BRPI0616740A2 - beneficiamento de minério titanìfero - Google Patents
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Abstract
BENEFICIAMENTO DE MINéRIO TITANIFERO. Essa invenção refere-se a um processo para beneficiar um minério titanífero. O processo compreende a lixiviação do minério titanifero com ácido sulfúrico para formar um minério lixiviado, a calcinação do minério lixiviado na presença de oxigênio para formar um minério calcinado, e a lixiviação do minério calcinado com ácido sulfúrico, ácido clorídrico e/ou ácido nítrico para formar um minério beneficiado. O minério lixiviado não é reduzido antes, ou subsequente à calcinação.
Description
"BENEFICIAMENTO DE MINÉRIO TITANíFERO"
CAMPO DA INVENÇÃO
Essa invenção refere-se a um processo para benefi-ciar um minério titanifero. 0 processo compreende a lixivia-ção do minério titanifero com ácido sulfúrico para formar umminério lixiviado, a calcinação do minério lixiviado na pre-sença de oxigênio para formar um minério calcinado, e a Ii-xiviação do minério calcinado com ácido sulfúrico, ácidoclorídrico e/ou ácido nítrico para formar um minério benefi-ciado. 0 minério lixiviado não é reduzido antes, ou subse-qüente à calcinação.
ANTECEDENTES DA INVENÇÃO
O dióxido de titânio é comercialmente produzidopelo processo de sulfato ou pelo processo de cloreto. Noprocesso de cloreto, matérias-primas de alimentação são clo-radas para formar tetracloreto de titânio, o qual é, em se-guida, oxidado para formar TiO2. Esse processo opera maiseficazmente partindo de matérias-primas de alimentação con-tendo titânia com alto teor de TiO2. Infelizmente, váriosminérios titaníferos em seu estado natural, tal como a ilme-nita, possuem um teor de TiO2 na faixa de 40% a 65%, que éindesejavelmente baixo para o processo de cloreto.
Vários métodos de beneficiamento diferentes, paraaumentar o teor de TiO2 de minérios titaníferos, têm sidodesenvolvidos. A escorificação, por exemplo, é utilizada pa-ra melhorar os minérios ilmenita pela redução da maior partedo teor de ferro férrico e ferroso a ferro metálico fundidoem um forno. 0 ferro fundido mais denso separa-se da escóriaque flutua sobre o topo da fase de ferro fundido. A escóriacontém uma alta porcentagem de TiO2 junto com uma concentra-ção mais baixa de outras impurezas. A alta porcentagem deescória de TiO2 com impurezas é, então, separada do ferrofundido e processada como uma matéria-prima de alimentaçãode TiO2.
Devido ao fato de que o co-produto de ferro de umprocesso de escorificação pode ser vendido como uma matéria-prima de alimentação para a fabricação de aço, os processosde escorificação tornam-se econômicos para ilmenitas, possu-indo porcentagens de concentrações de TiO2 relativamentebaixas. No entanto, uma vez que os processos de escorifica-ção estão majoritariamente limitados à separação de ferro doprecursor ilmenita, níveis significativos de outras impure-zas da matéria-prima de alimentação ilmenita podem se formarna escória. Exemplos de tais impurezas são metais alcalino-terrosos (e.g. Ca, Mg) e metais alcalinos (e.g. Na). Devidoaos pontos de ebulição elevados dos compostos de cloreto pa-ra essas impurezas, eles podem ser nocivos ao processo decloração em leito fluidizado. Como resultado, impurezas deuma escória específica podem relegá-lo para usar o processomenos preferido de sulfato.
0 processo Becher é um outro processo para melho-rar a ilmenita. Embora o processo Becher seja um processoquímico úmido, seu produto final é semelhante à escória emque o processo Becher remove o ferro, enquanto deixa paratrás todas as outras impurezas não-ferrosas (cálcio, metaisalcalinos, etc.).Além dos minérios de ilmenita, existe um interesseem desenvolver processos a partir de minérios alternativoscontendo níveis de impurezas elevados que não são comumenteencontrados na ilmenita. A remoção e a recuperação de algu-mas dessas impurezas poderia ser comercialmente significati-va, dado o preço elevado que alguns desses materiais detêm.Um minério e tanto alternativo é o T1O2 anatásio de ocorrên-cia natural que é encontrado no Brasil. Esse tipo de miné-rio, bem como os corpos de minério de anatásio similares in-cluindo misturas de anatásio e ilmenita, tendem a apresentarníveis elevados de radionuclídeos, metais alcalino-terrosos,metais de terras raras, fosfatos, e sílica, que tiveram seuuso limitado devido aos custos elevados para remover essasimpurezas do minério.
Processos de lixiviação ácida têm sido ensinadospara remover óxido de ferro e outras impurezas dos minériostitaníferos. Vide, por exemplo, as patentes US 2.811.434,3.77.013, 5.011.666, 5.085.837, 5.181.956, 5.826.162 e6.048.505. A patente canadense No. 1.234.990 relata um pro-cesso de beneficiamento que compreende a lixiviação da ilme-nita com um ácido mineral, a oxidação e, em seguida, a redu-ção deste concentrado intermediário, e, então, a lixiviaçãodo intermediário reduzido a ilmenita melhorada.
Existe uma necessidade em desenvolver processospara remover as impurezas dos minérios, particularmente, a-queles minérios com níveis elevados de impurezas não-ferrosas. A presente invenção fornece um processo e tantoaperfeiçoado.SUMÁRIO DA INVENÇÃO
A invenção é um processo para beneficiar um miné-rio titanifero. 0 processo compreende a lixiviação do miné-rio titanifero com ácido sulfúrico para formar um minériolixiviado e uma fase liquida; a calcinação do minério lixi-viado na presença de oxigênio para formar um minério calci-nado, onde o minério lixiviado não é reduzido antes, ou sub-seqüente à calcinação; e a lixiviação do minério calcinadocom um ácido selecionado do grupo consistindo em ácido sul-fúrico, ácido clorídrico e ácido nítrico, para formar um mi-nério beneficiado. 0 processo da invenção resulta em níveisde impureza no minério beneficiado significativamente redu-zidos.
