NO317932B1 - Quality improvement of titanium-containing materials - Google Patents
Quality improvement of titanium-containing materials Download PDFInfo
- Publication number
- NO317932B1 NO317932B1 NO19960917A NO960917A NO317932B1 NO 317932 B1 NO317932 B1 NO 317932B1 NO 19960917 A NO19960917 A NO 19960917A NO 960917 A NO960917 A NO 960917A NO 317932 B1 NO317932 B1 NO 317932B1
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- leaching
- titanium
- caustic
- removal
- impurities
- Prior art date
Links
- 239000000463 material Substances 0.000 title claims description 47
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 39
- 239000010936 titanium Substances 0.000 title claims description 39
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 title claims description 39
- 230000006872 improvement Effects 0.000 title description 12
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 66
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 57
- 239000003518 caustics Substances 0.000 claims description 46
- 230000008569 process Effects 0.000 claims description 41
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 30
- 239000012535 impurity Substances 0.000 claims description 20
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims description 16
- 229910000323 aluminium silicate Inorganic materials 0.000 claims description 15
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 11
- YDZQQRWRVYGNER-UHFFFAOYSA-N iron;titanium;trihydrate Chemical compound O.O.O.[Ti].[Fe] YDZQQRWRVYGNER-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 8
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 7
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 claims description 5
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 claims description 5
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 3
- 238000004064 recycling Methods 0.000 claims description 2
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims 1
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 36
- GWEVSGVZZGPLCZ-UHFFFAOYSA-N Titan oxide Chemical compound O=[Ti]=O GWEVSGVZZGPLCZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 32
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 25
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 22
- 239000000047 product Substances 0.000 description 18
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 18
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 15
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 13
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 12
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 12
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 11
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 11
- 239000004408 titanium dioxide Substances 0.000 description 11
- 238000005660 chlorination reaction Methods 0.000 description 10
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 10
- 239000000049 pigment Substances 0.000 description 10
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 9
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 8
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 7
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 7
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 238000011282 treatment Methods 0.000 description 7
- CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N Carbon dioxide Chemical compound O=C=O CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 6
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 6
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 6
- TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Al]O[Al]=O TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 5
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 5
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 5
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 description 5
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 description 5
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 5
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 5
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 5
- 229910052720 vanadium Inorganic materials 0.000 description 5
- LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N vanadium atom Chemical compound [V] LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000007792 addition Methods 0.000 description 4
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 4
- 238000005054 agglomeration Methods 0.000 description 4
- 230000002776 aggregation Effects 0.000 description 4
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 4
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 4
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 4
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 4
- 235000011121 sodium hydroxide Nutrition 0.000 description 4
- 238000007669 thermal treatment Methods 0.000 description 4
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 3
- 229910052784 alkaline earth metal Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 3
- 239000001569 carbon dioxide Substances 0.000 description 3
- 229910002092 carbon dioxide Inorganic materials 0.000 description 3
- HNPSIPDUKPIQMN-UHFFFAOYSA-N dioxosilane;oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Si]=O.O=[Al]O[Al]=O HNPSIPDUKPIQMN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 description 3
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 3
- WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L manganese(2+);methyl n-[[2-(methoxycarbonylcarbamothioylamino)phenyl]carbamothioyl]carbamate;n-[2-(sulfidocarbothioylamino)ethyl]carbamodithioate Chemical compound [Mn+2].[S-]C(=S)NCCNC([S-])=S.COC(=O)NC(=S)NC1=CC=CC=C1NC(=S)NC(=O)OC WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 3
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 3
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 3
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 3
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 3
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 3
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 3
- 238000010992 reflux Methods 0.000 description 3
- OGIDPMRJRNCKJF-UHFFFAOYSA-N titanium oxide Inorganic materials [Ti]=O OGIDPMRJRNCKJF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- XJDNKRIXUMDJCW-UHFFFAOYSA-J titanium tetrachloride Chemical compound Cl[Ti](Cl)(Cl)Cl XJDNKRIXUMDJCW-UHFFFAOYSA-J 0.000 description 3
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 3
- ZSLUVFAKFWKJRC-IGMARMGPSA-N 232Th Chemical compound [232Th] ZSLUVFAKFWKJRC-IGMARMGPSA-N 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052776 Thorium Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000002441 X-ray diffraction Methods 0.000 description 2
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 description 2
- 238000005273 aeration Methods 0.000 description 2
- 229910052783 alkali metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 150000001339 alkali metal compounds Chemical class 0.000 description 2
- 150000001340 alkali metals Chemical class 0.000 description 2
- 150000001342 alkaline earth metals Chemical class 0.000 description 2
- 239000004411 aluminium Substances 0.000 description 2
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 2
- 238000010276 construction Methods 0.000 description 2
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 2
- 239000000395 magnesium oxide Substances 0.000 description 2
- CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N magnesium oxide Inorganic materials [Mg]=O CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N magnesium;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[Mg+2] AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000014759 maintenance of location Effects 0.000 description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 2
- 238000001465 metallisation Methods 0.000 description 2
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 2
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 2
- 230000004044 response Effects 0.000 description 2
- 239000007921 spray Substances 0.000 description 2
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 2
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 2
- AKEJUJNQAAGONA-UHFFFAOYSA-N sulfur trioxide Chemical compound O=S(=O)=O AKEJUJNQAAGONA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910001868 water Inorganic materials 0.000 description 2
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N Chromium Chemical compound [Cr] VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N Fe3+ Chemical compound [Fe+3] VTLYFUHAOXGGBS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000805 Pig iron Inorganic materials 0.000 description 1
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910052770 Uranium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910021538 borax Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005266 casting Methods 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 1
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 1
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052804 chromium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011651 chromium Substances 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 230000002301 combined effect Effects 0.000 description 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 1
- 238000009833 condensation Methods 0.000 description 1
- 230000005494 condensation Effects 0.000 description 1
- 238000005520 cutting process Methods 0.000 description 1
- 238000011161 development Methods 0.000 description 1
- 230000018109 developmental process Effects 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 239000000428 dust Substances 0.000 description 1
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 1
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 1
- 239000008394 flocculating agent Substances 0.000 description 1
- 230000008570 general process Effects 0.000 description 1
- IXCSERBJSXMMFS-UHFFFAOYSA-N hydrogen chloride Substances Cl.Cl IXCSERBJSXMMFS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000041 hydrogen chloride Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000007062 hydrolysis Effects 0.000 description 1
- 238000006460 hydrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 150000004679 hydroxides Chemical class 0.000 description 1
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 1
- 238000011835 investigation Methods 0.000 description 1
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N iron(III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]=O JEIPFZHSYJVQDO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- -1 iron(III) titanate compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000009533 lab test Methods 0.000 description 1
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910044991 metal oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 239000008188 pellet Substances 0.000 description 1
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 description 1
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 238000011085 pressure filtration Methods 0.000 description 1
- 239000000941 radioactive substance Substances 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- 229910052665 sodalite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004328 sodium tetraborate Substances 0.000 description 1
- 235000010339 sodium tetraborate Nutrition 0.000 description 1
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 1
- DNYWZCXLKNTFFI-UHFFFAOYSA-N uranium Chemical compound [U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U][U] DNYWZCXLKNTFFI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003039 volatile agent Substances 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B34/00—Obtaining refractory metals
- C22B34/10—Obtaining titanium, zirconium or hafnium
- C22B34/12—Obtaining titanium or titanium compounds from ores or scrap by metallurgical processing; preparation of titanium compounds from other titanium compounds see C01G23/00 - C01G23/08
- C22B34/1236—Obtaining titanium or titanium compounds from ores or scrap by metallurgical processing; preparation of titanium compounds from other titanium compounds see C01G23/00 - C01G23/08 obtaining titanium or titanium compounds from ores or scrap by wet processes, e.g. by leaching
- C22B34/1254—Obtaining titanium or titanium compounds from ores or scrap by metallurgical processing; preparation of titanium compounds from other titanium compounds see C01G23/00 - C01G23/08 obtaining titanium or titanium compounds from ores or scrap by wet processes, e.g. by leaching using basic solutions or liquors
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B34/00—Obtaining refractory metals
- C22B34/10—Obtaining titanium, zirconium or hafnium
- C22B34/12—Obtaining titanium or titanium compounds from ores or scrap by metallurgical processing; preparation of titanium compounds from other titanium compounds see C01G23/00 - C01G23/08
- C22B34/1236—Obtaining titanium or titanium compounds from ores or scrap by metallurgical processing; preparation of titanium compounds from other titanium compounds see C01G23/00 - C01G23/08 obtaining titanium or titanium compounds from ores or scrap by wet processes, e.g. by leaching
- C22B34/124—Obtaining titanium or titanium compounds from ores or scrap by metallurgical processing; preparation of titanium compounds from other titanium compounds see C01G23/00 - C01G23/08 obtaining titanium or titanium compounds from ores or scrap by wet processes, e.g. by leaching using acidic solutions or liquors
- C22B34/125—Obtaining titanium or titanium compounds from ores or scrap by metallurgical processing; preparation of titanium compounds from other titanium compounds see C01G23/00 - C01G23/08 obtaining titanium or titanium compounds from ores or scrap by wet processes, e.g. by leaching using acidic solutions or liquors containing a sulfur ion as active agent
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Description
KVALITETSFORBEDRING AV TITANHOLDIGE MATERIALER. QUALITY IMPROVEMENT OF TITANIUM CONTAINING MATERIALS.
