1.本发明属于化工冶金技术领域,具体涉及了一种低品质钛精矿降杂并升级富钛料的方法。
背景技术:
2.富钛料一般指二氧化钛含量不小于75%的钛渣、人造金红石和天然金红石,是生产钛白粉和海绵钛的重要原料。目前钛渣是主要的富钛料产品,钛渣占富钛料总量的70%,钛渣冶炼对设备要求高,成本较大,而钛渣仍需依赖复杂的除杂工序才能升级为符合氯化法钛白原料的人造金红石产品。
3.由于我国钛矿的产能不能满足下游钛产业的原料需求,且生产高品质富钛料的工艺技术及装备落后,规模小,高品质富钛料也远不能满足氯化法钛白和海绵钛对原料的要求,我国一直是钛矿产品的净进口国,原料问题已经成为我国钛产业发展的瓶颈,加上硫酸法钛白有逐渐被淘汰的趋势,国家鼓励发展清洁的氯化法钛白。未来我国对高品质富钛料原料的需求量将越来越大。要摆脱对进口钛矿的依赖,必须研究以我国储量丰富的
低品位钛精矿为原料制备高品质富钛料的大型化生产技术。
4.钛精矿的除杂过程一般遵循优先原则,杂质的去除尽量放在前面的工序中,越到后面除杂工序越复杂,代价越高。利用低品质钛精矿制备优质的富钛料产品,可为后续硫酸法钛白或氯化法钛白提供原料,减少优质原料的消耗,为降低成本提供一种可能;减轻后续提钛工艺中杂质处理负担,简化工艺流程;增大后续工序中设备单位容积的产能。
5.cn107399758a号中国专利文献公开了一种由高钛渣制备人造金红石的方法,该方法通过对高钛渣进行粉碎、碱浸除杂、改性焙烧、酸浸除渣、煅烧等工序,制备出能满足氯化法要求的金红石原料。在改性焙烧阶段,由于碳酸钠的加入,会导致焙烧产物出现烧结现象。钛精矿制备成钛渣也需要耗费大量的能源,制成的钛渣还需继续升级,升级过程仍需复杂的除杂工序,生产成本较高。
6.对于低品质钛精矿升级成富钛料的过程,由于钛精矿杂质含量高,钛品位低,升级较困难,有不少研究者采用加压方式对其进行除杂升级,采用苛刻的加压条件进行除杂,加压过程会导致物料出现较严重的粉化现象,需要对过细物料造粒才能将其用于氯化法钛白。为此,如果能从源头降低钛精矿的杂质含量,便可以通过较为常规的方法将钛精矿升级为钛品位较高的富钛料。
技术实现要素:
7.本发明的目的就在于为解决现有技术的不足,提供一种新的低品质钛精矿降杂并升级富钛料的方法。
8.本发明的目的是以下述技术方案实现的:
9.一种低品质钛精矿降杂并升级富钛料的方法,包括以下步骤:
10.s1.干湿法联合降杂:包括干法磁选除杂和湿法脱泥两个步骤,且两个步骤没有先
后顺序;
11.所述干法磁选除杂步骤为:将待磁选物料通过强度≥10000gs的强磁分选,得到磁选精矿和磁选
尾矿;
12.所述湿法脱泥步骤为:将待湿法脱泥物料与浸取液混合,得到一定矿浆浓度的钛精矿料浆,该所述钛精矿料浆的碱度为0~2.7mol/l,所述碱度以oh-含量计;然后将所述钛精矿料浆充分搅拌,搅拌结束后将上层泥浆和下层矿料进行分离;
13.s2.氧化焙烧:将所述下层矿料或磁选精矿在900~1000℃条件下,空气或氧气气氛下进行1~3h氧化焙烧,得到氧化钛精矿;
14.s3.还原被烧:将所述氧化钛精矿在800~950℃下进行1~2h还原焙烧,得到改性钛精矿;
15.s4.酸浸除杂:将所述改性钛精矿进行常压或加压酸浸,得到富钛料。
16.优选的,步骤s1所述低品质钛精矿成分组成,以质量百分含量计为:tio
2 42~45%、tfe 33~35%、cao 0.2~0.4%、mgo 0.5~0.6%、sio
2 3~7%。
