RU2102510C1 - Способ повышения содержания двуокиси титана в титансодержащей руде или концентрате - Google Patents

Способ повышения содержания двуокиси титана в титансодержащей руде или концентрате Download PDF

Info

Publication number
RU2102510C1
RU2102510C1 SU5053146A SU5053146A RU2102510C1 RU 2102510 C1 RU2102510 C1 RU 2102510C1 SU 5053146 A SU5053146 A SU 5053146A SU 5053146 A SU5053146 A SU 5053146A RU 2102510 C1 RU2102510 C1 RU 2102510C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
leaching
titanium
iron
carried out
phase
Prior art date
Application number
SU5053146A
Other languages
English (en)
Inventor
Джон Холлитт Майкл
Эдвард Грей Ян
Энтони О'Бриен Брайан
Original Assignee
Виммера Индастриал Минералз ПТИ. Лтд.
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
Family has litigation
First worldwide family litigation filed litigation Critical https://patents.darts-ip.com/?family=3774530&utm_source=google_patent&utm_medium=platform_link&utm_campaign=public_patent_search&patent=RU2102510(C1) "Global patent litigation dataset” by Darts-ip is licensed under a Creative Commons Attribution 4.0 International License.
Application filed by Виммера Индастриал Минералз ПТИ. Лтд. filed Critical Виммера Индастриал Минералз ПТИ. Лтд.
Application granted granted Critical
Publication of RU2102510C1 publication Critical patent/RU2102510C1/ru

Links

Images

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
    • C22B5/00—General methods of reducing to metals
    • C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
    • C22B5/12—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by gases
    • C22B5/14—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by gases fluidised material
    • 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
    • C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • 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
    • C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/065—Nitric acids or salts thereof
    • 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
    • C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • 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
    • C22B34/1204—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 preliminary treatment of ores or scrap to eliminate non- titanium constituents, e.g. iron, without attacking the titanium constituent
    • 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
    • C22B34/1204—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 preliminary treatment of ores or scrap to eliminate non- titanium constituents, e.g. iron, without attacking the titanium constituent
    • C22B34/1209—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 preliminary treatment of ores or scrap to eliminate non- titanium constituents, e.g. iron, without attacking the titanium constituent by dry processes, e.g. with selective chlorination of iron or with formation of a titanium bearing slag
    • 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
    • C22B34/1204—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 preliminary treatment of ores or scrap to eliminate non- titanium constituents, e.g. iron, without attacking the titanium constituent
    • C22B34/1213—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 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
    • 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
    • C22B34/1218—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 dry processes
    • C22B34/1231—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 dry processes treatment or purification of titanium containing products obtained by dry processes, e.g. condensation
    • 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
    • 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
    • C22B34/1245—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 halogen ion as active agent
    • 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
    • C22B5/00—General methods of reducing to metals
    • C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
    • C22B5/10—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by solid carbonaceous reducing agents
    • 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
    • C22B5/00—General methods of reducing to metals
    • C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
    • C22B5/12—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by gases
    • 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
    • C22B9/00—General processes of refining or remelting of metals; Apparatus for electroslag or arc remelting of metals
    • C22B9/05—Refining by treating with gases, e.g. gas flushing also refining by means of a material generating gas in situ
    • 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

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)
  • Compositions Of Macromolecular Compounds (AREA)
  • Organic Low-Molecular-Weight Compounds And Preparation Thereof (AREA)

Abstract

Изобретение относится к получению синтетического рутила из титансодержащих руд или концентратов. Сущность: технологический процесс включает три основных этапа: восстановление, удаление железа путем выщелачивания или аэрации, удаление других загрязняющих включений путем выщелачивания раствором сильной неорганической кислоты, например, соляной или серной при нагревании. Условия восстановления контролируются для образования металлического железа, основной рутилсодержащей фазы и малой титансодержащей фазы с загрязняющими включениями. Малая фаза с примесями может быть представлена метатитанатом, анасовитом или псевдобрукитом. Предпочтительным является образование метатитаната. В качестве восстановителей используются углеродсодержащие материалы или газы, содержащие водород, например природный или синтетический газ. Процесс позволяет удалять свыше 80% остающихся после этапа восстановления в форме оксидов железа, магния и марганца. Кроме того, может быть удалена значительная часть содержащегося алюминия. 11 з.п. ф-лы, 9 табл.

