CN112662896B - 一种钛矿制备富钛料的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种钛矿制备富钛料的方法,包括以下步骤:S1.取钛矿、还原剂和占钛矿质量比0~5%的碱金属化合物,冶炼,得到高温钛渣液;S2.将高温钛渣液冷却,并进行破碎和筛分,得到冶炼钛渣;当冶炼中加入的所述碱金属化合物量为0时,冷却时取碱金属化合物与高温钛渣液接触冷却;S3.将冶炼钛渣进行氧化,得到氧化钛渣;S4.将氧化钛渣进行还原,得到还原钛渣;S5.将还原钛渣进行酸浸除杂,然后进行煅烧,得到富钛料。本发明首次在高温冶炼过程中加入碱金属化合物,或在高温钛渣液出渣冷却过程中采用碱金属化合物,利用钛渣液的高温进行反应,破坏原矿中的黑钛石结构,减少了后续的碱浸工序,减少后期设备的投入,降低生产成本。
Description
技术领域
本发明属于冶金技术领域,具体涉及了一种钛矿制备富钛料的方法。
背景技术
目前,TiO2的生产工艺主要有硫酸法和氯化法两种,两种方法各有优缺点:硫酸法工艺成熟,设备简单,对原料的要求不高而被广泛采用,但是其工艺流程长,操作复杂且产生的三废较多;氯化法因生产技术先进,产能大,工艺过程简单,能耗低,产品性能优越等优势得到越来越多关注,但是对原料的要求较高,要求钛品位大于85%,杂质含量少(CaO<0.15%,CaO+MgO<1.5%),国外进口高质量原料UGS等的价格偏高,因而很大程度上提高了生产成本。
我国攀西地区钛矿资源丰富,但是其脉石含量高,可选性差,精矿品位低,因此不能直接用于氯化法原料而被用于硫酸法工艺,利用价值低且会产生大量的FeSO4固体污染物,如何提升钛品位,使其满足氯化法生产的原料要求,对于我国氯化法产业的发展以及攀西钛矿的高价值开发具有重要的意义。对于提升钛矿中的钛品位,很多研究者采用高温焙烧、碱浸、酸浸等处理方式,但是因为攀西钛矿多金属共生,是世界上最复杂的钒钛磁铁矿,故通常的处理方式并不能有效的提升钛品位。
专利CN109399706A公开了“一种以高钙镁钛渣升级UGS渣的方法”,其是将酸渣进行碱浸、氧化焙烧、还原钠化焙烧、加压酸浸、煅烧等工序,实现了高钙镁钛渣升级UGS渣,但是该方法需要在12~30wt%浓度的NaOH溶液中沸腾回流3~6h,耗时较长且对设备的要求较高,同时后期还需要进行高温还原钠化焙烧,工业实施对设备要求较高。
专利CN110512096A公开了“一种细粒级攀西钛精矿制备可氯化富钛料”,其是将细粒级攀西钛精矿进行氧化焙烧后,和碳质还原剂、添加剂及粘结剂进行混合配料球磨后装模并压制成球,进行还原反应后再在Ar气氛下进行热处理,然后进行破碎、球磨、磁选后得磁性产物和非磁性浆料;将非磁性浆料过滤干燥得到细粒级富钛料半成品,采用稀盐酸进行酸浸,将得到的细粒级富钛料进行熔融重结晶、破碎筛分得可氯化富钛料。其需要压制成球进行热处理,后期还需要再进行破碎,工序较为复杂,且热处理需要在Ar气氛下进行,对工业设备要求较高。
专利CN107399758A公开了“一种由高钛渣制备人造金红石的方法”,其是将高钛渣进行粉碎、碱浸除杂、改性焙烧、酸性除杂和煅烧等工序,制备出符合氯化法生产的金红石产品,但是该方法以微波为热源,工业上难以实施,且该方法要求钛渣品位在85%以上,SiO2含量4%以下,对原料要求较高,并不适用于攀西钛矿。
专利CN111534706A公开了“一种攀西钛精矿制备富钛料的方法”,其是将钛精矿经选矿、冶炼、筛分、氧化焙烧、还原焙烧、碱浸、加压酸浸、煅烧等步骤制得富钛料,该方法也需采用碱浸,增加工艺流程,且氧化还原温度较高,增加了生产成本。