17.优选的,步骤s1钛精矿料浆的固含量为75~85%。
18.优选的,步骤s1浸取液为碱液,所述钛精矿料浆的碱度为1~2.5mol/l。
19.优选的,步骤s1所述搅拌速度为1500~2500r/min,搅拌时间为15~40min。
20.优选的,步骤s3所述还原焙烧选用的还原剂为选自煤、煤气、氢气、石油焦中的一种或者两种以上组合。
21.优选的,步骤s4所述酸浸采用的浸取液为工业盐酸或硫酸,酸浓为10~20wt%,液固比为5~11:1。
22.优选的,当步骤s4为加压酸浸时,酸浸温度为135~140℃,时间为3~4h,原来需要3.5~4.5h;
23.当步骤s4为常压酸浸时,酸浸温度为100~110℃,时间为3~6h。
24.优选的,步骤s4所述酸浸的浸取液中含有0.1~0.8mol/l的氯盐。
25.优选的,所述氯盐为fecl2、fecl3、mgcl2、cacl2、alcl3中的一种或两种以上组合。
26.与现有技术相比,本技术具有如下有益效果:
27.(1)对低品质钛精矿进行前期湿法、干法联合降杂处理,可以有效去除部分杂质(cao、mgo、sio2等)含量,且脱硅降杂过程简单,对设备要求低。经过前期降杂处理,后期升级条件可相对降低,例如酸浸浓度、酸浸时间、加压温度、加压时间等条件可适当降低;
28.(2)经过氧化焙烧、还原焙烧,实现钛精矿晶型重塑,不仅使部分钛金红石型化,减少物料的粉化率,也可使钛精矿内部变得疏松多孔,杂质更易于浸出,得到的富钛料钛品位高,可达到85%以上。
附图说明
29.图1是低品质钛精矿显微镜下照片。
具体实施方式
30.本发明提供的低品质钛精矿降杂并升级富钛料的方法,包括以下步骤:
31.s1.干湿法联合降杂:包括干法磁选除杂和湿法脱泥两个步骤,且两个步骤没有先
后顺序;即可以先进行干法磁选除杂,再进行湿法脱泥,或者先进行湿法脱泥,再进行干法磁选除杂;
32.干法磁选除杂步骤为:将待磁选物料通过强度≥10000gs的强磁分选,得到磁选精矿和磁选尾矿;
33.湿法脱泥步骤为:将待湿法脱泥物料与浸取液混合,得到一定矿浆浓度的钛精矿料浆,该钛精矿料浆的碱度为0~2.7mol/l,碱度以oh-含量计;然后将钛精矿料浆充分搅拌,搅拌结束后将上层泥浆和下层矿料进行分离;
34.一些低品质钛精矿钛品位低、杂质含量高,其中sio2含量能高达6%以上,且在钛精矿升级过程中sio2是不断富集的,若将其直接升级,得到的富钛料产品杂质含量也较高,钛品位不能达到下游产品制备的原料要求。
35.因此,本发明所用低品质钛精矿保持原矿粒度不变,将低品质钛精矿原矿通过干式强磁选机的分选,通过磁选,硅酸钙、其它硅酸盐等部分没有磁性的不含钛杂质进入尾矿,与钛精矿(fetio3)分离,仍有较多杂质随钛精矿进入精矿;经过干法磁选除杂以后,精矿中仍含有少量水溶性杂质以及较多硅酸盐比如硅酸钙等水不溶性杂质,若直接升级也会加大后续反应过程的困难。硅酸盐等物质密度相对钛精矿小,经过本技术湿法浸取以及充分搅拌,物料中不同密度的物质得到沉降分离,轻物质置于上层,或悬浮在上层液体中,重物料比如钛精矿处于下层,这样可以采用轻易将上层轻物料与下层重物料分离,去除了钛精矿中的低密度杂质(主要为硅酸钙、硅酸镁)。浸取液中添加一定的碱,可以使一部分含硅物质溶解,加强湿法脱泥效果。当然,先进行湿法脱泥去除部分密度较小的硅酸盐杂质,再利用磁选去除另一部分非磁性杂质也是可行的。干法磁选和湿法脱泥两个方法必须结合使用,缺一不可。优选,干法磁选在前,湿法脱泥步骤在后,磁选后的物料可以直接进行湿法脱泥,不需烘干。