Description

Настоящее изобретение относится к области обогащения титансодержащих руд с целью повышения содержания двуокиси титана.
Конкретные варианты настоящего изобретения касаются процесса удаления из титансодержащих руд или концентратов всего или части железа, магния, марганца и алюминия. В общих чертах процесс по настоящему изобретению включает три основных этапа:
этап восстановления;
этап первого выщелачивания или аэрации;
этап второго выщелачивания.
На первом этапе железо, содержащееся в титансодержащем минерале, превращается в металл за счет восстановления в газовой среде или карботермического восстановления.
На втором этапе продукт, полученный в результате 1-го этапа, подвергается обработке в водной среде, в результате чего металлическое железо, содержащееся в минерале, растворяется либо переходит в форму оксида, который можно отделить.
На третьем этапе титансодержащий продукт, полученный в результате 2-го этапа, подвергается выщелачиванию с использованием одного или нескольких возможных реагентов для того, чтобы по крайней мере частично удалить остаточное железо, магний, марганец и алюминий. Титансодержащий продукт выщелачивания характеризуется особенно высоким содержанием двуокиси титана и может использоваться вместо природного рутила и других веществ с высоким содержанием двуокиси титана.
Как показано ниже, в процессе могут включаться дополнительные этапы.
В соответствии с предшествующим уровнем техники синтетический рутил получали из титансодержащих минералов, например ильменита, многими способами. Наиболее часто, в том числе в штате Западная Австралия, титансодержащий минерал восстанавливается при помощи угля или вещества, превращенного в уголь, во вращающейся обжиговой печи при температуре свыше 1100oC. В ходе этого процесса существенная часть железа, содержащегося в минерале, металлизируется. Для перевода примесей марганца в сульфиды вводят добавки серы. После восстановления металлизированный продукт охлаждается, отделяется от связанного с ним угля и подвергается аэрации в водной среде с целью практически полного удаления рафинированного железа в форме мелкодисперсного оксида железа. Титансодержащий продукт сепарации обрабатывается 2-5% -ным водным раствором серной кислоты с целью растворения марганца и части остаточного железа. В этом процессе ни на какой стадии не происходит сколь-нибудь существенного удаления магния или алюминия, а удаление железа происходит только на этапе аэрации. После кальцинирования полученный синтетический рутил содержит примерно 29% окиси титана и 1-2% железа в форме оксида.
Синтетический рутил используется в основном в качестве подаваемой шихты при производстве белого титанового пигмента по хлоридной технологии. По этой технологии минералы, содержащие двуокись титана, совместно с каким-либо источником углерода подаются в хлорирующий реактор с кипящим слоем, в котором образуется газообразный тетрахлорид титана. Далее тетрахлорид титана конденсируется, очищается, а затем окисляется до двуокиси титана, которая используется в пигментах. Загрязняющие включения железа, магния, марганца и алюминия, содержащиеся в титансодержащих шихтах, оказывают негативный эффект как на этапе хлорирования, так и на этапах конденсации и очистки. Когда титансодержащий минерал, такой как ильменит, имеет высокое содержание магния или алюминия, он не может быть переработан на синтетический рутил по Западно-Австралийскому процессу, который не обеспечивает удаление этих примесей. Кроме того, как остаточное железо и марганец, так и магний с алюминием приводят к ухудшению характеристик синтетического рутила, используемого в качестве подаваемой шихты в процессе хлорирования.
В других изобретениях, соответствующих предшествующему уровню техники, достигнут высокий уровень удаления магния, марганца, железа и алюминия. В одном из таких процессов ильменит первоначально восстанавливается по термическому способу, обычно во вращающейся обжиговой печи, в ходе чего содержащийся в ильмените оксид железа практически полностью восстанавливается. Затем для удаления железа, магния, алюминия и марганца охлажденный продукт восстановления подвергают выщелачиванию в присутствии избытка 20%-ной соляной кислоты при давлении 241 кПа и температуре 140-150o. Щелока для выщелачивания для регенерации хлористого водорода подаются разбрызгиванием в печь для обжига, и полученный хлористый водород возвращается на стадию выщелачивания.
В других процессах ильменит подвергается операции уменьшения размера зерна путем термического окисления, за которым следует термическое восстановление (в кипящем слое или во вращающейся обжиговой печи). Охлажденный восстановленный продукт подвергается выщелачиванию избытком 20%-ного раствора соляной кислоты при атмосферном давлении, в ходе которого устраняются вредные примеси. В этом процессе тоже используется регенерация кислоты за счет разбрызгивания в печи обжига.
В следующем процессе ильменит термически восстанавливается (без металлизации) углеродом во вращающейся обжиговой печи, а затем охлаждается в неокисляющей атмосфере. Охлажденный восстановленный продукт выщелачивается 10-60% -ным (обычно 18-25% -ным) раствором серной кислоты при температуре 130oC и манометрическом давлении 138-207 кПа и в присутствии затравки, которая способствует гидролизу растворенной двуокиси титана, а затем и выщелачиванию загрязняющих примесей. Вместо серной кислоты в этом процессе предлагалось также использовать соляную кислоту.
Главным недостатком всех процессов получения синтетического рутила из титансодержащих минералов с присутствием железа, таких как ильменит, путем выщелачивания соляной кислотой является необходимость организации цикла регенерации кислоты из хлоридных растворов, образующихся при выщелачивании. Такая регенерация кислоты требует сжигания больших количеств топлива для выработки необходимого количества тепла. Цена производства синтетического рутила такими способами, которые применимы и для более широкого класса титансодержащих минералов в силу способности удалять загрязняющие примеси, является неконкурентоспособной по сравнению с процессом восстановления/ аэрации, применяемым в Западной Австралии. Главная причина неконкурентоспособной цены связана с тем, что в процессе удаления примесей образуются большие количества хлоридов железа, что приводит к большой нагрузке на систему регенерации кислоты.
Главным недостатком процессов получения синтетического рутила из титансодержащих минералов с присутствием железа, таких как ильменит, является необходимость избавляться от водных растворов сульфатов железа (и других сульфатов), находящихся в щелоках выщелачивания в условиях отсутствия побочных сфер применения таких щелоков. Обычно приходится прибегать к их нейтрализации известью, что приводит к образованию больших количеств красного гипса, который необходимо складировать на специально оборудованных наземных хранилищах.
В одном из процессов, раскрытых ранее, ильменит сначала металлизируется восстановлением в кипящем слое водородом или окисью углерода, после чего рафинированное железо в форме отделимых окислов железа удаляется аэрацией в водной среде. Титансодержащий продукт аэрации далее по желанию может быть подвергнут выщелачиванию кислотой, что повышает содержание двуокиси титана от 85-90% до примерно 96% и ведет к удалению остаточных загрязняющих примесей.
Использование для металлизации газообразных восстановителей связано с низкой утилизацией восстановителя в одном цикле. Далее, применение для металлизации ильменита кипящего слоя имеет ограничения по максимальной температуре, если используется газообразный восстановитель, поскольку агломерация в кипящем слое наступает тогда, когда температура превышает 800-900oC. При более низких температурах, при которых достигается эффективное псевдоожижение, скорость металлизации низкая. Поэтому приходится либо мириться с очень неэффективным использованием восстановителя при низких интенсивностях процесса (что весьма невыгодно экономически), либо организовывать процесс при высоком давлении и рециклом восстановителя.
