CN102154531A - 一种用含钛高炉渣生产人造金红石的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供了一种以含钛高炉渣为原料，生产人造金红石的方法，该方法反应时间短、钛回收率高、生产成本低、处理量大、环境友好，产品附加值高。该方法包括以下步骤：配料：将熔融或冷凝含钛高炉渣、含钛物料、硅石矿、添加剂加入熔炼炉；熔炼：利用熔炼炉进行熔炼，使其保持熔融状态；氧化：向熔炼炉内熔渣喷吹氧化性气体，或将熔渣倒入保温渣罐或保温地坑，向保温渣罐或保温地坑中熔渣喷吹氧化性气体，使渣中含钛物相转化为金红石相中；冷却：将氧化后熔渣在保温渣罐或保温地坑中保温，控制降温速率使熔渣冷却至室温，使金红石相长大；分离：最后将氧化改性凝渣经破碎、磨细，将金红石相分离出来，得到TiO2品位高的人造金红石。
Description
技术领域
本发明涉及冶金资源利用技术领域，具体涉及一种用含钛高炉渣生产人造金红石的方法。
背景技术
我国蕴藏着丰富的钒钛磁铁矿，多金属共生矿之一，其中含铁12-45wt%，TiO2 3-15wt%。钒钛磁铁矿在高温冶炼过程中，实现渣-铁分离，但大部分含钛的氧化物以十分细小和分散状态赋存到渣相，成为含钛的高炉渣。我国每年有300万吨以上的含钛高炉渣产出，其中含TiO260余万吨。但长期以来该渣并未得到有效利用，目前，已累积堆放5000多万吨。既造成资源浪费，又污染环境。
多年来，国家对含钛高炉渣这一独特资源的利用十分重视，已开展了大量研究，曾经有采用火法冶金、水法冶金或选矿分离等工艺方法从含钛高炉渣中分离钛的研究报告，现简述如下：
（a）．湿法冶金方法
中国专利申请200710034843.3公开了一种含钛冶金炉渣综合利用的方法。该方法用稀硫酸作为浸出介质，常压浸出后固液分离，含钛溶液生产钛白；
中国专利申请200510021747．6公开了一种含钛冶金炉渣综合利用的方法。该方法水淬高炉渣研磨后常压硫酸酸解，水解，煅烧获粗钛白； 粗钛白再边研磨边酸解，浸出液水解、煅烧和表面处理获颜料级钛白粉；
中国专利申请89105865.6 公开了用盐酸分解含钛高炉渣制取化工产品的方法。该方法将含钛高炉渣与稀盐酸共磨，加入浓盐酸加热酸解，滤除二氧化硅后蒸馏掉盐酸，在草酸液中水解，得偏钛酸，煅烧得氧化钛；
中国专利申请201010176450.8公开了一种用含钛高炉渣制备高效吸附剂方法。该方法通过将含钛高炉渣酸浸处理，使含钛高炉渣中的TiO２达到富集，同时使得处理后的渣具有更好的吸附特性，借助于TiO２的光催化特性，制备出吸附性能良好的高效吸附剂，用作居家、工作、公共休闲等封闭场所的空气净化材料；
上述方法技术上可行，但从经济和环境来看，都有一个成本较高、处理后产生二次污染较严重的问题。硫酸法产生大量废酸至今仍是难题，废酸与废水的排放量大，污染环境严重，难予经济治理，这是用湿法冶金方法处理含钛高炉渣至今尚无一例工业化的主要原因。
（b）．火法冶金方法-中间合金技术
中国专利申请200510019664.3公开了一种利用含钛炉渣（包括含钛高炉渣等）制备钛金属的方法。其技术方案将TiO2含量为10～90wt％的含钛炉渣，外加0～50wt％的碳、0～40wt%金属铝、0～40wt％的铁、0～20wt%的镁，混合均匀后进行熔融热还原。所述的熔融热还原是在等离子炉、直流电弧炉、交流电弧炉等设备中进行。通过熔融还原法将炉渣中含钛化合物还原为金属钛或钛合金，本发明能提高含钛高炉渣中钛的收得率，其收得率可达85～90%，残渣中的残钛含量可低于4%；
上述方法技术上可行，但存在产品市场容量小，处理成本高，处理量小等缺点，限制了该技术的推广。
（c）．火法冶金方法-碳化、氯化、氧化技术
中国专利申请200810180554．9公开了一种含钛炉渣制备TiCl4的方法。本方法特点在于将含钛炉渣（TiO2含量为30～45wt％）与还原剂和粘结剂混与制球，在高温下直接还原后经低温沸腾氯化制备TiCl4；