DESCRIÇÃO DETALHADA DA INVENÇÃO
O processo da invenção é um método de beneficia-mento de minérios titaníferos pelo uso de dois estágios delixiviação com um estágio intermediário de calcinação. Osminérios titaníferos úteis no processo da invenção incluemminérios contendo titânia que contêm ferro e outras impure-zas. Minérios particularmente preferidos incluem minériostitaníferos com concentrações totais de metais alcalino-terrosos entre 0,2 e 4 por cento em peso; minérios titanífe-ros com concentrações de radionuclídeos (em particular urâ-nio + tório) entre 120 ppm e 1000 ppm; minérios titaníferoscom concentrações de metais de terras raras entre 0,3 e 3por cento em peso; minérios titaníferos com concentrações defosfato entre 1 e 10 por cento em peso; minérios titaníferoscom concentrações de sílica entre 1 e 10 por cento em peso;e matérias-primas de alimentação titaniferas com concentra-ções de TiO2 baixas, entre 40 e 75 por cento em peso de Ti-O2, bem como escórias contendo entre 75 e 87 por cento empeso de TiO2.
Um minério titanifero e tanto é o TiO2 anatásiode ocorrência natural. Em particular, o minério de anatásioencontrado no Brasil, bem como os corpos de minério de ana-tásio incluindo misturas de anatásio e ilmenita, tendem aapresentar níveis elevados de radionuclídeos, metais alcali-no-terrosos, metais de terras raras, fosfatos e silica. Ou-tros tipos de minério incluem, mas não estão limitados a es-córias, tal como as que contêm níveis elevados de cálcio emagnésio, e estão, por exemplo, localizadas na Noruega, Sué-cia, Canadá e China; areias oleígenas, tal como as que con-têm níveis relativamente elevados de alcalino-terrosos e Si-O2 e estão, por exemplo, localizadas em Alberta, Canadá; eoutros tipos de minérios titaníferos de ocorrência natural,tal como os conhecidos depósitos de ilmenita. Os minériostitaníferos preferidos incluem minério de anatásio, ilmenitae misturas de anatásio e ilmenita. Quando uma mistura anatá-sio/ilmenita é utilizada, a mistura irá tipicamente conterentre 70 e 90 por cento em peso de anatásio e entre 30 e 10por cento em peso de ilmenita.
Antes do primeiro estágio de lixiviação, o minériotitanifero pode ser sujeitado a um pré-tratamento químico outérmico. Por exemplo, o minério titanifero pode ser pré-tratado pela oxidação do minério para formar um minério oxi-dado e, em seguida, pela redução do minério oxidado. A etapade oxidação pode ser realizada na presença de um gás conten-do oxigênio, tal como ar, a uma temperatura elevada. Prefe-rivelmente, a temperatura de oxidação é maior que 250°C,mais preferivelmente maior que 400°C. A etapa de redução po-de ser realizada na presença de um redutor, preferivelmentehidrogênio, a uma temperatura elevada. Preferivelmente, atemperatura de redução é maior que 50°C, mais preferivelmen-te maior que 150°C. No caso de ilmenita, a ilmenita pode seroxidada para formar um material baseado em pseudobrookita e,então, reduzida, antes do primeiro estágio de lixiviação. Umexemplo desse processo está descrito no pedido de patentecomumente possuído sob No. de série 10/126.241, depositadoem 19 de abril de 2002, publicado como US 2003/0198591, em23 de outubro de 2003. Logo após o pré-tratamento de oxida-ção/redução, substancialmente todo ferro do minério está noestado de oxidação +2. Preferivelmente, o pré-tratamento deoxidação/redução resulta em, virtualmente, nenhum ferro re-manescente no estado de oxidação +3 e, apenas, até 1 porcento em peso de ferro metálico.
Além do pré-tratamento de oxidação/redução, o mi-nério titanífero pode ser pré-tratado, também, antes do pri-meiro estágio de lixiviação pela redução do minério titaní-fero para formar um minério reduzido e, em seguida, pela su-jeição do minério reduzido a uma separação magnética e/ouoxidação branda. Um exemplo desse procedimento está descritona EP 0 243 725 A2. A remoção de ferro pode ser melhoradapela etapa de redução inicial. A etapa de redução pode serrealizada na presença de um redutor, tal como hidrogênio, auma temperatura elevada. Preferivelmente, a temperatura deredução é maior que 50°C, mais preferivelmente maior que150°C. O minério reduzido pode ser, então, sujeitado à sepa-ração magnética e/ou oxidação branda. A separação magnéticapode ser realizada a aproximadamente 500 gauss a 20.000gauss. A etapa de separação magnética é útil para removerredutores em fase sólida, e.g. carvão mineral, etc. A oxida-ção branda pode ser realizada na presença de um gás contendooxigênio, tal como ar, a uma temperatura branda. Preferivel-mente, a temperatura de oxidação é menor que 600°C, maispreferivelmente menor que 500°C.
Embora o minério titanifero possa ser pré-tratadoantes do primeiro estágio de lixiviação, é usualmente prefe-rível que o minério titanifero não seja sujeitado a um pré-tratamento químico ou térmico antes da lixiviação. De fato,ambos anatásio e uma mistura de anatásio/ilmenita têm sidopercebidos por lixiviar melhor a maior parte das impurezassem pré-tratamento. Ademais, embora a remoção de ferro sejamelhor quando o minério é pré-tratado por uma etapa de redu-ção, a melhora na remoção de ferro desses tipos de minérionão é comercialmente significativa comparada à' remoção deradionuclídeos, alcalino-terrosos e fosfatos e à remoção demetais de terras raras. De fato, a remoção de ferro de miné-rios baseados em anatásio não-tratado é surpreendentementeeficaz, dado o alto teor férrico.
No primeiro estágio de lixiviação, o minério tita-nifero é lixiviado com ácido sulfúrico para formar um miné-rio lixiviado e uma fase líquida. Qualquer fonte de ácidosulfúrico pode ser utilizada na etapa de lixiviação. No en-tanto, o ácido sulfúrico é mais preferivelmente virgem, áci-do sulfúrico reciclado e/ou de resíduo. A concentração deácido sulfúrico está preferivelmente na faixa de 5 a 65 porcento em peso de H2SO4.
A lixiviação pode ocorrer a uma pressão ambienteou elevada. Preferivelmente, o minério titanífero é lixivia-do pelo contato do minério com ácido sulfúrico a uma pressãoelevada de pelo menos 68,95 kPa (10 psig), mais preferivel-mente de pelo menos 137,89 kPa (20 psig) e ainda mais prefe-rivelmente de pelo menos 206,84 kPa (30 psig). Como é de co-nhecimento de técnicos no assunto, quando se conduz um pro-cesso de lixiviação, a pressão é dependente da temperatura eda concentração do ácido envolvido. Com o intuito de aumen-tar a pressão, o técnico deve aumentar a temperatura e/oudiminuir a concentração de ácido.