Предшествующий уровень техники не упоминает возможность металлизации ильменитов с высоким содержанием магния и марганца при температурах свыше 900oC с последующей аэрацией для удаления металла и кислотным выщелачиванием для удаления магния и других остаточных загрязняющих примесей. При температуре свыше приблизительно 900oC и приемлемых условиях становится возможной карботермическая металлизация ильменита. Однако, как показано в настоящей заявке, при многих условиях образуется фаза двуокиси титана, содержащая остаточные примеси, которые нелегко удалить выщелачиванием, и уж, конечно, нельзя удалить все примеси из нее субазеотропной соляной кислотой. Образованию такой фазы, в частности, способствует наличие в исходном ильмените магния. До настоящего времени нет патентов, раскрывающих условия термической переработки или выщелачивания, которые приводили бы к образованию конкретных фаз, содержащих примеси, и которые в последующем могли бы эффективно удаляться выщелачиванием. Процесс металлизации, протекающий при более низких температурах в псевдоожиженном слое, позволил осуществлять эффективное выщелачивание примесей благодаря структуре, присутствующей в фазе, содержащей остаточные примеси, об исключительной возможности применения которой для практической металлизации при более высоких температурах до сих пор не сообщалось.
В целом, существующие процессы получения синтетических рутиловых продуктов из титансодержащих минералов, таких как ильменит, отличаются либо неэффективностью в удалении вредных примесей, либо неэффективны с экономической точки зрения из-за необходимости регенерировать большие количества дорогих реагентов, удалять большие объемы щелоков выщелачивания либо использовать весьма непрактичные и с экономической точки зрения непривлекательные термические схемы переработки. Целью настоящего изобретения является преодоление или, по крайней мере, уменьшение этих трудностей.
В соответствии с этим, настоящее изобретение предлагает процесс повышения содержания двуокиси титана в титансодержащих руде или концентрате, причем этот процесс включает этапы:
i восстановления титансодержащей руды или концентрата при условиях, которые способствуют образованию металлического железа, основной рутиловой фазы и малой титансодержащей фазы, соединяющей загрязняющие примеси;
ii охлаждения продукта 1-го этапа в среде, не содержащей кислорода;
iii первого выщелачивания или аэрации охлажденного продукта 1-го этапа для преобразования металлизированного железа в легко удалимую форму;
iv удаления железа из продукта 3-го этапа;
v второго выщелачивания продукта 4-го этапа для перевода других загрязняющих элементов в легко удаляемую форму;
vi удаления других загрязняющих элементов из продукта 5-го этапа.
При этом первый этап осуществляется при температурах, превышающих 900oC.
В ходе процесса железо, присутствующее в титансодержащем минерале, может быть частично восстановлено до металлического железа коксом, углем или материалом, превращенным в уголь; газообразными топливами, такими как водород, природный и нефтяной газ либо их производные; или жидкими топливами, такими как нефть и нефтепродукты. Температура восстановления должна превышать 900oC. Оптимальная температура восстановления каждого минерала зависит от содержания примесей и используемого восстановителя. В общем, условия должны быть выбраны таким образом, чтобы после восстановления превалирующей титансодержащей фазой был рутил или восстановленный рутил, а магний, марганец и остаточное (неметаллизированное) железо преимущественно концентрировались в отдельной фазе, небольшой по объему. Эта отдельная фаза может иметь либо структуру аносовита/псевдобрукита М3О5, либо ильменитоподобную структуру М2О3. Для последующих этапов процесса предпочтительной является последняя структура.
Восстановление может осуществляться в любом подходящем устройстве, включая шахтные печи и вращающиеся печи. Совместно с твердыми восстановителями может использоваться кипящий слой. В настоящее время предпочтительным устройством является вращающаяся обжиговая печь, в которую загружается твердый углеродсодержащий восстановитель, например уголь, материал, превращенный в уголь или кокс, и которая работает при максимальных температурах, лежащих в диапазоне 950-1050oC. Однако могут применяться и более высокие температуры, особенно для ильменитов с низким содержанием загрязняющих примесей. Предполагается, что этот процесс не будет использовать температуры, превышающие 1200oC, поскольку в этом случае неизбежно образование больших количеств нерутиловых фаз, особенно М3О5, а минерал имеет тенденцию при более высоких температурах к спеканию и образованию настылей. Образование значительных количеств нерутиловых фаз может привести к низкой селективности при удалении примесей на последнем этапе выщелачивания из-за растворения двуокиси титана. Преимущественное образование М3О5 по сравнению с М2О3 приводит к необходимости использования более жестких условий выщелачивания (более крепкая кислота, более высокая температура, большая продолжительность процесса), которые трудно реализовать на практике.
Количество переходящего в металл железа, содержащегося в титансодержащем минерале, не является критичным для процесса при условии, что в ходе восстановительной реакции образуются желаемые фазы. В большинстве случаев оптимальная степень металлизации определяется в первую очередь экономическими соображениями. В общем случае, в зависимости от состава минерала приемлемой является степень металлизации в диапазоне 50-95% При карботермическом восстановлении во вращающейся обжиговой печи достаточная степень металлизации может быть достигнута за время от 30 мин до нескольких часов при температуре 900oC или выше. Фактическая степень металлизации при заданной температуре и времени восстановления зависит от природы минерала и восстановителя (например, от реакционной способности углерода).
После восстановления и достижения желаемой степени металлизации нагретый материал должен быть охлажден почти до комнатной температуры в атмосфере, практически свободной от кислорода. Охлаждение может осуществляться в холодильнике, являющемся составной частью восстановительной установки либо в специальном холодильнике, в инертной атмосфере либо в атмосфере газов, образовавшихся в результате восстановительной реакции.
Отделение углеродсодержащего материала от минералов может затем осуществляться подходящей комбинацией магнитной сепарацией и классификацией по размеру зерен, причем при необходимости углеродсодержащий компонент может быть рециркулирован.
Металл может отделяться от частиц охлажденного минерала любыми пригодными способами. Наиболее пригодны методы химического отделения в водной среде. Эффективно удаляет железо кислое выщелачивание с использованием любых коммерчески поставляемых кислот, однако оно приводит к переводу в растворы солей железа. Для того, чтобы избежать необходимости складировать экологически вредные отходы, образующиеся растворы приходится обычно обрабатывать: нейтрализацией осаждать железо, переводить его в оксиды обжигом с распылением для регенерации кислоты либо использовать другой методы обработки. Наиболее выгодным методом удаления металлического железа является аэрация в водной среде, при которой воздух продувается через перемешиваемую водную суспензию металлизированного минерала в присутствии введенных реагентов, таких как хлорид аммония. Таким способом металлическое железо переводится в оксиды железа. Такая теория хорошо известна из предшествующего уровня развития техники. Подгонкой условий можно менять характеристики оксидов железа, получаемых в результате реакции, и обеспечить образование мелкодисперсной отделяемой суспензии.
После аэрации можно осуществить отделение от оксидов железа титансодержащего продукта любым пригодным способом, основанным на классификации по размеру зерен, например, в циклонных сепараторах. Более грубая фракция титансодержащего продукта затем может быть обезвожена любым приемлемым способом или комбинацией способов, например сгущением и фильтрацией.
Обезвоженный титансодержащий продукт, полученный в результате химической обработки в водной среде в соответствии с описанным процессом, содержит практически весь первоначальный магний, марганец и алюминий, и может содержать существенные количества остаточных оксидов железа, которые ранее не металлизировались либо были захвачены на этапе аэрации. Было установлено, что эффективное удаление этих примесей может быть осуществлено выщелачиванием сильной неорганической кислотой, имеющей концентрацию 4-50 вес. при условии, что восстановление проводилось при нужных условиях.