中国专利申请87107488.5公开了一种含钛高炉渣制取四氯化钛的方法。该方法是一种处理高炉冶炼钛磁铁精矿（或钒钛磁铁精矿）的副产品即含钛高炉渣制取四氯化钛的方法。高炉渣的二氧化钛含量为15～35%。液态高炉渣流入密闭式电炉进行碳化，碳化率可达90%以上。碳化高炉渣在流化床中低温氯化，氯化率大于85%；
从技术、经济和环境来看，碳化或氯化的技术思想可行，但对经济成本与环境影响考虑的不够，如碳化过程电耗过高，大量氯化废渣利用及处理量小等问题，均有待解决。
（d）．冶金改性-选矿方法
中国专利申请200410087636公开了一种还原氮化结合矿化剂处理含钛高炉渣使TiN富集长大的方法，本发明可使TiN和TiC晶粒明显长大，粒度可达10～30μｍ，而后通过磁选将其分离；
中国专利CN200610134260.3公开了“从含钛高炉渣中分离生产富钛料的方法”。该方法通过冶金改性使钙钛矿长大，而后用选矿分离的方法，获得钙钛矿精矿。该方法存在如下缺点：钙钛矿精矿品位低，TiO2含量仅为35～40wt%TiO2；产品附加值低，钙钛矿精矿仅适合作为硫酸法钛白的原料，硫酸法钛白生产过程中，环境污染严重；TiO2回收率低，整个过程TiO2的回收率仅为40～50%，造成钛资源的浪费；生产过程中的温度难以控制，影响钙钛矿的粗化长大，进一步影响钙钛矿的选矿指标；市场容量小，由于钙钛矿精矿品位低，不适合作为氯化法钛白的原料，因此，市场容量小；含钛高炉渣使用范围小，钛的氧化物含量范围为15～25%；
还原氮化或选择性析出从技术是可行的，但存在处理成本高，产品附加值低，钛回收率低，工艺流程复杂，产品市场容量小等缺点；
总体而言，现有处理方法还限于实验室研发阶段，处理方法具有以下缺点：在高温下酸解浸出, 劳动强度大，污染环境; 设备投资大,操作复杂,产品附加值低;工艺流程长，效果不理想；钛回收率低，处理量较小，不足以处理每年一千多万吨含钛高炉渣。
发明内容
本发明的目的是针对现有技术存在的不足，提供一种用含钛高炉渣生产人造金红石的方法，本发明方法反应时间短、钛回收率高、生产成本低、环境友好，产品附加值高，处理量大、易工业化，可实现资源清洁、高效利用。
本发明按如下步骤进行：
（1）配料：将熔融或冷凝含钛高炉渣、含钛物料、硅氧化物含量≥90wt%的硅石矿物和添加剂加入熔炼炉中，组成混合渣, 其中硅氧化物≤45wt%,钛氧化物≥25wt%,硅氧化物：钛氧化物 ≤ 1.8,CaO：SiO2≤1.1,添加剂加入量为1～8wt%；
（2）熔炼：加热熔炼炉到温度≥1430℃，使混合渣熔化后，保持熔融状态10～30分钟；
（3）氧化：向熔炼炉内混合熔渣喷吹氧化性气体，或将熔炼炉内混合熔渣倒入保温渣罐或保温地坑，再向保温渣罐或保温地坑的混合熔渣中喷吹氧化性气体，使渣中含钛物相转化到金红石相中，喷吹氧化性气体的时间与流量依渣量而定,为2～100 L/(min·kg)，在氧化过程中保证熔炼炉或保温渣罐或保温地坑的温度≥1430℃，在氧化过程中或氧化结束后，向混合熔渣中加入晶种，加入量为0.2～8wt%,促进金红石相长大；
（4）冷却：将氧化后的混合熔渣在保温渣罐或保温地坑中保温， 控制降温速率在0.1～10℃/min，使混合熔渣冷却至室温，形成混合凝渣，其中的金红石相进一步长大；
（5）分离：最后将混合凝渣破碎、磨细到粒度为38～550μm，采用选矿分离或选矿分离-湿法冶金联合法或湿法冶金的方法，将金红石相分离出来，得到75～98wt%TiO2的人造金红石；人造金红石选矿中矿返回步骤（1）中的配料，继续熔炼；余下的贫钛尾渣可做水泥掺和料；
所述的步骤（1）的含钛高炉渣中的钛氧化物含量为8～30 wt%，配料后，混合渣中钛氧化物含量≥25wt%；
所述的步骤（1）中含钛物料是钛精矿、TiO2>30wt%的高钛渣、白钛石、金红石矿、TiO2>32wt%的钙钛矿精矿中的一种或多种；
所述的步骤（1）的硅石矿中的硅氧化物≥90wt%；