A lixiviação pode ocorrer à temperatura ambienteou a uma temperatura elevada. Preferivelmente, o minério ti-tanífero é lixiviado pelo contato do minério a uma tempera-tura de pelo menos 110°C. A lixiviação ocorre, preferivel-mente, para um tempo de reação de 10 minutos a 5 horas. Arelação em peso de ácido anidro/minério excede preferivel-mente 0,5. Uma relação de ácido anidro/minério é uma relaçãobaseada no peso que descreve a quantidade de ácido em peso(não a quantidade de solução na qual o ácido está dissolvi-do) relacionada à quantidade de minério.
0 produto da primeira etapa de lixiviação é umaprimeira fase líquida e um primeiro minério lixiviado. Den-tro da primeira fase liquida, existirão finos que se formamcomo uma primeira fase sólida em solução. Os finos são com-postos por: (i) T1O2 hidrolisado, compreendendo tipicamenteTiO(OH)2 e outras formas de TiO2 hidratado (ou sulfatado),que é formado via dissolução do beneficiado TiO2 a partir dobeneficiado e, subseqüentemente, precipitado em solução comohidrolisado; (ii) sais metálicos daquelas impurezas lixivia-das do minério, que atingiram suas concentrações de satura-ção em solução e, subseqüentemente, formaram precipitados; e(iii) hidratos metálicos, tal como hidróxidos metálicos da-quelas impurezas lixiviadas do minério. Um dos aspectos sur-preendentes do processo é o número de impurezas que forampercebidas por lixiviarem com ácido sulfúrico do minério ba-seado em anatásio.
O minério lixiviado é preferivelmente separado dosfinos e solução-mãe (mother liquor) por um processo de sepa-ração e lavagem (preferivelmente conduzido na presença delavagens de água e/ou ácidos diluídos de outras etapas doprocesso). Métodos para separar o minério lixiviado das so-luções-mãe e finos são bem conhecidos por técnicos no assun-to e incluem, mas não estão limitados ao uso de hidrociclo-nes. Após a separação, o minério lixiviado bruto pode serlavado para remover impurezas solúveis antes da etapa decalcinação. Lavagens em excesso podem ser enviadas para neu-tralização, ou recicladas para outras partes do processo.
A mistura de finos e solução-mãe pode ser enviadapara um processo de separação, no qual o técnico no assuntoconsegue remover os finos da solução-mãe. A filtração e asedimentação são opções de separação possíveis, mas outrastécnicas, que são atualmente conhecidas ou que vierem a setornar conhecidas por técnicos no assunto, podem ser usadas.
Os finos podem ser enviados para um processo similar ao des-crito no pedido US 2003/0198591, o qual descreve a separaçãode finos de TiO2 separados de sais metálicos solúveis, sub-seqüente à lixiviação da ilmenita.
Devido ao tipo e nível de metais alcalino-terrosose de terras raras presentes em alguns minérios titaníferos,incluindo o minério de anatásio, o processamento dos finossupracitados pode necessitar de etapas de processamento adi-cionais (e.g. a digestão de TiO2) para remover o TiO2 dasimpurezas. Por exemplo, o TiO2 hidrolisado e sulfatos metá-licos podem ser sujeitados a um líquido de lavagem para dis-solver os sulfatos metálicos e produzir um TiO2 hidrolisadolavado. 0 hidrolisado lavado pode ser usado "como é" ou di-gerido em ácido à jusante para, adicionalmente, separar oteor de TiO2 das impurezas não-digeríveis.
A solução-mãe supracitada pode ser referida comouma "primeira solução-mãe" e compreende ácido sulfúrico, bemcomo outras determinadas impurezas, tal como sais metálicos.
Essa primeira solução-mãe pode ser sujeitada a qualquer for-ma de etapa de cristalização, incluindo cristalização porresfriamento ou cristalização/evaporação a vácuo, etc., pararemover sais metálicos da solução-mãe e reconcentrar o áci-do. Esse ácido pode ser sujeitado a um redutor e, em segui-da, reciclado para o primeiro estágio de lixiviação. Adicio-nalmente, a reposição de ácido virgem é preferivelmente adi-cionada na cristalização para dar assistência à cristaliza-ção via efeito "salting-out" dos sais metálicos acima.
O ácido reciclado supracitado contém ambos sulfa-tos de ferro férrico e ferroso. Através da redução do ferroférrico a ferroso na corrente de reciclo supracitada, a Ii-xiviação subseqüente de radionuclideos é potencialmente me-lhorada fora dos limites de métodos do estado da técnica.Pela adição, ainda, de um agente redutor à lixiviação, e.g.pela a adição de Ti+3 à corrente de reciclo, a remoção deradionuclideos é ainda mais intensificada fora dos limitesde métodos do estado da técnica. A redução de sulfatos fér-ricos a sulfatos ferrosos pode ser também realizada via adi-ção de ferro metálico, eletroliticamente, ou qualquer outrométodo atualmente conhecido ou que vier a se tornar conheci-do por técnicos no assunto. A quantidade de redutor a seradicionada é determinada principalmente pela quantidade deferro férrico no ácido reciclado. Uma quantidade suficientede redutor deve ser adicionada para converter todo ferroférrico em ferro ferroso e para converter uma quantidadesignificativa (se não toda) de qualquer Ti+4 solubilizadoremanescente em Ti+3 na corrente de reciclo.
De modo similar às modificações acima para a cor-rente de reciclo de ácido, a remoção melhorada de radionu-clideos é preferivelmente realizada durante a primeira Iixi-viação com ácido sulfúrico pela promoção de condições de re-dução via adição de ferro metálico, adição de Ti+3, eletro-quimicamente, ou via qualquer outro método conhecido no es-tado da técnica. A quantidade de redutor a ser adicionado édeterminada pela conversão de ferro férrico solubilizado emferroso e pela presença de Ti+3 durante a lixiviação parapromover condições de redução favoráveis à lixiviação de tório.
0 minério lixiviado supracitado é preferivelmentelavado e seco antes da calcinação. No estágio de calcinação,o minério lixiviado é calcinado na presença de oxigênio paraformar um minério calcinado, onde o minério lixiviado não éreduzido antes, ou subseqüente à calcinação. O minério lixi-viado é calcinado na presença de um gás contendo oxigênio(incluindo ar, oxigênio puro, oxigênio em nitrogênio, ouquaisquer gases como tais), preferivelmente, a uma tempera-tura maior que 800°C. Mais preferivelmente, o minério lixi-viado é calcinado a uma temperatura entre 900° e IlOO0C. Ti-picamente, o minério lixiviado é aquecido na temperatura decalcinação por um tempo maior que 0,5 hora.
