專利名稱：以低品位原生鈦鐵礦為原料制造高品位人造金紅石的方法
涉及領域本發(fā)明涉及一種人造金紅石的制造方法，特別是一種以低品位原生鈦鐵礦為原料制造高品位人造金紅石的方法。
背景技術：
釩鈦磁鐵礦在世界上的儲量很豐富，我國的儲量名列前茅，四川攀西地區(qū)和河北承德地區(qū)儲量達百億噸。我國是開采利用釩鈦磁鐵礦規(guī)模最大和冶煉釩鈦磁鐵鐵礦技術最先進的國家，每年開采原礦石近2000萬噸，如果所有的選鐵尾礦都用來選取鈦精礦，按現(xiàn)有的選礦技術每年可產鈦精礦(TiO2含量47Wt％左右)50萬噸左右。
我國是鈦礦資源較豐富的國家，但鈦砂礦資源較少，分布也較分散，至今沒有發(fā)現(xiàn)大型鈦砂礦床。所以，從釩鈦磁鐵礦中回收鈦鐵礦成為我國鈦原料的重要來源之一；另外釩鐵磁鐵礦是一種多元素的共生礦，只有綜合利用才具有較好的經(jīng)濟開采價值。從上述兩方面考慮，釩鈦磁鐵礦資源綜合利用引起國家極大關注。
釩鈦磁鐵礦是一種多元素的共生礦，它的組成隨產地不同有所差別。一般來講，礦中含鐵(在礦中以鐵的氧化物形式存在)30～34Wt％，V2O50.3～1Wt％，TiO28～14Wt％，主要用作提取鐵、釩、鈦的原料。開采出來的礦石，經(jīng)過破碎和選礦獲得鐵(釩)精礦，用作冶煉鋼鐵的原料。在鋼鐵冶煉過程中，產生一種稱為“釩渣”的副產品，是用于提取釩產品的原料。選鐵的尾礦用于回收鈦鐵礦精礦(以下簡稱為鈦精礦)，它是用作提取鈦產品的原料。
國家在七、八十年代組織了全國有關枝術力量開展了釩鈦磁鐵礦資源綜合利用研究，其中鈦資源的利用始終是研究的焦點和難點問題。
從釩鐵磁鐵礦的選鐵尾礦中回收的鈦精礦，是一種含高鈣鎂的低品位原生礦，礦中TiO2含量只有46～47Wt％，非鐵雜質高達10～15Wt％，其中CaO含量為1～2Wt％，MgO含量為3～7Wt％，SiO2含量為3～5Wt％。這種鈦精礦可直接用作硫酸法生產鈦白的原料，但產生大量的硫酸亞鐵廢料，并且由于鈣鎂等雜質含量高致使酸耗量大，酸解殘渣量多。
采用電爐熔煉這種鈦精礦，獲得的是含高鈣鎂的低品位鈦渣(TiO2含量75～80％)，這種鈦渣適合作為硫酸法生產鈦白的原料。采用還原銹蝕法(國外稱為Becher法)處理這種原生鈦鐵礦，也可以獲得含高鈣鎂的低品位人造金紅石(TiO2含量80％左右)。電爐法和還原銹蝕法制造的這種含高鈣鎂的低品位人造金紅石，不適合作為沸騰床氯化法生產四氯化鈦的原料，因為鈣鎂雜質在氯化后生成CaCl2和MgCl2，它們在氯化溫度下呈液體狀態(tài)，在床中積累會破壞沸騰床的正常操作。鈣鎂氯化物是高沸點化合物，不能從氯化爐中揮發(fā)出來，需從爐中以爐渣形式排出，影響氯化爐的連續(xù)操作。
含高鈣鎂的低品位人造金紅石可采用熔鹽氯化等方法來氯化生產四氯化鈦，但因為人造金紅石中雜質含量高致使氯耗量大，產生廢料多，使用這種低品位人造金紅石作為氯化原料經(jīng)濟上不合算，大量含氯化物廢料的處理也很困難。
美國Benilite公司在1974年9月10日申請、1976年7月6日授權的美國專利3967954公開了一種鹽酸循環(huán)浸出法(簡稱為BCA法)。它是以高品位鈦鐵礦砂礦(含TiO2≥54％)為原料，經(jīng)過預氧化-預還原、加壓浸出、過濾、洗滌、煅燒獲得含TiO294％的人造金紅石；浸出母液經(jīng)噴霧焙燒法再生鹽酸，進而實現(xiàn)鹽酸的循環(huán)利用。