所述的步骤（1）中的的添加剂是钛精矿、CaO、FeO、Fe2O3 、MgO、BaO、Na2O、MnO、Cr2O3、TiO2、Al2O3、B2O3、P2O5、CaF2、Na2B4O7以及Na3PO4中一种或多种；
所述的步骤（2）中的熔炼炉是等离子炉、直流电弧炉、交流电弧炉、矿热炉或电炉；
所述的步骤（3）中的氧化性气体是空气、纯氧、富氧空气中的一种或多种, 其中氧气的分压为1～102kPa；
所述的步骤（3）中的晶种是锐钛型TiO2、金红石型TiO2、TiC，高钛渣、CaO、MgO、BaO、Na2O、MnO、Cr2O3、Al2O3、B2O3、SiO2、P2O5、CaF2、Na2B4O7以及Na3PO4的一种或多种化合物中的一种或多种；
所述的步骤（5）中的湿法冶金是碱浸-酸洗联合法或酸浸法，其中酸浸法选用硫酸、盐酸、硝酸、磷酸、氢氟酸的一种或多种酸的混合物，浓度为5～45vol%，浸出时间10～120分钟，浸出温度30～90 ℃，粒度为38～106μm，搅拌速度100～600转/min；所述的碱浸-酸洗联合法的碱浸选用氢氧化钠、氢氧化钾、碳酸钠、碳酸钾、氨水的一种或多种碱的混合物，浓度为2～25wt%，浸出时间1～12小时，浸出温度40～ 100 ℃，粒度为38～106μm，搅拌速度100～600 转/min，酸洗选用硫酸、盐酸、硝酸、磷酸、氢氟酸的一种或多种酸的混合物，浓度2～10vol%，酸洗时间2～10分钟，酸洗温度30～ 90 ℃，粒度为38～106μm，搅拌速度6～100 转/ min；
所述的步骤（5）中的选矿分离采用重选、浮选或重选结合浮选联合的方法，将金红石相分离出来。
与现有技术相比，本发明的特点及其有益效果是：
1.加入含钛物料，硅石矿物，调整混合渣组成，在氧化作用下，控制混合熔渣中含钛组分的走向和形貌，使混合熔渣组成变得简单，混合熔渣中钛组分进入金红石相，杂质成分进入基体相，因此，混合熔渣中仅有两相：金红石相与基体相，为金红石相的分离创造了条件；
2.加入晶种，促进熔渣中金红石相的粗化，为金红石相分离创造条件；
3.熔渣中钛存在多种价态（Ti2+,Ti3+和Ti4+），它们分散地分布在多种矿物相中，其中，低价钛（Ti2+和Ti3+）主要赋存在攀钛透辉石、黑钛石或富钛透辉石矿物相中，氧化过程中，低价钛（Ti2+,Ti3+）氧化为高价钛（Ti4+），使混合熔渣中含钛矿物相转化为金红石相；
4.本发明在混合熔渣中加入添加剂，使混合熔渣粘度减小，促进氧化，促进金红石相析出反应（TiO2）= TiO3（S）向右进行，有利钛组分进入金红石相中，同时也促进金红石相的粗化与长大；
5. 本发明采用选矿分离、选矿分离-湿法冶金联合法、湿法冶金中的一种，实现金红石相的高效分离；
6. 本发明选矿分离用重选、或浮选，或重选结合浮选联合的方法将凝渣中的金红石相分离出来，处理量大，环境友好；
7. 本发明采用碱浸-酸洗联合法先用无机碱浸出，过滤后，浸出物用酸液洗涤，环境友好，回收率高；
8.本发明产品附加值高，产品为高品位金红石，直接作为氯化法钛白的原料；
9.本发明工艺流程简单，可操作性强，生产成本低。
附图说明
图1.本发明的工艺流程方框示意图；
图2.实施例1含钛高炉渣的显微形貌，其中1钙钛矿相，2 富钛透辉石相，3尖晶石，4攀钛透辉石；
图3.实施例1氧化处理后渣的显微形貌，其中1金红石相，2 基体相。
具体实施方式
下面结合实施例和附图说明对本发明作详细说明，但本发明的保护范围不仅限于下述的实施例：
实施例1