Preferivelmente, o minério lixiviado é calcinadode tal forma que o perfil de temperatura seja manipulado du-rante o processo de calcinação. A manipulação da temperaturaé conduzida, preferivelmente, pelo aquecimento a uma tempe-ratura maior que 800°C, e, em seguida, pelo aumento rápidodo perfil de temperatura para uma segunda temperatura ao fi-nal da calcinação por um tempo preferivelmente menor que 0,5hora.
A manipulação dos perfis de temperatura durante aetapa de calcinação pode, ainda, melhorar a lixiviação deimpurezas. Os compostos que são calcinados por longos perío-dos de tempo podem tender ao recozimento e ao ganho uma es-trutura/morfologia cristalina mais uniforme, tornando-os,portanto, mais difíceis de lixiviar. A variação dos perfisde temperatura da calcinação pode romper a estrutu-ra/morfologia do cristal e aumentar o nível de defeitoscristalinos, fases amorfas e fissuras nas partículas. Taisrompimentos podem intensificar significativamente a remoçãode impurezas, caso todos os outros fatores sejam iguais. Umexemplo de manipulação da temperatura durante a calcinação étrazer a temperatura de uma amostra para 9500C e mantê-laconstante por 30 minutos, seguida de um breve aumento datemperatura para IOOO0C por 10 minutos adicionais antes doresfriamento. Um exemplo de manipulação do perfil de tempe-ratura pós-calcinação é o resfriamento lento do material pe-la diminuição lenta dos ajustes de temperatura no forno.
Aumentos menores no final do perfil de temperatu-ra, e.g. 30 minutos a uma temperatura inicial entre 9000C e1500°C, seguidos de 30 minutos a uma temperatura 50°C maiselevada, resulta em melhoras significativas para resultadosde lixiviação de radionuclídeos. Observe que as temperaturasacima são temperaturas de ponto de ajuste (setpoint) do for-no. Dependendo das condições, a temperatura real do minérioirá atrasar brutamente os pontos de ajuste do forno por 2 a25 minutos.
Além da manipulação da temperatura, é preferíveltambém combinar o minério lixiviado com pelo menos um aditi-vo químico, antes da etapa de calcinação. Em vários casos, ofornecimento de aditivos químicos para o minério lixiviado,antes da etapa de calcinação, permite uma remoção ainda mai-or de impurezas através da reação com as impurezas no miné-rio, para fornecer compostos que são mais solúveis durante aetapa de lixiviação subseqüente.
Os aditivos químicos reagem tipicamente com as im-purezas acima para formar sais ou óxidos solúveis. Exemplosde aditivos químicos úteis no processo incluem, mas não es-tão limitados a, NaCl, NaOH, Na2CO3, KCl, KOH e K2CO3, bemcomo outros sais de metais alcalinos e misturas dos compos-tos mencionados anteriormente. Os aditivos químicos são pre-ferivelmente adicionados como uma solução aquosa ao minériolixiviado, com o intuito de assegurar a penetração nas par-tículas do minério. Um minério calcinado que é misturado como aditivo químico é preferivelmente seco antes da calcina-ção. Por exemplo, é possível secar o material na seção debaixa temperatura de um calcinador rotativo comercial, antesda calcinação na seção de alta temperatura do forno.
A quantidade de aditivos químicos combinados com ominério lixiviado pode ser determinada empiricamente, mastrata-se essencialmente de uma relação das cargas catiônicastotais de impurezas selecionadas no minério com as cargascatiônicas totais do sal adicionado. Dependendo dos níveisde impurezas, o peso do sal adicionado é, tipicamente, de0,1 a 15 por cento em peso. Em alguns casos, a adição demuito sal alcalino pode resultar na formação de titanatos demetais alcalinos, que podem ser nocivos ao desempenho doprocesso subseqüente de cloração do produto.
Seguindo a etapa de calcinação, o minério lixivia-do é preferivelmente colocado em contato com água. O uso deuma etapa de contato com a água após a calcinação e antes dosegundo estágio de lixiviação pode melhorar significativa-mente a remoção de impurezas como um todo. A etapa de conta-to com a água pode ser realizada por qualquer maneira de co-locar o minério calcinado em contato com a água. Por exem-plo, o minério calcinado pode ser lavado com água logo apósa calcinação, ou o minério calcinado pode ser diretamentedescarregado na água imediatamente após a calcinação. 0 usoda etapa de contato com a água após a calcinação é tambémpreferível devido ao desejo de remover sais solúveis, talcomo os sais de sódio, do minério, antes do segundo estágiode lixiviação. 0 aumento de sódio funciona contrário ao re-ciclo ácido porque requer um nível elevado de sangria dacorrente de reciclo. A remoção de sódio antes do segundo es-tágio de lixiviação minimiza a corrente de sangria de reci-clo ácido, melhorando, assim, a economia do processo.
Em uma modalidade, o minério descarregado da cal-cinação é resfriado e lavado em lavagens de água ou ácidodiluído de outras partes do processo de lixiviação. Em outramodalidade, o minério descarregado da calcinação é direta-mente colocado em contato (i.e. sem uma etapa de resfriamen-to precedente) com lavagens de água ou ácido diluído de ou-tras partes do processo de lixiviação. 0 uso de uma etapa decontato com a água produz melhoras de mudança de etapa paraos resultados de lixiviação do segundo estágio para as se-guintes impurezas: (i) radionuclídeos (U+Th); (ii) metaisalcalino-terrosos; (iii) metais de terras raras; (iv) teortotal de fosfatos; e (v) SiO2. Seguindo o contato com a á-gua, as soluções de contato são tipicamente separadas do mi-nério calcinado e enviadas para neutralização.
Seguindo o estágio de calcinação, o minério calci-nado é lixiviado com ácido sulfúrico, ácido clorídrico, e/ouácido nítricô para formar um minério beneficiado. O ácidosulfúrico e o ácido clorídrico são preferidos. O ácido clo-rídrico apresenta vantagens devido à sua presença como ácidoredutor com relação à lixiviação sulfúrica do primeiro está-gio e seu nível elevado de solubilidade para metais alcali-no-terrosos. O ácido sulfúrico apresenta a vantagem de queas soluções de resíduos podem ser recicladas para o sistemade reciclo ácido de lixiviação do primeiro estágio, contantoque a contaminação de metal alcalino na lixiviação do segun-do estágio seja mantida em um mínimo. O ácido nítrico podeser o agente de lixiviação preferido onde condições altamen-te oxidantes são favoráveis para a remoção de impurezas, eonde a remoção melhorada de impurezas superar o alto custodo HNO3.