Foreliggende oppfinnelse angår fjerning av urenheter fra naturlig forekommende og syntetiske titanholdige materialer. Oppfinnelsen er særlig velegnet for forbedring av titanholdige materialer som benyttes ved fremstilling av titan-metall og titandioksydpigmenter ved hjelp av industrielle kloreringssystemer. The present invention relates to the removal of impurities from naturally occurring and synthetic titanium-containing materials. The invention is particularly suitable for the improvement of titanium-containing materials used in the production of titanium metal and titanium dioxide pigments by means of industrial chlorination systems.
Utførelsesformer av foreliggende oppfinnelse har det felles trekk at det anvendes kaustisk utlutning og svovelsyreutlut-ning under trykk for kvalitetsforbedring av titanholdige materialer, f.eks. titanholdig slagg, oppnådd fra hårdsten-ilmenitter. Ytterligere trinn kan benyttes slik det skal beskrives nedenfor. Embodiments of the present invention have the common feature that caustic leaching and sulfuric acid leaching under pressure are used to improve the quality of titanium-containing materials, e.g. titanium-containing slag, obtained from hardstone ilmenites. Additional steps may be used as described below.
I industrielle kloreringsprosesser blir titandioksydholdige råstoffer matet sammen med koks til kloreringsapparaturer av forskjellig konstruksjon (virvelsjikt, skaft, smeltet salt), som arbeider til en maksimaltemperatur i området 700-1200°C. Den vanligste type industriell kloreringsapparatur er av vir-velsjiktkonstruksjon. Gassformig klor fores gjennom titanok-sydet og den karbonholdige charge og omdanner titandioksyd til titantetrakloridgass som så fjernes i utløpsgasstrømmen og kondenseres til flytende titantetraklorid for ytterligere rensing og bearbeiding. In industrial chlorination processes, raw materials containing titanium dioxide are fed together with coke to chlorination apparatuses of different constructions (fluidized bed, shaft, molten salt), which work at a maximum temperature in the range of 700-1200°C. The most common type of industrial chlorination equipment is of fluidized-bed construction. Gaseous chlorine is fed through the titanium oxide and carbonaceous charge and converts titanium dioxide to titanium tetrachloride gas which is then removed in the outlet gas stream and condensed to liquid titanium tetrachloride for further purification and processing.
Kloreringsprosessen slik den gjennomføres i industrielle kloreringsapparaturer er velegnet for omdanning av rent titan-dioksydråstoff til titantetraklorid. Imidlertid forårsaker de fleste innførte materialer (f.eks. urenheter i råstoffene) vanskeligheter som sterkt kompliserer enten selve kloreringsprosessen eller de etterfølgende trinn med kondensering av rensing og deponering av avfall. Den følgende tabell tilveiebringer en indikasjon på de typer problemer man må regne med. I tillegg vil hver enhet av innført materiale som ikke går inn i produktene, vesentlig bidra til dannelse av avfall for behandling og deponering. Noe innført materiale (f.eks. spe-sielle metaller eller radioaktive stoffer) resulterer i av-fallsklassifiseringer som kan kreve spesiell deponering i overvåkede repositorier. The chlorination process as carried out in industrial chlorination equipment is suitable for converting pure titanium dioxide raw material into titanium tetrachloride. However, most introduced materials (eg impurities in the raw materials) cause difficulties that greatly complicate either the chlorination process itself or the subsequent steps of condensation purification and waste disposal. The following table provides an indication of the types of problems to expect. In addition, each unit of introduced material that does not enter the products will significantly contribute to the formation of waste for treatment and disposal. Some introduced material (eg special metals or radioactive substances) results in waste classifications that may require special disposal in supervised repositories.
Foretrukne tilførte materialer til klorering er derfor høy-kvalitetsmaterialer der mineralet rutil med 95-96% Ti02 er det mest egnede av dagens råstoffer. Korthet på rutil har imidlertid ført til utvikling av andre råstoffer oppnådd ved kvalitetsforbedring av naturlig forekommende ilmenitt med 40-60% TiC>2, f .eks. titanholdig slagg med ca. 86% TiC>2 og syntetisk rutil med et TiC>2-innhold som varierer fra 92-95%. Disse kvalitetsforbedringsprosesser har hatt jernfjerning som hovedfokus, men er utvidet til fjerning av magnesium, mangan og jordalkali-urenheter så vel som noe aluminium. Preferred added materials for chlorination are therefore high-quality materials where the mineral rutile with 95-96% Ti02 is the most suitable of today's raw materials. Shortage of rutile has, however, led to the development of other raw materials obtained by improving the quality of naturally occurring ilmenite with 40-60% TiC>2, e.g. titanium-containing slag with approx. 86% TiC>2 and synthetic rutile with a TiC>2 content varying from 92-95%. These quality improvement processes have had iron removal as their main focus, but have been extended to remove magnesium, manganese and alkaline earth impurities as well as some aluminium.