近年來，國外對鹽酸法又進行了更廣泛深入研究，其中澳大利亞Austpac資源公司在1993年3月1日中請、1997年1月21日授權的美國專利5595347和1994年8月24日申請、1997年6月3日授權的5635152中公開了一種ERMS法(焙燒磁選鈦鐵礦精礦流態(tài)化二段逆流常壓浸出法)，加拿大Tiomin資源公司在1996年8月31日申請、1999年3月23日授權的美國專利5885324公開了一種TSR法(鈦鐵礦預氧化-還原處理礦流態(tài)化五段逆流常壓浸出法)。
國外研究的鹽酸浸出法都是以高品位的砂礦為原料，對含高鈣鎂的原生鈦鐵礦幾乎還沒有進行研究，更沒有有關大型試驗和產業(yè)化的報導。
加拿大QIT公司在1995年11月21日申請、1998年11月3日授權的美國專利5830420中公開了一種鈦渣-高溫氧化-還原-鹽酸加壓浸出方法；在1987年12月9日申請、1995年2月14日授權的美國專利5389355和1990年3月27日申請、1991年12月5日授權的美國專利5063032公開了一種鈦渣一部分氯化-鹽酸加壓浸出方法。
從釩鐵磁鐵礦的選鐵尾礦中回收的鈦精礦與上述專利中所用礦在化學組成上有很大差別上述專利中所用鈦鐵礦含鈦低而含鐵高，直接采用酸浸法制造人造金紅石可以說是不經(jīng)濟的，因此采用鈦渣-酸浸法制造UGS(鈦渣富集物，TiO2含量95％)的工藝路線；而從釩鐵磁鐵礦的選鐵尾礦中回收的鈦精礦含鈦高而含鐵低，如果也采用鈦渣-酸浸法制造UGS的工藝路線，不僅流程長而且能耗高。

發(fā)明內容
本發(fā)明的目的是提供一種流程短、回收率高、產品質量好且能耗低的以低品位原生鈦鐵礦為原料制造高品位人造金紅石的方法。
本發(fā)明的目的是通過以下技術方案達到的一種以低品位原生鈦鐵礦為原料制造高品位人造金紅石的方法，其特征在于1、先對低品位原生鈦鐵礦進行弱氧化處理，得弱氧化礦；2、對弱氧化礦進行前磁選，除去礦中非磁性的脈石礦物，得到磁選精礦；3、加入鹽酸進行加壓浸出，將礦中大部分可溶性雜質溶解出來；4、用沉降傾析法將固相物和母液分開，母液經(jīng)沉降和過濾得清液和細粒產品，含少量母液的固相物經(jīng)過濾和洗滌得粗粒產品；5、將所得粗粒和細粒產品經(jīng)烘干和煅燒；6、煅燒后的粗粒產品經(jīng)過后磁選，細粒產品經(jīng)制粒處理，獲得適合于沸騰床氯化制造四氯化鈦使用的高品位人造金紅石；7、浸出母液經(jīng)焙燒使其中鐵的氯化物等與氧和水反應分解為氯化氫和相應的氧化物，反應生成的氯化氫用洗滌水吸收為鹽酸，再生的鹽酸返回浸出工序使用，實現(xiàn)鹽酸在過程中循環(huán)使用。
一種優(yōu)選方案，所述步驟1中的弱氧化溫度為680～800℃，氧化時間為5～30分鐘。
一種優(yōu)選方案，所述步驟1中的弱氧化處理的氧分壓大于5％時，弱氧化溫度為680～750℃，氧化時間為5～15分鐘。
一種優(yōu)選方案，所述步驟1中的弱氧化處理的氧分壓小于5％時，弱氧化溫度為750～800℃，氧化時間為15～30分鐘。
一種優(yōu)選方案，所述步驟3中所述入的鹽酸(毫升)與所述步驟1中加入的鈦鐵礦(克)之間的液固比為2.8～3.8∶1。
一種優(yōu)選方案，所述步驟3中的浸出溫度為120～150℃，壓力為0.1～0.4Mpa。
一種優(yōu)選方案，所述步驟5中所述烘干的溫度為100～500℃，所述煅燒的溫度為750～1000℃。
一種優(yōu)選方案，所述步驟4中在母液過濾前，先用含酸的水浸濕濾紙和濾布。
