NO140476B - Fremgangsmaate ved fremstilling av et konsentrert titanmineral under fraskillelse av jernbestanddeler ved utluting av et redusert titanmineral - Google Patents

Fremgangsmaate ved fremstilling av et konsentrert titanmineral under fraskillelse av jernbestanddeler ved utluting av et redusert titanmineral Download PDF

Info

Publication number
NO140476B
NO140476B NO741986A NO741986A NO140476B NO 140476 B NO140476 B NO 140476B NO 741986 A NO741986 A NO 741986A NO 741986 A NO741986 A NO 741986A NO 140476 B NO140476 B NO 140476B
Authority
NO
Norway
Prior art keywords
leaching
titanium mineral
tower
mineral
concentrated
Prior art date
Application number
NO741986A
Other languages
English (en)
Other versions
NO741986L (no
NO140476C (no
Inventor
Tokuzo Kurata
Satoshi Emi
Kunihiko Ofuchi
Tsutomu Takeuchi
Isamu Sone
Original Assignee
Mitsubishi Chem Ind
Murphyores Inc Pty Ltd
Australia
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Mitsubishi Chem Ind, Murphyores Inc Pty Ltd, Australia filed Critical Mitsubishi Chem Ind
Publication of NO741986L publication Critical patent/NO741986L/no
Publication of NO140476B publication Critical patent/NO140476B/no
Publication of NO140476C publication Critical patent/NO140476C/no

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B34/00Obtaining refractory metals
    • C22B34/10Obtaining titanium, zirconium or hafnium
    • C22B34/12Obtaining titanium or titanium compounds from ores or scrap by metallurgical processing; preparation of titanium compounds from other titanium compounds see C01G23/00 - C01G23/08
    • C22B34/1204Obtaining titanium or titanium compounds from ores or scrap by metallurgical processing; preparation of titanium compounds from other titanium compounds see C01G23/00 - C01G23/08 preliminary treatment of ores or scrap to eliminate non- titanium constituents, e.g. iron, without attacking the titanium constituent
    • C22B34/1213Obtaining titanium or titanium compounds from ores or scrap by metallurgical processing; preparation of titanium compounds from other titanium compounds see C01G23/00 - C01G23/08 preliminary treatment of ores or scrap to eliminate non- titanium constituents, e.g. iron, without attacking the titanium constituent by wet processes, e.g. using leaching methods or flotation techniques
    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y10TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC
    • Y10STECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y10S423/00Chemistry of inorganic compounds
    • Y10S423/09Reaction techniques
    • Y10S423/16Fluidization

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)
  • Extraction Or Liquid Replacement (AREA)