Для удаление примесей может использоваться выщелачивание сильной неорганической кислотой при перемешивании. Так, показано, что эффективно применение для этого как серной, так и соляной кислоты. Для улучшения кинетических показателей выщелачивания может оказаться полезным предварительное измельчение титансодержащего минерала, хотя этот этап и не является обязательным для данного процесса. Было установлено, что наилучшие результаты дает выщелачивание 18-20% -ным (по весу) раствором соляной кислоты, и такая концентрация является предпочтительной, хотя было также установлено, что эффективным является и выщелачивание и менее концентрированной кислотой (например, до 4 вес.).
Кислотное выщелачивание может проводиться в любых чанах, как периодического, так и непрерывного действия. В частности, могут использоваться чаны с подогревом, чаны с мешалкой, а также чаны с кипящим слоем. Обычно в зависимости от выщелачивающего агента температура выщелачивания лежит в диапазоне 80-150oC. Выщелачивание может осуществляться как при атмосферном, так и при повышенном давлении, хотя одной из отличительных черт нестоящего изобретения является возможность реализации этапа выщелачивания без необходимости использовать сосуды повышенного давления. В зависимости от фазового состава восстанавливаемого минерала и желаемой степени удаления загрязняющих примесей время выщелачивания может составлять от 15 мин до 24 ч. В описанном процессе легко может достигаться более, чем 80%-ная степень удаления железа, магния, марганца, а также частичное удаление алюминия.
По завершению выщелачивания выщелачивающий раствор может быть отделен от минерала любым подходящим способом, включая сгущение, промывку и фильтрацию. Минеральный продукт затем высушивается и кальцинируется для удаления влаги и химически связанной воды.
Было установлено, что эффективной является кальцинация при температуре 300-900oC. Получающийся в результате синтетический рутиловый продукт будет содержать более 90% вплоть до 99% двуокиси титана в зависимости от содержания примесей в зернах исходного титансодержащего минерала, а также рост присутствия тех зерен нетитансодержащих минералов, которые на были удалены в ходе процесса.
При желании в процесс могут включены дополнительные этапы. Например:
1) Перед восстановлением исходный титансодержащий минерал по любой приемлемой технологии может быть подвергнут агломерации с предварительным измельчением или без него. Таким образом можно добиться получения гранулометрического состава, в наибольшей степени отвечающего динамике протекания последующих процессов, например восстановления.
2) С целью перераспределения металлического железа, получаемого в ходе реакций разделения, в титансодержащий минерал перед этапом восстановления могут вводиться добавки, такие как хлориды или оксиды (например двуокись марганца), что оказывает влияние на процесс удаления железа или способствует образованию малой фазы, содержащей загрязняющие примеси, и могущей быть удаленной кислотным выщелачиванием.
3) Титансодержащий минерал или смесь, содержащая титансодержащий минерал, может быть подвергнута окислению при повышенных температурах, предпочтительно свыше 700oC, для того, чтобы перед этапом восстановления сообщить минералу определенное количество тепла и интенсифицировать скорость и глубину реакции восстановления.
4) Для удаления неметаллизированных зерен примесей после восстановления охлажденный частично металлизированный минерал может быть подвергнут магнитной или другим видам сепарации. Для отделения зерен примесей от зерен титансодержащего продукта перед такой сепарацией может осуществляться измельчение.
5) После отделения металлического железа от восстановленного минерала либо после финального кислотного выщелачивания и/или кальцинации может проводиться разделение минералов, основанное на флотации, магнитной, гравитационной либо других видах сепарации. Таким путем могут быть удалены зерна примесей, например хромиты.
6) Для придания продукту гранулометрического состава, соответствующему принятому на рынке синтетического рутила, титансодержащий продукт, полученный на окончательной стадии процесса, может посредством любой приемлемой технологии агломерироваться с предварительным измельчением или без него. Для исключения потерь, связанных с пылеобразованием при последующих применениях, агломерат может подвергаться прокаливанию при температурах, достаточных для образования агломерационных связок. Такое прокаливание может исключить необходимость кальцинации продукта.
7) Выщелачивание может осуществляться в непрерывном или периодическом процессе, либо в несколько стадий, при прямом либо обратном потоке (в отношении потоков твердого и жидкого).
Предлагаемый процесс обладает большой гибкостью в отношении степени удаления железа на первом и втором этапах обработки в водной среде и, следовательно, в отношении стоимости рециклирования кислоты или стоимости нейтрализации. Для многих исходных титансодержащих минералов более высокая степень металлизации на этапе восстановления соответствует большей трудности последующего удаления примесей в ходе кислотного выщелачивания из-за стабилизации примесей в менее реакционноспособной фазе аносовита. Вследствие гибкости процесса в зависимости от экономической обстановки может быть достигнут баланс между стоимостью обработки щелоков выщелачивания и трудностью удаления примесей.
Примеры. Нижеследующие примеры иллюстрируют предлагаемую технологию на основе описания ряда испытаний на лабораторных и пилотных установках.
Пример 1. 300 г ильменита с размерами частиц 45-65 мкм, имеющий состав, данный в табл.1, было смешано с равным весовым количеством обугленного викторианского бурого угля и помещены в закрывающийся крышкой тигель с внутренним диаметром 50 мм, выполненный из нержавеющей стали. Затем этот тигель был помещен в муфельную печь, где выдерживался 3,5 ч при температуре 950oC, после чего он был вынут из печи, и ему была дана возможность остыть.
Остывший минеральный продукт был отделен от ассоциированного угля магнитной сепарацией, после чего подвергнут выщелачиванию избытком 5% -ной серной кислоты в течение 90 мин для удаления металлического железа.
На этом этапе в раствор перешло 89% железа, содержащегося в восстановленном минерале. Твердый осадок отфильтровывался от щелока, а затем в течение 24 ч выщелачивался орошением 50-%-ной (по весу) серной кислотой. На рис. 1 представлена скорость удаления магния. После 24 ч выщелачивания твердое выщелачивание содержало 0,77% MgO по сравнению с первоначальными 2,25% (по сухому веществу). Однако в раствор также перешло примерно 15% двуокиси титана.
Пример 2. 1 кг ильменитового агломерата (-710, +250 мкм), имеющий состав, данный в табл. 1, смешивался с равным весовым количеством обугленного викторианского бурого угля (-7+5 мм) и нагревался до 1000oC в реакторе с кипящим слоем с поверхностной скоростью потока азота 0,3 м/с. По достижении этой температуры при скорости 0,3 м/с начиналась подача псевдоожижающего газа, состоящего из 50% водорода и 50% моноксида углерода, которая продолжалась в общей сложности 4 ч. По истечении этого времени слою давали остыть при подаче азота, а затем магнитной сепарацией и классификацией по размеру зерен минерал отделялся от угля. Химический анализ минерала показал, что он был металлизирован на 95%
1-граммовая проба восстановленного минерала выщелачивалась 5%-ной (по весу) серной кислотой до момента полного удаления металлического железа. После этого твердый осадок в течение 31 ч выщелачивался избыточным орошением кипящей 20%-ной (по весу) соляной кислоты. Итоговые результаты удаления различных элементов приведены в табл.2.