发明内容
本发明的目的就在于为解决现有技术的不足而提供一种钛矿制备富钛料的方法。
本发明的目的是以下述技术方案实现的:
一种钛矿制备富钛料的方法,包括以下步骤:
S1.取钛矿、还原剂和占所述钛矿质量比0~5%的碱金属化合物,冶炼,得到高温钛渣液;
S2.将所述高温钛渣液冷却,并进行破碎和筛分,得到冶炼钛渣;当所述冶炼中加入的所述碱金属化合物量为0时,冷却时取碱金属化合物与所述高温钛渣液接触冷却;
S3.将所述冶炼钛渣进行氧化,得到氧化钛渣;
S4.将所述氧化钛渣进行还原,得到还原钛渣;
S5.将所述还原钛渣进行酸浸除杂,然后进行煅烧,得到富钛料。
优选的,步骤S1所述钛矿为分选后的钛精矿,所述钛精矿中TiO2含量>48.0%,SiO2<2.6%,CaO<0.5%;所述还原剂为煤,其用量为所述钛矿质量的10~50%。
优选的,步骤S1所述冶炼温度为1400~1650℃。
优选的,所述碱金属化合物为氢氧化钠和/或氢氧化钾。
优选的,步骤S2所述筛分后的冶炼钛渣粒度为-20~+160目。
优选的,当所述冶炼中加入的所述碱金属化合物量为0时,步骤S2冷却时采用的碱金属化合物质量为所述高温钛渣液的4~8%,冷却时首先将所述碱金属化合物平铺在一容器上,然后将所述高温钛渣液倾倒于所述碱金属化合物之上。
优选的,步骤S3所述氧化条件为:氧化温度700~800℃,氧化时间为1~4h,氧化率达到99.5%以上,所述氧化率为所述氧化钛渣中三价铁与全铁之比。
优选的,步骤S4所述还原条件为:还原温度650~800℃,还原时间为0.5~2h,还原率为60%以上,所述还原率为所述还原钛渣中二价铁与全铁之比。
优选的,步骤S4所述还原采用的还原物料为选自煤粉、碳粉、石油焦粉中的一种或多种组合,所述还原物料粒径<200目。
优选的,步骤S5所述酸浸除杂采用盐酸加压酸浸方法,所述盐酸加压酸浸方法条件为:选用浓度为170~260g/L的盐酸为浸出液,液固比为(2.2~3.2):1,浸出温度为120~150℃,浸出时间为2~7h,压力控制在0.2~0.5Mpa。
优选的,步骤S5所述酸浸除杂后煅烧前,还包括过滤、水洗、烘干的步骤;所述酸浸除杂后经过滤分离,得到钛料;所述水洗先选用质量浓度为5~12%的盐酸水溶液进行水洗,所述盐酸水溶液与所述钛料的液固比为(2~5):1,然后再用水洗至中性,再进行烘干;所述煅烧条件为:煅烧温度为450~600℃,煅烧时间为0.5~2h。
本发明与现有技术相比,具有如下有益效果:
1、本发明首次在高温冶炼过程中加入碱金属化合物,或在高温钛渣液出渣冷却过程中采用碱金属化合物,利用钛渣液的高温进行反应,破坏原矿中的黑钛石结构,减少了后续的碱浸工序,并减少了后期设备的投入,降低了生产成本。
2、本发明在氧化前先对钛渣进行粒度筛分,选择合适粒度进行氧化、还原和酸浸,避免钛渣因粒径过小在酸浸工序发生水解,同时粒径过小的钛渣可以重新返回电炉冶炼,减少资源浪费,同时避免钛渣因粒径过大影响氧化、还原和酸浸效率。
3、本发明由于在在高温冶炼过程中加入碱金属化合物,或在高温钛渣液冷却过程中采用碱金属化合物,使得物料整体熔点降低,因此后续氧化、还原均可采用比现有技术更低的温度,节省生产成本;
4、本发明可以资源丰富、但品位较低的攀西矿为原料,且对原料中杂质元素的要求较低,提高了攀西矿的利用价值,同时给我国氯化法制备TiO2工艺提供了新的原料来源。
