CN102627321B - 一种采用钛铁氧化物直接还原得到的钛渣制备钛白粉的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明提供了一种采用直接还原新流程钛渣制备钛白粉的方法,为硫酸法钛白粉生产提供了一种新的原料,同时也为解决钒钛磁铁矿直接还原产物的下游利用打通了工艺流程。本发明采用直接还原新流程钛渣盐酸预处理新工艺,有效地去除了新流程钛渣中的铝、钙、镁、铁、铬、钒等染色元素,再将预处理后的富钛盐酸浸出渣直接用于硫酸法钛白粉生产,无需传统的冷冻除铁和浓缩除杂工艺,也不需要特殊的除铝和铬、钒工艺,不产生硫酸亚铁,更不产生难以处理的铵明矾废料及铬、钒、和硫铁渣。并且,本发明的方法中,所用的盐酸和硫酸形成完全闭路循环回用,不产生稀废酸液。

Description

一种采用钛铁氧化物直接还原得到的钛渣制备钛白粉的方法
技术领域
本发明属于钛白粉生产领域,具体涉及一种采用钛铁氧化物直接还原得到的钛渣制备钛白粉的方法。
背景技术
我国攀西地区的钛资源储量占全国储量的90%以上,该地区的钒钛磁铁矿主要是共生岩矿,其主要矿物组成和钛在各矿物中的分布分别列于表1和表2(“攀枝花地区某钒钛磁矿工艺矿物学研究”,李亮等,金属矿山,2010年No.4:pp 89~92)。
表1.攀枝花典型钒钛磁铁矿矿物组成
  矿物   钛磁铁矿   钛铁矿   硫化物   钛普通辉石等   斜长石等
  含量%   43~45   8.5~9.5   1.5~2.5   27.5~29.5   19~20
表2.攀枝花典型钒钛磁铁矿钛在各矿物中的分布
  矿物   钛磁铁矿   钛铁矿   硫化物   钛普通辉石等   斜长石等
  Ti分布率%   55.69   38.95   0.07   5.13   0.16
攀西钛铁矿中的钛只占38.95%,如采用物理方法--选矿(生产钛精矿)来回收钛,钛的理论回收率只有38.95%。目前,攀西钛的实际回收率只有13%(“攀钢钒钛磁铁矿资源综合利用现状与发展”,邓君等,材料与冶金学报,Vol.6,No.2,pp 83~86,2007)。绝大部分的钛分布在钛磁铁矿中,钛磁铁矿实际上是磁铁矿、钛铁晶石、镁铝尖晶石及少量钛铁矿片晶所组成的复合矿物相。钛铁晶石化学式为2FeO TiO2,片晶微细,厚度小于0.5微米,长达20微米,在钛磁铁矿中体积分数为25%至30%,沿磁铁矿(晶面100)切面上呈两组固溶体分解连晶。由化学物相分析可知,钛磁铁矿颗粒中以钛铁晶石形式存在的TiO2占82%至89%。由于钛铁晶石的嵌布粒度太细,在选矿过程中不可能达到单体解离,故富集于钒钛铁精矿中,随钒钛铁精矿进入高炉冶炼流程,形成高钛型高炉渣。高钛型高炉渣中的钛占攀西钛资源的50%(“攀钢钒钛磁铁矿资源综合利用现状与发展”,邓君等,材料与冶金学报,Vol.6,No.2,pp 83~86,2007)。在现有技术条件下,采用高炉流程冶炼钒钛磁铁矿,无法经济有效地回收高炉冶炼渣中的钛,只能作为废渣堆放。目前,仅攀枝花地区就已经堆存近6000万吨,每年攀钢还将产生400万吨,以致于攀西地区的巨大钛资源无法有效利用。
为了提高攀西钒钛磁铁矿中铁、钒、钛的综合利用率,早在20世纪70年代,国家就组织了钒钛磁铁矿直接还原及钒钛资源综合利用新流程科技攻关,经过几十年的技术研发、设备改进,实现工业化生产指日可待。目前,钒钛磁铁矿直接还原新流程技术主要有转底炉煤基直接还原—电炉熔分工艺、隧道窑煤基直接还原—电炉熔分工艺、车底炉气基直接还原—电炉熔分工艺以及回转窑、多管式竖炉、环形隧道窑、斜坡炉、导焰窑、微波矿炉煤基直接还原等(“攀枝花钒钛磁铁矿煤基直接还原主要工艺简介”,杨绍利等,“2011年中国直接还原铁研讨会论文集”,p124),其中可工业化的主要涉及转底炉、隧道窑和车底炉工艺。中国专利申请CN101168802A公开了“一种综合回收钒钛磁铁精矿中铁、钒、钛的方法”,具体为钒钛铁精矿钠化焙烧后水浸提钒,浸出液制得钒产品,残渣配碳后用转底炉快速还原,还原产物用电炉熔化,分离铁水和钛渣。中国专利申请CN101294242A公开了“一种从高铬钒钛磁铁矿中提取多种金属元素的方法”,将高铬型钒钛磁铁精矿经配料压球干燥后,装入转底炉直接还原,在还原过程中,通过还原温度、还原气氛等工艺参数的调节与控制,获得金属化率90%以上,含残碳0.5%至4.5%的金属化球团,将所得金属化球团装入电炉再配加球团,加入重量8%至35%的含碳还原剂进行冶炼得铁水和钛渣。中国专利申请CN101619371A公开了“一种从钒钛磁铁矿中回收钒钛铁的方法”,将矿粉、煤粉与粘结剂一起造块,在转底炉还原得到金属化产品,然后热装进入电炉溶化分离,得到含钒铁水和二氧化钛(TiO2)大于50%的钛渣。中国专利申请CN1478908公开了一种分离铁和钛制备高钛渣的方法和装置,该方法将钛精矿与煤粉、石油焦混配造球,用转底炉还原后,破碎磁选得到铁和高钛渣。中国专利申请CN101117660公开了一种用转底炉还原-磨选综合利用钒钛铁精矿的方法,将钒钛铁精矿润磨配碳造球,置于转底炉中还原,还原渣经磁选和重选,尾矿用废硫酸除杂后钠化焙烧水浸提钒,得到钛渣和五氧化二钒产品。中国专利申请CN101954487A公开了“煤基直接还原钒钛铁多金属矿制备方法和用途”,将钒钛铁精矿与还原剂混合造球后加入隧道窑,高温焙烧还原形成金属化球团,经磨选分离得铁粉和高钛渣,铁粉进一步还原熔分得五氧化二钒产品。中国专利申请CN101253277公开了矿石还原方法以及钛氧化物和铁金属化产物”,该发明方法将钛铁矿配碳造块,在隧道炉、管式炉或移动平底炉(转底炉)中分为二个阶段连续高温还原,第一阶段还原为富含氧化铁的融熔渣,进一步升温将氧化铁在熔融状态还原为金属铁珠,该熔融还原渣冷却固形后机械选矿分离金属铁,余下的为含TiO2大约85%的直接还原得到的钛渣。中国专利公开申请CN1403595公开了“煤-铁矿微波还原-电炉直接炼钢方法及设备”,将磁铁矿或赤铁矿与煤粉和溶剂混合密布在微波加热移动炉中进行直接还原,还原后的物料送入电弧炉熔炼,然后渣钢分离。
钛铁氧化物直接还原获得的钛渣为钛铁氧化物在高温作用下,采用还原剂直接将铁还原为金属铁,还原后的渣铁混合物经高温熔化分离金属铁,所得到的熔分渣是其中一种;另一种是直接还原后不经高温熔分而选矿分离金属铁所得到的渣,此两种渣因其含钛量较高,亦统称为直接还原新流程钛渣(简称新流程钛渣)。直接还原新流程钛渣主要由Ti、Mg、Si等元素的氧化物组成,物相结构分析表明,还原度适当的这种钛渣中(镁)黑钛石相占45%至55%(MgTi2O5),镁铝尖晶石(MgAl2O4)和硅酸盐相各占20%至25%,以Ti2O3为基的固溶体占2%左右。各相组成分析表明,接近90%的钛氧化物赋存在(镁)黑钛石相中(“硫酸分解攀枝花新流程钛渣制取钛白工艺技术研究”,邓国珠等,China Academic Journal ElectronicPublishing House,1994-2010)。直接还原高温熔分钛渣根据钒钛铁精矿被还原的程度不同,又分为浅还原熔分钛渣和深还原熔分钛渣两种。钒钛磁铁精矿内配碳球团直接还原以及金属化球团在电炉熔分过程中加入适量还原剂,以保证铁氧化物充分还原且还原后不被二次氧化,不另外添加过量还原剂的条件下所得的熔分钛渣为浅还原熔分钛渣。相对浅还原熔分钛渣而言,直接还原后的金属化球团在电炉熔分过程中添加过量还原剂,尽可能提高铁、钒氧化物的还原程度,尽可能将钒富集到铁水中,在这种条件下还原所得的熔分钛渣为深还原熔分钛渣(“直接还原熔分钛渣及其应用研究现状”,杨绍利等,攀枝花钒钛,2011年第3期,pp6~10)。熔分钛渣主要含钛物相均为黑钛石相,其中浅还原熔分钛渣中主要物相为黑钛石、钛铁晶石+钛铁矿及硅酸盐相,TiO2与酸溶性钛渣一样主要赋存于黑钛石和钛铁晶石+钛铁矿中,Ca、Mg、Al则在各相中均匀分布,Si主要赋存在硅酸盐相中,同时V主要赋存于黑钛石中。深还原熔分钛渣物相由黑钛石、金红石、硅酸盐相、金属铁和硫化铁组成,主要物相是黑钛石和硅酸盐相。浅还原熔分钛渣与深还原熔分钛渣主要差异之处为深还原渣的钒含量较低、硅酸盐相和金红石相含量较高。
钛铁氧化物直接还原流程的成功与否取决于其副产品钛渣的有效利用。采用钛铁氧化物直接还原获得的钛渣(新流程钛渣)为原料进行硫酸酸解制备钛白粉在理论上是可行的,但由于该钛渣杂质含量高,特别是Al、Si及钛白粉着色元素V、Cr含量高,且组成复杂,相比于由钛铁矿电炉冶炼所得酸溶性高钛渣,新流程钛渣作为硫酸法生产钛白粉遇到如下困难(“钒钛磁铁矿新流程及钛渣的利用”,陈厚生,2010年全国钛白粉行业年会论文集,pp248~251):(1)酸解条件较为苛刻,反应硫酸浓度在96%至98%;(2)钛渣中的硅、铝、钙、镁等杂质含量高,使得絮凝剂的加量以及沉降时间都有所增加;(3)钛渣中铝含量高,需要增加除铝剂的配置罐以及冷冻结晶、过滤装置;(4)钛渣中钒、铬、锰等重金属染色元素含量高,而且波动较大,因此会导致钛白粉产品质量不稳定;(5)钛渣要独立制备出合格的颜料级金红石钛白粉,对钛渣的重金属元素有一定的要求,V2O5+Cr2O3<0.7%。
从目前情况看,尚无利用钛铁氧化物直接还原获得的钛渣(新流程钛渣)直接生产钛白粉的有效技术。现有相关技术可分成四类:一类是用硫酸直接酸解该钛渣制备钛白粉;另一类是用盐酸处理该钛渣除杂后制富钛料,用于氯化法钛白和海绵钛生产;第三类是用盐酸处理高钛型高炉渣制备富钛料;第四类是先用盐酸处理钛铁矿制备富钛料,然后用富钛料进行硫酸酸解制钛白粉。第一、二类原料相同,产品不同;第一、二类与第三、四类的原料不同。
第一类、钛铁氧化物直接还原获得的钛渣硫酸酸解制钛白粉:
邓国珠等对钛铁氧化物直接还原获得的钛渣(新流程钛渣)用硫酸法制取钛白粉的研究(“硫酸分解攀枝花新流程钛渣制取钛白工艺技术研究”,邓国珠等,China Academic Journal Electronic Publishing House,1994-2010)得到了较好的酸解率,但是由于所述钛渣含有很高的铝,以该钛渣为原料制备的钛液中Al2O3的含量高达30g/l,如进行脱铝,每生产1吨钛白要产生2.5吨铵明矾(NH4Al(SO4)2·12H2O)废料。不同于石膏(CaSO4),铵明矾废料在目前的环保法下无法安全堆放,故此工艺无法工业实施。
杨保祥等对钛铁氧化物直接还原获得的钛渣(新流程钛渣)用15%至20%稀硫酸进行浸出研究(“稀硫酸浸出富集深原钛渣”,杨保祥等,钢铁钒钛,Vol.17,No.1,pp.33~36,1996年3月),效果不明显。具体表现为:(1)TiO2品位提高幅度有限,从原料55.8%TiO2处理后提高到65.87%TiO2。Al、Mg等杂质的浸出率不到10%,根本不能满足做硫酸法钛白粉原料的要求;(2)TiO2损失很高,根据原料TiO2品位不同,TiO2损失率波动在5.21%至19.67%;(3)浸出液处理难度大,废渣量也大。此工艺不经济也不可行。
前述杨绍利等用转底炉直接还原熔分钛渣进行硫酸酸解实验,由于熔分钛渣中杂质含量较高,特别是其中的Si和Al含量高,容易造成酸解后的钛液呈“果冻”现象。试验结果表明,浅还原熔分钛渣的酸解率不高,最高只有88.83%。深还原熔分钛渣的酸解率与酸溶性高钛渣相当,当酸渣比为1.5、1.6、1.8时,其酸解率分别为90.58%、91.28%、92.49%。深还原熔分钛渣酸解混合钛液的TiO2浓度比酸溶性高钛渣酸解钛液低,但接近钛精矿酸解钛液浓度,其TFe含量与酸溶性高钛渣酸解钛液接近。该文表明,酸解钛液中TiO2含量低,而Al、Mg杂质含量仍然很高,需要后续除铝及钛液提纯。