一種優(yōu)選方案，所述步驟4中所述洗滌采用多段逆流洗滌法。
一種優(yōu)選方案，所述步驟3采用兩段浸出法，即先加入部分鹽酸，浸出完畢后分離出母液，再加入剩余量的鹽酸進行第二段浸出。
一種優(yōu)選方案，所述步驟3中所述兩段浸出法中先加入的鹽酸量占加入鹽酸總量的50～60wt％。
一種優(yōu)選方案，所述步驟6中所述烘干的溫度為100～500℃，所述煅燒的溫度為750～1000℃。
一種優(yōu)選方案，所述步驟7中所述浸出母液的焙燒溫度為500～800℃。
由于原生鈦鐵礦在鹽酸中具有易溶性，采用弱氧化加壓浸出就可比較徹底地將礦中可溶性雜質(鐵、鈣、鎂、錳和鋁的氧化物)溶解出來。礦中SiO2不溶于酸，它會在產品中成倍地富集，采用在浸出前后用磁選方法將含SiO2的脈石礦物分離出來，這樣就可獲得高品位的產品。
弱氧化礦經(jīng)前磁選(磁場強度6000～9000高斯)選出非磁性脈石礦物為尾礦，磁性部分為磁選精礦。尾礦中主要是料長石、鈦輝石以及它們與含有少量鈦鐵礦的連生體。通過前磁選，可除去礦中25～30％的SiO2。
磁選精礦作為加壓浸出的原料。浸出過程的主要反應如下
在浸出過程中由于礦中的TiO2溶解，而后又會發(fā)生水解生成細粒產品，這就是所謂的細化現(xiàn)象。原礦直接浸出，細化產品較多。原礦經(jīng)過弱氧化處理后再浸出，就可以減少細化現(xiàn)象。
原生鈦鐵礦的特點是礦中鐵元素主要以Fe+2狀態(tài)存在，礦中Fe+3一般只占總鐵的1/5～1/10。弱氧化是在適當條件下使部分Fe+2氧化成Fe+3，經(jīng)弱氧化處理后的礦中的Fe+3量不超過總鐵量的40％。這種弱氧化礦具有如下特性(1)經(jīng)弱氧化處理，礦中鈦鐵礦磁性增加，有利于采用磁選方法選出非磁性和弱磁性的脈石礦物；(2)弱氧化礦中的鐵和其它可溶性雜質仍具有較易溶于鹽酸的特性；(3)弱氧化礦中的TiO2具有較難溶于鹽酸的特性。這樣有利于實現(xiàn)選擇性浸出，并有利于減少礦在浸出過程中的細化現(xiàn)象。
在空氣氣氛下進行弱氧化，容易引起過氧化，造成浸出效果不好。采用在降低氧分壓氣氛下進行弱氧化，氧化產品的氧化度較低，浸出效果提高。但弱氧化礦中的三價鐵含量比原礦高2～4倍，因為三價鐵比二價鐵難浸出，所以弱氧化礦的常壓浸出不僅浸出速度慢，而且獲得的產品品位也低。弱氧化礦采用加壓浸出法，可獲得高品位產品。
所以本發(fā)明推薦采用弱氧化礦加壓浸出法，因為浸出過程產生的細粒產品少，同時加壓浸出法因浸出溫度高致使浸出速度快，可將可溶性雜質的浸出率達到95％以上，從而可獲得高品位的產品。
浸出產物用沉降傾析法將母液(含細粒產品)和固相物分開，母液經(jīng)沉降和過濾獲得清母液和細粒產品；含少量母液的固相物經(jīng)過濾和洗滌獲得粗粒產品。本專利改進了浸出產物的處理方法，在浸出完畢后讓母液中的粗粒產品沉降下來，然后再分離出含細粒的母液，試驗證明采用弱氧化礦為原料時，細粒產品占總產品量的1～2wt％。原礦直接浸出方案，細粒產品只占總產品量的6wt％以上。
細粒產品的粒度細，可經(jīng)制粒處理后作為沸騰床氯化制造四氯化鈦的原料；還可經(jīng)包膜處理作為金紅石型鈦白的代用品。
在母液中加入絮凝劑(如聚丙烯酰胺水溶液)使其中的細化產品絮凝沉降下來，將上層清母液分離出來，再將含有細化產品的底流進行過濾。過濾前，濾紙或濾布先用酸水浸濕，可以防止在進行過濾時母液中的鈦離子在濾紙或濾布上發(fā)生水解生成膠體狀物堵塞濾孔造成過濾困難，提高過濾速度和洗滌速度，并可大幅度減少洗滌水用量，有效解決了含有細粒產品的母液過濾難的問題。