I den kjente teknikk er syntetisk rutil dannet fra titanholdige materialer, f.eks. ilmenitt, via forskjellige teknikker. I henhold til den vanligvis benyttede teknikk slik den ofte benyttes i Western Australia, reduseres det titanholdige materialet ved kull eller koks i en rotasjonsovn ved en tem-peratur over 1100°C. I denne prosess blir jerninnholdet i mineralet i det vesentlige metallisert. Svoveltilsetninger foretas også for å omdanne manganurenhetene partielt til sul-fider. Etter reduksjon blir det metalliserte produkt avkjølt, separert fra vedheftende koks og så underkastet vandig beluftning for fjerning av så å si alt inneholdt metallisk jern som et separerbart, fint jernoksyd. Det titanholdige separer-ingsprodukt behandles med 2-5% vandig svovelsyre for opp-løsning av mangan og noe gjenværende jern. Det er ingen vesentlig kjemisk fjerning av alkalimetaller eller jordalka-limetaller, aluminium, silisium, vanadium eller radionuklei-der, i denne prosess slik den beskrives eller opereres. Videre er fjerning av jern og mangan ufullstendig. In the known technique, synthetic rutile is formed from titanium-containing materials, e.g. ilmenite, via different techniques. According to the commonly used technique as it is often used in Western Australia, the titanium-containing material is reduced by coal or coke in a rotary kiln at a temperature above 1100°C. In this process, the iron content of the mineral is essentially metallized. Sulfur additions are also made to partially convert the manganese impurities into sulphides. After reduction, the metallized product is cooled, separated from adhering coke, and then subjected to aqueous aeration to remove virtually all contained metallic iron as a separable, fine iron oxide. The titanium-containing separation product is treated with 2-5% aqueous sulfuric acid to dissolve manganese and any remaining iron. There is no significant chemical removal of alkali metals or alkaline earth metals, aluminium, silicon, vanadium or radionuclides, in this process as described or operated. Furthermore, the removal of iron and manganese is incomplete.
Senere oppdagelser har tilveiebragt en fremgangsmåte som gjennomfører reduksjon ved lavere temperaturer og tilveiebringer saltsyre-utlutning etter den vandige beluftning og jernoksyd-separeringen. I henhold til disse beskrivelser er prosessen effektiv for fjerning av jern og mangan, alkali- og jordalkalimetallurenheter, en vesentlig del av den innførte aluminiummengde og noe vanadium så vel som thorium. Prosessen kan gjennomføres som en retrofitt på eksisterende ovn-baserte installasjoner. Imidlertid er prosessen ineffektiv med henblikk på full vanadiumfjerning og har liten kjemisk innvirkning på silisium. Later discoveries have provided a method which carries out reduction at lower temperatures and provides hydrochloric acid leaching after the aqueous aeration and iron oxide separation. According to these descriptions, the process is effective for the removal of iron and manganese, alkali and alkaline earth metal impurities, a significant portion of the introduced aluminum and some vanadium as well as thorium. The process can be carried out as a retrofit on existing oven-based installations. However, the process is inefficient for full vanadium removal and has little chemical impact on silicon.
I en annen kjent oppfinnelse nås det relativt høy grad av fjerning av magnesium, mangan, jern og aluminium. I en slik prosess blir ilmenitt først redusert termisk for i det vesentlige fullstendig å redusere jern(III)oksyd-innholdet (dvs. uten vesentlig metallisering), vanligvis i en rotasjonsovn. Det avkjølte, reduserte produkt utlutes så under et trykk på 241,3 kPa ved 140-150°C med overskytende 20% saltsyre for fjerning av jern, magnesium, aluminium og mangan. Utlutningsvaeskene sprayrøstes for regenerering av hydrogen-klorid, som resirkuleres til utlutningstrinnet. In another known invention, a relatively high degree of removal of magnesium, manganese, iron and aluminum is achieved. In such a process, ilmenite is first thermally reduced to substantially completely reduce the iron(III) oxide content (ie, without significant metallization), usually in a rotary kiln. The cooled, reduced product is then leached under a pressure of 241.3 kPa at 140-150°C with excess 20% hydrochloric acid to remove iron, magnesium, aluminum and manganese. The leaching liquids are spray roasted to regenerate hydrogen chloride, which is recycled to the leaching step.
I andre prosesser under ilmenitten kornraffinering ved termisk oksydasjon fulgt av termisk reduksjon (enten i et virvelsjikt eller en rotasjonsovn). Det avkjølte, reduserte produkt underkastes så atmosfærisk utlutning med overskytende 20% saltsyre for fjerning av de skadelige urenheter. Syrere-generering gjennomføres også ved sprayrøsting i denne prosess . In other processes during the ilmenite grain refining by thermal oxidation followed by thermal reduction (either in a fluidized bed or a rotary kiln). The cooled, reduced product is then subjected to atmospheric leaching with excess 20% hydrochloric acid to remove the harmful impurities. Acid generation is also carried out by spray roasting in this process.
I alle de ovenfor nevnte saltsyre-baserte utlutningsprosesser er urenhetsfjerningen den samme. Fjerningen av vanadium, aluminium og silisium er ikke fullt ut effektiv. In all of the above-mentioned hydrochloric acid-based leaching processes, the impurity removal is the same. The removal of vanadium, aluminum and silicon is not fully effective.
I nok en annen prosess blir ilmenitt redusert termisk (uten metallisering) med karbon i en rotasjonsovn, fulgt av avkjøl-ing i en ikke-oksyderende atmosfære. Det avkjølte, reduserte produkt utlutes under et manometertrykk på 137,9-206,8 kPa ved 130°C med 10-60% (karakteristisk 18-25%) svovelsyre, i nærvær av et ympemateriale som understøtter hydrolyse av opp-løste titandioksyd og som derfor understøtter utlutning av urenheter. Det kreves i denne prosess bruk av saltsyre i ste-det for svovelsyre. Under slike omstendigheter må det forventes lignende urenhetsfjerning som det som oppnås med andre saltsyre-baserte systemer. Der svovelsyre benyttes, vil ra-dioaktivitetsfjerningen ikke være fullstendig. In yet another process, ilmenite is thermally reduced (without metallization) with carbon in a rotary kiln, followed by cooling in a non-oxidizing atmosphere. The cooled, reduced product is leached under a gauge pressure of 137.9-206.8 kPa at 130°C with 10-60% (typically 18-25%) sulfuric acid, in the presence of a seed material which supports hydrolysis of dissolved titanium dioxide and which therefore supports the leaching of impurities. This process requires the use of hydrochloric acid instead of sulfuric acid. Under such circumstances, similar impurity removal as that achieved with other hydrochloric acid-based systems must be expected. Where sulfuric acid is used, radioactivity removal will not be complete.
En vanligvis benyttet metode for kvalitetsforbedring av ilmenitt til høyere kvalitetsprodukter er å smelte ilmenitt ved temperaturer utover 1500°C under kokstilsetning i en elek-trisk ovn, tildanning av et smeltet, titanholdig slagg (for støping og knusing) og et råjernprodukt. Av problem-urenhetene blir kun jern fjernet på denne måte og da også kun ufullstendig som et resultat av komposisjonelle begrensninger ved prosessen. A commonly used method for improving the quality of ilmenite into higher quality products is to melt ilmenite at temperatures above 1500°C under coke addition in an electric furnace, forming a molten, titanium-containing slag (for casting and crushing) and a pig iron product. Of the problem impurities, only iron is removed in this way and then only incompletely as a result of compositional limitations of the process.