中国专利申请CN101857269A公开了一种钛铁氧化物直接还原获得的钛渣(新流程钛渣)与钛精矿混合进行硫酸酸解制备钛白粉的方法,该发明只是将新流程钛渣机械的掺入原有生产钛白粉的原料钛精矿中,从而稀释了原料中的染色元素,并没有实质地从新流程钛渣除去杂质,而且其渗入量也只有钛精矿的10%至25%,无法充分利用新流程钛渣的钛资源。
中国专利申请CN101898791A公开了一种利用钛铁氧化物直接还原获得的钛渣(新流程钛渣)制备金红石钛白粉的方法,该发明采用常规硫酸法工艺,在硫酸酸解时加入Sb2O3,然后,用FeS来沉淀钛液中Cr、V金属离子。再用硫酸铵作为除铝剂来处理钛液,生成铵明矾废料。该工艺除常规硫酸法钛白粉工艺所产生的废料外,又多产二种更难处理的废料铵明矾及含有Cr、V、FeS的渣。
第二类、钛铁氧化物直接还原获得的钛渣盐酸浸取制富钛料:
前述中国专利申请CN1478908公开了“一种分离铁和钛制备高钛渣的方法和装置”,当用攀枝花钛精矿与碳混合造球转底炉直接还原时,因还原在低于铁的熔点温度下进行,此温度下钛、钙、镁、硅不会生成复杂的化合物,有利于与后续盐酸法结合,除去高钛渣中含量较高的钙镁杂质。但该专利没有介绍用盐酸处理直接还原钛渣制备富钛料的具体方案,且制备的是用于氯化法和海绵钛生产的金红石富钛料,而非用于硫酸法的酸溶性富钛料。
200510032102.2号中国专利涉及一种“岩矿型钛铁矿精矿制取人造金红石的方法”,该方法将岩矿型钛铁精矿预热球团回转窑直接还原,还原后金属化球团经锈蚀分离,锈蚀后的含钛物料用稀盐酸浸取除杂制取人造金红石。该方法涉及用盐酸处理除杂工艺,但其制备的是用于氯化法和海绵钛生产的人造金红石,也非用于硫酸法的富钛料。
在第二类钛铁氧化物直接还原获得的钛渣(新流程钛渣)盐酸浸取制富钛料中选用高TiO2品位的钛精矿作为钛铁原料,所得钛渣含TiO2品位高,杂质低。该钛渣直接用于硫酸法钛白粉或用稀盐酸浸取除杂制取人造金红石做氯化法钛白粉的原料。但并没有报道用稀盐酸浸取新流程钛渣经除杂后所得富钛渣作为硫酸法钛白粉的原料。在实际稀盐酸浸取新流程钛渣中,盐酸对该钛渣中钛的溶解生成TiOCl2是无法避免的,TiOCl2水解生成TiO(OH)2造成二次细化,此部分TiO2无法制备适合氯化法钛白粉工艺要求的人造金红石。
第三类、盐酸处理高钛型高炉渣制备富钛料:
龚银春等将攀枝花高钛型高炉渣采用低温化学分离提取法,将含钛高炉渣中的其它主要杂质组分除去,使钛富集成可用于工业生产的富钛料。工艺分二个步骤:第一步是将5mol/L至6mol/L盐酸溶液按酸渣比为0.9至1.0的比例,在100℃下与空冷含钛高炉渣反应4小时,将主要的酸溶性组份镁、铝、钙等分离;第二步用NaOH与前面得到的主成份为钛和硅的过滤渣在碱渣比为0.5、100℃下反应2小时,将硅与钛组分分离,即得到含TiO2达73%左右的富钛料(龚银春等,《由含钛高炉渣低温酸碱法制取富钛料》,钛白,Vol.29,No.10,pp13至20)。从成本方面考虑,该工艺先酸浸后碱浸,酸、碱与水用量会增加。问题是该工艺将本来稳定可合格堆放的SiO2变成了工业废物硅酸钠(水玻璃)混合物,而且其量很大,每生产1吨钛白约要产生1至2吨硅酸钠混合物。这在工业上也是无法处理的环境问题。由于该文采用较低的盐酸浸出温度,使Ca的浸出率只有20%。
马光强等(“含钛高炉渣制备钛渣的工艺研究”,马光强等,稀有金属,Vol.34,No.3,pp467-470)在85℃至90℃下,用5mol/L盐酸浸取含20%至23%TiO2的高钛型高炉渣,获得TiO248%的富钛渣。该文采用控制反应温度与盐酸酸度的方法来限制盐酸与CaTiO3的反应,只有极少量的CaTiO3被盐酸浸出。
第四类、盐酸处理钛铁矿制备富钛料进一步硫酸酸解制钛白粉。
本发明人已获授权的201010270577.6号中国专利(公开号CN101935063A),提出了一种“高钛盐酸浸出渣及其用途”,将盐酸浸出法的中间产物,即钛铁矿经盐酸浸取制得的高钛盐酸浸出渣作为原料经硫酸法工艺制备钛白粉。本发明人提交的200910311886.0号中国专利申请(公开号CN102102149A)“用于浸取钛铁矿的浸取液、盐酸浸出法及浸出渣的应用”,提出了一种含可溶性氯化盐的钛铁矿盐酸浸取液,用于钛铁矿的盐酸浸取可显著提高其浸出效率。上述二项专利的处理对象是钛铁物料,钛铁物料包括岩型钛铁矿、风化沙型钛铁矿、改性钛铁矿及电炉高钛渣。它们的主要化学成份是钛与铁。而在化学成份上,钛铁氧化物直接还原获得的钛渣完全不同于以上二项专利定义的钛铁物料。
上述已有技术所涉及的处理物料有钛铁矿(钛精矿)、高钛型高炉渣、酸溶性高钛渣、新流程钛渣以及高钛盐酸浸出渣,其化学组份和制备工艺有所区别:
一)化学组成
表3五种处理物料的化学组成对比表
Figure BDA0000150103780000071
注:
(1)“钒钛磁铁矿新流程及钛渣的利用”,陈厚生,2010年全国钛白粉行业年会论文集,pp248~251。
(2)“从攀钢高炉渣中提取分离TiO2制备高钛渣研究”,马光强等,“四川理工学院学报”,Vol.20,No.6,PP.95~97,2007。
(3)中国专利201010270577.6,“高钛盐酸浸出渣及其用途”。
二)制备工艺
1、钛铁矿(钛精矿)是攀西钒钛磁铁矿经破碎-磨矿-磁选的尾矿再经强-磁选-浮选或重选获得的精矿,它主要含钛铁矿和少量的钛辉石、石英、金红石和其它脉石矿物。
2、高钛型高炉渣是钒钛磁铁精矿经氧化球团、高炉还原炼铁之后所得的渣。高炉渣中主要晶相是钙钛矿(CaTiO3)、镁铝尖晶(MgAl2O4)和透辉石(攀钛透辉石和富钛透辉石)(“盐酸浸出自然冷却含钛高炉渣”,熊瑶等,中国有色金属学报,Vol.18,No.3,pp 557-562)。
3、酸溶性高钛渣是钛铁矿经电炉碳还原之后所得的渣。它主要含87.6%黑钛石、2.4%钛铁矿、0.3%锐钛矿、1.3%金属铁、5.7%橄榄石/顽火辉石、2.5%硅质玻璃体和0.2%其它(“高钙镁电炉钛渣制备优质人造金红石的研究”,董海刚,中南大学博士论文,2010.5)。
4、钛铁氧化物直接还原获得的钛渣(新流程钛渣)是钛铁氧化物用还原剂直接还原后所得钛渣,包括直接还原高温熔分钛渣和选矿分离渣。直接还原(Direct Reduction)是以气体燃料、液体燃料或非焦煤为能源,在钛铁氧化物软化温度以下进行还原直接得到金属铁的方法。钛铁氧化物可以是钒钛磁铁矿、钛铁矿或二者混合物,该方法不用高炉为非焦冶炼过程。直接还原铁(Direct Reduction Iron)是一种低温下固态还原的金属铁,这种产品未经熔化仍保持矿石外形,但由于还原失氧形成大量气孔,在显微镜下观察形似海绵,因而也称为海绵铁。直接还原剂有固态与气态二种,固态还原剂包括煤、焦等,气态还原剂包括煤气、高炉气、焦炉气及天然气等。还原后的金属铁与钛渣分离有高温熔分和破碎、选矿物理分离两种方法,高温熔分还包括浅还原熔分和深还原金属化球团熔分。还原设备可以是转底炉、隧道炉、管式炉(如回转窑)、竖炉、车底炉、微波矿炉等。前述中国专利申请CN101168802A、CN101294242A、CN101619371A、CN1478908、CN101117660、CN101954487A、CN101253277、CN1403595所公开的转底炉、隧道窑、管式炉、回转窑、微波矿炉的直接还原渣,以及杨绍利等在《攀枝花钒钛磁铁矿煤基直接还原主要工艺简介》一文中所述车底炉直接还原渣都属新流程钛渣。直接还原新流程钛渣的主要物相为FeAl2O4(铁铝尖晶石),(Fe,Mg)Ti2O5(固溶铁和镁的黑钛石),Mg2TiO4(钛镁矿),Ti2O3及硅酸盐等。
5、高钛盐酸浸出渣是钛铁矿(钛精矿)、酸溶性高钛渣经盐酸浸取Fe、Ca、Mg等杂质后的渣,是由多孔疏松状的残渣和偏钛酸团聚物组成,同时含有少量的金红石和钛辉石,其中TiO2成份主要以非晶体状态存在。
这五种含钛物质虽都可做为生产硫酸法钛白粉的原料,但其组份与制备方法完全不同、导致它们是不同的物质。
综上所述,本领域目前尚无有效利用直接还原新流程钛渣生产钛白粉的工艺技术。
发明内容
本发明的目的是要解决采用钛铁氧化物直接还原获得的钛渣(新流程钛渣)清洁、高效、低成本地制备高品质钛白粉的技术问题,从而为硫酸法钛白粉生产工艺提供一种新型的改性富钛原料,以彻底打通钒钛磁铁矿直接还原流程,实现直接还原产物的下游综合利用,提高攀西地区钛资源综合利用率。
具体而言,本发明的目的是提供一种通过盐酸浸取液浸取钛铁氧化物直接还原获得的钛渣而制备富钛盐酸浸出渣,并将该浸出渣作为原料或原料之一用于硫酸酸解制备钛白粉的方法,以实现钛白粉生产流程中钛液着色金属及镁、铝等离子的低含量,显著降低酸解的硫酸消耗和钛液粘度,提高钛液纯度,减少钛液处理工序和成本,从而为硫酸法钛白粉生产工艺提供一种新型、清洁、高效、低废弃物排放的新型原料。同时,本发明的方法要实现盐酸浸取液和硫酸的循环回用,不生成硫酸亚铁(绿矾)、铵明矾以及硅酸钠混合物,从而有效降低稀硫酸和酸性废水的排放,显著提高钛白粉质量,降低生产成本。
本发明的技术方案如下:
本发明提供一种采用钛铁氧化物直接还原获得的钛渣制备钛白粉的方法,所述方法包括以下步骤:
1)混合钛铁氧化物直接还原获得的钛渣(新流程钛渣)和盐酸浸取液后进行浸出,然后将得到的浸出浆料进行固液分离以得到浸出母液和固相浸渣,所述固相浸渣经洗涤、干燥制成富钛盐酸浸出渣;浸出母液经分流焚烧和盐酸吸附循环回用;
2)将经步骤1)得到的富钛盐酸浸出渣与硫酸混合后进行加热酸解并保温熟化,冷却后用稀硫酸和/或水溶解熟化后的固相物,加入絮凝剂沉降后过滤得到低杂质钛液;
3)向经步骤2)得到的低杂质钛液中加入偏钛酸晶种,水解以沉淀偏钛酸,分离沉淀的偏钛酸并用蒸馏水或去盐水洗涤,洗涤后加入还原剂,加热使之进行漂白,然后再用蒸馏水或去盐水进行漂洗,过滤以得到低杂质偏钛酸;
4)将经步骤3)得到的低杂质偏钛酸进行盐处理、煅烧、粉碎以及后处理制得钛白粉。
其中,所述步骤1)中的钛铁氧化物直接还原得到的钛渣(新流程钛渣)为采用还原剂在还原炉中直接还原钛铁氧化物而得到的钛渣。其中,所述钛铁氧化物可以是钒钛磁铁矿、钛铁矿或二者的混合物;所述还原剂选自煤、焦、煤气、高炉气、焦炉气及天然气中的一种或多种;所述还原炉是转底炉、隧道炉、管式炉、回转窑、竖炉、车底炉或微波矿炉。
优选地,所述步骤1)中的钛铁氧化物直接还原得到的钛渣为采用还原剂在还原炉中直接还原钛铁氧化物后所得还原产物经高温熔分而得到的熔分钛渣;
优选地,所述步骤1)中的钛铁氧化物直接还原得到的钛渣为采用还原剂在还原炉中直接还原钛铁氧化物后所得还原产物不经高温熔分而采用破碎、选矿物理分离方式分离出还原获得的金属铁而得到的钛渣;
更优选地,所述步骤1)中的钛铁氧化物直接还原得到的钛渣包含以下物相:FeAl2O4、(Fe,Mg)Ti2O5、Mg2TiO4、Ti2O3及硅酸盐,且按重量百分比计,包含如下元素成份:TFe 1~7%、TiO2 43~75%、V2O5 0.2~0.7%、Cr2O3<0.4%、Al2O3 3~18%、SiO2 5~17%、CaO 1~10%、MgO 2~15%。
本发明与已公开的CN101935063A号专利和CN102102149A号专利申请的区别之一在于:盐酸浸取所用原料不同,本发明所用原料为直接还原新流程钛渣,而后两者所用原料为钛铁矿或高钛渣。
所述盐酸浸取液为含有可溶性氯化盐的盐酸复合体系溶液。优选地,所述可溶性氯化盐选自氯化铝、氯化镁、氯化钙、氯化铁、氯化铬和氯酸氧钒中的一种或多种;优选地,所述盐酸浸取液中的Al3+、Mg2+和Ca2+的总浓度为20g/L~80g/L,盐酸的浓度为13%~25%;更优选地,所述盐酸浸取液包含经再生循环回用的浸出母液。