產品濾餅的洗滌，采用多段逆流洗滌法，既避免了第一次洗滌用不含酸水洗滌造成濾餅中鈦離子水解生成膠體物使洗滌速度慢的問題，又大大減少了洗滌水量，這對于實現(xiàn)全過程的酸水平衡是十分重要的。
本發(fā)明采用兩段浸出法使浸出時的液固比減少，并可提高浸出設備的產能。在進行兩段浸出時，在浸出釜中加入的鈦鐵礦的量為一段浸出時的兩倍，加入總酸量的55wt％左右的酸進行第一段浸出；浸出完畢后分離出母液，再加入其余45wt％左右的酸進行第二段浸出，其它操作與一段浸出相同。
經(jīng)過洗滌的粗粒和細粒產品，在100～500℃下烘干，然后在750～1000℃下煅燒15～30分鐘，烘干和煅燒可在同一設備中依次完成。
對煅燒后的粗粒產品進行后磁選，選出弱磁性的脈石礦物。尾礦中主要是鈦輝石與含少量金紅石的連生體(鈦輝石部分表面有一層很薄的金紅石)，以及少量鈦輝石與斜長石的連生體，還有極少量未反應和反應不完全的鈦鐵礦。浸出比較完全所獲得的粗粒產品，在磁場強度8000～9000高斯下進行磁選，可選出3.6～3.9wt％的磁性尾礦，尾礦中TiO2含量19～26wt％，SiO2含量35～45wt％。經(jīng)過后磁選，粗粒產品的品位一般可提高2～3％。后磁選除去了產品中30～35wt％的SiO2。
浸出母液經(jīng)焙燒使其中鐵的氯化物等與空氣中的氧反應分解為氯化氫和相應的氧化物，主要反應如下
反應生成的氯化氫用洗滌水吸收為鹽酸，再生的鹽酸返回浸出工序使用，實現(xiàn)鹽酸在過程中循環(huán)使用。
根據(jù)原生鈦鐵礦的特點，原礦經(jīng)弱氧化處理，采用鹽酸加壓浸出法將礦中鐵、鈣、鎂、鋁和錳等可溶性雜質浸出；礦中不溶于酸的硅雜質在浸出前后采用選礦方法將含硅的脈石礦物選出，最終獲得含TiO292～93％的高品位人造金紅石產品，產品質量可達到國外用高品位鈦鐵礦礦砂礦經(jīng)預氧化和預還原處理-鹽酸加壓浸出法制造的同類產品的質量指標。
與上述采用鈦渣-酸浸法制造UGS的工藝路線相比，本專利針對原生鈦鐵礦的特性，采用弱氧化礦加壓浸出法制造高品位人造金紅石，流程短、回收率高且能耗低。
下面結合附圖和具體實施方式
對本發(fā)明作進一步說明。


圖1是本發(fā)明的工藝流程圖。
具體實施例方式
實施例1不經(jīng)弱氧化處理如圖1所示，1千克攀技花鈦鐵礦(化學組成分析如表1)和19％鹽酸3400毫升加入鋯制加壓浸出釜中，在溫度140℃(釜內壓力0.25～0.3Mpa)下浸出7小時。浸出物冷卻并使粗粒產品沉降下來，倒出母液過濾獲得細粒產品濾餅，依次經(jīng)洗滌，200℃烘干，850℃鍛燒，得到細粒產品。取出浸出釜底部的含有少量母液的粗粒進行過濾、洗滌、200℃烘干、850℃煅燒，得到粗粒產品。細粒產品占6.1wt％，其中TiO2含量94.1wt％；粗粒產品占93.9wt％。其化學組成如表1，其粒度與原礦基本相同。過程回收率97.8％。
表1攀技花鈦鐵礦精礦和粗粒產品化學組成*(wt％，下同)

*用常規(guī)方法進行化學分析(下同)。