36.s3.氧化焙烧:将下层矿料在900~1000℃条件下,空气或者氧气气氛下进行1~3h氧化焙烧,得到氧化钛精矿;
37.经过干法磁选除杂和湿法脱泥以后,钛精矿中的硅钙等杂质含量显著降低,再在较高温度下对低硅钙钛精矿进行氧化,氧化速率大,1h内钛精矿氧化率能达到99%以上。矿粒与氧气在反应过程中,致密的固体矿物结构慢慢被破坏,由于氧气的进入,使得矿物表面到内部的孔道越来越多,矿粒变得疏松多孔;通过强氧化,可使钛精矿中部分钛金红石型化,减少后续反应过程物料的粉化率,保证产品粒度不至于过细;
38.s4.还原被烧:将氧化钛精矿在800~950℃下进行1~2h还原焙烧,得到改性钛精矿;还原焙烧采用的还原剂可选自煤、煤气、氢气、石油焦中的一种或者两种以上组合;
39.钛精矿中的fe
2+
向fe
3+
转变得较为完全,钛精矿内部变得疏松多孔,再经过还原焙烧,大部分fe
3+
可转变为fe
2+
,fe
2+
更易溶于酸性溶液中。经过氧化焙烧、还原焙烧,实现钛精矿晶型重塑,不仅使部分钛金红石型化,减少物料的粉化率,也可使钛精矿内部变得疏松多孔,多次转化后的fe
2+
更易于浸出;
40.s5.酸浸除杂:将改性钛精矿进行常压或加压酸浸,得到富钛料;
41.经过氧化焙烧、还原焙烧后,钛精矿中fe
2+
容易被酸浸除去,得到钛品位在85%以上的富钛料产品。
42.综上所述,与现有技术相比,本技术具有如下有益效果:
43.(1)对低品质钛精矿进行前期湿法、干法联合降杂处理,可以有效去除部分杂质(cao、mgo、sio2等)含量,且脱硅降杂过程简单,对设备要求低。经过前期降杂处理,后期升级条件可相对降低,例如酸浸浓度、酸浸时间、加压温度、加压时间等条件可适当降低;
44.(2)经过氧化焙烧、还原焙烧,实现钛精矿晶型重塑,不仅使部分钛金红石型化,减少物料的粉化率,也可使钛精矿内部变得疏松多孔,杂质更易于浸出,得到的富钛料钛品位高,可达到85%以上。
45.优选的,本技术步骤s1处理的低品质钛精矿成分组成,以质量百分含量计为:tio
2 42~45%、tfe 33~35%、cao 0.2~0.4%、mgo 0.5~0.6%、sio
2 3~7%;该钛精矿的硅含量高,含硅物质与钛精矿的解离程度较高,利于进行磁选分离;显微镜下照片如图1所示,显微镜下呈黄色的固体颗粒为显著的含硅杂质形貌,黑色的固体颗粒为钛精矿。
46.优选的,步骤s1钛精矿料浆的固含量为75~85%。
47.优选的,步骤s1浸取液为碱液,钛精矿料浆的碱度为1~2.5mol/l。碱液体的碱可为氢氧化钠、氢氧化钾等,也可以是工业废碱。采用碱液浸取,相比于普通水,碱液可以与部分含硅物质反应,形成水玻璃,除杂效果更好。
48.优选的,步骤s1搅拌速度为1500~2500r/min,搅拌时间为15~40min,在该搅拌速度和时间范围内,可使矿料与浸取液充分接触反应。
49.优选的,步骤s4酸浸采用的浸取液为盐酸或硫酸,酸浓为10~20wt%,液固比为:5~11:1。盐酸或硫酸可采用工业盐酸或硫酸,也可采用废酸。常压酸浸采用微沸回流反应,进行酸浸除杂,常压酸浸时,酸浸温度为100-110℃,时间为3~6h,加压酸浸在加压釜中进行,酸浸温度为135~140℃,时间为3~4h。加压酸碱现有技术中常规反应温度为140~145℃,时间为3.5~5h,通过前期降杂处理以后,杂质含量显著下降,酸碱温度和时间得到降低。酸浸后对物料进行抽滤、水洗与干燥,得到富钛料产品。优选采用加压酸浸,相比常压酸浸,酸浸温度得到提高,浸取率较高。优选的,步骤s4酸浸的浸取液中还含有0.1~0.8mol/l的氯盐。酸浸浸取液中氯盐的加入可以提高氢离子的反应活性,提高反应速率。由于浸取母液中含有fecl2、fecl3、mgcl2、cacl2、alcl3等氯盐,可以循环用于酸浸浸取过程,降低后续废液处理量,实现废液的有效利用。