5、本发明采用的方法操作简单,工艺流程短,反应时间短,容易实现工业化生产。
具体实施方式
一种钛矿制备富钛料的方法,包括以下步骤:
S1.取钛矿、还原剂和占钛矿质量比0~5%的碱金属化合物,冶炼,得到高温钛渣液;
S2.将高温钛渣液冷却,并进行破碎和筛分,得到冶炼钛渣;当冶炼中加入的碱金属化合物含量为0时,冷却时取碱金属化合物与高温钛渣液接触冷却;
S3.将冶炼钛渣进行氧化,得到氧化钛渣;
S4.将氧化钛渣进行还原,得到还原钛渣;
S5.将还原钛渣进行酸浸除杂,然后进行煅烧,得到富钛料。
钛矿中主要成分为TiO2和FeO,其余为SiO2、CaO、MgO、Al2O3和V2O5等。本发明首先对钛矿进行高温还原冶炼,钛矿被加热、熔化,钛矿中Fe的氧化物被还原为金属铁单质沉降,二氧化钛与氧化钙、氧化镁、氧化铝和二氧化硅等杂质一起进入渣相,最终与铁质分离,经过高温冶炼,大部分的铁被去除,钛得到富集。本发明在冶炼过程中还加入了0~5%的碱金属化合物,当加入一定量的碱金属化合物(优选2~5%)时,在液体熔融状态下可对钛矿结构进行破坏,使其发生局部晶格畸变,增大反应活性,减小杂质元素(Mg、Al、Si、Ca等)的富集,有利于后续酸浸时去除,同时破坏钛渣中的黑钛石结构,可省去后期常规碱浸反应,同时可以有效降低体系熔点,使后续氧化还原所需温度降低。现有技术中公开了一种采用低温固态钛矿直接还原的方法,该方法还原过程中钛渣仍为固态,后期需要磨选才能将钛渣和杂质铁进行分离,对产品和铁的粒度要求较高,损失量大。
当加入的碱金属化合物量为0即冶炼过程中未加入碱金属化合物时,本发明采用在高温钛渣液冷却时,使其与碱金属化合物接触冷却,在冷却过程中利用高温钛渣液(温度与冶炼温度相当)自身的热量与碱金属化合物进行反应,在钛渣液冷却过程中,同样可容易破坏液体状态钛渣中的黑钛石和玻璃相矿物结构,使后续氧化还原温度降低,省去常规碱浸步骤,直接进行酸浸除杂即可,简化了工艺流程。而且由于在冶炼或冷却过程中使用的碱金属化合物量较少,即使进入钛渣中,后续酸浸过程中碱金属离子与酸反应活性高,也容易除去,对最终富钛料产品纯度无影响。
由于在冶炼过程中加入碱金属化合物,对冶炼炉材料侵蚀较大,对冶炼炉材料要求较高,生产过程控制存在一定的难度,因此更优选在冶炼过程中不加入碱金属化合物,而采用碱金属化合物进行冷却高温钛渣液的方法,对冶炼炉要求较低,生产成本也较低。
对冷却后的钛渣进行破碎和筛分,筛选合格钛渣粒度,避免粒度过细的钛渣在后期酸浸产生水解,或粒度过粗影响氧化、还原和酸浸效率。
筛分后的钛渣在一定的温度下进行氧化,通过氧化反应可以将钛渣中的三价钛氧化成金红石相,钛渣中残留的Fe、Fe2+同时被氧化为Fe3+,避免后期加压酸浸过程中发生粉化,同时可以对钙的硅酸盐结构进行破坏,有利于后期酸浸过程中钙离子的去除。由于在冶炼或冷却过程中与碱金属化合物反应的作用,体系熔点降低,因此氧化可在比现有技术(常规的氧化温度一般为900~1050℃)更低的温度下进行,并达到高的氧化率,保证氧化效果。
氧化后的钛渣与还原物料,在一定温度下进行还原反应,将Fe3+还原为Fe2+,有利于后续酸浸过程中除去。同样由于在冶炼或冷却过程中与碱金属化合物反应的作用,体系熔点降低,因此还原也可在比现有技术(常规的还原温度一般为800~1000℃)更低的温度下进行,并达到高的还原率,保证还原效果。
还原后的钛渣由于黑钛石结构已被破坏,因此可省去常规的碱浸步骤,经过酸浸,酸溶性的杂质离子会分离进入酸体系中,然后再进行常规的水洗、煅烧等步骤得到符合氯化法制备TiO2需求的原料。