优选地,本发明方法的步骤1)具体包括:
1-1)以1g∶1.5ml~4ml的质量体积比混合钛铁氧化物直接还原得到的钛渣与盐酸浸取液后,在小于108℃的温度下预浸出0.5~2小时,然后升温至100℃~150℃浸出1~4小时;
1-2)将浸出浆料冷却至60℃~80℃,然后将所述浸出浆料进行过滤分离以得到浸出母液和固相浸渣;以及
1-3)将所述浸出母液依据其Al3+、Mg2+和Ca2+的总浓度进行分流处理,其中将Al3+、Mg2+和Ca2+的总浓度为60g/L~100g/L、优选80g/L~90g/L作为分流标准,Al3+、Mg2+和Ca2+的总浓度大于该分流标准的浸出母液进入母液焚烧工序,Al3+、Mg2+和Ca2+的总浓度小于该分流标准的浸出母液进入盐酸再生工序以用于吸附母液焚烧的HCl气体。如以Al3+、Mg2+和Ca2+的总浓度为80g/L作为分流标准,其值在60g/L~100g/L之间,Al3+、Mg2+和Ca2+的总浓度大于80g/L的母液进入母液焚烧工序,Al3+、Mg2+和Ca2+的总浓度小于80g/L的母液进入盐酸再生工序;以及
1-4)将所述固相浸渣用水或pH小于1的酸性水洗涤,然后在低于600℃的温度下干燥2~8小时,从而得到富钛盐酸浸出渣。
优选地,在步骤1-1)中,所述预浸出在常压下进行,所述浸出在加压或常压下进行。加压浸出指浸出温度高于沸点,压力取决于温度和浸出液组成,一般小于0.4Mpa。在步骤1-1)的浸出过程中,还可以向浸出体系中加入氧化剂或含氧化剂的物料,所述氧化剂选自Fe3+、O2或钛铁矿中的一种或多种。
优选地,步骤1-4)中,将所述固相浸渣用pH<1的稀盐酸洗涤;洗涤固相浸渣后的稀盐酸可以进入盐酸再生工序;此外,所述步骤1-4)中的干燥温度低于600℃,优选为150℃~250℃。
本发明与已公开的CN101935063A号专利和CN102102149A号专利申请的区别之二在于:本发明盐酸浸取分为两个阶段,先预浸,后浸出,而后两者不分阶段直接浸出。
优选地,本发明方法步骤1)中的富钛盐酸浸出渣是多孔疏松状物质,比重在1.2~2.0之间,大部分(其重量的80%以上)为非水解浸出残渣,该残渣粒径一般在20μm~200μm之间;少部分(其重量的20%以下)为水解沉淀物,由无数个直径(D)0.1~0.3μm,长度(L)2~5μm的针状白色偏钛酸沉淀结晶团聚组成,粒径一般在2μm至6μm之间。TiO2成份主要以非晶体状态存在,其主要成分含量按重量百分比计:TFe<2%、非晶型TiO2 58%~92%、V2O5<0.3%、Cr2O3<0.1%、Al2O3<7%、SiO2<28%、CaO<2%、MgO<4%;
优选地,所述步骤1)中的富钛盐酸浸出渣其针状白色偏钛酸沉淀结晶的长(L)径(D)比大于钛铁矿盐酸浸出渣(称为高钛盐酸浸出渣)的针状白色偏钛酸沉淀结晶的长径比。
本发明与已公开的CN101935063A号专利和CN102102149A号专利申请的区别之三在于:本发明盐酸浸出后的中间产物,即富钛盐酸浸出渣的成份、结构与后两者不同,将此富钛盐酸浸出渣作为下一步硫酸酸解的中间原料也与后两者不同。
优选地,本发明方法的步骤2)具体包括:
2-1)按重量计以1.4~1.9∶1的酸渣比混合富钛盐酸浸出渣与硫酸,然后加热至180℃~240℃后搅拌5~15分钟进行酸解,之后在相同温度下熟化1~4小时,其中所述硫酸浓度按重量百分比计为80%~98%;
2-2)将反应体系冷却到低于80℃,加入低于60℃的水溶解熟化后的固相物,在40℃~70℃下溶解1~2小时,同时将溶液中TiO2的量控制在200g/L~260g/L;或者冷却到低于80℃,先加入低于60℃按重量百分比计为20%的稀硫酸,再加入水,在40℃~70℃下溶解1~2小时,同时将溶液中TiO2的量控制在200g/L~260g/L,稀硫酸和水的加入量以能满足此条件为准;以及
2-3)以10~30L∶1m3的体积比向步骤2-2)获得的溶液中加入重量百分比浓度为0.05%~0.15%的聚丙烯酰胺溶液,混合搅拌10~20分钟,静置沉降2~10小时,然后过滤,滤饼用少量热水洗涤,经沉降过滤后得到的上清液及沉降物的洗涤滤液即为低杂质钛液。
优选地,在步骤2-1)中,硫酸浓度为85%~90%;并且所述酸渣比优选为1.6比1。
优选地,本发明方法骤2)中富钛盐酸浸出渣还可与钛精矿、改性钛精矿或酸溶性高钛渣的一者或二者按一定比例混配后酸解。
优选地,本发明方法步骤2)中的低杂质钛液含Fe2+0.5g/L~6g/L、Ti3+1g/L~3g/L、Al3+2g/L~8g/L、TiO2 200g/L~260g/L;
优选地,低杂质钛液指标为:TiO2含量210g/L~230g/L;F值1.6~2.2;Fe/TiO2 0.01~0.10;Ti3+含量1.5g/L~2g/L;稳定性≥350ml/ml;固含量<30mg/L。
优选地,本发明方法的步骤3)具体包括:
3-1)向低杂质钛液中加入其以低杂质钛液中的TiO2重量计3%~6%的偏钛酸外加晶种或自生晶种,在90℃至低杂质钛液的第一沸点和第二沸点分段水解2~8小时,得到含偏钛酸的浆料;
3-2)将浆料降温到50℃至70℃,过滤得到沉淀的偏钛酸,然后用50℃~70℃蒸馏水或除盐水洗涤偏钛酸;以及
3-3)向洗涤后的偏钛酸中加入浓硫酸和Ti3+溶液,Ti3+溶液可以是氯化钛、硫酸氧钛等含Ti3+的水溶液,其加入量和加入的硫酸浓度使pH<1,Ti3+在1g/L~3g/L即可,然后在50℃~70℃保温漂白1~3小时,再用蒸馏水或去盐水漂洗,过滤得低杂质偏钛酸。
优选地,在步骤3-1)中,在加入外加晶种水解的情况下,晶种钛液F值控制在1.5~1.7;水解结束时浆料中二氧化钛的浓度控制在140g/l~180g/l;在加入自生晶种水解的情况下,自生晶种水解钛液与低杂质钛液的体积比为0.15~0.30,水解结束时浆料中二氧化钛的浓度控制在140g/l~180g/l。
此外,优选地,在步骤3-2)中,洗涤后偏钛酸中的铁含量低于500ppm;在步骤3-3)中,漂洗后偏钛酸中的铁含量低于30ppm;
在步骤3-3)的保温漂白过程中,还优选包括加入3%~6%的金红石晶种,以最终获得金红石型钛白粉。
优选地,本发明方法的步骤4)具体包括:
4-1)向低杂质偏钛酸中加入粒度和晶型控制剂,所述粒度和晶型控制剂选自钾盐、磷酸、氧化锌、硫酸铝和三氧化二锑中的一种或多种;
4-2)煅烧偏钛酸与粒度和晶型控制剂的混合物;优选地,所述煅烧偏钛酸与粒度和晶型控制剂的混合物包括以下步骤:150℃~300℃下脱水1~3小时,在550℃~750℃下脱硫1~3小时,在750℃~1050℃下使晶型转化和粒子成长1~5小时,然后经冷却后得到钛白粉初品;以及
4-3)将钛白粉初品粉碎到负325目,粉碎后经过打浆、砂磨、无机包膜、洗涤、气流干燥、有机包膜、气流粉碎处理,制得钛白粉成品。
优选地,步骤4-1)中粒度和晶型控制剂的加入量按单独加入各种具体控制剂时占偏钛酸中TiO2的重量百分比为:钾盐以K2O计为0.2%~0.6%;磷酸以P2O5计为0~0.3%;氧化锌为0.05%至0.3%;硫酸铝以Al2O3计为0.1%至0.6%;三氧化二锑为0.03%至0.1%。
本发明与已公开的CN101935063A号专利和CN102102149A号专利申请的区别之四在于:本发明硫酸酸解的中间原料富钛盐酸浸出渣与后两者硫酸酸解的中间原料高钛盐酸浸出渣的成份、结构不一样,因而在硫酸酸解过程中的工艺条件,如投料量、料酸比、温度、酸度、时间、用水量、晶种量以及酸解钛液和偏钛酸的成份都不一样,既整个硫酸酸解效果不一样,所制得的钛白粉的质量也不一样。
以下是本发明的详细描述。
本发明所述钛铁氧化物直接还原获得的钛渣制备钛白粉的方法,是将钛铁氧化物料如钛铁矿、钒钛磁铁矿或二者的混合物用还原剂在还原炉中直接将铁还原为金属铁,还原后的渣铁混合物经高温熔分或者破碎选矿分离出铁,所得渣因含钛量较高,一般钛铁矿直接还原获得的钛渣的TiO2含量在40%~60%(重量百分比),因而也称为直接还原新流程钛渣(简称新流程钛渣),将该钛渣作为原料或原料之一,经盐酸浸取除杂制得富钛盐酸浸出渣,再将该富钛盐酸浸出渣作为中间原料或原料之一,用硫酸酸解和溶解制得低杂质钛液,钛液经水解过滤制得偏钛酸,再将偏钛酸干燥、盐处理、煅烧、粉碎、后处理制得钛白粉的生产工艺流程。
包括如下步骤:
步骤一、直接还原新流程钛渣盐酸浸取制备富钛盐酸浸出渣。
将直接还原新流程钛渣和盐酸浸取液混合,先在常压下预浸,然后升温加压(或常压)浸出,浸出浆料进行固液分离,得到浸出母液和固相浸渣,浸出母液经分流焚烧和盐酸吸收再生浸取液循环回用,固相浸渣经洗涤、干燥得富钛盐酸浸出渣。
本发明所述直接还原新流程钛渣为钒钛磁铁矿、钛铁矿(包括铁精矿和钛精矿)或二者混合用还原剂直接还原后所得钛渣,还原剂可以选煤、焦、煤气、高炉气、焦炉气及天然气等一种或多种。金属铁与钛渣分离有高温熔分和破碎、选矿物理分离两种。高温熔分还包括浅还原熔分和深还原金属化球团熔分。还原炉可以是转底炉、隧道炉、管式炉、回转窑、竖炉、车底炉、微波矿炉等,其主要物相为FeAl2O4(铁铝尖晶石),(Fe,Mg)Ti2O5(固溶铁和镁的黑钛石),Mg2TiO4(钛镁矿),Ti2O3及硅酸盐等,其典型XRD(X-衍射图)见图6,新流程钛渣中的钛化合物可被盐酸或硫酸溶解,含如下成份:
表4本发明直接还原新流程钛渣成份
Figure BDA0000150103780000141
本发明所述直接还原新流程钛渣的成份组成和物相与钛铁矿(钛精矿)、高钛型高炉渣、酸溶性高钛渣以及高钛盐酸浸出渣完全不同,其区别在已有技术状况中已详细描述。
本发明所述预浸是将直接还原新流程钛渣和盐酸浸取液在反应容器中混合,在常压下进行低温预浸出,该反应是个放热反应,由于直接还原新流程钛渣含有少量单体金属铁及三阶钛,金属铁很容易被盐酸溶解,其初期放热量比盐酸与钛铁矿反应多很多(因HCl与元素铁反应放热比与铁氧化物中的铁反应放热多),有利于预浸出。预浸出的目的就是要在盐酸浸出钛化合物之前将金属铁首先浸出,预浸具有如下二个作用:
一,安全释放氢气。金属铁与盐酸有如下反应
Fe+2HCl-→FeCl2+H2                                (1)
此反应释放氢气,在常压下进行预浸出可安全处理浸出过程中产生的氢气。
二,提高钛的回收率。在直接还原新流程钛渣浸出过程中会发生如下的反应:
(Fe、Mg)Ti2O5+6HCl→FeCl2(or MgCl2)+2TiOCl2+3H2O  (2)
Mg2TiO4+8HCl----→2MgCl2+TiOCl2+4H2O              (3)
TiOCl2+H2O--→TiOOH2+2HCl                         (4)
由于金属铁的存在,金属铁会与直接还原新流程钛渣浸出过程中产生的中间产物氯酸氧钛TiOCl2发生如下反应:
2TiOCl2+Fe+4HCl----→2TiCl3+FeCl2+2H2O            (5)
若不先进行预浸,尽可能地把铁除去,而是直接进行浸出,则会因TiCl3很难水解,留存于浸出母液中使钛流失,从而降低钛回收率,因此预浸能提高钛的回收率。
本发明所述的“浸出”是将预浸之后的矿浆继续升温至浸出温度,浸出所有可被盐酸溶解的杂质元素,其中硅酸盐物质不被盐酸浸出而留在浸出渣中。本发明与马光强等用盐酸处理高钛型高炉渣制备钛渣的工艺有所区别,首先,这是用盐酸处理的两种不同物质,其次,他们采用控制反应温度与盐酸酸度的方法来限制盐酸与CaTiO3的反应,只有极少量的CaTiO3被盐酸浸出。而本发明则尽量提高反应温度与盐酸酸度让新流程钛渣中的可酸溶杂质溶解,包括CaTiO3等Ti化合物,溶解的Ti再通过控制温度、盐酸酸度、离子强度等方法使溶解的Ti水解返回渣中,由此来提高Ti的回收率。在此浸出过程中,除反应(2)和(3)继续发生外,还有如下主反应:
(Fe、Mg)Ti2O5+2HCl-----→FeCl2(or MgCl2)+2TiO2+H2O   (7)
Mg2TiO4+4HCl----→2MgCl2+TiO2+2H2O                   (8)
FeAl2O4+8HCl-----→FeCl2+2AlCl3+4H2O              (9)
TiOCl2+2H2O-----→TiO(OH)2(或TiO2·H2O)+2HCl      (10)
Ti2O3+6HCl----→2TiCl3+3H2O                       (11)
TiCl4+3H2O-----→TiO(OH)2(或TiO2·H2O)+4HCl       (12)
CaTiO3+2HCl----→2CaCl2+TiO2+H2O                  (13)
由于新流程钛渣含有较高的金属铁与三价钛化合物,导致新流程钛渣盐酸浸出母液中三价钛含量较高,从而降低了钛的回收率。为了提高钛的回收率,可采用在浸出过程中加氧化剂或含有氧化剂的物料,使三价钛氧化为四价钛。
本发明所述“固液分离”包括:直接还原新流程钛渣经盐酸浸出之后,铝、镁、铁、钙等杂质进入溶液TiO2留在固相中。固液分离是用来分离浸出后的固体产品(富钛盐酸浸出渣)与浸出母液,固液分离方式为浓缩、离心分离、过滤、压滤、沉降等。过滤是最常用的固液分离方式,由过滤所得的液体称为浸出母液,浸出母液含有较高的氯化铝和氯化镁,可全部或部分进入焚烧,多余部分进入盐酸再生。
本发明所述“洗涤与干燥”包括:在过滤的滤饼中,或多或少地以机械方式或化学方式夹带着杂质,如MgCl2、AlCl3、CaCl2、FeCl2等。洗涤是降低滤饼中杂质的有效方法之一,洗涤可用水,但稀盐酸更有效。洗涤所得的液体称之为洗涤滤液,其所含氯化盐浓度较低直接进入盐酸再生后返回浸出。洗涤后的滤饼经干燥后即为富钛盐酸浸出渣。干燥温度应低于生成金红石型二氧化钛的温度,一般应控制在低于600℃,温度过高会生成金红石,影响富钛盐酸浸出渣的硫酸酸解率。
本发明所述“富钛盐酸浸出渣”为直接还原新流程钛渣经盐酸浸出后比表面很大的多孔疏松状物质,TiO2以浸出残渣为主,针状偏钛酸团聚物为辅。TiO2成份主要以非晶体状态存在,非晶型TiO2含量58%至92%,全铁含量不大于2%,比重为1.2至2.0(GB175-2007水泥比重测定方法)。其主要成份含量范围见表5,其典型化学组成见表6:
表5本发明富钛盐酸浸出渣的主要成份含量
Figure BDA0000150103780000161
表6本发明富钛盐酸浸出渣典型化学组成
本发明富钛盐酸浸出渣为白色、浅黄或浅灰色颗粒,其物相组成为二部分,参见附图2至图5的电镜(SEM)照片:
其中大部分为铁、铝、钙、镁等杂质被浸出,而钛未被浸出的非水解浸出残渣,大约占其重量的80%以上,钛仍留在原有化合物的晶格位置,浸出后的钛化合物为非晶型,并形成多孔疏松状残渣。其外貌原型与浸出前的新流程钛渣相似,粒径基本不变,其大小取决于新流程钛渣浸出前的破碎程度,一般在20μm至200μm之间。参见附图2与附图3中的大颗粒部分。
另外,少部分为粒径在2μm至6μm的水解沉淀团聚体(aggregates),大约占其重量的20%以下,这些团聚体为钛被浸出后又水解返回的偏钛酸沉淀物,是由无数个直径(D)0.1至0.3μm,长度(L)2至5μm的针状白色偏钛酸沉淀结晶组成。相比于钛铁矿盐酸浸出渣(高钛盐酸浸出渣)的针状白色偏钛酸沉淀结晶,本发明的针状白色偏钛酸沉淀结晶的长(L)径(D)比大于钛铁矿盐酸浸出渣的针状白色偏钛酸沉淀结晶的长(L)径(D)比。其原因在于本发明浸出母液中的Al3+、Mg2+离子比较高,而二价铁低,几乎无三价铁的存在,其离子组成有别于钛铁矿盐酸浸出母液。参见附图4与附图5中小颗粒和大颗粒表面的小颗粒。
本发明所述的“盐酸浸取液”为含有可溶性氯化盐的盐酸复合体系溶液,优选浸出母液循环回用。盐酸浸出母液经分流焚烧回收盐酸,母液中的金属离子以氧化物形式被焚烧析出,生成的焚烧固体是以Al2O3,MgO,Fe2O3等为主的氧化物混合物,可作制砖或水泥原料。盐酸浸取矿浆经固液分离,所得固体经洗涤、干燥为富钛盐酸浸出渣,可直接用于现有硫酸酸解制备钛白粉。
本发明所述“母液焚烧”是将固液分离的部分或全部盐酸浸出母液在焚烧炉中进行母液焚烧,优选浸出母液经分流后部分焚烧。浸出母液的焚烧是一个氯化物水解和金属氢氧化物分解的过程:
2FeCl2+2H2O+1/2O2-----→Fe2O3+4HCl                (16)
2FeCl3+3H2O-----→Fe2O3+6HCl                      (17)
MgCl2+H2O----→MgO+2HCl                           (18)
2AlCl3+3H2O-----→Al2O3+6HCl                      (19)
浸出母液经焚烧生成氯化氢气体和含有三氧化二铝、三氧化二铁、氧化镁等成份的固体颗粒,固体颗粒从炉底排除,废气进入下一吸收盐酸气体的盐酸再生工序。
本发明所述“盐酸再生”是将母液焚烧产生的盐酸废气通过二级或三级吸收塔使氯化氢从废气中分离出来,从而循环回用的过程。浸出母液在焚烧炉中经高温焚烧后,含有氯化氢气体的废气从焚烧炉顶部排除,依次通过一、二或三级吸附塔的底部与吸附液进行逆流吸附;与废气运行方向相反,吸附液则依次通过二级、一级(或三、二、一级)吸附塔的顶部喷淋而下吸附从下而上的盐酸废气。氯化氢气体吸附液可以是清水、或稀盐酸、或是分流出的部分浸出母液和洗涤滤液的混合液,优选该混合液循环回用。经吸附后的尾气根据环保要求在第二级吸收塔后排放至大气或再经第三级吸收塔(中和塔)处理后排放至大气。
步骤二、富钛盐酸浸出渣硫酸酸解制备钛液。
将步骤一所得富钛盐酸浸出渣与一定浓度的硫酸按一定比例混合,加热在一定温度条件下酸解并保温熟化,将成熟后的固相物用稀废硫酸和水溶解,经沉降过滤得低杂质钛液。
本发明所述“硫酸酸解”是将80%至98%的硫酸与富钛盐酸浸出渣按1.4至1.9比1的酸渣比在酸解容器中混合,加热至到180℃至240℃后控制加热,保温并搅拌进行酸解,酸解后粘稠状固态混合物置于180℃至240℃中熟化1至4小时,保温熟化的目的是让反应得以充分进行。经酸解后的富钛盐酸浸出渣生成硫酸氧钛或(和)硫酸钛固溶体。富钛盐酸浸出渣还可以与钛铁矿、钛精矿、改性钛精矿或酸溶性高钛渣的一者或二者混合用于硫酸酸解制备钛白粉。其工艺流程如图1。本发明所用硫酸,部分或大部分来自于循环再生硫酸,98%浓硫酸直接补加于酸解容器中,补加的98%浓硫酸用于平衡流程中硫酸的损失及调节酸解的硫酸浓度。
本发明所述“溶解”是将硫酸酸解后的硫酸氧钛/硫酸钛固溶体粘稠状混合物自然冷却,在酸解容器中加温水或稀硫酸,搅拌至固态混合物溶解于水或稀硫酸的过程。硫酸氧钛/硫酸钛进入溶液,剩余不被硫酸酸解的固体物称之为酸解渣。在硫酸氧钛/硫酸钛固溶体溶解过程中,为了防止硫酸氧钛的水解,应对溶解过程中的固液比,自由硫酸的浓度及温度等进行过程控制。
本发明所述“固液分离”是将经溶解后,含有硫酸氧钛/硫酸钛的混合浆料进行沉淀、过滤或压滤,使酸解渣从钛液中分离的过程。在固液分离中可加入适当的絮凝剂,沉降一段时间,絮凝剂优选聚丙烯酰胺(PAM)。经沉淀、过滤或压滤后,获得不含固的钛液,适当控制絮凝剂用量、温度、洗涤水用量,可获得清纯的低杂质钛液,此钛液含0.5至6g/l Fe2+、1至3g/LTi3+、2至8g/l Al3+、200至260g/l TiO2。其典型钛液主要化学组成如下表7所示。
表7、典型钛液主要化学组成
Figure BDA0000150103780000191
分离出的固体部分就是以大部分白色硅酸盐、硫酸钙为主要成份,同时含有少量黑色物质的硫酸酸解渣。渣的主要成份为硅酸盐、硫酸钙等,这部分渣与传统硫酸法一样,可用于制水泥或渣砖。其典型主要化学组成如表8所示。
表8典型酸解渣主要化学组成
直接还原新流程钛渣、富钛盐酸浸出渣以及其硫酸酸解渣的X衍射谱图见附图6至图8。附图6是一种直接还原新流程钛渣的X衍射(XRD)图谱,本发明并不局限于此XRD的组成。本领域的技术人员都会认识到直接还原新流程钛渣的具体成份组成受所用原料的成份、工艺过程、设备等因素的影响。附图7是富钛盐酸浸出渣的X衍射(XRD)图谱,本发明并不局限于此XRD的组成。由X衍射特性可知,非晶物质无X衍射峰。将图7与图6相比,某些峰消失和峰值发生变化,说明盐酸浸出了直接还原新流程钛渣中的某些物质。附图8是本发明硫酸酸解渣的X衍射(XRD)图谱,本发明并不局限于此XRD的组成。
步骤三、钛液水解得偏钛酸。
将步骤二所得低杂质钛液加晶种水解得偏钛酸,用一定温度的蒸馏水或去盐水进行洗涤,洗涤后加入还原剂,加热使之反应进行漂白,漂白后再用蒸馏水或去盐水进行漂洗得低杂质偏钛酸。
本发明所述“水解”是硫酸钛和/或硫酸氧钛在一定温度、酸度、离子强度和晶种存在的条件下发生水解反应沉淀成偏钛酸的过程。具体化学反应方程式如下所示:
TiOSO4+2H2O----→TiO(OH)2+H2SO4                 (14)
或Ti(SO4)2+3H2O----→TiO(OH)2+2H2SO4            (15)
由于钛液中含有三价的钛,钛液的水解无需或加少量还原剂(如铝粉或铁粉),采用外加晶种或自生晶种水解,晶种加入量为钛液按其TiO2重量百分比计的3%至6%,加入金红石型晶种生产金红石型钛白粉,加入锐钛型晶种生产锐钛型钛白粉,根据产品需要而定。在90℃至钛液第一沸点和第二沸点分段水解2至8小时,得偏钛酸浆料,水解后的固液混合浆进入固液分离。
钛液经水解后,降温到50℃至70℃,钛以TiO(OH)2沉淀混在稀硫酸溶液中,本发明所述固液分离是从稀硫酸溶液中分离TiO(OH)2的沉淀,过滤加洗涤不仅是固液分离过程,而且也是偏钛酸(TiO(OH)2)除杂提纯过程,为了避免三价铁的沉淀,过滤与洗涤须在酸性和还原状态进行,尽量防止三价铁的存在,具体措施是过滤后用50℃至70℃蒸馏水或除盐水洗涤,向洗涤后的偏钛酸中加入浓硫酸和Ti3+溶液,加热使其反应,在50℃至70℃保温漂白1至3小时,将Fe3+还原为Fe2+,再用蒸馏水或去盐水漂洗,然后再过滤,滤饼即为低杂质偏钛酸,进入煅烧工序。滤液为稀硫酸溶液称为稀酸溶液进入蒸发浓缩工序。
步骤四、低杂质偏钛酸盐处理、煅烧、粉碎、后处理制钛白粉。
本发明所述“盐处理”是向低杂质偏钛酸中加入粒度和晶型控制剂,如钾盐、磷酸、氧化锌、氧化锡、硫酸铝、三氧化二锑中的一种或几种进行粒度和晶型控制处理。
本发明所述“煅烧”是在管式炉(如回转窑)中加热脱水、脱硫、二氧化钛晶型转化和粒子生长过程。煅烧不仅是偏钛酸转换成指定晶型的TiO2(如金红石型、锐钛型)的过程,也是成品钛白粉粒度大小与分布的控制过程,在此过程中,前述粒度和晶型控制剂的加入就是为了控制粒度和晶型转化。
本发明所述“粉碎和后处理”,是根据钛白粉的用途不同,进行不同的表面处理。表面处理包括研磨、表面包膜、洗涤、喷雾干燥与气磨粉碎等步聚,例如,硅与铝包膜是最普通的。经煅烧后的钛白粉颗粒团聚在一起,颗粒之间在煅烧过程中会产生晶体生长连接,经研磨不仅使钛白粉团聚打散而且也可打断颗粒之间因晶体生长连接。一般将煅烧后的钛白粉初品粉碎到负325目,粉碎后的物料经过打浆、砂磨、无机包膜、过滤洗涤、气流干燥、有机包膜、气流粉碎等环节处理,制得钛白粉成品。