配料：含钛高炉渣，100g，其成分为22.30wt% TiO2、19.89wt% CaO、8.92wt% MgO、12.98wt% Al2O3、4.23wt% FeO和18.74wt% SiO2。高钛渣，40g, 其成分76.81wt% TiO2、4.25wt% CaO、8.65wt% MgO、3.20wt% Al2O3、3.38wt% FeO。硅石矿，40 g，其成分,95wt% SiO2。CaF2，5ｇ。将以上原料加入熔炼炉；熔融氧化：熔炼炉加热，使渣熔化，继续升温，温度达到1550℃时，恒定温度，保温10分钟，在熔融状态下通入氧气，气体流量为10 L/(min·kg)，同时加入晶种CaO，加入量为0.2wt%，氧化时间5 min；冷却：在1550℃~1000 ℃温度范围内降温，冷却速度10 ℃/min；分离：冷却后的氧化凝渣破碎、磨细，粒度38～74μm。用20 vol %盐酸浸出，浸出温度55 ℃，搅拌速率400转/min，浸出时间 120min。经过滤、烘干，最后得到含92.31wt% TiO2的人造金红石。如图2所示：含钛高炉渣的显微形貌，其中1钙钛矿相，2 富钛透辉石相，3尖晶石，4攀钛透辉石；如图3所示：氧化处理后渣的显微形貌，其中1金红石相，2 基体相，可见含钛高炉渣经过本发明处理后渣中只含有金红石相和基体相两相。
实施例2
配料：含钛高炉渣，100g，其成分为22.30wt% TiO2、19.89wt% CaO、8.92wt% MgO、12.98wt% Al2O3、4.23wt% FeO和18.74wt% SiO2。高钛渣，41g, 其成分76.81wt% TiO2、4.25% wtCaO、8.65wt% MgO、3.20wt% Al2O3、3.38wt% FeO。硅石矿，45 g，其成分,95wt% SiO2。BaO，4ｇ。将以上原料加入熔炼炉；熔融氧化：熔炼炉加热，使渣熔化，继续升温，温度达到1550℃时，恒定温度，保温20分钟，在熔融状态下通入氧气，气体流量为3 L/(min·kg)，同时加入晶种P2O5，加入量为2wt%，氧化时间5 min；冷却：在1550℃~1000 ℃温度范围内降温，冷却速度0.1 ℃/min；分离：冷却后的氧化凝渣破碎、磨细，粒度38～74μm。用20 vol %硫酸浸出，浸出温度55 ℃，搅拌速率400转/min，浸出时间 120min。经过滤、烘干，最后得到含80.98wt% TiO2的人造金红石。
实施例3
配料：含钛高炉渣，100g，其成分为22.30wt% TiO2、19.89wt% CaO、8.92wt% MgO、12.98wt% Al2O3、4.23wt% FeO和18.74wt% SiO2。高钛渣，35g, 其成分76.81wt% TiO2、4.25wt% CaO、8.65wt% MgO、3.20wt% Al2O3、3.38wt% FeO。硅石矿，45 g，其成分,95wt% SiO2。TiO2，3ｇ。将以上原料加入熔炼炉；熔融氧化：熔炼炉加热，使渣熔化，继续升温，温度达到1540℃时，恒定温度，保温30分钟，在熔融状态下通入氧气，气体流量为5L/(min·kg)，同时加入晶种MgO，加入量为2wt%，氧化时间5 min；冷却：在1540℃~1000℃温度范围内降温，冷却速度5 ℃/min；分离：冷却后的氧化凝渣破碎、磨细，粒度38～74μm。用20 vol %磷酸浸出，浸出温度55 ℃，搅拌速率400转/min，浸出时间 120min。经过滤、烘干，最后得到含79.35wt% TiO2的人造金红石。
实施例4
配料：含钛高炉渣，100g，其成分为22.30wt% TiO2、19.89wt% CaO、8.92wt% MgO、12.98wt% Al2O3、4.23wt% FeO和18.74wt% SiO2。高钛渣，40g, 其成分76.81wt% TiO2、4.25wt% CaO、8.65wt% MgO、3.20wt% Al2O3、3.38wt% FeO。硅石矿，40 g，其成分,95wt% SiO2。Al2O3，５ｇ。将以上原料加入熔炼炉；熔融氧化：熔炼炉加热，使渣熔化，继续升温，温度达到1550℃时，恒定温度，在熔融状态下通入空气，气体流量为12 L/(min·kg)，同时加入晶种BaO与Na2O，加入量分别为3wt%与5wt％，氧化时间6 min；冷却：在1550℃~1000℃温度范围内降温，冷却速度5 ℃/min；分离：冷却后的氧化凝渣破碎、磨细，粒度38～74μm。用20 vol %硝酸浸出，浸出温度45 ℃，浸出时间30 min，搅拌速率480转/min。经过滤、烘干，最后得到含83.29wt% TiO2的人造金红石。