I en annen prosess blir titanholdig malm røstet med alkali-metallforbindelser, fulgt av utlutning med en sterk syre forskjellig fra svovelsyre (se AU-B-70976/87). I henhold til denne beskrivelse oppnås det vesentlig fjerning av forskjellige urenheter der "vesentlig" defineres til å bety mer enn 10%. I foreliggende oppfinnelses kontekst vil en slik dårlig fjerning av urenheter og særlig av thorium og uran, ikke betegnes som en effektiv prosess. Ingen spesifikk fase-struktur indikeres etter røstingen for denne prosess, men det er fra tilveiebragte analytiske resultater (der produkt-analyser, til forskjell fra råstoffanalyser ikke gir 100% som sum og der analyser for tilsatt alkalimetall ikke er gitt) klart at det kan være en vesentlig retensjon av additivet i sluttproduktet. Under de betingelser som gis er det her beskrevet at det er å forvente at alkalijern(III)titanat-forbindelser som ikke kan underkastes etterfølgende syre-utlutning, vil dannes. Den derav følgende retensjon av alkali vil gjøre sluttproduktet uegnet som råstoff som kloridpigmentprosessen. In another process, titanium-bearing ore is roasted with alkali metal compounds, followed by leaching with a strong acid other than sulfuric acid (see AU-B-70976/87). According to this description, substantial removal of various impurities is achieved where "substantial" is defined to mean more than 10%. In the context of the present invention, such a poor removal of impurities and in particular of thorium and uranium, would not be described as an efficient process. No specific phase structure is indicated after voting for this process, but it is clear from the provided analytical results (where product analyses, unlike raw material analyses, do not add up to 100% and where analyzes for added alkali metal are not given) that it can be a significant retention of the additive in the final product. Under the conditions given, it is described here that it is to be expected that alkali iron(III) titanate compounds which cannot be subjected to subsequent acid leaching will be formed. The resulting retention of alkali will make the final product unsuitable as a raw material for the chloride pigment process.
I nok en annen prosess blir titanholdig malm behandlet med alternerende utlutning med en vandig oppløsning av alkali-metallforbindelse og en vandig oppløsning av ikke-svovel-mineralsyre (US 5 085 837-A). Denne prosess er spesifikt begrenset til malmer og konsentrater og tar ikke sikte på tidligere bearbeiding som tar sikte på kunstig å endre fase-strukturene. Som en konsekvens krever prosessen anvendelse av utstrakte reagens- og grove prosesstilstander for å kunne være i det minste delvis effektiv og det er usannsynlig at den økonomisk kan implementeres for å gi et råstoff for kloridpigmentprosessen. In yet another process, titanium-bearing ore is treated by alternating leaching with an aqueous solution of alkali metal compound and an aqueous solution of non-sulfur mineral acid (US 5,085,837-A). This process is specifically limited to ores and concentrates and does not address prior processing that aims to artificially alter the phase structures. As a consequence, the process requires the use of extensive reagent and harsh process conditions to be at least partially efficient and is unlikely to be economically implemented to provide a feedstock for the chloride pigment process.
Et vidt spektrum av potensielle råstoffer er tilgjengelige for kvalitetsforbedring til materialer med høyt innhold av titandioksyd som er egnet for klorering. Eksempler på primære titandioksydkilder som ikke på tilfredsstillende måte kan kvalitetsforbedres ved de tidligere kjente prosesser for det formål å fremstille et materiale som er egnet for inklu-dering, inkluderer hårdsten (ikke forvitrede) ilmenitter, si-lisiumholdige leukoksener, mange primære (ikke-klima-utsatte) ilmenitter og store anataskilder. Mange slike sekundærkilder (f.eks. titandioksydholdige slagg) eksisterer også. A wide range of potential feedstocks are available for upgrading to high titanium dioxide content materials suitable for chlorination. Examples of primary titanium dioxide sources which cannot be satisfactorily upgraded by the previously known processes for the purpose of producing a material suitable for inclusion include hardstone (non-weathered) ilmenites, siliceous leucoxenes, many primary (non-climate -exposed) ilmenites and large anatase springs. Many such secondary sources (eg titanium dioxide-containing slag) also exist.
Særlig er det for titanholdige materialer inneholdende høye nivåer av silisiumdioksyd, aluminiumoksyd og magnesiumoksyd, f.eks. de titanholdige slagg som stammer fra hårdsten-ilmenittkilder, ikke tilgjengelig noen tidligere beskreven kva-litetsforbedringsmetode som er effektiv for fremstilling av et råstoff for den kommersielle kloridpigmentfremstilling. Kombinasjonen av silisiumdioksyd som ikke kan fjernes økonomisk ved de tidligere identifiserte teknikker og aluminiumoksyd og magnesiumoksyd som sammen under den termiske bearbeiding understøtter dannelse av pseudobrookitt - anoaso-vitt-typefaser som ikke kan underkastes utlutning med saltsyre under kommersielt realistiske betingelser, begrenser bruken av slike stoffer til sulfatpigmentprosessråstoffer. Fordi pigmentprosessen forventes å levere all økning i pigmentet-terspørselen er en slik begrensning en alvorlig hindring i kloridprosessen. In particular, it is for titanium-containing materials containing high levels of silicon dioxide, aluminum oxide and magnesium oxide, e.g. the titanium-containing slags originating from hardstone-ilmenite sources, no previously described quality improvement method is available which is effective for producing a raw material for the commercial chloride pigment manufacture. The combination of silicon dioxide, which cannot be economically removed by the previously identified techniques, and alumina and magnesium oxide, which together during the thermal processing support the formation of pseudobrookite - anoaso-white type phases which cannot be subjected to leaching with hydrochloric acid under commercially realistic conditions, limits the use of such substances to sulfate pigment process raw materials. Because the pigment process is expected to supply all of the increase in pigment demand, such a limitation is a serious impediment to the chloride process.
En stor andel av verdens identifiserte titandioksydreserver foreligger i form av hårdsten-ilmenitter. A large proportion of the world's identified titanium dioxide reserves are in the form of hardstone ilmenites.
Det er således et klart incitament til å komme frem til en kvalitetsforbedring av slike titanholdige materialer som på økonomisk måte muliggjør fremstilling av høykvalitetspro-dukter som er egnet som råstoffer for kloridpigmentprosessen. There is thus a clear incentive to arrive at an improvement in the quality of such titanium-containing materials which economically enables the manufacture of high-quality products which are suitable as raw materials for the chloride pigment process.
Foreliggende oppfinnelse tilveiebringer en kombinasjon av prosesstrinn som kan innarbeides i mer generelle prosesser for kvalitetsforbedring av titanholdige materialer og å gjøre slike prosesser anvendelige for behandling av et videre områ-de av råstoffer og å produsere produkter med høyere kvalitet enn det som ellers kunne oppnås. The present invention provides a combination of process steps that can be incorporated into more general processes for improving the quality of titanium-containing materials and to make such processes applicable to the treatment of a wider range of raw materials and to produce products of higher quality than could otherwise be achieved.
Formålet oppnås i henhold til oppfinnelsen ved de trekk som er angitt i nedenstående beskrivelse og i de etterfølgende patentkrav. The purpose is achieved according to the invention by the features indicated in the description below and in the subsequent patent claims.
Ihenhold til dette tilveiebringer foreliggende oppfinnelse en fremgangsmåte for kvalitetsforbedring av et titanholdig materiale ved fjerning av urenheter og denne prosess omfatter alternerende utlutning av materialet i en kaustisk utlutning og en svovelsyre-utlutning under trykk. Accordingly, the present invention provides a method for improving the quality of a titanium-containing material by removing impurities and this process comprises alternating leaching of the material in a caustic leach and a sulfuric acid leach under pressure.