本发明所述的“稀废硫酸浓缩回用”,采用现有硫酸浓缩工艺技术处理,包括负压加热浓缩、冷却结晶及固液分离。
本发明的技术方案可进一步详细描述如下,但不用于限制本发明的范围。
盐酸预浸和浸出
本发明所述的钛铁氧化物直接还原获得的钛渣(直接还原新流程钛渣)是钛铁氧化物用还原剂直接还铁原后所得钛渣,钛铁氧化物可以是钒钛磁铁矿、钛铁矿或二者混合物,还原剂可以选煤、焦,煤气、高炉气、焦炉气及天然气等一种或多种。还原后的金属铁与钛渣分离有高温熔分和破碎、选矿物理分离两种方法。高温熔分还包括浅还原熔分和深还原金属化球团熔分。还原炉可以是转底炉、隧道炉、管式炉、回转窑、竖炉、车底炉、微波矿炉等。包括中国专利公开号CN101168802A公开的《一种综合回收钒钛磁铁精矿中铁、钒、钛的方法》、中国专利公开号CN101294242A公开的《一种从高铬钒钛磁铁矿中提取多种金属元素的方法》、中国专利公开号CN101619371A公开的《一种从钒钛磁铁矿中回收钒钛铁的方法》、中国专利公开号CN1478908公开的《一种分离铁和钛制备高钛渣的方法和装置》、中国专利公开号CN101117660公开的《一种用转底炉还原-磨选综合利用钒钛铁精矿的方法》、中国专利公开号CN101253277公开的《矿石还原方法以及钛氧化物和铁金属化产物》所述的转底炉直接还原钛渣;也可以是隧道炉(窑)直接还原钒钛磁铁矿所得熔融金属化团块经电炉熔分或机械分选后的渣,包括中国专利公开号CN101954487A公开的《煤基直接还原钒钛铁多金属矿制备方法和用途》和中国专利公开号CN101253277所述的渣;还可以是管式炉(如回转窑)、斜坡炉、车底炉、竖炉、微波矿炉等直接还原钒钛磁铁矿所得熔分渣,包括中国专利公开号CN1403595公开的《煤-铁矿微波还原-电炉直接炼钢方法及设备》和杨绍利等在《攀枝花钒钛磁铁矿煤基直接还原主要工艺简介》一文中介绍的直接还原法所得渣。
本发明所述直接还原新流程钛渣盐酸预浸和浸出包括:
A、浸取液配制。本发明所述盐酸浸取液为含有氯化铝、氯化镁、氯化钙、氯化铁、氯化铬、氯酸氧钒等可溶性氯化盐的盐酸复合体系溶液。浸取液可外加氯化盐配制,也可由含有铝、镁、钙离子的回收盐酸与新补加的盐酸混合而成,浸取液中的自由盐酸浓度为13%至25%,Al3++Mg2++Ca2+浓度为20g/l至80g/l,同时还含有铁、钒、铬等离子。浸取液中的盐酸主要来自于本发明工艺流程的再生盐酸,浸取液中的Al3+、Mg2+、Ca2+等离子优选来自于循环返回的浸出母液,即优选浸取液来自于浸取系统的盐酸浸出母液再生循环回用。浸取液中其它杂质(铁、钒、铬等)的浓度取决于所处理新流程钛渣的杂质含量。
B、预浸。混合新流程钛渣(XRD图见图6)与浸取液在常压下预浸,新流程钛渣质量(克)与浸取液的体积(毫升)比为1g∶1.5ml至4ml,盐酸浓度为13%至25%,将浸取液注入浸出反应器与新流程钛渣混合,预浸在常压反应容器中进行,是个放热过程,反应中有氢气和热量产生,同时物质有体积膨胀,放热量多少取决于新流程钛渣中金属铁的含量,通过预浸将金属铁先浸出,预浸的温度小于108℃,浸出时间0.5至2小时。根据物料放热特性来决定预加热浸取液,一般预加热浸取液至30℃至50℃,但预浸的温度一定要小于108℃。
C、浸出。预浸后,采用直接通入蒸汽或间接加热的方式升温浸出,保持并控制浸出反应酸度为13%至25%,温度为100℃至150℃,反应1至4小时。浸出一般在压力容器中进行,压力由对应温度来控制,但也可在常压条件下完成。加压浸出指浸出温度高于沸点,压力取决于温度和浸出液组成,一般小于0.4Mpa。预浸与浸出可在压力容器中分二步完成,也可在二个容器中分别完成。本发明采用较高的盐酸浸出温度,与龚银春等低温处理高钛型高炉渣有所区别,其目的在于浸取能与Ti生成化合物(CaTiO3、MgTi2O5)的Ca、Mg等杂质。由于直接还原新流程钛渣含有较高的金属铁与三价钛化合物,导致新流程钛渣盐酸浸出母液中三价钛较高(达1至3g/l),很难水解返回固相浸渣中,降低了钛的回收率。为了提高钛的回收率,本发明采用预浸和在浸出过程中加氧化剂或含有氧化剂的物料,优选Fe3+、O2或钛铁矿,使三价钛氧化为四价钛。
D、固液分离。浸出浆料经过滤得浸渣滤饼和浸出母液,滤饼经洗涤、干燥所得固体即为酸溶性的富钛盐酸浸出渣(XRD图见图7)。过滤时,需将反应浆料先冷却至60~80℃再进行过滤,冷却的温度取决于所选用的过滤设备,冷却溫度对工艺无影响。过滤可采用任何一种形式,如真空抽滤、压滤、沉降或离心分离均可。洗涤是清除富钛盐酸浸出渣中杂质离子的有效方式之一,洗涤可用水,优选pH<1的酸性水,酸性水的选用主要考虑洗涤效果,以不在滤饼中产生氢氧化物为准,更优选pH<1,重量百分浓度为0.37%的稀盐酸。干燥时,控制温度低于600℃,干燥时间2~8小时,温度过高,可能产生人造金红石或锐钛型TiO2而不能被硫酸溶解,优选控制温度在150℃至250℃之间。
本发明所述富钛盐酸浸出渣为比表面很大的多孔疏松状物质,TiO2以浸出残渣为主,针状偏钛酸团聚物为辅,TiO2成份主要以非晶体状态存在,非晶型TiO2含量58%至92%,全铁含量不大于2%,比重为1.2至2.0(GB175-2007水泥比重测定方法)。其典型成份含量见表5。非水解浸出残渣外貌原型与浸出前的新流程钛渣相似,粒径基本不变,其大小取决于新流程钛渣浸出前的破碎程度,一般在20μm至200μm之间;针状偏钛酸团聚物由无数个直径0.1至0.3μm,长度2至5μm的针状白色偏钛酸沉淀结晶组成,粒径一般在2μm至6μm之间。
本发明采用盐酸预处理新流程钛渣,Fe,Ca,Mg,Al,V,Cr等杂质的浸出率分别可达到88%,92%,82%,73%,67%和76%,可有效地去除新流程钛渣中的杂质元素,为硫酸法钛白生产提供了一种高品质的新型原料—富钛盐酸浸出渣。
E、母液分流。步骤D浸出浆料的过滤和滤饼的洗涤时,所得的浸出母液按离子浓度不同分别收集于二个不同的容器中,以浸出母液中Al3++Mg2++Ca2+的离子总浓度为区分标准进行分流处理,一般控制在60g/l至100g/l,优选80g/l至90g/l。大于该浓度的浸出母液去母液焚烧,小于该浓度的浸出母液/稀浸出母液去盐酸再生,用于吸附母液焚烧出的HCl气体。如以80g/L母液为例,其值在60g/L~100g/L之间,大于80g/L的母液进入母液焚烧工序,小于80g/L进入盐酸再生工序。
母液焚烧与盐酸再生
F、浸出母液焚烧。是将固液分离的部分或全部盐酸浸出母液在焚烧炉中进行母液焚烧,优选浸出母液经分流后部分焚烧。浸出母液的焚烧是一个氯化物水解和金属氢氧化物分解的过程,焚烧的目的主要是回收盐酸。具体实施办法是对固液分离过程中的浸出母液按Al3++Mg2++Ca2+的浓度分流收集,浸出母液的焚烧量由浸出母液中的主要杂质组份Al3++Mg2++Ca2+的平衡所决定,即新流程钛渣浸取过程中进入系统的Al、Ca和Mg总量等于由焚烧浸出母液排除的Al、Ca和Mg总量,余下浸出母液直按或间接返回浸取工序。焚烧浸出母液的体积与浸出母液中Al、Ca和Mg离子浓度成反比,浸出母液中Al、Ca和Mg离子浓度越高浸出母液焚烧的体积越少。浸出母液从炉顶由酸枪喷嘴以雾状进入炉中,而煤气和空气在炉子中部以切线方向进入炉内,浸出母液在炉子中部由于高温发生水解和分解反应,生成氯化氢气体和以三氧化二铝、氧化镁为主并含有氧化铁、氯化钙等的固体颗粒。大部分固体颗粒因重力作用落到炉子底部,并从炉子底部排出,小部分固体颗粒随着氯化氢气体、水蒸气及煤气燃烧后产生的废气,被风机从炉顶部抽出,经除尘后大部分返回炉内。废气进入下一吸收盐酸气体的盐酸再生工序。本发明浸出母液焚烧温度为500℃至820℃,焚烧炉顶部炉气出口温度为370℃至450℃。
G、盐酸再生。本发明所述的盐酸再生是将母液焚烧产生的盐酸废气通过二级或三级吸收塔吸收使氯化氢从废气中分离出来,从而循环回用的过程。整个过程在二级或三级吸收塔中完成,从焚烧炉来的含有氯化氢气体的废气首先进入一级吸收塔的底部,经过支撑填料的栅板,在填料层的空间迂回上升,再由一级吸收塔的顶部排出,然后,再进入二级吸收塔的底部进一步吸收废气中的氯化氢气体,最后,再由二级吸收塔的顶部排出。根据环保要求决定废气在二级吸收塔后直接排放至大气或再经三级废气处理后排放至大气。
与废气运行方向相反,氯化氢气体吸附液从第三级吸收塔的顶部喷淋而下收集于底部,再泵至第二级吸收塔的顶部喷淋进一步吸收废气中的氯化氢气体,用同样的联接方式进入第一级吸收塔,回收氯化氢由第一级吸收塔底部排出。氯化氢气体吸附液可以是清水、或是稀盐酸、或是稀浸出母液,稀浸出母液由分流出的部分浸出母液、洗涤工序的洗涤滤液、补加水或稀盐酸组成,此三种盐酸气体吸附液可单独使用也可混合使用,优选稀浸出母液循环回用。稀浸出母液经二级和一级吸收塔吸附后,在一级吸附塔底部排除的溶液称之为循环稀浸出母液,再泵至浸取液配制工序实现循环回用,第三级吸收塔和第二级吸收塔串联成一体用水或稀盐酸吸附。
H、废气处理。废气的进一步处理取决于环保要求与工艺条件,可在二级吸收塔后直接排放至大气,也可再经第三级中和塔处理后排放至大气,废气处理可采用水或碱性溶液作为吸收剂以达到废气排放标准。
硫酸酸解与溶解
取本发明所述富钛盐酸浸出渣与硫酸混合酸解与溶解,具体包括:
I、酸解。将硫酸与富钛盐酸浸出渣在酸解容器中混合,其中酸渣比以重量计为1.4至1.9∶1,优选1.6∶1;加热至180~240℃后,控制加热让反应进行并保持其反应温度;搅拌5至15分钟以利于反应完全进行,搅拌的目的在于让反应进行到底和固酸充分混合。由于新流程钛渣成份变化较大,故酸渣比同样随富钛盐酸浸出渣的成份变化而变化。本发明富钛盐酸浸出渣硫酸酸解还可与钛铁矿、钛精矿、改性钛精矿或酸溶性高钛渣的一者或二者按一定比例混配后酸解。富钛盐酸浸出渣是多孔物质,比表面很大,酸渣混合即得粘稠状浆料,反应后得到粘稠状固态混合物,为硫酸氧钛或(和)硫酸钛固溶体。酸解所用硫酸浓度按重量百分比计为80%至98%,优选硫酸浓度为85~90%,部分或大部分来自于循环再生硫酸,补加浓硫酸(98%)用于平衡流程中硫酸的损失及调节酸解硫酸浓度。由于受稀硫酸浓缩回收工艺与设备的限制,传统工艺回收硫酸有一极限浓度,故酸解硫酸浓度决定了稀硫酸浓缩回收率,即酸解硫酸浓度越低可利用的稀硫酸越多。本发明富钛盐酸浸出渣的酸解硫酸浓度与钛精矿相当,在85%至90%左右,比酸溶性高钛渣酸解硫酸浓度(91%至93%)低,因而有利于下一步稀硫酸浓缩回用。
J、溶解。将酸解后的粘稠状固态混合物置于180~240℃的温度条件下熟化1至4小时,熟化即是将酸解产物--粘凋状固态混合物进一步进行酸解反应。将反应体系冷却到低于80℃,加温水,水温低于60℃,约为40℃至60℃,加水量为硫酸体积的2至3倍,以控制钛液含TiO2在200g/L至260g/L为准,加水是为了将硫酸氧钛和硫酸钛溶解于水中。除了加温水,也可以加入适量温度低于60℃,在40℃~60℃之间,重量百分浓度为20%稀硫酸将所有固态化合物溶解于稀硫酸中。然后再加水,水量按240g/L TiO2来计算。其浸出溶解温度为40℃至70℃最佳,浸出溶解温度高于85℃有可能发生硫酸钛和硫酸氧钛水解成偏钛酸沉淀而损失于浸渣中,而浸出溶解温度低于40℃其溶解速度太漫。浸出溶解时间为1至2小时。其中,冷却至低于80℃后再加温水其主要原因是硫酸遇水是放热反应,如不冷却有可能局部温度高于85℃而发生钛液水解影响溶解率。水与反应物混合温度太高或局部酸度太低会导致钛液水解,故所加温水温度约为40℃至60℃。稀硫酸和水的加入量以控制钛液含TiO2在200g/L至260g/L为准。搅拌至固态混合物溶解,过滤得低杂质钛液。该钛液为硫酸氧钛和硫酸钛的混合物。