Пример 3. Смесь, состоящая из 2,6 весовых частей обугленного викторианского бурого угля (-5+0,5 мм) и 1 части ильменитового агломерата (табл. 1; -4 мм +250 мкм) подавалась постоянным потоком с расходом 18 кг/ч в наклонную вращающуюся обжиговую печь внутренним диаметром 0,4 м и длиной 5 м. Печь зажигалась со стороны выгрузки газовой горелкой, и горючие вещества, содержащиеся в газовом пространстве выше слоя, сжигались в воздухе, подававшимся при контролируемом расходе через фурмы, расположенные вдоль печи. Температурный профиль твердого в слое равномерно возрастал вдоль печи от 200oC у загрузочного конца до 1000oC у разгрузочного конца. Общее время пребывания твердого в печи по всей ее длине оценивается в 4 ч. Выгружаемый из печи продукт охлаждался до комнатной температуры в спиральном холодильнике. 300-граммовая проба выгруженного продукта подвергалась магнитной сепарации для отделения угля. Часть продукта магнитной сепарации анализировалась при помощи дифракции в рентгеновских лучах, что показало наличие основной рутиловой фазы и фазы металлического железа, а также примерно равных малых фаз аносовита-псевдобрукита и ильменитподобного метатитаната, в которых содержались загрязняющие примеси. С целью оценки степени металлизации другая часть пробы анализировалась при помощи измерения магнитной силы притяжения образца в насыщающем магнитном поле и сравнения с эталонным образцом. Определенная таким образом степень превращения железа в металл составила 78,3%
Еще одна часть пробы, полученной магнитной сепарацией весом 5 г выщелачивалась 5%-ной (по весу) серной и 20%-ной соляной кислотами так, как это описано в предыдущем примере. После 4 ч окончательного выщелачивания была практически полностью удалена фаза ильменитподобного метатитаната, но большая часть фазы аносовита/псевдобрукита осталась. Как следует из этого примера, следует поощрять образование остаточной ильменитподобной метатитанатовой фазы, поскольку она более легко выщелачивается, что приводит к удалению связанных с ней примесей.
Пример 4. Этот пример иллюстрирует этап термического восстановления по процессу, предложенному настоящим изобретением. Ильменит состава, соответствующего табл. 3, и с размером зерен в диапазоне -250+100 мкм перерабатывался во вращающейся обжиговой печи, описанной в примере 3 и тем же способом, что и описанный выше, за исключением того, что вдоль последних 2 м печи поддерживалась постоянная температура 950±50oC. Рентгеноструктурный анализ показал, что в восстановленном по такому способу продукте при степени металлизации свыше 90% фаза, содержащая остаточные примеси, представлена в основном метатитанатом. Очевидно, что при более высоком содержании примесей, чем в ильмените состава табл. 1, фаза анасовита-псевдобрукита имеет более благоприятные условия для образования, поэтому если желательно получение более легко выщелачиваемой метатитанатовой фазы, то восстановление следует вести при более низких температурах.
Пример 5. Две порции ильменита -65 +45 мкм состава табл. 4, массой по 3 кг, смешивалась с 1,5 кг обугленного викторианского бурого угля с размерами частиц -4 +1,4 мм и помещалась в муфельную печь для достижения равномерного прогрева слоя при температуре 1000 5oC.
Первая порция выдерживалась при температуре, превышающей 900oC (начальная температура металлизации) в течение 5 ч, а вторая порция в течение 3 ч. После истечения времени прогрева пробы вынимались из печи и охлаждались на воздухе.
Для отделения угля продукты такого восстановленного процесса подвергались магнитной сепарации, и для магнитной фракции была определена следующая степень металлизации содержащегося железа,
Порция 1 87
Порция 2 47
Для удаления металлического железа металлизированные минералы в течение 90 мин выщелачивались избытком 5%-ной (по весу) серной кислотой при температуре 80oC, а затем фильтрации, промывке и сушке для сбора твердого от выщелачивания. По данным рентгеноструктурного анализа, фазовый состав продукта представлен в табл. 5.
Обе эти порции в течение 6 ч выщелачивались орошением избытка 20%-ной (по весу) соляной кислоты. Извлечение остаточных примесей из уже деметаллизированного материала иллюстрируется цифрами, данными в табл. 6.
В обоих случаях извлечение титана было пренебрежимо мало.
Рентгеноструктурный анализ остатков показал в обеих случаях полное удаление ильменита, слабое удаление фазы М3О5 для второй порции, а в первой порции М3О5 не удалилась.
Образцы каждого из этих деметаллизированных материалов были также подвергнуты выщелачиванию избыточным орошением 50%-ной серной кислотой продолжительностью до 24 ч. Извлечение остаточных примесей после 1 ч выщелачивания представлено в табл. 7.
В вышеприведенных случаях после 1 ч выщелачивания извлечение титана было высоким (например, 20% ), однако с течением времени растворенная двуокись титана гидролизировалась, так что потери оказались низкими, вплоть до 0,3%
Рентгеноструктурный анализ остатков в обеих случаях показал практически полное выпаривание обеих остаточных фаз М2О3 и М3О5.
Пример 6. Этот сравнительный пример иллюстрирует один из процессов восстановления ильменита при температурах менее 900oC в кипящем слое с использованием в качестве восстановителя больших избытков водорода. 5 кг осадка ильменита (-65+35 мкм) была подвергнута окислительному обжигу в кипящем слое в печи с внешним нагревом. Состав исходного ильменита приведен в табл.8. Обжиг продолжался 30 мин при температуре 900oC, скорость воздуха на поверхности составляла 30 см/с (при этой температуре). Затем кипящему слою была дана возможность охладиться до 750oC, и он был продут азотом в течение 30 мин при скорости потока в слое 30 см/с. Затем псевдоожижающий газ заменялся на водород, поверхностная скорость потока которого составляла 64 см/с. Восстановление водородом продолжалось в течение 160 мин, после чего осуществлялась продувка азотом, и слою давали возможность остыть.
Анализ восстановленного ильменитового продукта показал, что 76% содержащегося в нем железа была металлизировано. Эта металлизация устранялась выщелачиванием 5% -ной (по весу) серной кислоты в течение 90 мин при температуре 80oC. Отфильтрованный и высушенный выщелоченный осадок повторно выщелачивался орошением с избытком составом, содержащим 8,7%-ную (по весу) соляную кислоту и 100 г/л раствора хлорида железа.
После окончательного выщелачивания степень извлечения примесей составила,
Железо 98,7
Марганец 99,2
Магний 99,0
Алюминий 13,8
Рентгеноструктурный анализ деметаллизированных и окончательно выщелоченных образцов показал, что в деметаллизированном образце единственной фазой, содержащей загрязняющие примеси, была фаза М2О3, причем окончательным выщелачиванием эта фаза полностью устранялась.
Несмотря на то, что вышеописанный процесс приводит к удалению большей части железа, магния и марганца, в обычных условиях он не будет экономически целесообразным из-за значительного перерасхода водорода, используемого на этапе восстановления.
Пример 7. Два килограмма ильменита, использовавшегося в примере 6 (см. табл. 8) окислялись во вращающемся тигле, помещенном в лабораторную муфельную печь, при температуре 1000oC и избытке воздуха. Окисленному ильмениту давали остыть, а затем он смешивался в весовой пропорции 1:1 с обугленным викторианским бурым углем (-5 +0,5 мм). После этого смесь выдерживалась в течение одного часа во вращающемся тигле, помещенном в печь, в которой поддерживалась температура 950oC в отсутствии воздуха, а затем образцу давалась возможность остыть.
Уголь отделялся от охлажденной смеси магнитной сепарацией и грохочением. Было установлено, что металлизация железа, содержащегося в отсепарированном восстановленном ильмените, составила 79,2%
Металлическое железо удалялось выщелачиванием 5%-ной (по весу) серной кислотой в течение 90 мин при температуре 80oC. Отфильтрованный и высушенный выщелоченный осадок был подвергнут дальнейшим выщелачиваниям по следующей схеме:
выщелачивание 1: избыток 18,5%-ной (по весу) соляной кислоты, 6 ч при 104oC;
выщелачивание 2: избыток 20% -ной (по весу) серной кислоты, 6 ч при 130oC.
Степень извлечения остаточных загрязняющих примесей из деметаллизированных образцов представлена в табл. 9 (в процентах):
Рентгеноструктурный анализ выщелоченных осадков показал, что основная примесьсодержащая фаза М2О3 полностью удалялась обоими выщелачиваниями, а выщелачивание 2 (серной кислотой) также удаляло большую часть фазы М3О5. В каждом из выщелачиваний в раствор переходило только около 4% содержащейся в образцах двуокиси титана.