50.优选的,氯盐为fecl2、fecl3、mgcl2、cacl2、alcl3中的一种或两种以上组合。
51.实施例1
52.本实施例提供的低品质钛精矿降杂并升级富钛料的方法,包括以下步骤:
53.s1.干法磁选降杂
54.将低品质钛精矿原矿(样品1)通过干式强磁选机的分选,干式磁选机磁场强度12000gs,经过强磁选机的分选得到磁选精矿与磁选尾矿。
55.s2.湿法脱泥
56.将低品质钛精矿与一定量水混合,得到矿浆浓度为75%的钛精矿料浆,然后在2000r/min的速度下进行高速搅拌15min,搅拌结束后迅速将上层泥浆和下层矿料进行分离,并将固体矿料进行烘干处理;
57.s3.氧化焙烧
58.称取一定量烘干后的固体矿料(样品2)于坩埚内,并置于马弗炉中,在900℃,空气气氛下进行1.5h氧化焙烧,得到氧化钛精矿;
59.s4.还原焙烧
60.称取一定量氧化钛精矿于坩埚内,用煤作还原剂,并置于马弗炉内,在850℃下进行1.5h还原焙烧,焙烧后迅速冷却,通过磁选得到改性钛精矿;
61.s5.酸浸除杂
62.将得到的改性钛精矿与一定浓度的盐酸混合,常压微沸回流反应,进行酸浸除杂。盐酸浓为15wt%,酸浸浸取液中fecl2浓度为0.5mol/l,酸浸温度为105℃,酸浸时间为5h,液固比为8:1。酸浸后对物料进行抽滤、水洗与干燥,得到的富钛料产品钛品位为85.98%(样品4)。
63.该实施例中低品质钛精矿原料(样品1)经过步骤s1~2降杂处理后得到的除杂钛精矿原料(样品2),再进行步骤s3~5氧化焙烧、还原被烧和酸浸除杂得到的富钛料(样品4),与不经步骤s1~2处理,直接将低品质钛精矿即样品1进行步骤s3~5得到的富钛料(样品3)成分组成如表1所示。
64.表1
65.样品tio2tfecaomgoal2o3sio2mnotio2收率%样品1(wt%)43.5534.690.231.321.353.470.55/样品2(wt%)45.9636.350.161.020.811.890.5494.98样品3(wt%)83.696.690.311.031.296.33091.66样品4(wt%)85.986.720.140.491.053.83092.05
66.实施例2
67.本实施例提供的低品质钛精矿降杂并升级富钛料的方法,包括以下步骤:
68.s1.干法磁选降杂
69.将低品质钛精矿原矿通过干式强磁选机的分选,干式磁选机磁场强度16000gs,经过强磁选机的分选得到磁选精矿与磁选尾矿。
70.s2.湿法脱泥
71.将低品质钛精矿与一定量水混合,得到矿浆浓度为80%的钛精矿料浆,矿浆中添加一定量的氢氧化钠,使矿浆的碱度在2mol/l,然后在1800r/min的速度下进行高速搅拌30min,搅拌结束后迅速将上层泥浆和下层矿料进行分离,并将固体矿料进行水洗烘干处理;
72.s3.氧化焙烧
73.称取一定量烘干后的固体矿料于坩埚内,并置于马弗炉中,在950℃,空气气氛下进行1h氧化焙烧,得到氧化钛精矿;
74.s4.还原焙烧