固液分离
K、沉降。向钛液中加入重量百分比浓度为0.05%至0.15%的聚丙烯酰胺沉降剂溶液,加入比例为10L/m3至30L/m3钛液,混合搅拌10至20分钟,静置沉降2至10小时。
L、过滤。将钛液过滤,滤饼用少量热水洗涤,经沉降过滤后得到的澄清钛液及沉降物(滤饼)的洗涤滤液即为低杂质钛液。低杂质钛液含0.5g/L至6g/L Fe2+、1g/L至3g/L Ti3+、2至8g/l Al3+、200g/L至260g/L TiO2。优选地,低杂质钛液指标为:TiO2含量:210至230g/l;F值:1.6至2.2;Fe/TiO2:0.01至0.10;Ti3+含量:1.5至2g/l;稳定性≥350ml/ml;固含量<30mg/l。此钛液不需浓缩和调整铁钛比,可直接进行水解。滤饼经干燥后得酸解渣(XRD图见图8)。
水解
水解方法可以为外加晶种水解或自生晶种水解。
M、外加晶种水解。当采用外加晶种水解时方法如下:首先制备晶种,按照所需水解的低杂质钛液以其TiO2重量计3%~6%计量晶种钛液,将晶种钛液加热至80℃至90℃;液碱(NaOH)浓度为8%至10%,液碱量按照将晶种钛液F值(F=有效酸浓度/二氧化钛浓度)中和至1.5至1.7计算,将液碱加热至80℃至90℃;在2至5分钟内将晶种钛液放入液碱中,升温至94℃至98℃,保温5至15分钟,晶种即制备完毕。快速将晶种放入此前已升温至94℃至98℃的低杂质钛液中,搅拌10至30分钟,混合均匀。在20至40分钟内将钛液加热至第一沸点,继续加热保持沸腾,直至变灰点出现,停止加热30至60分钟;然后在20至40分钟内加热至第二沸点,继续加热保持沸腾120至300分钟,两次加热至沸点的目的是让TiO2水解并保温控制其粒度。在此过程中连续均匀加入稀释水,使水解结束时浆料二氧化钛浓度在140g/l至180g/l范围内。
N、自生晶种水解。当采用自生晶种水解时方法如下:底水(自身晶种水解钛液)与钛液体积比为0.15至0.30,即相当于向低杂质钛液中加入其以TiO2重量计3%~6%的自生晶种,底水加热至94℃至98℃,钛液加热至94℃至98℃,在14至24分钟内将钛液匀速加入至底水中,当钛液向底水中加入的第3至5分钟,开始加热钛液,在30至40分钟内加热至第一沸点,继续加热保持沸腾,直至变灰点出现,停止加热30至60分钟;然后在20至40分钟内加热至第二沸点,继续加热保持沸腾120至300分钟,在此过程中连续均匀加入稀释水,使水解结束时浆料二氧化钛浓度在140g/l至180g/l范围内。
水解结束得到的浆料即为偏钛酸。
水洗、漂白、漂洗
O、水洗。将偏钛酸降温至50℃至70℃,过滤后用50℃至70℃蒸馏水或除盐水洗涤,使偏钛酸的铁含量降至500ppm以下。与传统工艺比较,由于钛液铁钛比较低,偏钛酸中的铁含量较低,此过程洗涤时间较传统工艺缩短,用水量降低。
P、漂白。水洗结束,将偏钛酸打浆至二氧化钛浓度为300g/l至400g/l,按偏钛酸浆料以二氧化钛重量计为100~200g/kgTiO2加入98%的浓硫酸,再按照0.5g/l~1.0g/l含量加入Ti3+溶液,在50℃至70℃保温反应1至3小时,将Fe3+还原Fe2+,Ti3+溶液可以是氯化钛、硫酸氧钛等含Ti3+的水溶液,其加入量使Ti3+在1g/L~3g/L即可。如果生产金红石型钛白,在此还需加入3%至6%金红石晶种。
Q、漂洗。漂白结束后,将偏钛酸过滤,用50℃至70℃蒸馏水或除盐水洗涤,漂洗后的低杂质偏钛酸的铁含量低于30ppm为合格。同水洗相似,此过程洗涤时间较传统工艺缩短,用水量降低。
盐处理、煅烧
R、盐处理。经洗涤合格的偏钛酸加入钾盐、磷酸(H3PO4)、氧化锌(ZnO)、氧化锡(SnO)、硫酸铝、三氧化二锑中的一种或几种进行粒度和晶型控制处理。钾盐可以为氢氧化钾(KOH)、硫酸钾、碳酸钾中的一种。优选地,按单独加入各种具体控制剂时占偏钛酸中TiO2的重量百分比计,其加入范围:钾盐(以K2O计)为0.2%至0.6%;磷酸(以P2O5计)为0至0.3%;氧化锌为0.05%至0.3%;硫酸铝(以Al2O3计)为0.1%至0.6%;三氧化二锑为0.03%至0.1%。
S、煅烧。将偏钛酸在一定温度和相应停留时间下进行煅烧。优选地,其控制温度和停留时间为:150℃至300℃下脱水1至3小时,在550℃至750℃下脱硫1至3小时,在750℃至1050℃下晶型转化和粒子成长1至5小时,经冷却后得到钛白粉初品。
粉碎、后处理
T、粉碎。将煅烧料粉碎到负325目,以满足砂磨机给料要求,增加处理量。
U、后处理。后处理的工艺与传统硫酸法一致,粉碎后的物料经过打浆、砂磨、无机包膜、洗涤、气流干燥、有机包膜、气流粉碎等环节处理,提高钛白粉的耐候性和分散性,最后包装成为产品。
稀废硫酸蒸发浓缩。
洗涤滤液为稀硫酸溶液(称为稀酸溶液)进入蒸发浓缩工序,其具体处理工艺过程采用传统硫酸法钛白的废酸浓缩工艺。
与现有技术相比,本发明具有以下优点:
一、本发明采取盐酸预处理新流程钛渣工艺,可有效除去新流程钛渣中的铁、钙、镁、铝、钒、铬、锰等杂质(Fe,Ca,Mg,Al,V,Cr杂质的浸出率分别可达88%,92%,82%,73%,67%和76%),为硫酸法钛白粉生产提供了一种高品质新型原料,尤其是采用先低温预浸除铁,后升温浸出进一步除去铝、钙、镁、铬等,使所得富钛盐酸浸出渣中杂质含量较低,为后续硫酸法工艺钛液除杂扫清了障碍。
二、本发明钛的回收率较高,TiO2损失率小于1.5%,可使攀西钛资源综合利用率从13%提高到60%以上。一是由于采用较高的盐酸浸出温度和反应酸度,可有效地促使新流程钛渣中的酸溶性杂质浸出,包括将CaTiO3等钛化合物中的一部份钛,溶解的钛再通过控制温度、盐酸酸度、离子强度等方法使之水解返回到富钛盐酸浸出渣中,从而提高了钛的回收率;二是采用盐酸预浸措施将铁首先浸出,以防止铁与钛浸出的中间产物氯化氧钛反应生成很难水解的三价钛,避免钛的损失,从而提高了钛的回收率。三是由于新流程钛渣含有较高的金属铁与三价钛化合物,导致其盐酸浸出母液中三价钛较高,本发明采用在浸出过程中加氧化剂或含有氧化剂的物料,使三价钛氧化为四价钛,从而提高钛的回收率。
三、本发明显著降低了工艺能耗和添加剂等物料消耗,减少了钛液处理工序和成本。一是富钛盐酸浸出渣铁、铝、钙、镁、铬、钒、锰等含量低,硫酸酸解钛液经过滤洗涤后杂质含量低,显著降低了钛液粘度,提高了钛液纯度,钛液无需浓缩调整铁钛比即可直接水解,省去钛液除杂和浓缩工序;二是无需添加除铝剂除铝,铝在前期预处理工序中经盐酸浸出之后进入浸出母液,浸出母液经焚烧后铝以Al2O3形式存在于焚烧渣中,可合格排放或回收利用;三是无需沉降除铬、钒工艺,絮凝剂的用量以及沉降时间都在正常操作范围内;四是与传统工艺比较,由于钛液铁钛比较低,偏钛酸中的铁含量较低,偏钛酸水解后水洗和漂洗的时间缩短,用水量降低。
四、本发明酸解条件与钛精矿相当,酸解率可达92%以上,反应酸浓度较低,在85%至90%之间,比酸溶性高钛渣酸解硫酸浓度(91%至93%)低,有利于下一步稀硫酸浓缩回用,可绝大地增加废酸的回收量。
五、新流程钛渣粗磨后既可作原料,生产的钛白粉产品质量与其它原料生产的一样。这不仅可节省能源,而且更主要的是粗颗粒的硅酸盐有利于钛液的固液分离。
六、本发明盐酸浸取采取母液分流焚烧、浸出液吸附盐酸循环回用措施;稀废硫酸杂质含量低,采用现有改进硫酸浓缩技术既可达到稀硫酸浓缩回用的目的,实现整个工艺溶液系统的完全闭路循环,没有废盐酸和废硫酸排放,酸性废水排放量很少。不产生硫酸亚铁、铵明矾(NH4Al(SO4)2·12H2O)废料、硅酸钠混合物和含铬钒及硫化铁的废渣。
附图说明
图1.本发明直接还原新流程钛渣生产钛白粉工艺流程图。
图2.本发明富钛盐酸浸出渣电镜(SEM;Full Scale=200m)照片。
图3.本发明富钛盐酸浸出渣电镜(SEM;Full Scale=20m)照片。
图4.本发明富钛盐酸浸出渣电镜(SEM;Full Scale=100m)照片。
图5.本发明富钛盐酸浸出渣电镜(SEM;Full Scale=10m)照片。
图6.本发明直接还原新流程钛渣XRD图。
图7.本发明富钛盐酸浸出渣XRD图。
图8.本发明硫酸酸解渣XRD图。
图6~图8XRD图谱所用的仪器、测定条件和参数为:DX-2700型X衍射仪;SSC 40KV/25mA;Slit:1 deg&1 deg&0.2m;Monochromator:On;TS-Td。
具体实施方式
以下结合具体的实施例进一步说明本发明,但不以任何方式限制本发明的范围。以下各实施例中的实验方法和试验材料,如无特殊说明,均为常规方法和从常规市场购买得到。
实施例1采用纯稀盐酸浸取直接还原新流程钛渣制备富钛盐酸浸出渣
1、量取1.2升20%的盐酸,将其倒入2升玻璃杯中;
2、称取600克负50目从市场购买得到的转底炉直接还原电炉熔分钛渣—直接还原新流程钛渣(1),倒入2升玻璃杯中与盐酸溶液混合,矿浆自动升温至92℃,搅拌2小时。此过程即为预浸,主要是将新流程钛渣-1中的铁先浸出,是放热反应,因而温度会自动升高;
3、移至3升锆反应罐中加热至140℃左右进行压力浸出;
4、两个小时后,停止加热,自然冷却至80℃;
5、将3升反应罐内的物料迅速过滤,过滤是通过布氏烧瓶与真空泵相连而成;
6、用1升去离子水分三次清洗滤饼。在110℃下干燥6个小时,即制得463克富钛盐酸浸出渣。所得浸出渣的含水量为<1%。
对富钛盐酸浸出渣化学成分进行分析,结果见表9。
表9实施例1富钛盐酸浸出渣的主要化学组成(wt.%)
  TFe   TiO2   V2O5   Cr2O3   Al2O3   SiO2   CaO   MgO
  新流程钛渣(1)   3.22   49.53   0.43   0.063   12.2   16.14   5.5   8.10
  富钛盐酸浸出渣   0.83   63.5   0.25   0.04   6.4   20.7   0.7   3.20
实施例2采用盐酸浸取液浸取直接还原新流程钛渣制备富钛盐酸浸出渣
1、用实施例1的浸出母液与32%的新盐酸配制含18%盐酸的浸取液,该浸取液为含有氯化铝、氯化钙、氯化镁等可溶性氯化盐的盐酸复合体系溶液,表10为浸取液主要成份。量取1.4升该浸取液,将其倒入2升玻璃杯中;
表10实施例2浸取液主要成份分析
  元素   TFe2+   Al2+   Ca2+   Mg2+   HCl
  浓度   5.4g/L   8.0g/L   7.4g/L   7.1g/L   18%
2、称取600克-50目新流程钛渣-1,倒入2升玻璃杯中与浸取液充分混合,矿浆自动升温至91℃,搅拌2小时预浸;
3、移至3升锆反应罐加热至140℃左右进一步浸出;
4、2个小时后,停止加热,自然冷却至80℃;
5、将3升反应罐内的物料迅速过滤。过滤是通过布氏烧瓶与真空泵相连而成;
6、用1升去离子水分三次清洗滤饼。在110℃下干燥6个小时,即制得445克富钛盐酸浸出渣。所得浸出渣的含水量为<1%
对富钛盐酸浸出渣化学成分进行分析,结果见表11。
表11实施例2富钛盐酸浸出渣的主要化学组成(wt.%)
  TFe   TiO2   V2O5   Cr2O3   Al2O3   SiO2   CaO   MgO
  新流程钛渣-1   3.22   49.53   0.43   0.063   12.2   16.14   5.5   8.10
  富钛盐酸浸出渣   0.53   66.1   0.19   0.02   4.50   21.56   0.54   1.89