Claims (12)

1. Способ повышения содержания двуокиси титана в титансодержащем сырье или концентрате, включающий восстановление с образованием металлизированного железа и рутиловой фазы, охлаждение восстановленного продукта, удаление железа из восстановленного продукта и выщелачивание других примесей раствором соляной или серной кислот с начальной концентрацией до 50% при продолжительности до 24 ч при нагревании, отличающийся тем, что восстановление ведут твердым углеродсодержащим восстановителем при температуре выше 900oС для образования металлизированного железа, рутиловой фазы и титансодержащей фазы с примесями, а охлаждение восстановленного продукта ведут в среде, свободной от кислорода.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что титансодержащую фазу с примесями получают в виде мегатитаната (М2О3) или аносовит-псевдобрукитподобной фазы (М3О5).
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что удаление железа ведут продувкой воздуха через перемешиваемую суспензию продукта после охлаждения в присутствии реагента, например хлорида аммония.
4. Способ по п.1, отличающийся тем, что удаление железа проводят выщелачиванием 5%-ным раствором серной кислоты.
5. Способ по п.1, отличающийся тем, что выщелачивание примесей ведут при перемешивании и начальной концентрации кислоты 4 50 мас.
6. Способ по п. 5, отличающийся тем, что выщелачивание ведут при 80 - 150oС.
7. Способ по п.5, отличающийся тем, что выщелачивание ведут орошением раствором кислоты.
8. Способ по п.1, отличающийся тем, что восстановление ведут при 900 - 1200oС.
9. Способ по п.8, отличающийся тем, что восстановление ведут при 900 - 1050oС.
10. Способ по п.1, отличающийся тем, что перед восстановлением ведут окисление при температуре более 700oС.
11. Способ по п.5, отличающийся тем, что выщелачивание ведут избыточной горячей серной кислотой при перемешивании в течение от 15 мин до 24 ч.
12. Способ по п.1, отличающийся тем, что при восстановлении в качестве углеродсодержащего твердого восстановителя используют суббитуминозный или бурый уголь или полученный из них углепродукт.
SU5053146A 1990-03-02 1991-03-01 Способ повышения содержания двуокиси титана в титансодержащей руде или концентрате RU2102510C1 (ru)