75.称取一定量氧化钛精矿于坩埚内,用煤作还原剂,并置于马弗炉内,在870℃下进行1.5h还原焙烧,焙烧后迅速冷却,通过磁选得到改性后的钛精矿;
76.s5.酸浸除杂
77.将得到的改性钛精矿与一定浓度的盐酸混合,在加压釜中进行加压酸浸。盐酸浓为18wt%,酸浸浸取液中fecl2浓度为0.8mol/l,酸浸温度为137℃,酸浸时间为3.5h,液固比为6:1。酸浸后对物料进行抽滤、水洗与干燥,得到所述的富钛料产品钛品位为87.38%。
78.该实施例中低品质钛精矿原料(样品1)经过步骤s1~2降杂处理后得到的除杂钛
精矿原料(样品2),再进行步骤s3~5氧化焙烧、还原被烧和酸浸除杂得到的富钛料(样品4),与不经步骤s1~2处理,直接将低品质钛精矿即样品1进行步骤s3~5得到的富钛料(样品3)成分组成如表2所示。
79.表2
80.样品tio2tfecaomgoal2o3sio2mnotio2收率%样品1(wt%)43.5534.690.231.321.353.470.55/样品2(wt%)46.5737.220.150.990.781.800.5594.59样品3(wt%)83.696.690.311.031.296.33091.66样品4(wt%)87.385.900.140.430.943.55092.05
81.实施例3
82.本实施例提供的低品质钛精矿降杂并升级富钛料的方法,包括以下步骤:
83.s1.干法磁选降杂
84.将低品质钛精矿原矿通过干式强磁选机的分选,干式磁选机磁场强度16000gs,经过强磁选机的分选得到磁选精矿与磁选尾矿。
85.s2.湿法脱泥
86.将低品质钛精矿与一定量水混合,得到矿浆浓度为82%的钛精矿料浆,矿浆中添加一定量的氢氧化钠,使矿浆的碱度在2.5mol/l,然后在2500r/min的速度下进行高速搅拌40min,搅拌结束后迅速将上层泥浆和下层矿料进行分离,并将固体矿料进行烘干处理;
87.s3.氧化焙烧
88.称取一定量烘干后的固体矿料于坩埚内,并置于马弗炉中,在950℃,空气气氛下进行1.5h氧化焙烧,得到氧化钛精矿;
89.s4.还原焙烧
90.称取一定量氧化钛精矿于坩埚内,用煤作还原剂,并置于马弗炉内,在850℃下进行1h还原焙烧,焙烧后迅速冷却,通过磁选得到改性后的钛精矿;
91.s5.酸浸除杂
92.将得到的改性钛精矿与一定浓度的盐酸混合,在加压釜中进行加压酸浸。盐酸浓为19wt%,酸浸浸取液中fecl2浓度为0.8mol/l,酸浸温度为140℃,酸浸时间为3h,液固比为8:1。酸浸后对物料进行抽滤、水洗与干燥,得到所述的富钛料产品钛品位为87.47%。
93.该实施例中低品质钛精矿原料(样品1)经过步骤s1~2降杂处理后得到的除杂钛精矿原料(样品2),再进行步骤s3~5氧化焙烧、还原被烧和酸浸除杂得到的富钛料(样品4),与不经步骤s1~2处理,直接将低品质钛精矿即样品1进行步骤s3~5得到的富钛料(样品3)成分组成如表3所示。
94.表3
95.样品tio2tfecaomgoal2o3sio2mnotio2收率%样品1(wt%)43.5534.690.231.321.353.470.55/样品2(wt%)46.8137.560.160.970.821.750.5494.43样品3(wt%)83.696.690.311.031.296.33091.66样品4(wt%)87.475.880.130.440.983.40092.26
96.实施例4