I en spesiell utførelsesform av oppfinnelsen blir den kaustiske utlutning gjennomført økonomisk og effektivt på tross av behovet for bruken av overskytende kaustikk ved utlutningen ved hjelp av sirkulering av kaustiske utlutningsvaesker etter faststoff/vaeskeseparering via et kaustikk regenerer-ingstrinn som benytter kalktilsetning for å presipitere komplekse aluminosilikater og å regenerere kaustikk oppløsning. De komplekse aluminosilikater separeres så fra den regenererte kaustikkoppløsning som resirkuleres til utlutningen. In a particular embodiment of the invention, the caustic leaching is carried out economically and efficiently despite the need for the use of excess caustic during the leaching by means of the circulation of caustic leaching liquids after solid/liquid separation via a caustic regeneration step that uses lime addition to precipitate complex aluminosilicates and to regenerate caustic solution. The complex aluminosilicates are then separated from the regenerated caustic solution which is recycled to the leachate.
Behandlingen av titanholdige materialer inneholdende både aluminiumoksyd og silisiumdioksyd er på en slik måte ikke tidligere beskrevet og det vises her at det kun under spesi-fikke driftsbetingelser er mulig å gjennomføre en slik prosess uten presipitering av komplekse aluminosilikater i kaustikkutlutningen. The treatment of titanium-containing materials containing both aluminum oxide and silicon dioxide in such a way has not previously been described and it is shown here that it is only possible under specific operating conditions to carry out such a process without precipitation of complex aluminosilicates in the caustic leach.
Det er overraskende oppdaget at ved å begrense konsentra-sjonen av silisiumdioksyd, aluminiumoksyd og titanoksyd og andre urenheter i kaustikkutlutningsvæsken, f.eks. ved utlutning ved lave slurry-densiteter og resirkulering av utlutningsvæsker gjennom kaustikkregenerering, kan de komplekse aluminosilikater som ellers dannes ved kaustikkutlutningen, hyppig unngås. It has surprisingly been discovered that by limiting the concentration of silicon dioxide, aluminum oxide and titanium oxide and other impurities in the caustic cutting liquor, e.g. by leaching at low slurry densities and recycling leaching liquids through caustic regeneration, the complex aluminosilicates that are otherwise formed during caustic leaching can often be avoided.
Det er også overraskende funnet at kompleks aluminosilikater som dannes ved kaustikkutlutningen virkelig kan fjernes ved den etterfølgende sure utlutning sammen med andre urenheter. Dette er spesielt overraskende da silisiumdioksyd i titanholdige materialer under de fleste omstendigheter ikke kan fjernes ved sur utlutning. It has also surprisingly been found that complex aluminosilicates formed by the caustic leaching can indeed be removed by the subsequent acid leaching together with other impurities. This is particularly surprising as silicon dioxide in titanium-containing materials cannot under most circumstances be removed by acid leaching.
Som et resultat og i en ytterligere utførelsesform er det mulig å gjennomføre en enkel prosess som involverer en to-trinnsbehandling der komplekse aluminosilikater dannes i et første trinn og forbrukes ved sur utlutning i et andre trinn, og der silisiumdioksydfjerningen oppnås i syreutlut-ningstrinnet sammen med de andre fordeler ved sur utlutning ved den mer generelle kvalitetsforbedring. As a result and in a further embodiment, it is possible to carry out a simple process involving a two-stage treatment in which complex aluminosilicates are formed in a first stage and consumed by acid leaching in a second stage, and in which the silicon dioxide removal is achieved in the acid leaching stage together with the other benefits of acid leaching in the more general quality improvement.
Særlig beskrives det at den lette dannelse ved kaustisk utlutning og fjerning ved sur utlutning av komplekse aluminosilikater avhenger av forholdet kaustikk:silisiumdioksyd i utlutningsvæsken (som bestemmer hvorvidt aluminosilikatene er av sodalitt-typen eller foreligger i en annen form), der høye kaustikk:silisiumdioksydforhold tillater enklere fjerning. Således er sirkuleringen av kaustiske utlutningsvæsker gjennom en kaustisk utlutning og kaustisk regenerering med kalk (som holder forholdet kaustikk:silisiumdioksyd høyt), fulgt av svovelsyre-utlutning under trykk, i mange tilfeller et høyst effektivt middel for kvalitetsforbedring av titanholdige materialer, særlig slike som stammer fra hårdsten-ilmenitt. In particular, it is described that the easy formation by caustic leaching and removal by acid leaching of complex aluminosilicates depends on the caustic:silica ratio in the leaching liquid (which determines whether the aluminosilicates are of the sodalite type or exist in another form), where high caustic:silica ratios allow easier removal. Thus, the circulation of caustic leaching liquids through a caustic leaching and caustic regeneration with lime (which keeps the caustic:silica ratio high), followed by sulfuric acid leaching under pressure, is in many cases a highly effective means of improving the quality of titanium-containing materials, especially those that stem from hardstone ilmenite.
Det er funnet at oppfinnelsens fremgangsmåte kan fjerne jern, magnesium, aluminium, silisium, kalsium, magnesium, mangan, fosfor, krom og vanadium, hvilke urenheter danner en så å si fullstendig liste av urenheter i hårdsten-ilmenittkilder for titandioksyd. It has been found that the method of the invention can remove iron, magnesium, aluminum, silicon, calcium, magnesium, manganese, phosphorus, chromium and vanadium, which impurities form a so-called complete list of impurities in hardstone-ilmenite sources of titanium dioxide.