Applications Claiming Priority (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
AUPJ891990 1990-03-02
AUPJ8919 1990-03-02
PCT/AU1991/000069 WO1991013180A1 (en) 1990-03-02 1991-03-01 Production of synthetic rutile

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2102510C1 true RU2102510C1 (ru) 1998-01-20

Family

ID=3774530

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU5053146A RU2102510C1 (ru) 1990-03-02 1991-03-01 Способ повышения содержания двуокиси титана в титансодержащей руде или концентрате

Country Status (13)

Country Link
US (1) US5427749A (ru)
EP (2) EP1217083A3 (ru)
JP (1) JPH06501741A (ru)
KR (1) KR100198697B1 (ru)
AU (2) AU639089B2 (ru)
BR (1) BR9106105A (ru)
CA (1) CA2077441C (ru)
DE (1) DE69133308D1 (ru)
MY (1) MY106150A (ru)
NZ (1) NZ237273A (ru)
RU (1) RU2102510C1 (ru)
WO (1) WO1991013180A1 (ru)
ZA (1) ZA911515B (ru)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2518860C2 (ru) * 2009-09-02 2014-06-10 ША Лилинь Обогащенный титаном остаток ильменита, его применение и способ получения титанового пигмента
RU2687363C1 (ru) * 2018-11-06 2019-05-13 Публичное Акционерное Общество "Корпорация Всмпо-Ависма" Способ получения искусственного рутила из ильменитовых концентратов

Families Citing this family (32)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
AU676682C (en) * 1992-07-31 2003-11-06 Iluka Midwest Limited Treatment of titaniferous materials
US5910621A (en) * 1992-07-31 1999-06-08 Rgc Mineral Sands Treatment of titaniferous materials
JPH08500393A (ja) * 1992-08-14 1996-01-16 テクノロジカル・リソーシーズ・ピーティーワイ・リミテッド チタン鉄材料の品質改善
DE69415566T2 (de) * 1993-02-23 1999-07-15 Boc Gases Australia Ltd Verfahren zur Herstellung von synthetischem Rutil
CA2162266A1 (en) * 1993-05-07 1994-11-24 Michael John Hollitt Process for upgrading titaniferous materials
EP0717783A4 (en) * 1993-09-07 1997-04-23 Tech Resources Pty Ltd REFINING TITANIUM-CONTAINING MATERIAL
AU690233B2 (en) * 1994-03-08 1998-04-23 Iluka Midwest Limited Leaching of titaniferous materials
PL316118A1 (en) * 1994-03-08 1996-12-23 Rgc Mineral Sands Ltd Method of digesting titanium-bearing raw materials
AU717006B2 (en) * 1995-02-10 2000-03-16 Commonwealth Scientific And Industrial Research Organisation Treatment of titanium-containing material
AUPN105195A0 (en) * 1995-02-10 1995-03-09 Commonwealth Scientific And Industrial Research Organisation Treatment of titanium-containing material
US5830420A (en) * 1995-11-21 1998-11-03 Qit-Fer Et Titane Inc. Method to upgrade titania slag and resulting product
CA2182123C (en) * 1996-07-26 1999-10-05 Graham F. Balderson Method for the production of synthetic rutile
AU744752B2 (en) * 1998-04-23 2002-02-28 Outotec Oyj Process of producing synthetic rutile from ilmenite
US6440383B1 (en) 1999-06-24 2002-08-27 Altair Nanomaterials Inc. Processing aqueous titanium chloride solutions to ultrafine titanium dioxide
US6375923B1 (en) 1999-06-24 2002-04-23 Altair Nanomaterials Inc. Processing titaniferous ore to titanium dioxide pigment
US6548039B1 (en) 1999-06-24 2003-04-15 Altair Nanomaterials Inc. Processing aqueous titanium solutions to titanium dioxide pigment
AUPR820301A0 (en) * 2001-10-12 2001-11-01 Rmg Services Pty. Ltd. Treatment of a wide range of titanium oxide compounds
US7008602B2 (en) * 2002-04-19 2006-03-07 Millennium Inorganic Chemicals, Inc. Beneficiation of titaniferous ore with sulfuric acid
JP2005097666A (ja) * 2003-09-24 2005-04-14 Tohoku Techno Arch Co Ltd ルチルの製造法
CN101001610A (zh) * 2004-07-13 2007-07-18 爱尔达纳米公司 防止药物转向的陶瓷结构
AU2006283170A1 (en) * 2005-08-23 2007-03-01 Altairnano, Inc. Highly photocatalytic phosphorus-doped anatase-TiO2 composition and related manufacturing methods
BRPI0504385B1 (pt) * 2005-10-17 2017-06-13 Vale S.A. Process of enrichment of mechanical concentrates of anatasio for the obtainment of synthetic rutilo with low rare land and radioactive elements
US7625536B2 (en) * 2005-10-18 2009-12-01 Millennium Inorganic Chemicals, Inc. Titaniferous ore beneficiation
WO2007052801A1 (ja) * 2005-11-07 2007-05-10 Tohoku University ルチルの抽出方法
US20080038482A1 (en) * 2006-03-02 2008-02-14 Fred Ratel Method for Low Temperature Production of Nano-Structured Iron Oxide Coatings
WO2007103820A1 (en) * 2006-03-02 2007-09-13 Altairnano, Inc. Nanostructured indium-doped iron oxide
US20080044638A1 (en) * 2006-03-02 2008-02-21 Fred Ratel Nanostructured Metal Oxides
US7494631B2 (en) * 2007-03-26 2009-02-24 Millennium Inorganic Chemicals Titaniferous ore beneficiation
WO2008128000A1 (en) * 2007-04-12 2008-10-23 Altairnano, Inc. Teflon replacements and related production methods
US20130022522A1 (en) * 2010-04-06 2013-01-24 Iluka Resources Limited Synthetic rutile process a
WO2013029119A1 (en) * 2011-09-02 2013-03-07 Iluka Resources Limited Production of ferrotitanium by aluminothermic reduction
WO2021002332A1 (ja) * 2019-07-02 2021-01-07 石原産業株式会社 チタン濃縮物の製造方法