从实施例1和实施例2的富钛盐酸浸出渣对比可知,采用含氯化铝、氯化钙、氯化镁等可溶性氯化盐的浸取液浸取直接还原新流程钛渣,其浸出效率更高,制得的富钛盐酸浸出渣中全铁含量更低,二氧化钛品位更高,铝、镁、钙、钒、铬等可溶性杂质更低。
实施例3采用盐酸浸取液浸取直接还原新流程钛渣制备富钛盐酸浸出渣
1、用实施例1的浸出母液与32%的新盐酸配制含18%盐酸的浸取液,该浸取液为含有氯化铝、氯化钙、氯化镁等可溶性氯化盐的盐酸复合体系溶液,量取1.4升该浸取液,将其倒入2升玻璃杯中;
2、称取600克-50目新流程钛渣-2,倒入2升玻璃杯中与浸取液充分混合,矿浆自动升温至80℃,搅拌2小时预浸;
3、移至3升锆反应罐加热至145℃左右进一步浸出;
4、2个小时后,停止加热,自然冷却至80℃;
5、将3升反应罐内的物料迅速过滤。过滤是通过布氏烧瓶与真空泵相连而成;
6、用1升去离子水分三次清洗滤饼。在110℃下干燥6个小时,即制得445克富钛盐酸浸出渣。所得浸出渣的含水量为<1%
对富钛盐酸浸出渣化学成分进行分析,结果见表12。
表12实施例3富钛盐酸浸出渣的主要化学组成(wt.%)
  TFe   TiO2   V2O5   Cr2O3   Al2O3   SiO2   CaO   MgO
  新流程钛渣-2   2.2   43.57   0.23   0.08   15.33   12.71   4.71   13.12
  富钛盐酸浸出渣   0.37   68.15   0.11   0.03   3.76   19.94   0.48   2.91
实施例4采用富钛盐酸浸出渣制金红石型钛白粉
1、硫酸酸解
实施例2富钛盐酸浸出渣400克,酸矿比为1.55,反应硫酸浓度为89.5%,硫酸浓度为98%,硫酸加量为346毫升,稀释水加量为60毫升,富钛盐酸浸出渣与硫酸、稀释水搅拌混合10分钟,加热至200℃,富钛盐酸浸出渣与硫酸发生反应,反应最高温度230℃,反应结束后形成粘稠的、未完全固化的物料,在200℃温度下保温成熟3小时,成为多孔的固相物;将固相物冷却至80℃以下,向其中缓慢加水,保持钛液温度在65℃至70℃之间,加水量使最终钛液体积为1100ml;搅拌浸取3小时;制得的钛液指标如下(见表13):
表13实施例4钛液指标
  总钛(g/l)   F值   Fe/TiO2   Ti3+(g/l)   酸解率(%)
  223.12   1.91   0.01   1.8   92.83
2、沉降
向钛液中加入0.1%聚丙烯酰胺溶液30毫升,搅拌10分钟,静置沉降3小时。
3、过滤
将钛液过滤,滤饼用少量温度为50℃的热水洗涤。
4、水解
水解钛液体积为1100ml,晶种钛液体积为32ml,液碱浓度为9%,液碱加量为26ml;将晶种钛液和液碱同时加热至85℃,在3分钟内将晶种钛液放入液碱中,快速升温至96℃,保温7分钟。
快速将晶种放入此前已升温至96℃的钛液中,搅拌20分钟,混合均匀。
在30分钟内将钛液加热至第一沸点,继续加热保持沸腾,直至变灰点出现,停止加热30分钟;然后在20分钟内加热至第二沸点,继续加热保持沸腾240分钟,在此过程中连续均匀加入稀释水。
水解结束,检测偏钛酸得到如下指标(见表14):
表14实施例4偏钛酸指标
  水解率(%)   总钛(g/l)  过滤速度(s)   Ti3+(g/l)
  96.16%   169.1   69   1.3
5、水洗
将偏钛酸过滤,用3升60℃蒸馏水洗涤。洗涤结束经检测偏钛酸铁含量为463ppm。
6、漂白
将偏钛酸打浆,浆料浓度320g/l,体积800ml,加入98%硫酸14ml,Ti3+(浓度为75g/l)8.5ml,搅拌均匀;加入金红石晶种(浓度为110g/l)116ml,在60℃下保温搅拌2小时。
7、漂洗
用2.5升60℃蒸馏水洗涤。洗涤结束经检测偏钛酸铁含量为18ppm。
8、盐处理
将偏钛酸打浆,浆料浓度330g/l,体积700ml,加入1.27g KOH、0.75gH3PO4、0.69g ZnO,搅拌30分钟。
9、煅烧
取100ml处理后的偏钛酸进行煅烧。在300℃下脱水1小时,650℃下脱硫1小时,990℃下晶型转化和粒子成长1小时,得到金红石钛白粉初品。
金红石初品粉碎后检测结果如下(见表15):
表15实施例4金红石初品指标
Figure BDA0000150103780000331
实施例5采用富钛盐酸浸出渣制金红石型钛白粉
1、酸解
实施例2富钛盐酸浸出渣400克,酸矿比为1.60,反应硫酸浓度为92%,硫酸浓度为98%,硫酸加量为357毫升,稀释水加量为43毫升,富钛盐酸浸出渣与硫酸、稀释水搅拌混合10分钟,加热至200℃,浸出渣与硫酸发生反应,反应最高温度230℃,反应结束后形成粘稠的、未完全固化的物料,在200℃温度下保温成熟3小时,成为多孔的固相物;将固相物冷却至80℃以下,向其中缓慢加水,保持钛液温度在65℃至70℃之间,加水量使最终钛液体积为1100ml;搅拌浸取3小时;制得的钛液指标如下(见表16):
表16实施例5钛液指标
  总钛(g/l)   F值   Fe/TiO2   Ti3+(g/l)   酸解率(%)
  227.1   2.0   0.01   1.9   94.50
2、沉降
向钛液中加入0.1%聚丙烯酰胺溶液30毫升,搅拌10分钟,静置沉降3小时。
3、过滤
将钛液过滤,滤饼用少量温度为50℃的热水洗涤。
4、水解
水解钛液体积为1000ml,晶种钛液体积为25ml,液碱浓度为9%,液碱加量为17ml;将晶种钛液和液碱同时加热至85℃,在3分钟内将晶种钛液放入液碱中,快速升温至96℃,保温7分钟。
快速将晶种放入此前已升温至96℃的钛液中,搅拌20分钟,混合均匀。
在30分钟内将钛液加热至第一沸点,继续加热保持沸腾,直至变灰点出现,停止加热30分钟;然后在20分钟内加热至第二沸点,继续加热保持沸腾240分钟,在此过程中连续均匀加入稀释水。
水解结束,检测偏钛酸得到如下指标(见表17):
表17实施例5偏钛酸指标
  水解率(%)   总钛(g/l)   过滤速度(s)   Ti3+(g/l)
  96.04%   160.2   73   1.5
5、水洗
将偏钛酸过滤,用3升60℃蒸馏水洗涤。洗涤结束经检测偏钛酸铁含量为429ppm。
6、漂白
将偏钛酸打浆,浆料浓度330g/l,体积800ml,加入98%硫酸15ml,Ti3+(浓度为75g/l)8.5ml,搅拌均匀;加入金红石晶种(浓度为110g/l)120ml,在60℃下保温搅拌2小时。
7、漂洗
用2.5升60℃蒸馏水洗涤。洗涤结束经检测偏钛酸铁含量为25ppm。
8、盐处理
将偏钛酸打浆,浆料浓度340g/l,体积650ml,加入1.20g KOH、0.70gH3PO4、0.65g ZnO,搅拌30分钟。
9、煅烧
取100ml处理后的偏钛酸进行煅烧。在300℃下脱水1小时,650℃下脱硫1小时,980℃下晶型转化和粒子成长1小时,得到金红石钛白粉初品。
金红石初品粉碎后检测结果如下(见表18):
表18实施例5金红石初品指标
  金红石含量(%)   L   a   b   TCS   SCX
  99.4   94.70   -0.85   2.01   1840   2.31

Claims (21)

1.一种采用钛铁氧化物直接还原获得的钛渣制备钛白粉的方法,所述方法包括以下步骤: 
1)混合钛铁氧化物直接还原获得的钛渣和盐酸浸取液后进行浸出,然后将得到的浸出浆料进行固液分离以得到浸出母液和固相浸渣,所述固相浸渣经洗涤、干燥制成富钛盐酸浸出渣;浸出母液经分流焚烧和盐酸吸附循环回用;其中所述步骤1)包括下述步骤: 
1-1)以1g:1.5mL~4mL的质量体积比混合钛铁氧化物直接还原得到的钛渣与盐酸浸取液后,在小于108℃的温度下预浸出0.5~2小时,然后升温至100℃~150℃浸出1~4小时; 
1-2)将浸出浆料冷却至60℃~80℃,然后将所述浸出浆料进行过滤分离以得到浸出母液和固相浸渣;以及 
1-3)将所述浸出母液依据其Al3+、Mg2+和Ca2+的总浓度进行分流处理,其中将Al3+、Mg2+和Ca2+的总浓度为60g/L~100g/L作为分流标准,Al3+、Mg2+和Ca2+的总浓度大于该分流标准的浸出母液进入母液焚烧工序,Al3+、Mg2+和Ca2+的总浓度小于该分流标准的浸出母液进入盐酸再生工序以用于吸附母液焚烧的HCl气体;以及 
1-4)将所述固相浸渣用水或pH小于1的酸性水洗涤,然后在低于600℃的温度下干燥2~8小时,从而得到富钛盐酸浸出渣;并且 
在浸出过程中,向浸出体系中加入氧化剂或含氧化剂的物料,所述氧化剂选自Fe3+、O2或钛铁矿中的一种或多种; 
2)将经步骤1)得到的富钛盐酸浸出渣与硫酸混合后进行加热酸解并保温熟化,冷却后用稀硫酸和/或水溶解熟化后的固相物,加入絮凝剂沉降后过滤得到低杂质钛液;其中所述步骤2)包括下述步骤: 
2-1)按重量计以1.4~1.9:1的酸渣比混合富钛盐酸浸出渣与硫酸,然后加热至180℃~240℃后搅拌5~15分钟进行酸解,之后在相同温度下熟化1~4小时,其中所述硫酸浓度为80%~98%; 
2-2)将反应体系冷却到低于80℃,加入低于60℃的水溶解熟化后的固相物,在40℃~70℃下溶解1~2小时,同时将溶液中TiO2的量控制在200g/L~260g/L;或者冷却到低于80℃,先加入低于60℃的20%稀硫酸, 再加入水,在40℃~70℃下溶解1~2小时,同时将溶液中TiO2的量控制在200g/L~260g/L;以及 
2-3)以10~30L:1m3的体积比向步骤2-2)获得的溶液中加入浓度为0.05%~0.15%的聚丙烯酰胺溶液,混合搅拌10~20分钟,静置沉降2~10小时,然后过滤,滤饼用少量热水洗涤,经沉降过滤后得到的上清液及沉降物的洗涤滤液即为低杂质钛液; 
3)向经步骤2)得到的低杂质钛液中加入偏钛酸晶种,水解以沉淀偏钛酸,分离沉淀的偏钛酸,并用蒸馏水或去盐水洗涤,洗涤后加入还原剂,加热使之进行漂白,然后再用蒸馏水或去盐水进行漂洗,过滤以得到低杂质偏钛酸; 
4): 
4-1)向低杂质偏钛酸中加入粒度和晶型控制剂,所述粒度和晶型控制剂选自钾盐、磷酸、氧化锌、硫酸铝、三氧化二锑中的一种或多种; 
4-2)煅烧偏钛酸与粒度和晶型控制剂的混合物; 
所述煅烧偏钛酸与粒度和晶型控制剂的混合物包括以下步骤:150℃~300℃下脱水1~3小时,在550℃~750℃下脱硫1~3小时,在750℃~1050℃下使晶型转化和粒子成长1~5小时,然后经冷却后得到钛白粉初品;以及 
4-3)将钛白粉初品粉碎到负325目,粉碎后经过打浆、砂磨、无机包膜、洗涤、气流干燥、有机包膜、气流粉碎处理,制得钛白粉成品。 
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤1)中的钛铁氧化物直接还原得到的钛渣为采用还原剂在还原炉中直接还原钛铁氧化物而得到的钛渣,其中所述钛铁氧化物是钒钛磁铁矿、钛铁矿或二者的混合物;所述还原剂选自煤、焦、煤气、高炉气、焦炉气及天然气中的一种或多种;所述还原炉是转底炉、隧道炉、管式炉、回转窑、竖炉、车底炉、或微波矿炉。 
3.根据权利要求2所述的方法,其特征在于,所述步骤1)中的钛铁氧化物直接还原得到的钛渣为采用还原剂在还原炉中直接还原钛铁氧化物后所得还原产物经高温熔分而得到的熔分钛渣。 
4.根据权利要求2所述的方法,其特征在于,所述步骤1)中的钛铁氧化物直接还原得到的钛渣为采用还原剂在还原炉中直接还原钛铁氧化物后所得还原产物不经高温熔分而采用破碎、选矿物理分离方式分离出还原获得的金属铁而得到的钛渣。 