Ytterligere trinn kan innarbeides i prosessen etter ønske, f.eks.: (1) Det titanholdige materialet kan røstes i en hvilken som helst egnet innretning og ved en hvilken som helst tem-peratur under reduserende eller oksyderende betingelser før utlutning. En slik røsting kan gjennomføres for å øke responsen hos materialet overfor utlutningstrinnene eller for å redusere dannelsen av svoveldioksyd under utlutningen ved oksydasjon av tre-verdig titandioksyd i det titanholdige materialet. (2) Additiver kan tilsettes til det titanholdige materialet før et slikt røstetrinn for å øke responsen i materialet til utlutningstrinnene, eller for et hvilket som helst annet formål. (3) Det titanholdige materialet kan oppmales før røsting eller utlutning for å øke reaksjonshastighetene eller preparering for agglomereringstrinn som forbedres ved tildanning av en bred partikkelstørrelsesfordeling i materialet som skal agglomereres. (4) Det kan gjennomføres et agglomereringstrinn via hvilket additivene innarbeides i det titanholdige materialet før røsting. (5) Fysisk separering av materialet (f.eks. magnetisk separering av sluttproduktet for selektivt å fjerne og åre-sirkulere jernrikt materiale) for ytterligere kvalitetsforbedring. (6) Det titanholdige sluttprodukt kan agglomereres ved en hvilken som helst egnet teknikk for å tilveiebringe en størrelse som er egnet i markedet for syntetisk rutil. Etter agglomerering kan produktet brennes ved temperaturer tilstrekkelige til å gi sintrede bindinger og der-ved unngå støvtap i virvelsjiktskloreringsapparaturer. (7) Uansett sluttproduktagglomerering kan sluttproduktet kalsineres for å fjerne flyktige stoffer {f.eks. vann, svoveldioksyd og svoveltrioksyd). (8) En kaustikkoppløsningavtapping eller kaustikkoppløsning-fordamping (for vaskevannsfjerning) kan gjennomføres. (9) Utløpsvæsken fra svovelsyre-utlutningen kan nøytrali-seres under dannelse av faste sulfater og hydroksyder for deponering. (10) Utløpsvæsken fra svovelsyre-utlutningen kan behandles for regenerering av svovelsyre fra vandige sulfatoppløs-ninger som dannes under prosessen. (11) Andre utlutningstrinn, filtreringstrinn og vasketrinn kan innarbeides i prosessen etter ønske. F.eks. kan en saltsyre-utlutning gjennomføres for å understøtte fjerning av spornivåer av radioaktivitet. Trykkfiltrering av det kompleks aluminosilikat som presipiteres ved kaustikkgjenvinningen kan gjennomføres for åunderstøtte f aststof f/vaeskeseparering. (12) Flokkuleringsmidler og andre hjelpestoffer kan benyttes for å understøtte faststoff/vaeskeseparering. Additional steps may be incorporated into the process as desired, eg: (1) The titanium-containing material may be roasted in any suitable apparatus and at any temperature under reducing or oxidizing conditions prior to leaching. Such roasting can be carried out to increase the response of the material to the leaching steps or to reduce the formation of sulfur dioxide during the leaching by oxidation of trivalent titanium dioxide in the titanium-containing material. (2) Additives may be added to the titanium-containing material prior to such roasting step to increase the response of the material to the leaching steps, or for any other purpose. (3) The titanium-containing material may be ground prior to roasting or leaching to increase reaction rates or preparation for agglomeration steps which are enhanced by the formation of a broad particle size distribution in the material to be agglomerated. (4) An agglomeration step can be carried out via which the additives are incorporated into the titanium-containing material before roasting. (5) Physical separation of the material (eg, magnetic separation of the final product to selectively remove and recirculate iron-rich material) for further quality improvement. (6) The final titanium-containing product may be agglomerated by any suitable technique to provide a size suitable in the synthetic rutile market. After agglomeration, the product can be burned at temperatures sufficient to produce sintered bonds and thereby avoid dust loss in fluidized bed chlorination equipment. (7) Regardless of final product agglomeration, the final product may be calcined to remove volatiles {e.g. water, sulfur dioxide and sulfur trioxide). (8) A caustic solution draining or caustic solution evaporation (for washing water removal) can be carried out. (9) The effluent from the sulfuric acid leach can be neutralized to form solid sulphates and hydroxides for disposal. (10) The effluent from the sulfuric acid leaching can be treated for the regeneration of sulfuric acid from aqueous sulphate solutions which are formed during the process. (11) Other leaching steps, filtration steps and washing steps can be incorporated into the process as desired. E.g. a hydrochloric acid leach can be carried out to support the removal of trace levels of radioactivity. Pressure filtration of the complex aluminosilicate that precipitates during the caustic recovery can be carried out to support solid/liquid separation. (12) Flocculating agents and other auxiliary substances can be used to support solid/liquid separation.
Oppfinnelsen skal forklares nærmere under henvisning til et antall laboratorieforsøk som tjener til å illustrere de her beskrevne teknikker. The invention will be explained in more detail with reference to a number of laboratory experiments which serve to illustrate the techniques described here.
Eksempel 1 Example 1
Dette eksempel skal vise ineffektiviteten ved behandlinger som er funnet å være effektive for kvalitetsforbedring av andre titanholdige stoffer på materialer som titanholdige slagg som fremstilles fra hårdsten-ilmenitter. This example is intended to demonstrate the ineffectiveness of treatments found to be effective for quality improvement of other titanium-containing substances on materials such as titanium-containing slags produced from hardstone ilmenites.
Kommersielle titanholdige slagg med den sammensetning som er antydet i tabell 1 ble underkastet oksydasjonsrøsting i luft ved 750°C i 30 minutter, fulgt av reduksjonsrøsting i en 1:3 hydrogen:karbondioksyd (volumetrisk basis) gassblanding ved 680°C i 1 time. Det avkjølte produkt ved denne termiske behandling inneholdt intet jern(III) og intet trivalent titanoksyd. Fasesammensetningen for materialet ble antydet ved røntgendiffraksjon som pseudobrookitt. Commercial titanium-containing slags of the composition indicated in Table 1 were subjected to oxidation roasting in air at 750°C for 30 minutes, followed by reduction roasting in a 1:3 hydrogen:carbon dioxide (volumetric basis) gas mixture at 680°C for 1 hour. The cooled product from this thermal treatment contained no iron (III) and no trivalent titanium oxide. The phase composition for the material was suggested by X-ray diffraction as pseudobrookite.
Det termisk behandlede materialet ble utlutet ved refluksering av 10% kaustikksodaoppløsning ved 10% slurry-densitet. Etter filtrering og vasking hadde den faste rest en sammensetning som angitt i tabell 2. The thermally treated material was leached by refluxing 10% caustic soda solution at 10% slurry density. After filtration and washing, the solid residue had a composition as indicated in Table 2.
Det er klart at kaustikkutlutningen ikke har noen nevneverdig innvirkning på innholdet av silisiumdioksyd eller aluminiumoksyd i materialet. It is clear that the caustic leaching has no significant effect on the content of silicon dioxide or aluminum oxide in the material.
Restene fra kaustikkutlutningen ble underkastet en utlutning med reflukserende 20% saltsyre ved 30% slurry-densitet i 6 timer. Etter filtrering og vasking hadde den faste rest en sammensetning som også er angitt i tabell 2. The residues from the caustic leaching were subjected to a leaching with refluxing 20% hydrochloric acid at 30% slurry density for 6 hours. After filtration and washing, the solid residue had a composition which is also indicated in Table 2.
Det er tydelig at en røste/utlutningsprosess som bruker 10% kaustikksoda ved 10% slurry-densitet og 20% saltsyre ved 3 0% slurry-densitet som utlutningsmidler er så å si totalt ineffektiv med henblikk på kvalitetsforbedring av slagg. It is clear that a roasting/leaching process using 10% caustic soda at 10% slurry density and 20% hydrochloric acid at 30% slurry density as leaching agents is, so to speak, totally ineffective in terms of quality improvement of slag.
Eksempel 2 Example 2
Den behandling som ble antydet i eksempel 1 ble gjentatt bortsett fra at kaustikkutlutningen ble gjennomført under trykk ved 165°C. The treatment indicated in Example 1 was repeated except that the caustic leaching was carried out under pressure at 165°C.
Blandingene av de kaustikk- og syre-utlutede produkter er angitt i tabell 3. Det er klart at kaustikkutlutningen ikke hadde noen nevneverdig innvirkning på innholdet av silisiumdioksyd eller aluminiumoksyd i materialet. Syreutlutningen hadde, på tross av at den så å si var ineffektiv med henblikk på å gi noen kvalitetsforbedring som kunne være egnet for kloridpigmentprosessen, en substansiell virkning på innholdet av silisiumdioksyd og aluminiumoksyd. The mixtures of the caustic and acid-leached products are given in Table 3. It is clear that the caustic leaching had no significant effect on the content of silicon dioxide or aluminum oxide in the material. The acid leach, despite being virtually ineffective in providing any quality improvement suitable for the chloride pigment process, had a substantial effect on the silica and alumina content.
Det var ingen slik virkning på en slaggprøve som direkte ble underkastet en saltsyre-utlutning. There was no such effect on a slag sample directly subjected to a hydrochloric acid leach.