O segundo estágio de lixiviação pode ocorrer àpressão ambiente ou a uma pressão elevada. Quando o ácidosulfúrico é usado como o agente de lixiviação, o minério ti-tanífero é preferivelmente lixiviado pelo contato do minériocom ácido sulfúrico a pressão elevada de pelo menos 68,95kPa (10 psig), mais preferivelmente de pelo menos 137,89 kPa(20 psig) e ainda mais preferivelmente de pelo menos 206,84kPa (30 psig). Como é de conhecimento de técnicos no assun-to, quando se conduz um processo de lixiviação, a pressão édependente da temperatura e da concentração do ácido envol-vido. Com o intuito de aumentar a pressão, o técnico deveaumentar a temperatura e/ou diminuir a concentração de áci-do. Quando o ácido clorídrico é usado como o agente de Iixi-viação, o minério titanífero é preferivelmente lixiviado pe-Io contato do minério com ácido clorídrico à pressão ambiente.
O segundo estágio de lixiviação pode ocorrer àtemperatura ambiente ou elevada. Preferivelmente, o minériotitanífero é lixiviado pelo contato com o minério a uma tem-peratura de pelo menos 110°C. A lixiviação ocorre, preferi-velmente, para um tempo de reação de 10 minutos a 5 horas.
Quando o ácido trata-se de ácido clorídrico, pre-ferivelmente pelo menos uma, mais preferivelmente mais queuma, e ainda mais preferivelmente todas as condições de pro-cesso a seguir são empregadas: (1) concentração de HCl entre10-32 por cento em peso; (2) tempo de residência de 10 minu-tos a 5 horas; e (3) relação de ácido anidro/minério maiorque 0,3.
De modo similar, quando o ácido sulfúrico é o a-gente de lixiviação, o segundo estágio de lixiviação é con-duzido usando preferivelmente pelo menos uma, mais preferi-velmente mais que uma, e ainda mais preferivelmente todas ascondições de processo a seguir: (1) concentração de H2SO4entre 5-75 por cento em peso (5-70% em peso se conduzido empressão e temperatura elevada); (2) tempo de residência de10 minutos a 5 horas; e (3) relação de ácido anidro/minériomaior que 0,3.
Adicionalmente, o segundo estágio de lixiviaçãopode ser realizado na presença de agentes adicionais, taiscomo NaF ou HNO3, que facilitam a remoção de impurezas inde-sejáveis. Embora essa opção não seja considerada necessáriapara operação comercial, pequenas quantidades de NaF podemser adicionadas à etapa de lixiviação do segundo estágio pa-ra melhorar ainda a remoção de radionuclideos, ferro e alu-mínio. De modo similar, pequenas quantidades de HNO3 podeser adicionadas para auxiliar na remoção de urânio. Se NaF éusado, é pref erivelmente em uma quantidade de até 10 porcento em peso com base no peso do minério, mais preferivel-mente até 5 por cento em peso, e ainda mais pref erivelmenteaté 0,5 por cento em peso. A remoção de radionuclideos tam-bém é melhorada, mas o efeito é pequeno. Outros fluoretosalcalinos solúveis, tais como KF e LiF, bem como HF, podemser usados no lugar de NaF. Ademais, misturas de quaisquerdessas substâncias podem ser usadas.
Uma pequena quantidade de finos é gerada durante alixiviação do segundo estágio. De modo similar à lixiviaçãodo primeiro estágio, os finos são feitos principalmente deTiO2 hidrolisado e sais metálicos.
Após a lixiviação do segundo estágio, a mistura deminério lixiviado bruto, finos e solução-mãe deve ser sujei-tada a uma etapa de separação e etapa de lavagem, usando,e.g. água, para remover os finos e a solução-mãe do materialbruto. Similarmente à lixiviação do primeiro estágio, váriosmeios conhecidos por técnicos no assunto podem ser usadospara a separação (e.g. hidrociclones, etc.). Soluções de la-vagem desse estágio podem ser enviadas para a lavagem doprimeiro estágio de lixiviação ou estágio de lavagem subse-qüente à calcinação, para minimizar o consumo de água daplanta. Os finos e a solução-mãe são separados por filtra-ção, sedimentação, ou qualquer outro meio aceitável conheci-do por técnicos no assunto. A solução-mãe desse estágio podeser referida como "segunda solução-mãe".
Os finos acima podem ser enviados para um processosimilar ao empregado para purificar os finos da lixiviaçãodo primeiro estágio. Desta forma, a segunda fase liquida po-de ser submetida à separação e repastamento para separar asolução-mãe, a qual contém ácido, do TiO2 hidrolisado e saismetálicos. Os finos podem ser lavados sendo sujeitados a umliquido de lavagem, e o hidrolisado separado dos sais metá-licos solúveis.
Devido ao nível elevado de metais alcalino-terrosos e de terras raras presentes no minério de anatásio,o processamento dos finos acima pode necessitar de etapas deprocessamento adicionais (e.g. digestão de TiO2) para remo-ver o TiO2 das impurezas.
O ácido virgem pode ser adicionado à solução-mãeda separação dos finos e a solução reabastecida pode ser re-ciclada para a lixiviação do segundo estágio. A reposição deácido é relativamente pequena devido à qualidade do polimen-to da lixiviação do segundo estágio. Uma corrente de sangriapode ser retirada antes da reposição de ácido e enviada paraneutralização ou regeneração de ácido, se necessário.
O ácido do reciclo acima contém ambos sais de fer-ro férrico e ferroso. Como discutido anteriormente, a adiçãode um agente de redução à lixiviação, e.g. pela adição deTi+3 à corrente de reciclo, pode aumentar a remoção de ra-dionuclideos.
0 minério beneficiado é preferivelmente seco antesde ser embarcado. É preferido calcinar o produto de minériobeneficiado na presença de ar e aquecê-lo para remover a á-gua ligada e para quebrar os ácidos e sais residuais, geran-do, portanto, o rutilo sintético final.
0 rutilo sintético supracitado pode, então, serusado como alimentação para cloradores de leito fluidizado.Os finos do co-produto podem ser usados como matéria-primade alimentação para planta de pigmento de sulfato ou proces-so catalitico. Os sais metálicos, outros que não aqueles quesão baseados em titânio, deveriam se tornar concentrados nacorrente de sangria ou reciclo ácido, assim, existiriam oca-siões favoráveis para cristalização ou precipitação seletivados sais metálicos mais valiosos.
Os exemplos a seguir ilustram meramente a inven-ção. Os técnicos no assunto irão reconhecer inúmeras varia-ções que estão dentro do propósito da invenção e escopo dasreivindicações.
Os exemplos usam anatásio ou uma mistura de anatá-sio e ilmenita (contendo 80% de anatásio e 20% de ilmenita).