實施例2經(jīng)弱氧化處理1.5千克攀技花鈦鐵礦精礦(化學組成如表1)先在坩堝爐內弱氧化，爐內氣氛中的氧分壓保持在3～5％(體積計)，將其加熱至750℃，保溫30分鐘，得弱氧化鈦鐵礦。取1千克弱氧化鈦鐵礦(化學組成如表2)和25％鹽酸2800毫升加入鋯制加壓浸出釜中，在溫度130℃(釜內壓力0.25～0.3Mpa)下進行浸出7小時。浸出物冷卻并使粗粒產品沉降下來，倒出母液進行過濾獲得細粒產品濾餅，依次經(jīng)洗滌，100℃烘干，750℃鍛燒，得到細粒產品。取出浸出釜底部的含有少量母液的粗粒進行過濾、洗滌、100℃烘干、750℃煅燒，得粗粒產品。細粒產品占1.3wt％，TiO2含量94.7wt％。粗粒產品占98.7wt％，化學組成如表2，其粒度與原礦基本相同。過程回收率97.7％。
表2攀技花弱氧化鈦鐵礦和粗粒產品化學組成(wt％，下同)

實施例3弱氧化鈦鐵礦前磁選精礦浸出將實施例2所用的相同弱氧化鈦鐵礦進行前磁選(磁場強度2000高斯)，選出非磁性尾礦占2.9wt％，磁性精礦占97.1wt％。尾礦含TiO28.5wt％，含SiO238.2wt％；精礦含TiO248.6wt％，含SiO23.2wt％。以前磁選選出的磁性精礦1千克作為浸出原料，加入濃度為20％鹽酸3200ml，浸出溫度為135℃浸出時間為6小時，300℃烘干、900℃煅燒，其它與實施例1相同，獲得細粒產品占1.4wt％，TiO2含量94.5wt％。粗粒產品占98.6wt％，化學組成如表3，其粒度與原礦基本相同。過程回收率97.1％。
表3粗粒產品化學組成

實施例4弱氧化鈦鐵礦前磁選精礦浸出，并對粗粒產品進行后磁選對實施例3的粗粒產品進行后磁選(磁場強度8800高斯)，選出磁性尾礦占3.9wt％，非磁性人造金紅石產品占96.1wt％。尾礦含TiO219.7wt％，含SiO240.2wt％；經(jīng)后磁選的人造金紅石產品化學組成如表4。過程回收率96.1％。
表4經(jīng)后磁選的人造金紅石產品化學組成

實施例5細粒產品的制粒處理細粒產品(粒度＜0.05mm，TiO294.5％)在園盤造粒機中，以聚乙烯醇水溶液進行造粒，造粒后的產物在回轉爐中于200～500℃下干燥燒結，獲得粒度為0.1～0.4mm的產品，TiO2含量94.2％。產品粒度符合沸騰氯化對粒度(0.1～0.45mm≮75％)的要求。
實施例6弱氧化磁選精礦浸出，并對粗粒產品進行后磁選實施例1所用的相同鈦鐵礦先在坩堝爐內進行弱氧化，爐內氣氛中的氧分壓保持在3～5％(體積計)，將其加熱至800℃，保溫20分鐘。對弱氧化礦進行前磁選(磁場強度1600高斯)，選出非磁性尾礦占3.2wt％，磁性精礦占96.8wt％。尾礦含TiO212.3wt％，含SiO231wt％。精礦中TiO248.1wt％，F(xiàn)e2O312.5wt％，SiO23.4wt％。以前磁選選出的磁性弱氧化精礦作為浸出原料，與實施例1相同的條件和相同的操作方法，獲得細粒產品占1wt％，TiO2含量93.9wt％；粗粒產品占99wt％。粗粒產品進行后磁選(磁場強度8800高斯)，選出磁性尾礦占3.7wt％，非磁性人造金紅石產品占96.3wt％，化學組成如表5，其粒度與原礦基本相同。過程回收率95.4％。
表5非磁性人造金紅石產品化學組成分析

