19 MPa,操作安全;针对加压下形成的钒铁浸出液,在有机相组成为10%N235、5%TBP和85%磺化煤油条件下,连续3级逆流萃取,钒和铁的萃取率分别为99.2%和98.74%,采用Na2SO4洗涤-Na2CO3反萃工艺来分离回收钒和铁,得到的富钒液中钒浓度和回收率分别为1.58g/L和91.19%,同时制备了 TFe品位和回收率分别为35.0%和87.92%的黄铵铁矾产品及TiO2品位和回收率分别为90.27%和91.70%的高钛渣产品。从能耗和产品质量上考虑,加压体系下氯化铵焙烧-稀盐酸浸出-多级萃取工艺优于常压体系下焙烧预处理-焦硫酸钾协同硫酸铵梯级焙烧-铁粉诱导浸出-多级萃取工艺。