Description

Titanmineraler finner anvendelse som råmateriale
ved fremstilling av titandioksyd. Man foretrekker å anvende et konsentrert titanmineral med et høyt innhold av titan (f.eks.
over 90 vekt% TiC^), og jernbestanddeler, som kan foreligge i betydelige mengder i naturlige titanmineraler, blir derfor fjernet.
Hovedpatentet, patent nr. 137649, angår en fremgangsmåte ved fremstilling av et konsentrert titanmineral under separasjon av jernbestanddeler ved utluting av et redusert titanmineral med et syre-utlutingsmiddel, fortrinnsvis saltsyre, karakterisert ved at det reduserte titanmineral utlutes i nærvær av minst ett additiv valgt blant polyakrylamid-koaguleringsmidler og chelat-dannende midler av typen polyaminokarboksylsyrer, polyaminokarboksylsyreamider, polyaminonitriler, polykarboksyl-syrer, oksykarboksylsyrer og kondenserte fosforsyrer. Det oppnås herved et titanmineralkonsentrat med et særlig lavt innhold av finstoff eller fine partikler med diameter under lO^um. For den videre opparbeidelse til titandioksyd er det sterkt ønskelig at konsentratet ikke inneholder betydelige mengder av slike fine partikler, hvilket det er redegjort for i hovedpatentet, og det henvises til dette når det gjelder foreliggende oppfinnelses formål og bakgrunn.
Den foreliggende oppfinnelse angår en fremgangsmåte ved fremstilling av et konsentrert titanmineral under fraskillelse av jernbestanddeler ved utluting av et redusert titanmineral med en syre, som angitt i patent nr. 137649, og fremgangsmåten er karakterisert ved at utlutingsbehandlingen utføres i et utlutingsapparat av tårntypen under fluidisering, idet det redu-
serte titanmineral tilføres med en midlere partikkelstørrelse på 50 - 300^,um og syren tilføres med en overflatisk lineær hastig-
het (volumetrisk strømningshastighet/tverrsnittsareal av tårnet) på ul = 0,004 Dp + 0,15 cm/sek., hvor Ul representerer overflatisk lineær hastighet for syren og Dp representerer midlere partikkelstørrelse (^um) for titanmineralet.
Den midlere partikkelstørrelse forutsettes her bestemt på vektbasis ("average weight particle size"). Den bestemmes vanligvis ved hjelp av en rekke sikteinnretninger med forskjellige siktåpninger, hvorved man kommer frem til den sikt-åpning som slipper igjennom 50 vekt% av pulveret, og som representerer den midlere partikkelstørrelse.
I det følgende skal fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen beskrives nærmere, og foretrukne utførelsesformer vil fremgå herav.
Det titanmineral som anvendes ved fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen, innbefatter ilmenitt og andre titanmineraler som inneholder jern, krom, silikater etc. Titanmineralet anvendes i pulverform med partikkelstørrelser (diameter) i området 50 - 300^um.
Titanmineralet blir først redusert, hvorved jernbestanddelene i mineralet omdannes til forbindelser av toverdig jern og behandles deretter med en syre (utlutingsmiddel). Det kan være fordelaktig å oksydere jernbestanddelen i titanmineralet til forbindelser av treverdig jern før reduksjonsbehandlingen, hvorved reduksjonsbehandlingen og utlutingsbehandlingen kan utføres med høy effektivitet.
Den oksyderende behandling av titanmineralet ut-føres vanligvis ved at mineralet bringes i kontakt med oksygen eller en oksygenholdig gass, f.eks. luft, ved en temperatur under sintringstemperaturen, fortrinnsvis 800 - 1000°C i 30 minutter til 5 timer i en roterende ovn eller en hvirvelskiktsreaktor.
Den reduserende behandling utføres vanligvis ved at titanmineralet bringes i kontakt med et gassformig reduksjonsmiddel, såsom hydrogen, karbonmonoksyd, hydrokarbon eller en blanding derav, eller et fast reduksjonsmiddel, f.eks. koks, kull etc. i den reaktor som anvendes for den oksyderende behandling .
Reduksjonstemperaturen avhenger av reduksjons-midlets art og reduksjonstiden og er vanligvis 700 - 1000°C,
fortrinnsvis 750 - 900°C, i 30 minutter til 5 timer.
Ved reduksjonsbehandlingen blir jernbestanddelene
i titanmineralet redusert til forbindelser av toverdig jern, men ikke slik at det dannes vesentlige mengder metallisk jern.
Utlutingsmidlet kan være mineralsyrer, såsom saltsyre, svovelsyre etc, og saltsyre er spesielt foretrukket som utlutingsmiddel. Saltsyrekonsentrasjonen er vanligvis 10 - 36 vektprosent, fortrinnsvis 15 - 30 vektprosent.