本发明与专利CN109399706 A相比,采用低品位的钛矿作为原料,而不是高钙镁钛渣,采用在高温冶炼时加入碱金属化合物或在高温冶炼钛渣液出渣冷却时采用碱金属化合物,而不是采用固态钠化焙烧,在液体状态下,与碱金属化合物反应更加充分,省去碱浸步骤,减少生产工序,更有利于工业化生产。
与专利CN110512096 A相比,本发明无需额外添加剂、粘结剂进行造球工序,且煅烧在空气气氛下进行即可,工序简单且利于工业化生产。
与专利CN107399758A相比,该专利采用微波作为热源,工业上难以实施,且该专利要求钛渣品位在85%以上,SiO2含量4%以下,对原料要求较高,并不适用于攀西钛矿。而本发明所采用的方法对于原料要求较低,适用范围更广,且可采用传统工业电炉进行冶炼,对设备要求低。
与专利CN111534706A相比,本发明在冶炼或者出渣过程中加入碱金属化合物,在液体状态破坏黑钛石结构,降低了体系的熔点,在后续生产过程中减少了碱浸的工序,并且氧化和还原的温度均有降低,节省了生产成本。
因此,综上所述,本发明与现有技术相比,具有如下有益效果:
1、本发明首次在高温冶炼过程中加入碱金属化合物,或在高温钛渣液出渣冷却过程中采用碱金属化合物,利用钛渣液的高温进行反应,破坏原矿中的黑钛石结构,减少了后续的碱浸工序,减少了后期设备的投入,降低了生产成本。
2、本发明在氧化前先对钛渣进行粒度筛分,选择合适粒度进行氧化、还原和酸浸,避免钛渣因粒径过小在酸浸工序发生水解,同时粒径过小的钛渣可以重新返回电炉冶炼,减少资源浪费,同时避免钛渣因粒径过大影响氧化、还原和酸浸效率。
3、本发明由于在高温冶炼过程中加入碱金属化合物,或在高温钛渣液冷却过程中采用碱金属化合物,使得物料整体熔点降低,因此后续氧化、还原均可采用比现有技术更低的温度,节省生产成本。
4、本发明可以资源丰富、但品位较低的攀西矿为原料,且对原料中杂质元素的要求较低,提高了攀西矿的利用价值,同时给我国氯化法制备TiO2工艺提供了新的原料来源。
5、本发明采用的方法操作简单,工艺流程短,反应时间短,容易实现工业化生产。
优选的,步骤S1钛矿为分选后的钛精矿,其TiO2含量>48.0%,SiO2<2.6%,CaO<0.5%,可采用分选后的攀西钛矿。
优选的,步骤S1还原剂为无烟煤,其用量为钛矿质量的10~50%,用量过少,容易导致反应不充分,用量过多,还原程度过深,会使钛渣中金属铁含量增加,导致后期酸浸过程中细粉量增加,制备的富钛料合格率降低,同时造成资源浪费。当然还原剂也可采用石油焦、碳等其他固体还原剂,不建议使用气体还原剂,因为在冶炼过程中,炉内的CO不断将铁氧化物进行还原,铁氧化物脱氧变成金属铁得到富集,产生的二氧化碳又与固体还原剂进行反应产生CO,维持CO分压平衡,如果采用气体还原剂,随着冶炼反应的进行,炉内CO2含量逐渐增多,CO分压逐渐减少,最后会抑制金属氧化物还原反应的进行。
优选的,步骤S1冶炼温度为1400~1650℃,温度过低达不到钛矿的熔点,温度过高钛的还原度高,物料的粘度会急剧增加,造成放渣困难,同时Ti3+的含量增加,渣溶液的腐蚀性强,对炉体设备的损害较大。
碱金属化合物可采用反应活性较强的碱金属氢氧化物、碳酸盐化合物等以及它们的多种组合物,优选为价格低廉且活性较高的钠盐和钾盐化合物。
优选的,步骤S2筛分后的冶炼钛渣粒度为-20~+160目,此范围内的钛渣粒度适宜。