A análise dos teores desses minérios pode ser encontrada naTabela 1.
EXEMPLO 1: LIXIVIAÇÃO COM H2S04, CALCINAÇÃO,LIXIVIAÇÃO COM HCl
Beneficiado IA: Anatásio (400 g) é colocado numaautoclave contendo um ácido de lixiviação sintético aquoso(2057 g, possuindo a composição de 35% de H2SO4 e 2,5% deFeSO4 para estimular o sulfato de ferro residual de um pro-cesso de reciclo de ácido). A mistura é aquecida sob agita-ção por 5 horas a 160°C e 344, 74 kPa (50 psig) , em seguida,despressurizada e resfriada, e os teores descarregados dofundo da autoclave para um frasco de Erlenmeyer.
0 material beneficiado bruto é separado dos finose solução-mãe por decantação, purificado adicionalmente pelalavagem e decantação da solução-mãe e finos residuais, e é,finalmente, lavado e filtrado num funil de Buchner. 0 bene-ficiado bruto lavado é seco durante a noite a 1050C em umforno e coletado (220,5 g) para resultar no Beneficiado IA.
Beneficiado 1B: O Beneficiado IA (20 g) é calcina-do com ar a 9500C durante uma hora e é, então, lixiviado emHCl fervendo (20%, 100 g) sob refluxo por 5 horas antes deser resfriado. 0 material beneficiado bruto é decantado,filtrado e seco, conforme descrito para o Beneficiado IA, ecoletado (18,4 g) para resultar no. Beneficiado 1B. O materi-al é calcinado a 900°C.
Beneficiado 1C: O Beneficiado IA (20,0 g) é mistu-rado com NaCl (8,0 g de uma solução aquosa de 25% em peso) eposto para secar durante a noite a 103°C. A mistura é, en-tão, calcinada a 950°C com ar durante uma hora. 0 materialcalcinado resultante (15 g) é, em seguida, lixiviado em HClfervendo (20%, 100 g) sob refluxo por 5 horas antes de serresfriado. 0 material beneficiado bruto é decantado, filtra-do e seco, conforme descrito para o Beneficiado IA, e cole-tado (12,5 g) para resultar no Beneficiado 1C. 0 material écalcinado a 900°C.
Os resultados (na Tabela 2) mostram um aumentosignificativo no teor de TiO2 com uma grande diminuição cor-respondente nos teor de ferro, aluminio e fosfato para bene-ficiados que são submetidos ao processo de lixiviação emdois estágios da invenção. 0 uso de cloreto de sódio como umquímico de pré-tratamento, antes da calcinação, reduz drama-ticamente os compostos de sílica, alumina, fosfatos, cálcioe radionuclídeos.
EXEMPLO 2: PERFIL DA TEMPERATURA DE CALCINAÇÃO
Beneficiado 2A: Anatásio (400 g) é colocado numaautoclave contendo um ácido de lixiviação sintético aquoso(1800 g, possuindo uma composição de 30 % de H2SO4, 3,5% deFeSO4 e 5,6% de Fe2 (SO4) 3). A mistura é aquecida sob agitaçãopor 5 horas a 160°C e 344,74 kPa (50 psig), em seguida, des-pressurizada e resfriada, e os teores descarregados do fundoda autoclave para um frasco de Erlenmeyer.
0 material beneficiado bruto é decantado, filtradoe seco, conforme descrito para o Beneficiado IA, e coletadopara resultar no Beneficiado 2A.
Beneficiado 2B, 2C e 2D: 0 Beneficiado 2A é mistu-rado com NaCl (solução aquosa de 25% em peso) em uma relaçãode sal anidro/beneficiado de 10% e posto para secar durantea noite a 103°C. 0 material é, então, dividido em amostrasseparadas e calcinado com ar em conformidade com os perfisde temperatura a seguir·: o material 2B é calcinado a 900°Cpor 30 minutos, seguido de 950°C por 30 minutos adicionais;o material 2C é calcinado a 950°C por 30 minutos, seguido de1000°C por 30 minutos adicionais; e o material 2D é calcina-do a 950°C por uma hora.
Os materiais calcinados resultantes (tipicamente18 g) são, então, lixiviados separadamente em HCl fervendo(20%, 100 g) sob refluxo por 5 horas, antes de ser resfria-do. Os materiais beneficiados brutos são decantados, filtra-dos e secos, conforme descrito para o Beneficiado IA, e co-letados para formarem o Beneficiado 2B, 2C e 2D. Esses mate-riais são calcinados a 900°C.
Um conjunto de experiências similares foi realiza-do com a matéria-prima de alimentação anatásio-ilmenita, pa-ra produzir Beneficiados 2E (produzido da mesma maneira queo 2A) , 2F (preparado da mesma maneira que o 2B) , 2G (produ-zido da mesma maneira que o 2C) e 2H (produzido da mesma ma-neira que o 2D).
Os resultados (Tabela 3) mostram uma melhora sig-nificativa na capacidade de lixiviação de urânio, tório eterras raras para os Beneficiados 2B, 2C, 2F e 2G, os quaisforam submetidos à manipulação do perfil de temperatura,comparados com os Beneficiados 2D e 2H, que mantiveram umatemperatura de calcinação estável.
EXEMPLO 3: EFEITO DA ETAPA DE LAVAGEM SUBSEQÜENTEÀ CALCINAÇÃO
Beneficiado 3: A mistura de minério de anatá-sio/ilmenita (350 g) é colocada numa autoclave contendo umácido de lixiviação sintético aquoso (2100 g, possuindo umacomposição de 35% de H2SO4, 3,2% de Fe2(SO4)3 e 2,0% de Fe-SO4) . A mistura é aquecida sob agitação durante 5 horas a140°C e 220,63 kPa (32 psig), em seguida, despressurizada eresfriada, e os teores descarregados do fundo da autoclavepara um frasco de Erlenmeyer. 0 material beneficiado bruto édecantado, filtrado e seco, conforme descrito para o Benefi-ciado IA, e coletado (150 g) . Cinco lixiviações com H2SO4adicionais do primeiro estágio do minério de anatá-sio/ilmenita são realizadas em conformidade com o procedi-mento acima. Cada uma das seis lixiviações do primeiro está-gio é mantida separada durante o pré-tratamento subseqüente.
Os beneficiados do primeiro estágio são, então,pré-tratados separadamente com uma solução de NaCl a 20% nu-ma relação de sal anidro/beneficiado de 8% e, em seguida,seco durante a noite a 103°C num forno. Os materiais são,então, calcinados por 30 minutos a 975°C e 30 minutos a1025 °C.