实施例5
配料：含钛高炉渣，100g，其成分为22.30wt% TiO2、19.89wt% CaO、8.92wt% MgO、12.98wt% Al2O3、4.23wt% FeO和18.74wt% SiO2。高钛渣，45g, 其成分76.81wt% TiO2、4.25wt% CaO、8.65wt% MgO、3.20wt% Al2O3、3.38wt% FeO。钙钛矿精矿，10g, 其成分36.29wt% TiO2、44.71wt% CaO。硅石矿，40 g，其成分,95% SiO2。CaO与FeO分别为5ｇ与3ｇ。将以上原料加入熔炼炉；熔融氧化：熔炼炉加热，使渣熔化，继续升温，温度达到1520℃时，恒定温度，在熔融状态下通入空气，气体流量为15 L/(min·kg)，同时加入晶种锐钛型TiO2与TiC，加入量分别为1wt%与5wt％，氧化时间6 min；冷却：在1520℃~1000℃温度范围内降温，冷却速度2 ℃/min；分离：冷却后的氧化凝渣破碎、磨细，粒度38～74μm。用18 vol %盐酸浸出，浸出温度45 ℃，浸出时间30 min，搅拌速率480转/min。经过滤、烘干，最后得到含86.47wt% TiO2的人造金红石。
实施例6
配料：含钛高炉渣，100g，其成分为22.30wt% TiO2、19.89wt% CaO、8.92wt% MgO、12.98wt% Al2O3、4.23wt% FeO和18.74wt% SiO2。高钛渣，35g, 其成分46.79wt% TiO2、8.19wt% CaO、18.79wt% MgO、5.79wt% Al2O3、13.17wt% FeO。白钛石, 10g, 其成分92.18% TiO2。硅石矿，41 g，其成分,95wt% SiO2。Fe2O3 与MgO分别为2ｇ与3ｇ。将以上原料加入熔炼炉；熔融氧化：熔炼炉加热，使渣熔化，继续升温，温度达到1530℃时，恒定温度，在熔融状态下通入富氧空气（30vol%），气体流量为11 L/(min·kg)，同时加入晶种金红石型TiO2与TiC，加入量分别为2wt%与5wt％，氧化时间5 min；冷却：在1530℃~1000℃温度范围内降温，冷却速度3℃/min；分离：冷却后的氧化凝渣破碎、磨细，粒度38～74μm。用18 vol %盐酸浸出，浸出温度65 ℃，浸出时间30 min，搅拌速率480转/min。经过滤、烘干，最后得到含89.59wt% TiO2的人造金红石。
实施例7
配料：含钛高炉渣，100g，其成分为22.30wt% TiO2、19.89wt% CaO、8.92wt% MgO、12.98wt% Al2O3、4.23wt% FeO和18.74wt% SiO2。高钛渣，45g, 其成分76.81wt% TiO2、4.25wt% CaO、8.65wt% MgO、3.20wt% Al2O3、3.38wt% FeO。硅石矿，40 g，其成分,95wt% SiO2。钛精矿与MnO分别为6ｇ与1ｇ。将以上原料加入熔炼炉；熔融氧化：熔炼炉加热，使渣熔化，继续升温，温度达到1480℃时，恒定温度，在熔融状态下通入富氧空气（33vol%），气体流量为10 L/(min·kg)，同时加入晶种MnO与Cr2O3，加入量分别为4wt%与1wt％，氧化时间4 min；冷却：在1480℃~1000℃温度范围内降温，冷却速度3℃/min；分离：冷却后的氧化凝渣破碎、磨细，粒度48～550μm，经重选、浮选，最后得到含75.00wt% TiO2的人造金红石。
实施例8