优选的,步骤S2冷却时采用的碱金属化合物量为高温钛渣液质量的4~8%,冷却时首先将碱金属化合物平铺在一容器上,然后将高温钛渣液倾倒于碱金属化合物之上,接触面积较大,使碱金属化合物与钛渣液充分接触反应,采用的碱金属化合物量也较少。此步骤采用的碱金属化合物优选为反应活性较高的氢氧化钠和/或氢氧化钾。
优选的,步骤S3氧化条件为:氧化温度700~800℃,氧化时间为1~4h,氧气浓度≥15vol%,氧化率达到99.5%以上,氧化率为氧化钛渣中三价铁与全铁之比。此氧化温度低于现有技术,且可保证得到高的氧化率,保证了氧化效果。
优选的,步骤S4还原条件为:还原温度650~800℃,还原时间为0.5~2h,还原率为60%以上,还原率为还原钛渣中二价铁与全铁之比。此还原温度低于现有技术,且可保证得到高的还原率,保证了还原效果,利于后续酸浸除杂。
进一步优选的,步骤S4还原采用的还原物料为选自煤粉、碳粉、石油焦粉中的一种或多种组合,用量为钛渣质量的20~25%;为了提高还原效率,还原物料粒径优选<200目。
优选的,步骤S5酸浸除杂采用盐酸加压酸浸方法,采用加压酸浸,可提高浸出效果,利于杂质离子的浸出。经过优化的盐酸加压酸浸方法条件为:选用浓度为170~260g/L的盐酸为浸出液,液固比为(2.2~3.2):1,浸出温度为120~150℃,浸出时间为2~7h,压力控制在0.2~0.5Mpa。
优选的,步骤S5酸浸除杂后煅烧前,还包括过滤、水洗、烘干的步骤;酸浸除杂后经过滤分离,得到钛料;水洗先选用质量浓度为5~12%的盐酸水溶液进行水洗,进一步去除钛料中残留的杂质离子,盐酸水溶液与钛料的液固比为(2~5):1,然后再用水洗至中性,再进行烘干。
优选的,煅烧条件为:煅烧温度为450~600℃,煅烧时间为0.5~2h,再此条件下,既可使煅烧充分,又兼具了效率成本。
实施例1
1.取分选后的钛矿(SiO2:2.4%,CaO:0.46%,TiO2:48.6%)与无烟煤按照质量比为1:0.2投入电炉中冶炼,温度为1600℃,在接渣盘中平铺钛渣质量的4%的固体NaOH,将冶炼好的钛渣液倒入接渣盘中固体NaOH之上冷却。
2.将冷却好的钛渣(钛渣液凝结成块时)进行破碎和筛分,合格钛渣粒度为-20~+160目,将筛分后的钛渣送入电炉中,在800℃进行氧化,氧气浓度≥15vol%,氧化时间为1h,测定氧化率达到99.5%以上。
3.氧化后的钛渣与粒径<200目的煤粉在800℃进行还原反应,煤粉用量为钛渣质量的20%,时间为0.5h,将Fe3+还原为Fe2+,测定还原率,达到72%。
4.还原后的物料进行加压酸浸,选用浓度为170g/L的盐酸为浸出液,液固比为3.2:1,浸出温度为150℃,浸出时间为2h,压力控制在0.48~0.5MPa。
5.浸出后的物料进行压滤,之后用12%的盐酸水溶液进行水洗,水洗量与物料的液固比为2:1,之后水洗至中性,进行烘干和煅烧,500℃煅烧1.5h,得到符合氯化法制备TiO2需求的原料,测定钛品位及杂质元素含量。
实施例2
1.取分选后的钛矿(SiO2:2.5%,CaO:0.48%,TiO2:49%)与无烟煤按照质量比为1:0.3投入电炉中冶炼,温度为1500℃,在接渣盘中平铺钛渣质量的6%的固体NaOH,将冶炼好的钛渣液倒入接渣盘中冷却。
2.将冷却好的钛渣进行破碎和筛分,合格钛渣粒度为-20~+160目,将筛分后的钛渣送入电炉中,在730℃进行氧化,氧气浓度≥15vol%,氧化时间为2h,测定氧化率达到99.5%以上。
3.氧化后的钛渣与粒径<200目的碳粉在680℃进行还原反应,碳粉质量为钛渣质量的25%,时间为1.5h,将Fe3+还原为Fe2+,测定还原率,达到68%。