Family Cites Families (13)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB251527A (en) * 1925-10-20 1926-05-06 Arnold William Gregory An improved process for the treatment of ores for the recovery of titanium, tungstenand tantalum
FR1066777A (fr) * 1951-11-23 1954-06-09 Titan Co Procédé pour la production de concentrés de titane et produits conformes à ceux obtenus par la mise en oeuvre du procédé
CH346030A (fr) * 1955-06-30 1960-04-30 Electro Chimie Metal Procédé de déferrage de matières titanifères
US3677740A (en) * 1964-07-31 1972-07-18 British Titan Products Process of beneficiating titaniferous beach sand
BE754202A (fr) * 1969-07-31 1970-12-31 Titangesellschaft Mbg Procede pour extraire le fer de minerais titaniferes
BE758946A (fr) * 1969-11-24 1971-04-16 Titan Gmbh Procede d'enrichissement d'un minerai
ZA713018B (en) * 1970-05-13 1972-01-26 Montedison Spa Process for the preparation of synthetic rutile starting from ilmenite
US4097574A (en) * 1976-06-16 1978-06-27 United States Steel Corporation Process for producing a synthetic rutile from ilmentite
GB1588440A (en) * 1976-09-22 1981-04-23 Western Titanium Ltd Method of upgrading a titaniferous ore utilising reductive roasting
AU516155B2 (en) * 1976-09-22 1981-05-21 Western Titanium Ltd. Upgrading a titaniferous ore by reductive roasting
BR8701481A (pt) * 1986-04-03 1988-01-19 Du Pont Processo para purificacao de minerio de tio2;e pigmento de tio2 obtido pelo processo
AU4498989A (en) * 1988-10-24 1990-05-14 Wimmera Industrial Minerals Pty. Ltd. Refining of ilmenite by removal of excess chromite
ZA898010B (en) * 1988-10-24 1990-08-29 Wimmera Ind Minerals Proprieta Separation of chromite from metalliferous ores

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2518860C2 (ru) * 2009-09-02 2014-06-10 ША Лилинь Обогащенный титаном остаток ильменита, его применение и способ получения титанового пигмента
RU2687363C1 (ru) * 2018-11-06 2019-05-13 Публичное Акционерное Общество "Корпорация Всмпо-Ависма" Способ получения искусственного рутила из ильменитовых концентратов

Also Published As

Publication number Publication date
US5427749A (en) 1995-06-27
DE69133308D1 (de) 2003-10-09
CA2077441A1 (en) 1991-09-03
AU4604693A (en) 1993-11-18
EP0517786A1 (en) 1992-12-16
KR927003860A (ko) 1992-12-18
KR100198697B1 (en) 1999-06-15
AU639089B2 (en) 1993-07-15
JPH06501741A (ja) 1994-02-24
AU7450791A (en) 1991-09-18
ZA911515B (en) 1991-12-24
BR9106105A (pt) 1993-02-24
NZ237273A (en) 1992-02-25
EP0517786B1 (en) 2003-09-03
CA2077441C (en) 2005-05-10
WO1991013180A1 (en) 1991-09-05
MY106150A (en) 1995-03-31
EP0517786A4 (en) 1993-07-14
EP1217083A2 (en) 2002-06-26
EP1217083A3 (en) 2002-10-23

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2102510C1 (ru) Способ повышения содержания двуокиси титана в титансодержащей руде или концентрате
AU2011272918B2 (en) Process for extracting metals from aluminoferrous titanoferrous ores and residues
EP0508542B1 (en) Process for treating ore having recoverable metal values including arsenic containing components
US2701180A (en) Production of titanium tetrachloride
RU2080295C1 (ru) Способ получения тетрахлорида титана
US4321236A (en) Process for beneficiating titaniferous materials
JPH08500393A (ja) チタン鉄材料の品質改善
JPS589815A (ja) アルミナを主成分とする耐火物を製造する方法
US5849063A (en) Production of direct reduced iron and/or pig iron from industrial waste streams
JPS6213291B2 (ru)
US2805120A (en) Chlorination process
US3047477A (en) Reduction of titanium dioxide
CA1231535A (en) Process for the chlorination of oxidic materials
CA3157393A1 (en) Vanadium recovery process
AU2007237306A1 (en) Production of synthetic rutile
JPS58151328A (ja) バナジウム含有スラグ及び類似物からのバナジウム採取方法
RU2105075C1 (ru) Способ обеднения медьсодержащих шлаков
AU9144598A (en) Production of synthetic rutile
CN115896483A (zh) 一种含钒精制尾渣焙烧提钒的方法
Elger et al. Preparation and chlorination of titanium carbide from domestic titaniferous ores
Merrill et al. Beneficiation of Titanium Chlorination Residues: Preliminary Study
JPH06172876A (ja) ボーキサイト溶解残渣よりなる製鉄用原料組成物の製造方法
WO1990013614A1 (en) Production of acid soluble titania
IL39102A (en) The beneficiation of ilmenite ores
ZA200306982B (en) Process for the extracting of metal oxide concentrate.