5.根据权利要求2所述的方法,其特征在于,所述步骤1)中的钛铁氧化物直接还原得到的钛渣包含以下物相:FeAl2O4、(Fe,Mg)Ti2O5、Mg2TiO4、Ti2O3及硅酸盐,且按重量百分比计,包含如下元素成份:TFe1~7%、TiO243~75%、V2O50.2~0.7%、Cr2O3<0.4%、Al2O33~18%、SiO25~17%、CaO1~10%、MgO2~15%。 
6.根据权利要求1或2所述的方法,其特征在于,所述盐酸浸取液为含有可溶性氯化盐的盐酸复合体系溶液。 
7.根据权利要求6所述的方法,其特征在于,所述可溶性氯化盐选自氯化铝、氯化镁、氯化钙、氯化铁和氯化铬中的一种或多种。 
8.根据权利要求6所述的方法,其特征在于,所述盐酸浸取液中的Al3+、Mg2+和Ca2+的总浓度为20g/L~80g/L,盐酸的浓度为13%~25%。 
9.根据权利要求6所述的方法,其特征在于,所述盐酸浸取液包含经再生循环回用的浸出母液。 
10.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤1-3)中将Al3+、Mg2+和Ca2+的总浓度为80g/L~90g/L作为分流标准。 
11.根据权利要求6所述的方法,其特征在于,所述步骤1-4)中,将所述固相浸渣用稀盐酸洗涤;洗涤固相浸渣后的稀盐酸进入盐酸再生工序;并且所述步骤1-4)中的干燥温度低于600℃。 
12.根据权利要求11所述的方法,其特征在于,所述步骤1-4)中的干燥温度为150℃~250℃。 
13.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤1)中的富钛盐酸浸出渣是多孔疏松状物质,比重在1.2~2.0之间,其重量的80%以上为非水解浸出残渣,该残渣粒径在20μm~200μm之间;其重量的20%以下为水解沉淀物,由直径(D)0.1~0.3μm,长度(L)2~5μm的针状白色偏钛酸沉淀结晶团聚组成,粒径在2μm至6μm之间;并且TiO2成份主要以非晶体状态存在,其成分包括:含量按重量百分比计的TFe<2%、非晶型TiO258%~92%、V2O5<0.3%、Cr2O3<0.1%、Al2O3<7%、SiO2<28%、CaO<2%、MgO<4%。 
14.根据权利要求6所述的方法,其特征在于,所述步骤1)中的富钛盐酸浸出渣是多孔疏松状物质,比重在1.2~2.0之间,其重量的80%以上为非水解浸出残渣,该残渣粒径在20μm~200μm之间;其重量的20%以下为水解沉淀物,由直径(D)0.1~0.3μm,长度(L)2~5μm的针状白色偏钛酸沉淀结晶团聚组成,粒径在2μm至6μm之间;并且TiO2成份主要以非晶体状态存在,其成分包括:含量按重量百分比计的TFe<2%、非晶型TiO258%~92%、V2O5<0.3%、Cr2O3<0.1%、Al2O3<7%、SiO2<28%、CaO<2%、MgO<4%。 
15.根据权利要求13或14所述的方法,其特征在于,所述步骤1)中的富钛盐酸浸出渣其针状白色偏钛酸沉淀结晶的长(L)径(D)比大于钛铁矿盐酸浸出渣的针状白色偏钛酸沉淀结晶的长径比。 
16.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤2-1)中,硫酸浓度为85%~90%。 
17.根据权利要求16所述的方法,其特征在于,所述酸渣比为1.6比1。 
18.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤2)中富钛盐酸浸出渣还与钛精矿、改性钛精矿或酸溶性高钛渣的一者或二者混配后酸解。 
19.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述步骤2)中的低杂质钛液含Fe2+0.5g/L~6g/L、Ti3+1g/L~3g/L、Al3+2g/L~8g/L、TiO2200g/L~260g/L。 
20.根据权利要求19所述的方法,其特征在于,低杂质钛液指标为:TiO2含量210g/L~230g/L;F值1.6~2.2;Fe/TiO20.01~0.10;Ti3+含量1.5g/L~2g/L;稳定性≥350mL/mL;固含量<30mg/L。 
21.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,所述4-1)中粒度和晶型控制剂的加入量为:钾盐以K2O计为0.2%~0.6%;磷酸以P2O5计为0~0.3%;氧化锌为0.05%至0.3%;硫酸铝以Al2O3计为0.1%至0.6%;三氧化二锑为0.03%至0.1%。 
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* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN103073059A (zh) * 2013-02-17 2013-05-01 沈炳龙 一种硫酸法生产scr用的二氧化钛制备方法
CN103359783B (zh) * 2013-07-30 2016-01-27 重庆新华化工有限公司 汽车塑料专用色母粒钛白粉生产工艺
CN105087948B (zh) * 2014-05-13 2018-01-16 李翔 多段酸浸取高炉渣回收铝的方法
CN105080927B (zh) * 2014-05-13 2019-07-02 李翔 用硫酸镁从氯化物体系中分离钙的方法
CN104724753B (zh) * 2015-03-18 2016-06-01 海南大学 一种以钛铁矿为原料制备金红石型钛白粉的方法
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
CN105293439A (zh) * 2015-10-27 2016-02-03 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 钛渣浸出废液中回收盐酸的方法
CN106882839B (zh) * 2015-12-15 2018-08-14 北京矿冶研究总院 一种钛白废酸综合利用的方法
CN106882838B (zh) * 2015-12-15 2018-12-14 重钢西昌矿业有限公司 一种废酸自循环的非高炉钛渣硫酸法生产钛白的方法
CN105621478B (zh) * 2015-12-31 2018-03-13 攀枝花东方钛业有限公司 一种硫酸法钛白粉生产中偏钛酸的水洗除杂方法
CN105702318B (zh) * 2016-03-16 2017-11-24 山东东佳集团股份有限公司 干法掺杂制备金红石型导电钛白粉的方法
CN107304067A (zh) * 2016-04-18 2017-10-31 云南民族大学 一种磷酸活化与微波加热联合处理高钛渣制备人造金红石的方法
CN106186054B (zh) * 2016-06-30 2018-07-03 广西金茂钛业有限公司 一种制备陶瓷色料钛白粉的方法
CN106526082B (zh) * 2016-11-04 2018-11-27 四川龙蟒钛业股份有限公司 一种还原铝粉的活性检测方法
CN106676275B (zh) * 2016-12-16 2018-10-26 攀枝花浩恒钒钛科技有限公司 基于废弃钢渣及酸碱性废水的提钒方法
CN107043858A (zh) * 2017-04-20 2017-08-15 佛山慧创正元新材料科技有限公司 一种低成本湿法冶金处理钒钛磁铁矿的方法
CN107324385A (zh) * 2017-08-03 2017-11-07 四川龙蟒钛业股份有限公司 一种减少钛白粉生产过程中洗水方法
CN108083331B (zh) * 2017-12-29 2018-11-23 广东惠云钛业股份有限公司 一种金红石型二氧化钛超细粉的制备方法
CN111690824A (zh) * 2019-03-14 2020-09-22 边悟 含钛钨原料酸解提钛提钨及含钛原料酸解提钛的方法
CN109916930A (zh) * 2019-03-27 2019-06-21 龙蟒佰利联集团股份有限公司 一种测试钛白粉内层硅膜形貌的方法
WO2021081590A1 (en) * 2019-10-31 2021-05-06 Tng Limited Vanadium recovery process
CN111252808A (zh) * 2020-03-31 2020-06-09 广西金茂钛业有限公司 一种制备高耐候性塑料专用金红石钛白粉的方法
CN111547765A (zh) * 2020-05-18 2020-08-18 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 提高钛渣酸解率的方法
CN113234935B (zh) * 2021-05-10 2022-04-01 北京科技大学 一种从钒渣中共提取钒钛铬的方法
CN113353977B (zh) * 2021-07-08 2024-02-02 福建富仕新材料有限责任公司 一种利用钛铁矿制备二氧化钛的方法
CN113401938B (zh) * 2021-08-04 2023-05-16 苏州市宏丰钛业有限公司 基于硫铁钛联产法的二氧化钛制造方法及系统
CN113846230B (zh) * 2021-10-26 2022-11-11 中国科学院过程工程研究所 一种改善钛渣酸浸处理后固液分离效果的处理方法
CN115974144B (zh) * 2021-11-27 2024-08-23 官长平 一种盐酸法制备钛白粉的生产工艺
CN115611307A (zh) * 2022-10-31 2023-01-17 徐州钛白化工有限责任公司 锐钛型化纤专用钛白粉的制备方法
CN116426759A (zh) * 2023-03-28 2023-07-14 河南佰利联新材料有限公司 一种提高沸腾氯化用富钛料的收率的方法及其应用
CN117117157B (zh) * 2023-10-23 2024-01-23 北京科技大学 一种锂离子电池负极材料及其制备方法
CN117800389B (zh) * 2023-11-28 2024-09-13 广东粤桥新材料科技有限公司 一种钛铁矿盐酸浸出制备人造金红石的工艺

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101935063A (zh) * 2009-09-02 2011-01-05 沙立林 高钛盐酸浸出渣、其新用途及钛白粉的制备方法
CN102191387A (zh) * 2010-03-08 2011-09-21 陈树忠 钛液的提纯方法
CN102352437A (zh) * 2011-09-15 2012-02-15 沙立林 一种处理钛铁物料盐酸浸出液的方法

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN101935063A (zh) * 2009-09-02 2011-01-05 沙立林 高钛盐酸浸出渣、其新用途及钛白粉的制备方法
CN102191387A (zh) * 2010-03-08 2011-09-21 陈树忠 钛液的提纯方法
CN102352437A (zh) * 2011-09-15 2012-02-15 沙立林 一种处理钛铁物料盐酸浸出液的方法

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