Det er klart at kaustisk trykkutlutning har endret tilstanden for silisiumdioksydet for å tillate dets etterfølgende fjerning ved saltsur utlutning, men resulterte ikke i noen direkte fjerning. Undersøkelser viste dannelsen av et komplekst aluminosilikatpresipitat i kaustikkutlutningen. Kaustikkutlutningen var gjennomført under betingelser der silisiumdioksyd kunne utlutes, men ikke var oppløselig. It is clear that caustic pressure leaching has altered the state of the silica to allow its subsequent removal by hydrochloric acid leaching, but did not result in any direct removal. Investigations showed the formation of a complex aluminosilicate precipitate in the caustic leach. The caustic leaching was carried out under conditions where silicon dioxide could be leached, but was not soluble.
Resultatene av dette forsøk kombinert med resultatene fra etterfølgende eksempler der effektiv kaustikkutlutning demon-streres, viser avhengigheten av fjerningen av silisiumdioksyd og aluminiumoksyd ved kaustikkutlutning på utlutningsbeting-elsene. The results of this experiment, combined with the results of subsequent examples where effective caustic leaching is demonstrated, show the dependence of the removal of silicon dioxide and aluminum oxide by caustic leaching on the leaching conditions.
Eksempel 3 Example 3
En prøve av slagget hvis sammensetning er antydet i tabell 1, ble blandet med 2% boraks, omdannet til pellets og underkastet reduksjonsrøsting ved et 19:l-forhold hydrogen:karbon-dioksyd, beregnet på volumetrisk basis, ved 1000°C i 2 timer. Fasesammensetningen for det avkjølte produkt etter denne termiske behandling ble ved røntgendiffraksjon antydet til å A sample of the slag whose composition is indicated in Table 1 was mixed with 2% borax, converted into pellets and subjected to reduction roasting at a 19:1 ratio of hydrogen:carbon dioxide, calculated on a volumetric basis, at 1000°C for 2 hours . The phase composition of the cooled product after this thermal treatment was suggested by X-ray diffraction to be
være pseudobrookitt. be pseudobrookitis.
En prøve på det termisk behandlede materialet ble utlutet ved refluksering av 10% kaustikksodaoppløsning ved 5% slurrydensitet. Etter filtrering og vasking hadde den faste rest en sammensetning som antydet i tabell 4. Det er klart at kaustikkutlutningen er meget effektiv med henblikk på fjerning av silisiumdioksyd på tross av den meget dårligere ytelse for en utlutning som gjennomføres ved en 10% slurrydensitet i eksempel 1, der komplekset aluminosilikater dannes. A sample of the thermally treated material was leached by refluxing 10% caustic soda solution at 5% slurry density. After filtration and washing, the solid residue had a composition as indicated in Table 4. It is clear that the caustic leach is very effective for the purpose of removing silica despite the much poorer performance of a leach carried out at a 10% slurry density in Example 1 , where the complex aluminosilicates are formed.
Resten av den kaustiske utlutning ble underkastet en trykkutlutning ved 150°C med 20% svovelsyre ved 5% slurry-densitet i 6 timer. Etter filtrering og vasking hadde den faste rest den sammensetning som er gjengitt i tabell 4. The remainder of the caustic leach was subjected to a pressure leach at 150°C with 20% sulfuric acid at 5% slurry density for 6 hours. After filtration and washing, the solid residue had the composition shown in table 4.
Det klart at de kombinerte effekter av en kaustisk utlutning med lav slurry-densitet og en etterfølgende svovelsur trykkutlutning (som er i stand til å dekomponere pseudobrookitt) vesentlig kunne kvalitetsforbedre slagget til et produkt med meget høy kvalitet og som hadde en egnet sammensetning som kloridpigmentprosessråstoff. It is clear that the combined effects of a low slurry density caustic leach and a subsequent sulfuric acid pressure leach (which is able to decompose pseudobrookite) could significantly improve the quality of the slag into a very high quality product that had a suitable composition as a chloride pigment process raw material.
Utlutningsvæsken fra denne kaustiske utlutning ble bevart og ble etter analyse behandlet med mikronisert kalk ved vektfor-holdet 1,3 enheter kalk pr. enhet oppløst silisiumdioksyd. Det resulterende komplekse aluminosilikatpresipitat og all overskytende kalk ble fjernet ved filtrering og den "regenererte" kaustiske oppløsning ble bevart for ny bruk ved utlutning. The leach liquid from this caustic leach was preserved and, after analysis, was treated with micronized lime at a weight ratio of 1.3 units of lime per unit dissolved silicon dioxide. The resulting complex aluminosilicate precipitate and any excess lime was removed by filtration and the "regenerated" caustic solution was preserved for reuse by leaching.
En ytterligere prøve på det termisk behandlede materialet ble utlutet med den regenererte kaustiske oppløsning under de samme betingelser som antydet ovenfor. Det var ingen forskjell av betydning mellom resultatene av utlutningen med frisk kaustisk soda og resultatene av utlutningen med regene-rert slik. A further sample of the thermally treated material was leached with the regenerated caustic solution under the same conditions as indicated above. There was no significant difference between the results of the leaching with fresh caustic soda and the results of the leaching with regenerated soda.
Eksempel 4 Example 4
Dette eksempel skal vise ineffektiviteten kun ved sur utlutning ved fjerning av silisiumdioksyd fra titanholdige materialer som titanholdige slagg, fremstilt fra hårdsten-ilmenitter. This example is intended to show the ineffectiveness of acid leaching alone in the removal of silica from titanium-containing materials such as titanium-containing slags, prepared from hardstone ilmenites.
Kommersielt titanholdig slagg med den sammensetning som er vist i tabell 1, ble underkastet røsting i 2 timer i en atmosfære av 1:19 hydrogen:karbondioksydgassblanding, beregnet på volumbasis, ved 1000°C. Etter avkjøling i den røstende atmosfære ble det røstede slagg trykkutlutet ved 135°C i en 20% svovelsyre ved 25% vekt/vekt slurry-densitet i 6 timer. Commercial titanium-containing slag of the composition shown in Table 1 was subjected to roasting for 2 hours in an atmosphere of 1:19 hydrogen:carbon dioxide gas mixture, calculated on a volume basis, at 1000°C. After cooling in the roasting atmosphere, the roasted slag was pressure leached at 135°C in a 20% sulfuric acid at 25% w/w slurry density for 6 hours.
Sammensetningen for utlutningsresten er gitt i tabell 5. Slik direkte sur utlutningsbehandling av røstet, titanholdig materiale kan forutsies å resultere i liten forbedring av pro-duktkvaliteten ved utlutning, og ingen fjerning av SiC>2. The composition of the leach residue is given in Table 5. Such direct acid leach treatment of roasted, titanium-containing material can be predicted to result in little improvement in product quality by leaching, and no removal of SiC>2.
Eksempel 5 Example 5
En prøve på slagg uten tilsetning av additiv ble tildannet uten noen termisk behandling og ble så behandlet ved de samme utlutningstrinn som antydet i eksempel 3. A sample of slag without addition of additive was formed without any thermal treatment and was then treated by the same leaching steps as indicated in Example 3.
Sammensetningen for sluttproduktet er angitt i tabell 6. Vesentlig fjerning av urenhetene ble oppnådd uten termisk behandling . The composition of the final product is given in Table 6. Substantial removal of the impurities was achieved without thermal treatment.