97.除了在步骤s5的酸浸浸取液中不添加fecl2以外,其他同实施例3,得到富钛料产品(样品5)。
98.表4
99.样品tio2tfecaomgoal2o3sio2mnotio2收率%样品5(wt%)85.296.930.270.851.364.660.2391.98
100.实施例5
101.本实施例提供的低品质钛精矿降杂并升级富钛料的方法,包括以下步骤:
102.s1.湿法脱泥
103.将低品质钛精矿与一定量水混合,得到矿浆浓度为80%的钛精矿料浆,矿浆中添加一定量的氢氧化钠,使矿浆的碱度在2.2mol/l,然后在2000r/min的速度下进行高速搅拌40min,搅拌结束后迅速将上层泥浆和下层矿料进行分离,并将固体矿料进行烘干处理;
104.s2.干法磁选降杂
105.将经过湿法脱泥的物料进行干式强磁选机的磁选,干式磁选机磁场强度12000gs,经过强磁选机的分选得到磁选精矿与磁选尾矿。
106.s3.氧化焙烧
107.称取一定量磁选精矿于坩埚内,并置于马弗炉中,在900℃,空气气氛下进行2h氧化焙烧,得到氧化钛精矿;
108.s4.还原焙烧
109.称取一定量氧化钛精矿于坩埚内,用煤作还原剂,并置于马弗炉内,在850℃下进行1.5h还原焙烧,焙烧后迅速冷却,通过磁选得到改性后的钛精矿;
110.s5.酸浸除杂
111.将得到的改性钛精矿与一定浓度的盐酸混合,在加压釜中进行加压酸浸。盐酸浓为18.5wt%,酸浸浸取液中fecl2浓度为0.9mol/l,酸浸温度为135℃,酸浸时间为3h,液固比为6:1。酸浸后对物料进行抽滤、水洗与干燥,得到所述的富钛料产品钛品位为86.99%。
112.该实施例中低品质钛精矿原料(样品1)经过步骤s1~2降杂处理后得到的除杂钛精矿原料(样品2),再进行步骤s3~5氧化焙烧、还原被烧和酸浸除杂得到的富钛料(样品4),与不经步骤s1~2处理,直接将低品质钛精矿即样品1进行步骤s3~5得到的富钛料(样品3)成分组成如表5所示。
113.表5
114.样品tio2tfecaomgoal2o3sio2mnotio2收率%样品1(wt%)43.5534.690.231.321.353.470.55/样品2(wt%)46.9236.940.171.021.081.780.5593.98样品3(wt%)83.696.690.311.031.296.33091.66样品4(wt%)86.995.670.140.401.023.39092.57
115.从表1~5可知,经过干法磁选和湿法脱泥除杂以后,得到的富钛料钛品位更高,而且干法磁选和湿法脱泥步骤简单,易于操作。从表4可知,未添加氯离子的酸浸浸取液在酸浸浸取液中添加了氯离子以后,可以显著缩短酸浸时间,降低酸浸温度。
116.尽管已描述了本发明的优选实施例,但本领域内的技术人员一旦得知了基本创造性概念,则可对这些实施例作出另外的变更和修改。所以,所附权利要求意欲解释为包括优
选实施例以及落入本发明范围的所有变更和修改。显然,本领域的技术人员可以对本发明进行各种改动和变型而不脱离本发明的精神和范围。这样,倘若本发明的这些修改和变型属于本发明权利要求及其等同技术的范围之内,则本发明也意图包含这些改动和变型在内。技术特征:
1.一种低品质钛精矿降杂并升级富钛料的方法,其特征在于,包括以下步骤:s1.干湿法联合降杂:包括干法磁选除杂和湿法脱泥两个步骤,且两个步骤没有先后顺序;所述干法磁选除杂步骤为:将待磁选物料通过强度≥10000gs的强磁分选,得到磁选精矿和磁选尾矿;所述湿法脱泥步骤为:将待湿法脱泥物料与浸取液混合,得到一定矿浆浓度的钛精矿料浆,该所述钛精矿料浆的碱度为0~2.7mol/l,所述碱度以oh-含量计;然后将所述钛精矿料浆充分搅拌,搅拌结束后将上层泥浆和下层矿料进行分离;s2.氧化焙烧:将所述下层矿料或磁选精矿在900~1000℃条件下,空气或氧气气氛下进行1~3h氧化焙烧,得到氧化钛精矿;s3.还原被烧:将所述氧化钛精矿在800~950℃下进行1~2h还原焙烧,得到改性钛精矿;s4.酸浸除杂:将所述改性钛精矿进行常压或加压酸浸,得到富钛料。2.如权利要求1所述的低品质钛精矿降杂并升级富钛料的方法,其特征在于,步骤s1所述低品质钛精矿成分组成,以质量百分含量计为:tio242~45%、tfe 33~35%、cao 0.2~0.4%、mgo 0.5~0.6%、sio
2 3~7%。3.如权利要求1所述的低品质钛精矿降杂并升级富钛料的方法,其特征在于,步骤s1钛精矿料浆的固含量为75~85%。4.如权利要求1所述的低品质钛精矿降杂并升级富钛料的方法,其特征在于,步骤s1所述浸取液为碱液,所述钛精矿料浆的碱度为1~2.5mol/l。5.如权利要求1所述的低品质钛精矿降杂并升级富钛料的方法,其特征在于,步骤s1所述搅拌速度为1500~2500r/min,搅拌时间为15~40min。6.如权利要求1所述的低品质钛精矿降杂并升级富钛料的方法,其特征在于,步骤s3所述还原焙烧选用的还原剂为选自煤、煤气、氢气、石油焦中的一种或者两种以上组合。7.如权利要求1所述的低品质钛精矿降杂并升级富钛料的方法,其特征在于,步骤s4所述酸浸采用的浸取液为工业盐酸或硫酸,酸浓为10~20wt%,液固比为5~11:1。8.如权利要求7所述的低品质钛精矿降杂并升级富钛料的方法,其特征在于,当步骤s4为加压酸浸时,酸浸温度为135~140℃,时间为3~4h,原来需要3.5~4.5h;当步骤s4为常压酸浸时,酸浸温度为100~110℃,时间为3~6h。9.如权利要求1~8任一项所述的低品质钛精矿降杂并升级富钛料的方法,其特征在于,步骤s4所述酸浸的浸取液中含有0.1~0.8mol/l的氯盐。10.如权利要求9所述的低品质钛精矿降杂并升级富钛料的方法,其特征在于,所述氯盐为fecl2、fecl3、mgcl2、cacl2、alcl3中的一种或两种以上组合。
技术总结
本发明公开了一种品质钛精矿降杂并升级富钛料的方法,包括以下步骤:S1.干湿法联合降杂:包括干法磁选除杂和湿法脱泥两个步骤,且两个步骤没有先后顺序;S2.氧化焙烧;S3.还原被烧;S4.酸浸除杂:将改性钛精矿进行常压或加压酸浸,得到富钛料。本申请对低品质钛精矿进行前期湿法、干法联合降杂处理,可以有效去除部分杂质含量,且脱硅降杂过程简单,对设备要求低。经过前期降杂处理,后期升级条件可相对降低;然后经过氧化焙烧、还原焙烧,实现钛精矿晶型重塑,不仅使部分钛金红石型化,减少物料的粉化率,也可使钛精矿内部变得疏松多孔,杂质更易于浸出,得到的富钛料钛品位高,可达到85%以上。85%以上。85%以上。
技术研发人员:王冬花 闫广英 许刚 陈树忠 贺高峰 豆君 朱敬磊 崔仕远 龚俊举 盛晓星 申庆飞 李珍珍 张瑶瑶 吴豪
受保护的技术使用者:龙佰集团股份有限公司
技术研发日:2022.01.18
技术公布日:2022/5/6
声明:
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我是此专利(论文)的发明人(作者)