Man foretrekker å tilsette et metallklorid, såsom jern(II)-klorid, idet utlutingsbehandlingen derved lettes. Når metallklorid tilsettes, er totalkonsentrasjonen av kloridioner i løsningen mindre enn 36 vektprosent, og konsentrasjonen av fri saltsyre er over 5 vektprosent, fortrinnsvis over 10 vektprosent.
Jernbestanddelen i titanmineralet utlutes og fjernes ved at titanmineralet behandles med en syre. Utlutingsbehandlingen kan utføres chargevis eller i et kontinuerlig system, eventuelt i flere trinn. Man foretrekker spesielt å anvende det kontinuerlige system, som kan være medstrøms eller motstrøms.
Det første trinn er fortrinnsvis en motstrøms-utlutingsprosess, hvor titanmineralet føres fra toppen til bunnen av utlutingstårnet, mens syren føres fra bunnen til toppen av tårnet, slik at titanmineralet fluidiseres i utlutingstårnet. Spesielt foretrekker man å kombinere motstrømsutlutingsbehand-lingen med en medstrømsutlutingsbehandling i hvilken titanmineralet og syren tilføres fra samme side, hvorved den tilsynelatende spesifikke vekt av partiklene av det konsentrerte titanmineral blir mer ensartet.
Utlutingstrinnene innbefattende motstrømstrinnene
og medstrømstrinnene er vanligvis 2-5 trinn.
Den midlere partikkelstørrelse av det titan-
mineral som tilføres utlutingsapparatet, er fortrinnsvis 80 - 250^um, helst 120 - 200^um.
Utlutingstemperaturen er fortrinnsvis relativt høy, vanligvis fra 80°C til utlutingsmidlets kokepunkt, fortrinnsvis fra 100°C til utlutingsmidlets kokepunkt.
Utlutingstiden avhenger av titanmineralets partik-kelstørrelse, utlutingstemperaturen og utlutingsmidlets art og er vanligvis innen området 3-50 timer.
Når utlutingsbehandlingen utføres under anvendelse av både motstrøms- og medstrøms-behandling, er utlutingstiden for medstrømsbehandlingen fortrinnsvis mer enn to ganger utlutingstiden for motstrømsbehandlingen.
På den annen side kan det fluidiserte skiktets tilstand reguleres av den overflatiske lineære has-
tighet (volumetrisk strøm/tverrsnittsareal av det tomme tårn (cm/sek.)).
Den overflatiske lineære hastighet Ul er gitt ved den følgende ligning:
hvor Ul representerer den overflatiske lineære hastighet for utlutingsmidlet (cm/sek.) og Dp representerer midlere partikkelstørrelse av titanmineralet (yum). Utlutingsbehandlingen utføres under de nevnte betin-gelser. Når den overflatiske lineære hastighet for utlutingsmidlet er høyere enn det ovenfor angitte område, vil dannelsen av fine partikler være vanskelig å hindre i den ønskede grad. Den nedre grense for den overflatiske lineære hastighet er vanligvis
Når utlutingsbehandlingen ifølge oppfinnelsen utfø-res chargevis, som vist på fig. 1, blir titanmineralet tilført til den øvre del av utlutingstårnet 1, og utlutingsmidlet tilføres fra en ledning 5 ved bunnen av tårnet via en varmeveksler 11 med den nevnte spesifikke overflatiske lineære hastighet for utlutingsbehandlingen. Utlutingstårnet 1 kan være et tårn med konisk bunn eller et tårn med en passende strømningsregulerende plate. Utlutingsmidlet uttas fra toppen av tårnet via en overløpsledning 2, og de fine partikler som forurenser utlutingsmidlet, fraskilles ved hjelp av en separator 6.
Separatoren 6 kan være et vanlig filter, en sentri-fugalseparator eller en sedimenteringsseparator, etc.
Utlutingsmidlet resirkuleres gjennom en ledning
9 til ledningen 5. Det er mulig å tilsette friskt utlutingsmiddel. Etter at syreutlutingen har pågått en passende tid, åp-
nes en ventil 10 gjennom hvilken det konsentrerte titanmineral uttas fra ledningen 5 for lagring i en lagertank 7.
Når utlutingsbehandlingen utføres i et kontinuerlig system, som vist på fig. 2, innmates utlutingsmidlet fra en lagertank 3 via en pumpe 13, en varmeveksler 11 til bunnen av utlutingstårnet, som kan være av samme type som på fig. 1, med den ønskede overflatiske lineære hastighet. Titanmineralet innføres 1 tårnet fra en lagertank 4 via ledningen 5 for utlutingsmiddel. Blandingen av utlutingsmiddel og titanmineral stiger i flui-
disert tilstand fra bunnen av tårnet og strømmer ut via overløpet 2 ved toppen av tårnet og videre til separatoren 6.
I separatoren 6 blir det konsentrerte titanmineral 7 skilt fra utlutingsmidlet 8. En del av det fraskilte utlutingsmiddel resirkuleres via en ledning 9, idet friskt utlutingsmiddel tilblandes.
Damper av utlutingsmidlet kondenseres i en konden-sator 12 og resirkuleres til tårnet. Det er mulig å arbeide med flere utlutingstårn i serie.