Claims (4)
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
AUPM105193 | 1993-09-07 | ||
PCT/AU1994/000528 WO1995007366A1 (en) | 1993-09-07 | 1994-09-07 | Upgrading titaniferous materials |
Publications (3)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
NO960917D0 NO960917D0 (en) | 1996-03-06 |
NO960917L NO960917L (en) | 1996-04-25 |
NO317932B1 true NO317932B1 (en) | 2005-01-10 |
Family
ID=3777178
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
NO19960917A NO317932B1 (en) | 1993-09-07 | 1996-03-06 | Quality improvement of titanium-containing materials |
Country Status (7)
Country | Link |
---|---|
EP (1) | EP0717783A4 (en) |
JP (1) | JPH09504828A (en) |
CN (1) | CN1042349C (en) |
CA (1) | CA2171185A1 (en) |
NO (1) | NO317932B1 (en) |
WO (1) | WO1995007366A1 (en) |
ZA (1) | ZA946864B (en) |
Families Citing this family (12)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US6627165B2 (en) * | 1994-04-15 | 2003-09-30 | Technological Resources Pty Ltd | Process for upgrading a titaniferous material containing silica |
AUPM511994A0 (en) * | 1994-04-15 | 1994-05-12 | Technological Resources Pty Limited | Leaching of a titaniferous material |
AUPM511894A0 (en) * | 1994-04-15 | 1994-05-12 | Technological Resources Pty Limited | Treatment of leach liquors for upgrading a titaniferous material |
CN1060817C (en) * | 1997-08-08 | 2001-01-17 | 杨道光 | Electrolytic separating process for ilmenite |
WO2005024074A1 (en) * | 2003-09-05 | 2005-03-17 | Promet Engineers Pty Ltd | Process for extracting crystalline titanium oxides |
WO2007052801A1 (en) * | 2005-11-07 | 2007-05-10 | Tohoku University | Method for extraction of rutile |
CN103834798B (en) * | 2012-11-26 | 2015-11-18 | 贵阳铝镁设计研究院有限公司 | By low-grade TiO 2slag prepares the method for rich titanium material |
CN103952533B (en) * | 2014-04-23 | 2016-01-20 | 鞍钢集团矿业公司 | Calcining, alkali leaching and desliming is utilized to select the method for v-ti magnetite concentrate again |
CN103966423B (en) * | 2014-04-23 | 2016-02-03 | 鞍钢集团矿业公司 | Alkali leaching, pickling and gravity treatment is utilized to select the method for v-ti magnetite concentrate again |
RU2592655C2 (en) * | 2014-12-24 | 2016-07-27 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Объединенный институт высоких температур Российской академии наук (ОИВТ РАН) | Method of thermochemical processing of rare metal raw material |
CN104828864B (en) * | 2015-05-26 | 2017-07-21 | 昆明冶金研究院 | The technique that a kind of ilmenite salt Ore Leaching prepares synthetic rutile |
RU2623564C1 (en) * | 2016-04-25 | 2017-06-27 | Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии и материаловедения им. А.А. Байкова Российской академии наук (ИМЕТ РАН) | Method of processing leukoxene concentrate |
Family Cites Families (12)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
DE276025C (en) * | ||||
GB711833A (en) * | 1949-03-03 | 1954-07-14 | Nat Titanium Pigments Ltd | Improved manufacture of titanium compounds |
IT1030645B (en) * | 1974-10-04 | 1979-04-10 | Sir Soc Italiana Resine Spa | PROCEDURE FOR THE PRODUCTION OF TITANIUM DIOXIDE |
US4176159A (en) * | 1976-11-15 | 1979-11-27 | Mendonca Paulo Ayres Falcao De | Process for concentration of titanium containing anatase ore |
ZA781126B (en) * | 1977-03-09 | 1979-01-31 | Mineracao Vale Paranaiba Sa Va | Method for obtaining high tio2 grade anatase concentrates from lower tio2 grade anatase concentrates |
JPH01301518A (en) * | 1988-05-28 | 1989-12-05 | Sakai Chem Ind Co Ltd | Production of titanium dioxide |
US5011666A (en) * | 1988-07-28 | 1991-04-30 | E. I. Du Pont De Nemours And Company | Method for purifying TiO2 ore |
DE3912554C1 (en) * | 1989-04-17 | 1990-07-12 | Bayer Ag, 5090 Leverkusen, De | |
ZA911515B (en) * | 1990-03-02 | 1991-12-24 | Wimmera Ind Minerals Pty Ltd | Production of synthetic rutile |
US5063032A (en) * | 1990-03-27 | 1991-11-05 | Qit-Fer Et Titane, Inc. | Method of preparing a synthetic rutile from a titaniferous slag containing magnesium values |
AU639390B2 (en) * | 1991-04-19 | 1993-07-22 | Rgc Mineral Sands Limited | Removal of radionuclides from titaniferous material |
AU1498092A (en) * | 1991-04-19 | 1992-10-22 | Rgc Mineral Sands Limited | Removal of radionuclides from titaniferous material |
-
1994
- 1994-09-07 CA CA002171185A patent/CA2171185A1/en not_active Abandoned
- 1994-09-07 CN CN94194061A patent/CN1042349C/en not_active Expired - Fee Related
- 1994-09-07 ZA ZA946864A patent/ZA946864B/en unknown
- 1994-09-07 EP EP94926722A patent/EP0717783A4/en not_active Withdrawn
- 1994-09-07 WO PCT/AU1994/000528 patent/WO1995007366A1/en not_active Application Discontinuation
- 1994-09-07 JP JP7508358A patent/JPH09504828A/en active Pending
-
1996
- 1996-03-06 NO NO19960917A patent/NO317932B1/en unknown
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
NO960917L (en) | 1996-04-25 |
JPH09504828A (en) | 1997-05-13 |
CA2171185A1 (en) | 1995-03-16 |
ZA946864B (en) | 1995-09-04 |
EP0717783A4 (en) | 1997-04-23 |
CN1042349C (en) | 1999-03-03 |
WO1995007366A1 (en) | 1995-03-16 |
EP0717783A1 (en) | 1996-06-26 |
NO960917D0 (en) | 1996-03-06 |
CN1134730A (en) | 1996-10-30 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
JP5171631B2 (en) | Beneficiation of titanium ore | |
NO317932B1 (en) | Quality improvement of titanium-containing materials | |
US5882620A (en) | Pyrometallurgical process for forming tungsten carbide | |
US5730774A (en) | Process for upgrading titaniferous materials | |
JPH08500393A (en) | Titanium iron material quality improvement | |
US5885536A (en) | Process for alkaline leaching a titaniferous material | |
US20080241026A1 (en) | Titaniferous ore beneficiation | |
NO132490B (en) | ||
CN110453093A (en) | A kind of method of Ti-containing slag Selectively leaching titanium | |
JPH09512057A (en) | Leaching of titanium-containing materials | |
US6627165B2 (en) | Process for upgrading a titaniferous material containing silica | |
NO164665B (en) | PROCEDURE FOR RECOVERING ALUMINUM FROM WASTE MATERIAL. | |
AU700536B2 (en) | Leaching of a titaniferous material | |
CN113862494B (en) | Preparation method of titanium-rich material and preparation method of titanium tetrachloride | |
AU697952B2 (en) | Upgrading titaniferous materials | |
AU2005200649A1 (en) | Upgrading titaniferous materials | |
EP0145728A1 (en) | Extraction of metals from ores | |
TW492947B (en) | Process for upgrading titaniferous material by removal of impurities | |
AU690977B2 (en) | Treatment of leach liquors for upgrading a titaniferous material | |
AU678375C (en) | Upgrading titaniferous materials | |
AU6641194A (en) | Process for upgrading titaniferous materials | |
AU2387799A (en) | Upgrading titaniferous materials | |
AU2008201905A1 (en) | Upgrading titaniferous materials |