實施例7弱氧化磁選精礦浸出，并對粗粒產品進行后磁選實施例1所用的相同鈦鐵礦先在馬弗爐內進行弱氧化，爐內氣氛中的氧分壓保持在8～15％(體積計)將其加熱至700℃，保溫5分鐘。對弱氧化礦進行前磁選(磁場強度1600高斯)，選出非磁性尾礦占3.2wt％，磁性精礦占96.8wt％。尾礦含TiO212.3wt％，含SiO231wt％。精礦中TiO248.1wt％，F(xiàn)e2O312.5wt％，SiO23.4wt％。以前磁選選出的磁性弱氧化精礦作為浸出原料，與實施例1相同的條件和相同的操作方法，獲得細粒產品占11wt％，TiO2含量93.9wt％；粗粒產品占89wt％。粗粒產品進行后磁選(磁場強度8800高斯)，選出磁性尾礦占3.7wt％，非磁性人造金紅石產品占96.3wt％，化學組成如表6，其粒度與原礦基本相同。過程回收率95.2％。
表6非磁性人造金紅石產品化學組成分析

實施例8弱氧化磁選精礦浸出，并對粗粒產品進行后磁選實施例1所用的相同鈦鐵礦先在馬弗爐內進行弱氧化，將其加熱至750℃，保溫20分鐘。對弱氧化礦進行前磁選(磁場強度1600高斯)，選出非磁性尾礦占5.2wt％，磁性精礦占94.8wt％。尾礦含TiO230.3wt％，含SiO217wt％。精礦中TiO247.1wt％，F(xiàn)e2O320.5wt％，SiO23.6wt％。以前磁選選出的磁性弱氧化精礦作為浸出原料，與實施例1相同的條件和相同的操作方法，獲得細粒產品占0.9wt％，TiO2含量93.5wt％；粗粒產品占99.1wt％。粗粒產品進行后磁選(磁場強度8800高斯)，選出磁性尾礦占5.7wt％，非磁性人造金紅石產品占94.3wt％，化學組成如表7，其粒度與原礦基本相同。過程回收率95.2％。
表7非磁性人造金紅石產品化學組成分析

實施例9兩段浸出與實施例3同樣的步驟進行前磁選，選出的磁性精礦作為浸出原料。精礦2千克和19％鹽酸3300毫升加入鋯制加壓浸出釜中，在溫度140℃(釜內壓力0.25～0.3Mpa)下進行第一段浸出3.5小時。浸出物經(jīng)粗粒產品沉降下來倒出母液，再加入19％鹽酸2700毫升，在溫度140℃(釜內壓力0.25～0.3Mpa)下進行第二段浸出6小時。母液和產品的過濾、洗滌、烘干、煅燒與實施例3相同，并對粗粒產品如實施例3那樣進行后磁選。細粒產品占5wt％，TiO2含量92.6wt％。粗粒產品占95wt％，TiO2含量93.0wt％，其粒度與原礦基本相同。過程回收率97.1％。
實施例10
含細粒母液先沉降后過濾按照實施例3獲得含細粒產品的浸出母液1450毫升，冷卻至65℃，母液中加入0.3％聚丙烯酰胺絮凝助沉劑14.5毫升，并攪拌3分鐘，然后靜置使固體物沉降5小時，沉降后取出澄清母液1150毫升，其余含固體物的300毫升進行過濾分離出其中的母液和細粒產品。
實施例11過濾和洗滌方法在過濾前濾紙和濾布用不含酸的水浸濕，按照實施例3對獲得的含細粒產品的浸出母液1450毫升進行過濾，過濾時間3.5小時。過濾出母液的濾餅，用不含酸的水進行洗滌，洗滌時間2.5小時，洗滌水用量450毫升，初始洗出水中含有白色膠體水合二氧化鈦穿濾物。
實施例12過濾和洗滌方法在過濾前濾紙和濾布用含酸的水(1～3％鹽酸)浸濕，按照實施例3對獲得的含細粒產品的浸出母液1450毫升進行過濾，過濾時間0.5小時。過濾出母液的濾餅，用含酸的水(1～3％鹽酸)進行洗滌，然后用不含酸水洗滌，洗滌時間0.75小時，洗滌水用量250毫升，洗出水中不含有白色膠體水合二氧化鈦穿濾物。
實施例13浸出母液經(jīng)焙燒回收鹽酸按照實施例3，浸出母液(組成見表8)500毫升，采用噴霧焙燒法，在700℃下進行焙燒，焙燒生成的氯化氫用含HCl為51克/升的洗滌水吸收成鹽酸，獲得含HCl為245克/升的鹽酸550毫升。母液中氯的回收率98.5％。
表8浸出母液組成

權利要求