4.还原后的物料进行加压酸浸,选用浓度为230g/L的盐酸为浸出液,液固比为2.6:1,浸出温度为130℃,浸出时间为6h,压力控制在0.3~0.32MPa。
5.浸出后的物料进行压滤,之后用8%的盐酸水进行水洗,水洗量与物料的液固比为4:1,之后水洗至中性,进行烘干和煅烧,550℃煅烧1h,得到符合氯化法制备TiO2需求的原料,测定钛品位及杂质元素含量。
实施例3
1.取分选后的钛矿(SiO2:2.3%,CaO:0.46%,TiO2:49.2%)与无烟煤按照质量比为1:0.1投入电炉中冶炼,温度为1650℃,在接渣盘中平铺钛渣质量的5%的固体NaOH,将冶炼好的钛渣液倒入接渣盘中冷却。
2.将冷却好的钛渣进行破碎和筛分,合格钛渣粒度为-20~+160目,将筛分后的钛渣送入电炉中,在780℃进行氧化,氧气浓度≥15vol%,氧化时间为3h,测定氧化率达到99.5%以上。
3.氧化后的钛渣与粒径<200目的石油焦粉在750℃进行还原反应,石油焦粉为钛渣质量的20%,时间为1h,将Fe3+还原为Fe2+,测定还原率,达到70%。
4.还原后的物料进行加压酸浸,选用浓度为200g/L的盐酸为浸出液,液固比为3:1,浸出温度为140℃,浸出时间为4h,压力控制在0.4~0.42MPa。
5.浸出后的物料进行压滤,之后用10%的盐酸水进行水洗,水洗量与物料的液固比为3:1,之后水洗至中性,进行烘干和煅烧,450℃煅烧2h,得到符合氯化法制备TiO2需求的原料,测定钛品位及杂质元素含量。
实施例4
1.取分选后的钛矿(SiO2:2.55%,CaO:0.45%,TiO2:48.9%)与无烟煤按照质量比为1:0.4投入电炉中冶炼,温度为1400℃,在接渣盘中平铺钛渣质量的8%的固体NaOH,将冶炼好的钛渣液倒入接渣盘中冷却。
2.将冷却好的钛渣进行破碎和筛分,合格钛渣粒度为-20~+160目,将筛分后的钛渣送入电炉中,在700℃进行氧化,氧气浓度≥15vol%,氧化时间为4h,测定氧化率达到99.5%以上。
3.氧化后的钛渣与粒径<200目的煤粉在650℃进行还原反应,煤粉质量为钛渣质量的20%,时间为2h,将Fe3+还原为Fe2+,测定还原率,达到66%。
4.还原后的物料进行加压酸浸,选用浓度为260g/L的盐酸为浸出液,液固比为2.2:1,浸出温度为120℃,浸出时间为7h,压力控制在0.2~0.23MPa。
5.浸出后的物料进行压滤,之后用5%的盐酸水进行水洗,水洗量与物料的液固比为5:1,之后水洗至中性,进行烘干和煅烧,600℃煅烧0.5h,得到符合氯化法制备TiO2需求的原料,测定钛品位及杂质元素含量。
实施例5
1.取分选后的钛矿(SiO2:2.55%,CaO:0.45%,TiO2:48.9%)与无烟煤按照质量比为1:0.4投入电炉中冶炼,加入钛矿质量2%的NaOH,冶炼温度为1400℃,将冶炼好的钛渣液倒入接渣车中,进行自然冷却。
2.将冷却好的钛渣进行破碎和筛分,合格钛渣粒度为-20~+160目,将筛分后的钛渣送入电炉中,在700℃进行氧化,氧气浓度≥15%,氧化时间为3h,测定氧化率达到99.5%以上。
3.氧化后的钛渣与粒径<200目的煤粉在650℃进行还原反应,煤粉质量为钛渣质量的20%,时间为2h,将Fe3+还原为Fe2+,测定还原率,达到68%。
4.还原后的物料进行加压酸浸,选用浓度为260g/L的盐酸为浸出液,液固比为2.2:1,浸出温度为120℃,浸出时间为7h,压力控制在0.2~0.23MPa。