Det resulterende konsentrerte titanmineral blir vanligvis vasket, tørret og kalsinert for anvendelse som utgangsmate-riale for fremstilling av titandioksyd.
Fremgangsmåten ifølge oppfinnelsen utføres idet man opprettholder en overflatisk lineær hastighet og anvender en par-tikkelstørrelse for titanmineralet innenfor de angitte områder under utlutingen, hvorved mengden av fine partikler (med partik-keldiameter under lO^um) som dannes under utlutingen kan holdes under én vektprosent av den totale mengde Ti02 i et diskontinu-erlig system og under 3 vektprosent av totalmengden av Ti02 i et kontinuerlig system. Innholdet av Ti02 i det konsentrerte titanmineral er ennvidere høyere enn 90 %, hvilket er meget tilfredsstil-lende i en industriell prosess.
De følgende eksempler vil ytterligere belyse oppfinnelsen. I eksemplene anvendes apparatutførelser som vist på teg-ningen .
Fig. 1 er et flytskjema som viser et apparat for
den diskontinuerlige utførelsesform av oppfinnelsen;
fig. 2 er et flytskjema som viser et apparat for
en kontinuerlig utførelsesform av oppfinnelsen;
fig. 3, 4, 5 og 6 illustrerer andre kontinuerlige utførelsesformer av oppfinnelsen.
I eksemplene betyr "deler" og "%" henholdsvis "vektdeler" og "vektprosent" med mindre annet er sagt.
Eksempel 1
Et titanmineral (ilmenitt) fra Vest Australia bestående av 54,3 % Ti02, 23,7 % FeO og 16,9 % Fe203 og med en midlere partikkelstørrelse på 150yum ble oksydert i en hvirvelskiktsreaktor ved 950°C i 1 time, idet luft ble anvendt som fluidiseringsgass.
Produktet ble redusert i en hvirvelskiktsreaktor ved 850°C, idet hydrogengass inneholdende 10 % vann ble innført i 30 minutter. Det behandlede titanmineral ble kjølt til romtempera-tur i en inert gass, og jernkomponenten i det behandlede mineral ble analysert; det ble funnet at 95,4 % av jerninnholdet forelå som forbindelser av toverdig jern.
Utlutingsmidlet bestående av 20 %'s saltsyre ble chargert til utlutingsapparatet (fluidisert system) som er vist på fig. 1, og ble resirkulert ved hjelp av pumpen 13 med en overflatisk lineær hastighet på 0,2 - 0,4 - 0,6 og 0,75 cm/sek.,
og for sammenligningsformål med en overflatisk lineær hastighet på 1,0 og 1,4 cm/sek., idet temperaturen i apparatet ble holdt ved 105°C.
1 kg av det reduserte titanmineral ble chargert i apparatet, og utlutingsbehandlingen ble utført ved 105 - 108°C
i 5 timer. Mengden av saltsyre var 1,4 ganger den støkiometriske mengde i relasjon til jerninnholdet i titanmineralet. Etter utlutingsbehandlingen ble andelen av fine partikler (mindre enn 10^um) i utlutingsblandingen målt som prosentvis andel av totalt Ti02.
Det konsentrerte titanmineral ble skilt fra utlutingsblandingen og vasket med saltsyre og deretter med vann,
tørret og kalsinert. Det resulterende konsentrerte titanmineral ble analysert. Resultatene er vist i tabell 1 nedenfor.
Eksempel 2
Det reduserte titanmineral i eksempel 1 ble utlutet under anvendelse av det på fig. 2 viste apparat for kontinuerlig behandling.
Utlutingsmidlet, 26 %'s saltsyre, ble kontinuerlig tilført utlutingstårnet 1 via ledningen 5 i mengder 227 deler pr. time. Det reduserte titanmineral i lagertanken 4 ble kontinuerlig tilført utlutingstårnet 1 via ledningen 5 i mengder på 100 deler pr. time, sammen med utlutingsmidlet.
Utlutingsblandingen ble via overløpet 2 kontinuerlig tilført separatoren 6, hvor fast stoff ble skilt fra væsken.
Den fraskilte væskefase 8 ble kontinuerlig uttatt
i mengder på 235 deler pr. time.
Den fraskilte faststoffase innbefattende det konsentrerte titanmineral (61 deler pr. time) og utlutingsmiddel
(31 deler pr. time) ble kontinuerlig uttatt og ført til lagertanken 7 for det konsentrerte titanmineral. 1 del av den væskeformige fase ble resirkulert gjennom ledningen 9 til utlutingstårnet 1 med en overflatisk lineær hastighet på 0,2 cm/sek.
Temperaturen i utlutingstårnet 1 ble holdt høyere enn 105°C ved regulering av utlutingsmidlets temperatur i varme-veksleren 11. Titanmineralets oppholdstid var ca. 5 timer. Mengden av fine partikler (mindre enn lO^um) i det konsentrerte titanmineral ble målt som prosentvis andel av total Ti©2.
Den faste fase som ble fraskilt fra utlutingsblandingen, ble vasket med saltsyre og deretter med vann, tørret og kalsinert. Det resulterende konsentrerte titanmineral ble analysert. Resultatene er gjengitt i tabell 2. For sammenligningsformål ble fremgangsmåten i eksempel 2 gjentatt med unnta-gelse av at utlutingsmidlets lineære hastighet var 1 cm/sek. og oppholdstiden ca. 4 timer. Mengden av fine partikler som andel av total TiC>2 og analyseresultatene vedrørende det konsentrerte titanmineral er gjengitt i tabell 2.