配料：含钛高炉渣，100g，其成分为22.30wt% TiO2、19.89wt% CaO、8.92wt% MgO、12.98wt% Al2O3、4.23wt% FeO和18.74wt% SiO2。高钛渣，40g, 其成分76.81wt% TiO2、4.25wt% CaO、8.65wt% MgO、3.20wt% Al2O3、3.38wt% FeO。硅石矿，40 g，其成分,95wt% SiO2。B2O3与SiO2分别为2ｇ与1ｇ。将以上原料加入熔炼炉；熔融氧化：熔炼炉加热，使渣熔化，继续升温，温度达到1460℃时，恒定温度，在熔融状态下通入空气，气体流量为18 L/(min·kg)，同时加入晶种Na2B4O7及Na3PO4，加入量分别为7wt%与5wt％，氧化时间6min；冷却：在1460℃~1000℃温度范围内降温，冷却速度3℃/min；分离：冷却后的氧化凝渣破碎、磨细，粒度48～550μm，经重选分离，最后得到含69.38wt% TiO2的人造金红石。
实施例9
配料：含钛高炉渣，100g，其成分为22.30wt% TiO2、19.89wt% CaO、8.92wt% MgO、12.98wt% Al2O3、4.23wt% FeO和18.74wt% SiO2。高钛渣，40g, 其成分76.81wt% TiO2、4.25wt% CaO、8.65wt% MgO、3.20wt% Al2O3、3.38wt% FeO。金红石选矿中矿，10g，其成分为49.81wt% TiO2、38.76wt% SiO2。硅石矿，40 g，其成分,95wt% SiO2。CaF2与Na2B4O7分别为4ｇ与3ｇ。将以上原料加入熔炼炉；熔融氧化：熔炼炉加热，使渣熔化，继续升温，温度达到1470℃时，恒定温度，在熔融状态下通入氧气，气体流量为8 L/(min·kg)，同时加入晶种P2O5与CaF2，加入量分别为3wt%与2wt％，氧化时间5 min；冷却：在1470℃~1000℃温度范围内降温，冷却速度3℃/min；分离：冷却后的氧化凝渣破碎、磨细，粒度48～550μm，经浮选分离，最后得到含63.52wt% TiO2的人造金红石。
实施例10
配料：含钛高炉渣，100g，其成分为22.30wt% TiO2、19.89wt% CaO、8.92wt% MgO、12.98wt% Al2O3、4.23wt% FeO和18.74wt% SiO2。高钛渣，36g, 其成分76.81wt% TiO2、4.25wt% CaO、8.65wt% MgO、3.20wt% Al2O3、3.38wt% FeO。硅石矿，40g，其成分,95wt% SiO2。钛精矿与P2O5分别为3ｇ与4ｇ。将以上原料加入熔炼炉；熔融氧化：熔炼炉加热，使渣熔化，继续升温，温度达到1490℃时，恒定温度，在熔融状态下通入氧气，气体流量为9 L/(min·kg)，同时加入晶种B2O3、SiO2，加入量分别为2wt%与5wt％，氧化时间5 min；冷却：在1490℃~1000℃温度范围内降温，冷却速度3℃/min；分离：冷却后的氧化凝渣破碎、磨细，粒度48～550μm，经选矿-湿法冶金（碱浸-酸洗联合法）分离，最后得到含98.00wt% TiO2的人造金红石。
实施例11
配料：含钛高炉渣，100g，其成分为22.30wt% TiO2、19.89wt% CaO、8.92wt% MgO、12.98wt% Al2O3、4.23wt% FeO和18.74wt% SiO2。高钛渣，45g, 其成分76.81wt% TiO2、4.25wt% CaO、8.65wt% MgO、3.20wt% Al2O3、3.38wt% FeO。硅石矿，40g，其成分,95wt% SiO2。CaO与P2O5分别为4ｇ与3ｇ。将以上原料加入熔炼炉；熔融氧化：熔炼炉加热，使渣熔化，继续升温，温度达到1450℃时，恒定温度，在熔融状态下通入氧气，气体流量为10 L/(min·kg)，同时加入晶种B2O3，加入量为4%，氧化时间5 min；冷却：在1450℃~1000℃温度范围内降温，冷却速度3℃/min；分离：冷却后的氧化凝渣破碎、磨细，粒度48～550μm，经湿法冶金（碱浸-酸洗联合法）分离，最后得到含93.65wt% TiO2的人造金红石。
实施例12