Três amostras calcinadas são postas para resfriarlentamente após a calcinação, em seguida, são lavadas pordecantação (pela lavagem com água e decantação imediata) atéque a solução de decantação esteja clara. As amostras lava-das são coletadas num funil de Buchner e secas durante anoite a 103°C. Cada uma das (3) porções de minério lavado édividida em 6 lotes (cada um com aproximadamente 20 g) e, emseguida, são lixiviadas em HCl a 20% (100 g) sob refluxo du-rante cinco horas. O material bruto é decantado, filtrado eseco, conforme descrito para o Beneficiado IA, e, então,calcinado a 9000C com ar.
Os materiais beneficiados (Beneficiado 3 junto)são analisados separadamente para composição e a média dacomposição das amostras de beneficiados são mostradas na Ta-bela 4.
EXEMPLO 4: SEGUNDO ESTÁGIO DE LIXIVIAÇÃO COM H2SO4
Beneficiado 4A: 0 minério de anatásio/ilmenita(300 g) é colocado numa autoclave contendo um ácido de Iixi-viação sintético aquoso (1800 g, possuindo uma composição de30% de H2SO4, 5,6% de Fe2(SO4)3 e 3,5% de FeSO4). A mistura éaquecida sob agitação por 5 horas a 160°C e 344, 74 kPa (50psig), em seguida, despressurizada e resfriada, e os teoresdescarregados do fundo da autoclave para um frasco de Erlen-meyer. O material beneficiado bruto é decantado, filtrado eseco, conforme descrito para o Beneficiado IA. O procedimen-to acima é repetido 18 vezes e os beneficiados resultantesdo primeiro estágio são misturados para uso adicional.
Beneficiado 4B: 0 Beneficiado 4A (172 g) é pré-tratado com uma solução de NaOH a 17,5% numa relação de hi-dróxido anidro/beneficiado de 7% e posto para secar durantea noite a 103°C. 0 material é, então, calcinado por 30 minu-tos a 1050°C, seguidos de 30 minutos a IlOO0C, e, em segui-da, resfriado lentamente, e lavado por decantação. A amostraé coletada num funil de Buchner e seca durante a noite a103 0C.
A amostra lavada (160 g) é colocada numa autoclavecom ácido de lixiviação sintético (1350 g, compreendendo 25%de H2SO4, 8,0% de Fe2(SO4)3 e 5,0% de FeSO4). A mistura é a-quecida sob agitação por 5 horas a 140°C e 206, 84 kPa (30psig), em seguida, despressurizada e resfriada, e os teoresdescarregados do fundo da autoclave. 0 material bruto é de-cantado, filtrado e seco, conforme descrito para o Benefici-ado IA, e calcinado a 900°C com ar.
Os resultados (Tabela 4) mostram resultados de Ii-xiviação do segundo estágio com ácido sulfúrico (similar àlixiviação do segundo estágio com HCl) em reduções dramáti-cas de radionuclideos, cálcio, estrôncio, terras raras, fos-fatos, manganês, vanádio e zircônia.
Beneficiado 4C: Uma amostra do material preparadoidenticamente ao Beneficiado 4A (67 g) é pré-tratada com umasolução de NaCl a 25% numa relação de cloreto ani-dro/beneficiado de 10% e posta para secar durante a noite a103°C. 0 material é, então, calcinado por 30 minutos a950°C, seguidos de 30 minutos a 1000°C, em seguida, lenta-mente resfriado.
O material calcinado resultante (10 g) é, então,lixiviado à pressão atmosférica em H2SO4 fervendo (60,0%;100 g) sob refluxo por 5 horas, antes de ser resfriado. 0material bruto é decantado, filtrado e seco, conforme des-crito para o Beneficiado IA, e calcinado a 900°C com ar.
Os resultados (Tabela 4) mostram resultados de li-xiviação atmosférica do segundo estágio com ácido sulfúrico(similar à lixiviação do segundo estágio com HCl) em redu-ções dramáticas de radionuclideos, cálcio, estrôncio, terrasraras, fosfatos, manganês, ferro e alumínio.TABELA 1: COMPOSIÇÃO DAS MATÉRIAS-PRIMAS DEALIMENTAÇÃO DE MINÉRIO
<table>table see original document page 28</column></row><table>
TABELA 2: EFEITO DA LIXIVIAÇÃO COM H2SOCALCINAÇÃO E LIXIVIAÇÃO COM HCl
<table>table see original document page 28</column></row><table><table>table see original document page 29</column></row><table>
η.d.= não detectado
TABELA 3: EFEITO DO PERFIL DE TEMPERATURA DA CALCINAÇÃO
<table>table see original document page 29</column></row><table>η.d. = não detectado
TABELA 4: EFEITO DA LAVAGEM E EFEITO DO SEGUNDOESTÁGIO DE LIXIVIAÇÃO COM ÁCIDO SULFÚRICO_
<table>table see original document page 30</column></row><table>
n.d. = não detectado
Claims (20)
1. Processo para beneficiar um minério titanifero,CARACTERIZADO pelo fato de que compreende:(a) lixiviar o minério titanifero com ácido sulfú-rico para formar um minério lixiviado e uma fase liquida;(b) calcinar o minério lixiviado na presença deoxigênio para formar um minério calcinado, onde o minériolixiviado não é reduzido antes, ou subseqüente à calcinação; e(c) lixiviar o minério calcinado com um ácido se-lecionado do grupo consistindo em ácido sulfúrico, ácidoclorídrico, ácido nítrico e mistura dos mesmos, para formarum minério beneficiado.
2. Processo, de acordo com a reivindicação 1,CARACTERIZADO pelo fato de que o minério titanifero compre-ende um minério selecionado do grupo consistindo em escória,minério de anatásio, ilmenita e mistura dos mesmos.
3. Processo, de acordo com a reivindicação 1,CARACTERIZADO pelo fato de que o minério titanifero não ésujeitado a um pré-tratamento químico ou térmico antes dalixiviação do minério titanifero.
4. Processo, de acordo com a reivindicação 1,CARACTERIZADO pelo fato de que o minério titanifero é pré-tratado por oxidação seguida de redução.
5. Processo, de acordo com a reivindicação 1,CARACTERIZADO pelo fato de que o minério titanifero é pré-tratado por redução seguida de separação magnética e/ou oxi-dação branda.
6. Processo, de acordo com a reivindicação 1,CARACTERIZADO pelo fato de que o ácido sulfúrico da etapa(a) é obtido principalmente de uma corrente de resíduo e/ouuma corrente de reciclo.