5.浸出后的物料进行压滤,之后用5%的盐酸水进行水洗,水洗量与物料的液固比为5:1,之后水洗至中性,进行烘干和煅烧,600℃煅烧0.5h,得到符合氯化法制备TiO2需求的原料,测定钛品位及杂质元素含量。
实施例6
1.取分选后的钛矿(SiO2:2.55%,CaO:0.45%,TiO2:48.9%)与无烟煤按照质量比为1:0.4投入电炉中冶炼,加入钛矿质量4%的NaOH,冶炼温度为1650℃,将冶炼好的钛渣液倒入接渣车中,进行自然冷却。
2.将冷却好的钛渣进行破碎和筛分,合格钛渣粒度为-20~+160目,将筛分后的钛渣送入电炉中,在800℃进行氧化,氧气浓度≥15%,氧化时间为1h,测定氧化率达到99.5%以上。
3.氧化后的钛渣与粒径<200目的碳粉在700℃进行还原反应,碳粉质量为钛渣质量的25%,时间为1h,将Fe3+还原为Fe2+,测定还原率,达到67%。
4.还原后的物料进行加压酸浸,选用浓度为170g/L的盐酸为浸出液,液固比为3.2:1,浸出温度为150℃,浸出时间为2h,压力控制在0.45~0.5MPa。
5.浸出后的物料进行压滤,之后用12%的盐酸水进行水洗,水洗量与物料的液固比为2:1,之后水洗至中性,进行烘干和煅烧,450℃煅烧2h,得到符合氯化法制备TiO2需求的原料,测定钛品位及杂质元素含量。
实施例7
1.取分选后的钛矿(SiO2:2.55%,CaO:0.45%,TiO2:48.9%)与无烟煤按照质量比为1:0.4投入电炉中冶炼,加入钛矿质量5%的NaOH,冶炼温度为1500℃,将冶炼好的钛渣液倒入接渣车中,进行喷淋水冷却。
2.将冷却好的钛渣进行破碎和筛分,合格钛渣粒度为-20~+160目,将筛分后的钛渣送入电炉中,在750℃进行氧化,氧气浓度≥15%,氧化时间为2h,测定氧化率达到99.5%以上。
3.氧化后的钛渣与粒径<200目的石油焦粉在800℃进行还原反应,石油焦粉质量为钛渣质量的20%,时间为0.5h,将Fe3+还原为Fe2+,测定还原率,达到66%。
4.还原后的物料进行加压酸浸,选用浓度为200g/L的盐酸为浸出液,液固比为2.8:1,浸出温度为140℃,浸出时间为3h,压力控制在0.35~0.4MPa。
5.浸出后的物料进行压滤,之后用5%的盐酸水进行水洗,水洗量与物料的液固比为3:1,之后水洗至中性,进行烘干和煅烧,500℃煅烧1.5h,得到符合氯化法制备TiO2需求的原料,测定钛品位及杂质元素含量。
用本发明方法所得氯化法原料与未添加NaOH实验方法(其他步骤同实施例5)的结果对比:
表1
样品编号 | TiO<sub>2</sub>% | CaO% | MgO% | 全Fe% | SiO<sub>2</sub>% |
未添加NaOH | 85.64 | 0.46 | 1.74 | 1.32 | 2.76 |
实施例1 | 94.05 | 0.14 | 0.85 | 0.79 | 1.92 |
实施例2 | 94.8 | 0.12 | 0.8 | 0.72 | 1.75 |
实施例3 | 93.2 | 0.16 | 0.88 | 0.81 | 1.95 |
实施例4 | 94.7 | 0.13 | 0.79 | 0.73 | 1.72 |
实施例5 | 94.2 | 0.15 | 0.81 | 0.75 | 1.8 |
实施例6 | 93.9 | 0.15 | 0.83 | 0.77 | 1.71 |
实施例7 | 94.7 | 0.13 | 0.82 | 0.71 | 1.78 |