Eksempel 3
Det reduserte titanmineral i eksempel 1 ble utlutet under anvendelse av det på fig. 3 viste apparat for den kontinuerlige prosess.
Utlutingsmidlet, 26 %'s saltsyre, ble kontinuerlig innmatet i tårnet 1 via ledningen 5 i mengde på 230 deler pr. time. Det reduserte titanmineral ble kontinuerlig tilført tårnet 1 via ledningen 2 i mengder på 100 deler pr time.. Syreutlutings-midlet ble kontinuerlig uttatt via ledning 2 i mengder på 240 deler pre time. Den faste fase inneholdende det konsentrerte titanmineral (61 deler pr. time) og utlutingsmiddel (31 deler pr. time) ble kontinuerlig uttatt via ledningen 16. En del av utlutingsmidlet ble resirkulert gjennom ledning 5 til utlutingstårnet 1 med en overflatisk lineær hastighet på 0,2 cm/sek. i utlutingstårnet 1. Temperaturen i utlutingstårnet 1 ble holdt høyere enn 105°C under utlutingen. Titanmineralets oppholdstid var ca. 5 timer.
Mengden av fine partikler (under lO^um) i utlutingsblandingen fra ledningene 2 og 16 var 0,6 % av hele Ti02~mengden.
Den uttatte faste fase ble vasket med vann og tørret ved 120°C, hvoretter den ble delt i tre partikkelstørrelsesgrup-per, som vist i tabell 3, ved sikting. Andelen av fjernet jern og den tilsynelatende spesifikke vekt av produktet i hver par-tikkelstørrelsesgruppe ble målt. Resultatene er gjengitt i tabell 3. Den faste fase ble vasket med vann og tørret og kal-dner t, hvorved man fikk et konsentrert titanmineral inneholdende 91,7 vektprosent TiC>2 of 3,7 vektprosent Fe.
Eksempel 4
Det reduserte titanmineral i eksempel 1 ble kontinuerlig utlutet under anvendelse av det på fig. 4 viste apparat.
Utlutingsmidlet, 24 %'s saltsyre, ble kontinuerlig tilført bunnen av utlutingstårnet l<1> fra tanken 3 via ledningen 5 i mengder på 2 30 deler pr. time. Et redusert titanmineral ble tilført toppen av tårnet 1 fra tanken 4 i mengder 100 deler pr. time.
Det reduserte titanmineral ble i en motstrømspro-sess bragt i kontakt med utlutingsmidlet, som via ledningen 5' ble tilført bunnen av tårnet, og ble kontinuerlig uttatt via ledning 17. Det uttatte faste stoff ble tilført toppen av utlutingstårnet 1'. Utlutingsmidlet ble kontinuerlig uttatt via overløpet 2. En del av utlutingsmidlet ble resirkulert via ledningen 5' til tårnet 1 med en overflatisk lineær hastighet på 0,2 cm/sek. i utlutingstårnet 1. Den resterende del ble fjernet fra systemet via ledningen 4'i mengder på ca. 228 deler pr. time.
Temperaturen i utlutingstårnet 1 ble holdt ved ca. 105°C under utlutingen.
Titanmineralets gjennomsnitlige oppholdstid i det første utlutingstårn var ca. 4 timer.
Det titanmineral som ble tilført det annet utlutingstårn 1' ble i en motstrømsprosess bragt i kontakt med syre-utlutingsmidlet tilført via ledningen 5 og ble kontinuerlig uttatt fra ledning 16 i form av konsentret titanmineral (62 deler pr. time) inneholdende utlutingsmiddel (40 deler pr. time).
Utlutingsmidlet ble kontinuerlig uttatt via overløpsledningen 2<1>. En del av det uttatte utlutingsmiddel ble kontinuerlig resirkulert via ledningen 5 til utlutingstårnet 1' med en overflatisk lineær hastighet på 0,2 cm/sek. i utlutingstårnet.
Den resterende del ble ført til utlutingstårnet 1 via ledningen 18. Temperaturen i tårnet 1' ble holdt på ca. 105°C under utlutingen.
Titanmineralets gjennomsnitlige oppholdstid i det annet utlutingstårn var ca. 3 timer.
Den faste fase som ble uttatt fra ledning 16, ble vasket med vann og tørret ved 120°C, hvoretter den ble skilt i tre partikkelstørrelsesgrupper, som vist i tabell 4, ved sikting. Mengden av fjernet jern og den tilsynelatende spesifikke vekt av produktet i hver partikkelstørrelsesgruppe ble målt.
Resultatene er gjengitt i tabell 4.
Den faste fase ble vasket med vann, tørret og kalci-nert, hvorved man fikk et konsentrert titanmineral inneholdende 92,7 vektprosent Ti02 og 3,3 vektprosent Fe.
Mengden av fine partikler (under 10/Um) i utlutingsblandingen fra ledningene 2 og 16 var 0,7 % av den totale Ti02~ mengde.
Eksempel 5
Det reduserte titanmineral i eksempel 1 ble utlutet under anvendelse av det på fig. 5 viste apparat i en kontinuerlig prosess.
Utlutingsmidlet, 24%'s saltsyre, ble kontinuer-