配料：含钛高炉渣，80g，其成分为22.30wt% TiO2、19.89wt% CaO、8.92wt% MgO、12.98wt% Al2O3、4.23wt% FeO和18.74wt% SiO2。白钛石，60g, 其成分92.18% TiO2。硅石矿，42g，其成分,95wt% SiO2。CaO与P2O5分别为4ｇ与3ｇ。将以上原料加入熔炼炉；熔融氧化：熔炼炉加热，使渣熔化，温度达到1530℃时，恒定温度，在熔融状态下通入氧气，气体流量为6L/(min·kg)，同时加入晶种B2O3，加入量为4%，氧化时间5 min；冷却：在1530℃~1000℃温度范围内降温，冷却速度3℃/min；分离：冷却后的氧化凝渣破碎、磨细，粒度38～74μm，经湿法冶金（碱浸-酸洗联合法）分离，最后得到含96.19wt% TiO2的人造金红石。
实施例13
配料：含钛高炉渣，80g，其成分为22.30wt% TiO2、19.89wt% CaO、8.92wt% MgO、12.98wt% Al2O3、4.23wt% FeO和18.74wt% SiO2。钛精矿，20g, 其成分52.20wt% TiO2。白钛石，40g，其成分92.18wt% TiO2。硅石矿，40g，其成分,95wt% SiO2。CaO与P2O5分别为5ｇ与3ｇ。将以上原料加入熔炼炉；熔融氧化：熔炼炉加热，使渣熔化，温度达到1500℃时，恒定温度，在熔融状态下通入氧气，气体流量为7 L/(min·kg)，同时加入晶种B2O3，加入量为4wt%，氧化时间5 min；冷却：在1500℃~1000℃温度范围内降温，冷却速度1℃/min；分离：冷却后的氧化凝渣破碎、磨细，粒度48～550μm，经选矿-湿法冶金（碱浸-酸洗联合法）分离，最后得到含95.31wt% TiO2的人造金红石。
实施例14
配料：含钛高炉渣，800g，其成分为22.30wt% TiO2、19.89wt% CaO、8.92wt% MgO、12.98wt% Al2O3、4.23wt% FeO和18.74wt% SiO2。钛精矿，200g, 其成分52.20wt% TiO2。白钛石，45g，其成分92.18wt% TiO2。硅石矿，400g，其成分,95wt% SiO2。Na2O与P2O5分别为40ｇ与30ｇ。将以上原料加入熔炼炉；熔融氧化：熔炼炉加热，使渣熔化，温度达到1530℃时，恒定温度，在熔融状态下通入氧气，气体流量为80 L/(min·kg)，同时加入晶种高钛渣，加入量为3wt%，氧化时间5 min；冷却：在1530℃~1000℃温度范围内降温，冷却速度1℃/min；分离：冷却后的氧化凝渣破碎、磨细，粒度48～550μm，经选矿-湿法冶金（酸浸）分离，最后得到含93.18wt% TiO2的人造金红石。
实施例15
配料：含钛高炉渣，800g，其成分为22.30wt% TiO2、19.89wt% CaO、8.92wt% MgO、12.98wt% Al2O3、4.23wt% FeO和18.74wt% SiO2。钛精矿，280g, 其成分52.20wt% TiO2。白钛石，480g，其成分92.18wt% TiO2。硅石矿，420g，其成分,95wt% SiO2。CaO与Na3PO4分别为50ｇ与30ｇ。将以上原料加入熔炼炉；熔融氧化：熔炼炉加热，使渣熔化，温度达到1510℃时，恒定温度，在熔融状态下通入空气，气体流量为100 L/(min·kg)，同时加入晶种B2O3，加入量为4wt%，氧化时间5 min；冷却：在1510℃~1000℃温度范围内降温，冷却速度1℃/min；分离：冷却后的氧化凝渣破碎、磨细，粒度48～550μm，经选矿-湿法冶金（酸浸）分离，最后得到含94.26wt% TiO2的人造金红石。
Claims (10)
1.一种用含钛高炉渣生产人造金红石的方法，其特征在于按如下步骤进行：
（1）配料：将熔融或冷凝含钛高炉渣、含钛物料、硅氧化物含量≥90wt%的硅石矿物和添加剂加入熔炼炉中，组成混合渣, 其中硅氧化物≤45wt%,钛氧化物≥25wt%,硅氧化物：钛氧化物 ≤ 1.8,CaO：SiO2≤1.1,添加剂加入量为1～8wt%；