对比数据可以看出加入NaOH的物料钛品位较高,因为在冶炼过程中加入NaOH或出渣过程中平铺NaOH,可以在钛渣液态时与NaOH反应,对钛渣本身的黑钛石结构破坏程度较高,因此在后期氧化还原阶段更容易使得杂质元素与钛元素进行分离,酸浸效果更好。
尽管已描述了本发明的优选实施例,但本领域内的技术人员一旦得知了基本创造性概念,则可对这些实施例作出另外的变更和修改。所以,所附权利要求意欲解释为包括优选实施例以及落入本发明范围的所有变更和修改。显然,本领域的技术人员可以对本发明进行各种改动和变型而不脱离本发明的精神和范围。这样,倘若本发明的这些修改和变型属于本发明权利要求及其等同技术的范围之内,则本发明也意图包含这些改动和变型在内。
Claims (9)
1.一种钛矿制备富钛料的方法,其特征在于,包括以下步骤:
S1.取钛矿、还原剂和占所述钛矿质量比0~5%的碱金属化合物,冶炼,得到高温钛渣液;所述冶炼温度为1400~1650℃;
S2.将所述高温钛渣液冷却,并进行破碎和筛分,得到冶炼钛渣;当所述冶炼中加入的所述碱金属化合物量为0时,冷却时取碱金属化合物与所述高温钛渣液接触冷却;
S3.将所述冶炼钛渣进行氧化,得到氧化钛渣;
S4.将所述氧化钛渣进行还原,得到还原钛渣;
S5.将所述还原钛渣进行酸浸除杂,然后进行煅烧,得到富钛料。
2.如权利要求1所述的钛矿制备富钛料的方法,其特征在于,
步骤S1所述钛矿为分选后的钛精矿,所述钛精矿中TiO2含量>48.0%,SiO2<2.6%,CaO<0.5%;所述还原剂为煤,其用量为所述钛矿质量的10~50%。
3.如权利要求1所述的钛矿制备富钛料的方法,其特征在于,
所述碱金属化合物为氢氧化钠和/或氢氧化钾。
4.如权利要求1所述的钛矿制备富钛料的方法,其特征在于,
步骤S2所述筛分后的冶炼钛渣粒度为-20~+160目。
5.如权利要求1所述的钛矿制备富钛料的方法,其特征在于,
当所述冶炼中加入的所述碱金属化合物量为0时,步骤S2冷却时采用的碱金属化合物质量为所述高温钛渣液的4~8%,冷却时首先将所述碱金属化合物平铺在一容器上,然后将所述高温钛渣液倾倒于所述碱金属化合物之上。
6.如权利要求1所述的钛矿制备富钛料的方法,其特征在于,
步骤S3所述氧化条件为:氧化温度700~800℃,氧化时间为1~4h,氧化率达到99.5%以上,所述氧化率为所述氧化钛渣中三价铁与全铁之比。
7.如权利要求1~6任一项所述的钛矿制备富钛料的方法,其特征在于,
步骤S4所述还原条件为:还原温度650~800℃,还原时间为0.5~2h,还原率为60%以上,所述还原率为所述还原钛渣中二价铁与全铁之比。
8.如权利要求1所述的钛矿制备富钛料的方法,其特征在于,
步骤S5所述酸浸除杂采用盐酸加压酸浸方法,所述盐酸加压酸浸方法条件为:选用浓度为170~260g/L的盐酸为浸出液,液固比为(2.2~3.2):1,浸出温度为120~150℃,浸出时间为2~7h,压力控制在0.2~0.5Mpa。
9.如权利要求1所述的钛矿制备富钛料的方法,其特征在于,
步骤S5所述酸浸除杂后煅烧前,还包括过滤、水洗、烘干的步骤;所述酸浸除杂后经过滤分离,得到钛料;所述水洗先选用质量浓度为5~12%的盐酸水溶液进行水洗,所述盐酸水溶液与所述钛料的液固比为(2~5):1,然后再用水洗至中性,再进行烘干;所述煅烧条件为:煅烧温度为450~600℃,煅烧时间为0.5~2h。
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