lig tilført det annet utlutingstårn 1' fra tanken 3 via ledningen 5 i mengder på 2 30 deler pr. time.
Utlutingsmidlet ble uttatt fra ledning 2' og
ble tilført det første utlutingstårn via ledningene 14 og 5'. Det reduserte titanmineral ble fra tanken 4 tilført toppen av det første utlutingstårn 1 i mengder på 100 deler pr. time. Titanmineralet ble bragt i kontakt med utlutingsmidlet i tårnet
i fluidisert tilstand og ble uttatt fra bunnen av det første utlutingstårn .
Det behandlede titanmineral fra det første utlutingstårn ble tilført bunnen av det annet utlutingstårn 1<1>, i hvilket det stiger oppover i fluidisert tilstand sammen med utlutingsmidlet som tilføres via ledningen 5, og blandingen uttas fra toppen av tårnet. Den uttatte utlutingsblanding ble tilført separatoren 6, i hvilken det konsentrerte titanmineral ble fraskilt i en mengde på 62 deler pr. time. En del av utlutingsmidlet ble resirkulert via ledningen 14 og ledningen 5' til bunnen av det første utlutingstårn, og den annen del av utlutingsmidlet ble tilført det annet utlutingstårn via ledningen 5, hvor-under den overflatiske lineære hastighet i hvert tårn reguleres til 0,2 cm/sek. Den annen del av utlutingsmidlet ble fjernet fra systemet via ledningen 15 i mengde på ca. 228 deler pr. time.
Temperaturen i hvert av utlutingstårnene ble holdt ved ca. 105°C under utlutingen.
Titanmineralets oppholdstid var ca. 4 timer i det første utlutingstårn og ca. 3 timer i det annet utlutingstårn. Det resulterende konsentrerte titanmineral ble vasket med vann og tørret ved 120°C, hvoretter det ble skilt i tre partikkelstør-relsesgrupper. Andelen av fjernet jern og den tilsynelatende spesifikke vekt av produktet i hver partikkelstørrelsesgruppe ble målt. Resultatene er gjengitt i tabell 5. Mengden av fine partikler (mindre enn lO^um) i utlutingsblandingen var 0,85 vektprosent av totalmengden av Ti02.
Det konsentrerte titanmineral inneholdt 93,2 vektprosent Ti02 og 2,8 vektprosent Fe.
Eksempel 6
Det reduserte titanmineral i eksempel 1 ble kontinuerlig utlutet under anvendelse av det på fig. 6 viste apparat.
Utlutingsmidlet, 24 vektprosents saltsyre, ble kontinuerlig tilført det tredje utlutingstårn 1" fra tanken 3 via ledningen 5 i mengder 250 deler pr. time.
Utlutingsmidlet ble uttatt fra toppen av tårnet
og ble tilført bunnen av det første utlutingstårn 1 via ledningene 2" og 14 og 5", såvel som til bunnen av det annet utlutingstårn 1<1> via ledningen 5'.
Titanmineralet ble fra tanken 4 tilført det første utlutingstårn 1 i mengder på 100 deler pr time. Det til det første utlutingstårn tilførte titanmineral ble bragt i kontakt med utlutingsmidlet i fluidisert tilstand og ble uttatt fra bunnen av tårnet.
Det behandlede titanmineral ble tilført bunnen av
det annet utlutingstårn 1', i hvilket det stiger oppover i fluidisert tilstand sammen med utlutingsmidlet som tilføres fra ledning 5', og blandingen ble uttatt fra ledningen 2' ved toppen av tårnet. Den uttatte utlutingsblanding ble tilført toppen av det tredje utlutingstårn 1" og ble i en motstrømsprosess bragt 1 kontakt med utlutingsmidlet som tilføres ved bunnen av tårnet, og fikk synke nedover i tårnet, og det konsentrerte titanmineral ble uttatt fra bunnen av tårnet i mengder på 60 deler pr. time. En del av utlutingsmidlet som uttas fra ledningen 2", ble resirkulert via ledningene 14 og 5" til bunnen av det første utlutingstårn og via ledningen 5' til bunnen av det annet utlutningstårn, med en overflatisk lineær hastighet i hvert tårn på 0,2 cm/sek. En 0,1 %'s vandig oppløsning av anionisk polyakrylamid ble tilsatt gjennom hver av ledningene 2 og 2" i mengder på 12 deler pr. time. Temperaturen i hvert av utlutingstårnene ble holdt på ca. 105°C under utlutingen. Titanmineralets oppholdstid var ca. 4 timer i det første utlutingstårn og ca. 3 timer i det annet utlutingstårn og ca. 2 timer i det tredje utlutingstårn. Det konsentrerte titanmineral som var utlutingsbehandlet, ble vasket med vann og tørret ved 120°C og ble skilt i tre partikkelstørrelsesgrupper.
Andelen av fjernet jern og den tilsynelatende spesifikke vekt av produktet i hver partikkelstørrelsesgruppe ble målt. Resultatene er gjengitt i tabell 6.
Mengden av fine partikler (mindre enn lO^um) utlutingsblandingen var 0,4 vektprosent av totalmengden av Ti02. Det konsentrerte titanmineral inneholdt 95,0 vektprosent Ti02 og 1,5 vektprosent Fe.