7. Processo, de acordo com a reivindicação 1,CARACTERIZADO pelo fato de que a lixiviação do minério tita-nífero ocorre a uma pressão de pelo menos 68, 95 kPa (10psig).
8. Processo, de acordo com a reivindicação 1,CARACTERIZADO pelo fato de que a lixiviação do minério tita-nífero ocorre a uma temperatura de pelo menos 110°C.
9. Processo, de acordo com a reivindicação 1,CARACTERIZADO pelo fato de que a lixiviação do minério cal-cinado ocorre a uma pressão de pelo menos 68, 95 kPa (10psig) usando ácido sulfúrico.
10. Processo, de acordo com a reivindicação 1,CARACTERIZADO pelo fato de que a lixiviação do minério cal-cinado ocorre a uma temperatura de pelo menos 110°C.
11. Processo, de acordo com a reivindicação 1,CARACTERIZADO pelo fato de que o ácido sulfúrico da etapa(a) possui uma concentração de 5% a 65% em peso.
12. Processo, de acordo com a reivindicação 1,CARACTERIZADO pelo fato de que compreende ainda separar ominério lixiviado da fase líquida, onde a fase líquida com-preende solução-mãe, a qual compreende ácido sulfúrico esais metálicos, e finos compreendendo TiO(OH)2, sais metáli-cos e hidratos metálicos.
13. Processo, de acordo com a reivindicação 12,CARACTERIZADO pelo fato de que compreende ainda separar asolução-mãe dos finos.
14. Processo, de acordo com a reivindicação 13,CARACTERIZADO pelo fato de que compreende cristalizar ossais metálicos a partir da solução-mãe e reconcentrar o áci-do sulfúrico.
15. Processo, de acordo com a reivindicação 14,CARACTERIZADO pelo fato de que compreende ainda reciclar oácido reconcentrado para a etapa de lixiviação (a).
16. Processo, de acordo com a reivindicação 1,CARACTERIZADO pelo fato de que compreende calcinar o minériolixiviado a uma temperatura de 900°C a 1100°C.
17. Processo, de acordo com a reivindicação 1,CARACTERIZADO pelo fato de que compreende calcinar o minériolixiviado a uma primeira temperatura maior que 800°C e, emseguida, aquecer para uma segunda temperatura maior que aprimeira temperatura.
18. Processo, de acordo com a reivindicação 1,CARACTERIZADO pelo fato de que compreende ainda combinar ominério lixiviado com pelo menos um aditivo químico antes daetapa de calcinação.
19. Processo, de acordo com a reivindicação 18,CARACTERIZADO pelo fato de que o aditivo químico é selecio-nado do grupo consistindo em NaCl, Na2CO3, NaOH, KCl, K2CO3,KOH e mistura dos mesmos.
20. Processo, de acordo com a reivindicação 1,CARACTERIZADO pelo fato de que compreende ainda colocar ominério calcinado em contato com a água antes da etapa delixiviação (c).
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| CN106145187A (zh) * | 2015-04-24 | 2016-11-23 | 四川航都钛业科技有限公司 | 一种采用钒钛磁铁矿或钛中矿为原料生产二氧化钛的工艺 |
| KR101813233B1 (ko) * | 2017-07-27 | 2017-12-28 | 한국지질자원연구원 | 알칼리 퓨전을 통한 폐탈질촉매로부터 선택적 유가금속 회수방법 |
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| DE2234843A1 (de) * | 1972-07-15 | 1974-01-31 | Bayer Ag | Verfahren zur herstellung von titandioxidkonzentraten |
| US4176159A (en) * | 1976-11-15 | 1979-11-27 | Mendonca Paulo Ayres Falcao De | Process for concentration of titanium containing anatase ore |
| DE3418269A1 (de) | 1984-05-17 | 1985-11-21 | Metallgesellschaft Ag, 6000 Frankfurt | Verfahren zur herstellung eines tio(pfeil abwaerts)2(pfeil abwaerts)-konzentrats aus tio(pfeil abwaerts)2(pfeil abwaerts)-haltigen vorstoffen |
| BR8701481A (pt) | 1986-04-03 | 1988-01-19 | Du Pont | Processo para purificacao de minerio de tio2;e pigmento de tio2 obtido pelo processo |
| US5011666A (en) * | 1988-07-28 | 1991-04-30 | E. I. Du Pont De Nemours And Company | Method for purifying TiO2 ore |
| US5085837A (en) * | 1988-07-28 | 1992-02-04 | E. I. Du Pont De Nemours And Company | Method for purifying TiO2 ore by alternate leaching with an aqueous solution of an alkali metal compound and an aqueous solution of mineral acid |
| AU639089B2 (en) | 1990-03-02 | 1993-07-15 | Wimmera Industrial Minerals Pty. Ltd. | Production of synthetic rutile |
| US5181956A (en) * | 1990-03-08 | 1993-01-26 | E. I. Du Pont De Nemours And Company | Method for purifying TiO2 ore |
| WO1994004709A1 (en) * | 1992-08-14 | 1994-03-03 | Technological Resources Pty. Limited | Upgrading titaniferous materials |
| CA2162266A1 (en) * | 1993-05-07 | 1994-11-24 | Michael John Hollitt | Process for upgrading titaniferous materials |
| EP0741802A4 (en) | 1994-03-08 | 1997-05-21 | Rgc Mineral Sands Ltd | LEACHING OF TITANIFER MATERIALS |
| AUPM511994A0 (en) * | 1994-04-15 | 1994-05-12 | Technological Resources Pty Limited | Leaching of a titaniferous material |
| US6627165B2 (en) | 1994-04-15 | 2003-09-30 | Technological Resources Pty Ltd | Process for upgrading a titaniferous material containing silica |
| US5830420A (en) * | 1995-11-21 | 1998-11-03 | Qit-Fer Et Titane Inc. | Method to upgrade titania slag and resulting product |
| US6048505A (en) * | 1997-06-16 | 2000-04-11 | Kemicraft Overseas Limited | Continuous non-polluting liquid phase titanium dioxide process and apparatus |
| BR9704435A (pt) * | 1997-10-17 | 2000-06-06 | Vale Do Rio Doce Co | Processo para produção de concentrado de titânio de composição quìmica similar a ilmenita a partir de minérios de anatásio de alto teor de impurezas |
| AU749393C (en) * | 1998-07-29 | 2003-01-16 | Ipcor N.V. | Beneficiation of titania slag by oxidation and reduction treatment |
| US7008602B2 (en) * | 2002-04-19 | 2006-03-07 | Millennium Inorganic Chemicals, Inc. | Beneficiation of titaniferous ore with sulfuric acid |
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