（2）熔炼：加热熔炼炉到温度≥1430℃，使混合渣熔化后，保持熔融状态10～30分钟；
（3）氧化：向熔炼炉内混合熔渣喷吹氧化性气体，或将熔炼炉内混合熔渣倒入保温渣罐或保温地坑，再向保温渣罐或保温地坑的混合熔渣中喷吹氧化性气体，使混合熔渣中含钛物相转化到金红石相中，喷吹氧化性气体的时间与流量依渣量而定,为2～100 L/(min·kg)，在氧化过程中保证熔炼炉或保温渣罐或保温地坑的温度≥1430℃，在氧化过程中或氧化结束后，向混合熔渣中加入晶种，加入量为0.2～8wt%,促进金红石相长大；
（4）冷却：将氧化后的混合熔渣在保温渣罐或保温地坑中保温，控制降温速率在0.1～10℃/min，使混合熔渣冷却至室温，形成混合凝渣，其中的金红石相进一步长大；
（5）分离：最后将混合凝渣破碎、磨细到粒度为38～550μm，采用选矿分离或选矿分离-湿法冶金联合法或湿法冶金的方法，将金红石相分离出来，得到75～98wt%TiO2的人造金红石；人造金红石选矿中矿返回步骤（1）中的配料，继续熔炼；余下的贫钛尾渣作为水泥掺和料。
2.根据权利要求1所述的一种用含钛高炉渣生产人造金红石的方法，其特征在于所述的步骤（1）的含钛高炉渣中的钛氧化物含量为8～30 wt%，配料后，混合渣中钛氧化物含量≥25wt%。
3.根据权利要求1所述的一种用含钛高炉渣生产人造金红石的方法，其特征在于所述的步骤（1）中含钛物料是钛精矿、TiO2>30wt%的高钛渣、白钛石、金红石矿、TiO2>32wt%的钙钛矿精矿中的一种或多种。
4.根据权利要求1所述的一种用含钛高炉渣生产人造金红石的方法，其特征在于所述的步骤（1）的硅石矿中的硅氧化物≥90wt%。
5.根据权利要求1所述的一种用含钛高炉渣生产人造金红石的方法，其特征在于所述的步骤（1）中的的添加剂是钛精矿、CaO、FeO、Fe2O3 、MgO、BaO、Na2O、MnO、Cr2O3、TiO2、Al2O3、B2O3、P2O5、CaF2、Na2B4O7以及Na3PO4中一种或多种。
6.根据权利要求1所述的一种用含钛高炉渣生产人造金红石的方法，其特征在于所述的步骤（2）中的熔炼炉是等离子炉、直流电弧炉、交流电弧炉、矿热炉或电炉。
7.根据权利要求1所述的一种用含钛高炉渣生产人造金红石的方法，其特征在于所述的步骤（3）中的氧化性气体是空气、纯氧、富氧空气中的一种或多种,其中氧气的分压为1～102kPa。
8.根据权利要求1所述的一种用含钛高炉渣生产人造金红石的方法，其特征在于所述的步骤（3）中的晶种是锐钛型TiO2、金红石型TiO2、TiC，高钛渣、CaO、MgO、BaO、Na2O、MnO、Cr2O3、Al2O3、B2O3、SiO2、P2O5、CaF2、Na2B4O7以及Na3PO4的一种或多种化合物中的一种或多种。
9.根据权利要求1所述的一种用含钛高炉渣生产人造金红石的方法，其特征在于所述的步骤（5）中的湿法冶金是碱浸-酸洗联合法或酸浸法，其中酸浸法选用硫酸、盐酸、硝酸、磷酸、氢氟酸的一种或多种酸的混合物，浓度为5～45vol%，浸出时间10～120分钟，浸出温度30～90 ℃，粒度为38～106μm，搅拌速度100～600转/min；所述的碱浸-酸洗联合法的碱浸选用氢氧化钠、氢氧化钾、碳酸钠、碳酸钾、氨水的一种或多种碱的混合物，浓度为2～25wt%，浸出时间1～12小时，浸出温度40～ 100 ℃，粒度为38～106μm，搅拌速度100～600 转/min，酸洗选用硫酸、盐酸、硝酸、磷酸、氢氟酸的一种或多种酸的混合物，浓度2～10vol%，酸洗时间2～10分钟，酸洗温度30～ 90 ℃，粒度为38～106μm，搅拌速度6～100 转/ min。
10.根据权利要求1所述的一种用含钛高炉渣生产人造金红石的方法，其特征在于所述的步骤（5）中的选矿分离采用重选、浮选或重选结合浮选联合的方法，将金红石相分离出来。
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