Claims (1)

  1. Fremgangsmåte ved fremstilling av et konsentrert titanmineral under fraskillelse av jernbestanddeler ved utluting av et redusert titanmineral med en syre, som angitt i patent nr. 137649, karakterisert ved at utlutingsbehandlingen utføres i et utlutingsapparat av tårntypen under fluidisering, idet det reduserte titanmineral tilføres med en midlere partikkelstørrelse på 50 - 300^um og syren tilføres med en overflatisk lineær hastighet (volumetrisk strømningshastig-het/tverrsnittsareal av tårnet) på Ul ^ 0,004 Dp + 0,15 cm/sek., hvor Ul representerer overflatisk lineær hastighet for syren og Dp representerer midlere partikkelstørrelse (^um) for titanmineralet .
NO741986A 1973-06-11 1974-05-31 Fremgangsmaate ved fremstilling av et konsentrert titanmineral under fraskillelse av jernbestanddeler ved utluting av et redusert titanmineral NO140476C (no)

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP6572373A JPS5428825B2 (no) 1973-06-11 1973-06-11

Publications (3)

Publication Number Publication Date
NO741986L NO741986L (no) 1975-01-06
NO140476B true NO140476B (no) 1979-05-28
NO140476C NO140476C (no) 1979-09-05

Family

ID=13295211

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
NO741986A NO140476C (no) 1973-06-11 1974-05-31 Fremgangsmaate ved fremstilling av et konsentrert titanmineral under fraskillelse av jernbestanddeler ved utluting av et redusert titanmineral

Country Status (8)

Country Link
US (1) US3929963A (no)
JP (1) JPS5428825B2 (no)
CA (1) CA1011114A (no)
DE (1) DE2427947A1 (no)
FR (1) FR2234370B1 (no)
GB (1) GB1429090A (no)
IT (1) IT1014948B (no)
NO (1) NO140476C (no)

Families Citing this family (11)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE2403458A1 (de) * 1974-01-25 1975-08-14 Bayer Ag Herstellung von synthetischem rutil
GB1495035A (en) * 1975-08-13 1977-12-14 Ucb Sa Continuous process for the preparation of an aqueous solution of ferric chloride
US4199552A (en) * 1978-05-26 1980-04-22 Kerr-Mcgee Corporation Process for the production of synthetic rutile
HU184318B (en) * 1980-08-26 1984-08-28 Tatabanyai Szenbanyak Process for reducing iron content of raw materialsprocess for decreasing the iron content of raw mat containing iron, silicon and aluminium, as well aerials conta ining iron, silicon and aluminium ands for producing in the given case aluminium oxide for preparing iron oxide further in a given case aluminium oxide concentrate concentrate
JPH07121321B2 (ja) * 1988-07-01 1995-12-25 東洋エンジニアリング株式会社 抽出方法
US5490976A (en) * 1991-08-26 1996-02-13 E. I. Du Pont De Nemours And Company Continuous ore reaction process by fluidizing
AU684462B2 (en) * 1992-05-29 1997-12-18 E.I. Du Pont De Nemours And Company Continuous ore reaction process
AUPR503101A0 (en) * 2001-05-15 2001-06-07 Western Minerals Technology Pty Ltd Improved leaching process
JP5792727B2 (ja) * 2009-09-02 2015-10-14 シャ,リーリン 濃縮チタン塩酸抽出残渣、その使用およびチタン顔料の調製方法
KR101565687B1 (ko) * 2014-03-28 2015-11-05 한양대학교 에리카산학협력단 육각 기둥 형태의 티타늄 산화물, 그 제조 방법, 이를 포함하는 태양 전지, 및 이를 포함하는 태양 전지의 제조 방법
CN115608002B (zh) * 2022-12-16 2023-03-17 中国科学院过程工程研究所 一种强化磷矿酸解料浆萃取的装置及方法

Family Cites Families (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US1885187A (en) * 1928-01-17 1932-11-01 Krebs Pigment And Color Corp Production of titanium pigments
US2127247A (en) * 1935-06-15 1938-08-16 Du Pont Preparation of compounds of titanium
US2406577A (en) * 1942-08-08 1946-08-27 Nat Lead Co Extraction of iron from titaniferous ores
US2912320A (en) * 1958-01-24 1959-11-10 Crucible Steel Co America Process for treating materials containing titanium and iron
GB1243798A (en) * 1968-08-14 1971-08-25 British Titan Ltd Formerly Bri Process of beneficiation

Also Published As

Publication number Publication date
NO741986L (no) 1975-01-06
DE2427947A1 (de) 1975-01-02
IT1014948B (it) 1977-04-30
FR2234370A1 (no) 1975-01-17
AU6948374A (en) 1975-12-04
FR2234370B1 (no) 1977-10-07
JPS5428825B2 (no) 1979-09-19
JPS5014519A (no) 1975-02-15
CA1011114A (en) 1977-05-31
GB1429090A (en) 1976-03-24
US3929963A (en) 1975-12-30
NO140476C (no) 1979-09-05

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US4443415A (en) Recovery of V2 O5 and nickel values from petroleum coke
US2701179A (en) Metal halide production
US2701180A (en) Production of titanium tetrachloride
NO140476B (no) Fremgangsmaate ved fremstilling av et konsentrert titanmineral under fraskillelse av jernbestanddeler ved utluting av et redusert titanmineral
CN107043128A (zh) 一种铁盐溶液浸出法制备人造金红石的方法
NO130535B (no)
JPS589815A (ja) アルミナを主成分とする耐火物を製造する方法
US3291599A (en) Chemical process
CN112520777A (zh) 一种利用钛白副产盐酸渣水制取氯化钙的工艺
US2723902A (en) Method for the treatment of iron ore
Habashi Ilmenite for pigment and metal production
US3883344A (en) Method for treating copper ore concentrates
US2740707A (en) Method of extracting metal values from metal bearing material
US2723903A (en) Production of titanium tetrachloride
US1528319A (en) Process for the preparation of oxygenated compounds of titanium and pigments containing said compounds
NO137649B (no) Fremgangsm}te ved fremstilling av et konsentrert titanmineral under separasjon av jernbestanddeler ved utluting av et redusert titanmineral
US4046854A (en) Recovery of titanium tetrachloride
US3149911A (en) Process for producing titanium tetrachloride
CN107385238A (zh) 一种砷滤饼脱硫富集铋的方法
US2416550A (en) Method of producing chromate
US60514A (en) William hendekson
US1636296A (en) Process of oxidizing ferrous sulphate in solution
US1348068A (en) Process for the treatment of manganese ores
Finlayson et al. The Peace River process for the production of iron powder
CA1090099A (en) Process of thermally decomposing salts which contain mainly iron sulfate