1.一種以低品位原生鈦鐵礦為原料制造高品位人造金紅石的方法，其特征在于(1)、先對低品位原生鈦鐵礦進行弱氧化處理，得弱氧化礦；(2)、對弱氧化礦進行前磁選，除去礦中非磁性的脈石礦物，得到磁選精礦；(3)、加入鹽酸進行加壓浸出，將礦中的大部分可溶性雜質溶解出來；(4)、用沉降傾析法將固相物和母液分開，母液經(jīng)沉降和過濾得清液和細粒產品，含少量母液的固相物經(jīng)過濾和洗滌得粗粒產品；(5)、將所得粗粒和細粒產品經(jīng)烘干和煅燒；(6)、煅燒后的粗粒產品經(jīng)過后磁選，細粒產品經(jīng)制粒處理，獲得適合于沸騰床氯化制造四氯化鈦使用的高品位人造金紅石；(7)、浸出母液經(jīng)焙燒使其中的鐵的氯化物等反應分解為氯化氫和相應的氧化物，反應生成的氯化氫用洗滌水吸收為鹽酸，再生的鹽酸返回浸出工序使用，實現(xiàn)鹽酸在過程中循環(huán)使用。
2.根據(jù)權利要求1所述的方法，其特征在于所述步驟(1)中的弱氧化處理的溫度為680～800℃，氧化時間為5～30分鐘。
3.根據(jù)權利要求1所述的方法，其特征在于所述步驟(1)中的弱氧化處理的氧分壓大于等于5％時，弱氧化處理的溫度為680～750℃，氧化時間為5～15分鐘。
4.根據(jù)權利要求1所述的方法，其特征在于所述步驟(1)中的弱氧化處理的氧分壓小于5％時，弱氧化處理的溫度為750～800℃，氧化時間為15～30分鐘。
5.根據(jù)權利要求1所述的方法，其特征在于所述步驟(3)中所述鹽酸的濃度為18～25％。
6.根據(jù)權利要求1～5中任一項所述的方法，其特征在于所述步驟(3)中的鹽酸的毫升數(shù)與所述步驟(1)中的低品位原生鈦鐵礦的克數(shù)之間的比為2.8～3.8∶1。
7.根據(jù)權利要求1～6中任一項所述的方法，其特征在于所述步驟(3)中的浸出溫度為120～150℃，壓力為0.1～0.4Mpa，浸出時間為4～10小時。
8.根據(jù)權利要求1～7中任一項所述的方法，其特征在于所述步驟(5)中所述烘干的溫度為100～500℃，所述煅燒的溫度為750～1000℃，所述步驟(7)中所述浸出母液的焙燒溫度為500～800℃。
9.根據(jù)權利要求1～8中任一項所述的方法，其特征在于所述步驟(4)中在母液過濾前，先用含酸的水浸濕濾紙和濾布。
10.根據(jù)權利要求1～9中任一項所述的方法，其特征在于所述步驟(4)中所述洗滌采用多段逆流洗滌法。
11.根據(jù)權利要求1～10中任一項所述的方法，其特征在于所述步驟(3)采用兩段浸出法，先加入部分鹽酸，浸出完畢后分離出母液，再加入剩余量的鹽酸進行第二段浸出。
12.根據(jù)權利要求11所述的方法，其特征在于所述兩段浸出法中先加入的鹽酸量占加入鹽酸總量的50～60wt％。
全文摘要
本發(fā)明涉及一種人造金紅石的制造方法，特別是一種將從釩鈦磁鐵礦中選出的含高鈣鎂的低品位原生鈦鐵礦加工成適合于沸騰床氯化制造四氯化鈦使用的高品位人造金紅石的制備方法。根據(jù)原生鈦鐵礦在酸中易溶的特點，原礦經(jīng)弱氧化處理，弱氧化礦采用鹽酸加壓浸出法將礦中鐵、鈣、鎂、鋁和錳等可溶性雜質浸出；礦中不溶于酸的硅雜質在浸出前后采用選礦方法將含硅的脈石礦物選出，最終獲得含TiO
文檔編號C22B3/00GK1552628SQ0313605
公開日2004年12月8日 申請日期2003年5月29日 優(yōu)先權日2003年5月29日
發(fā)明者鄧國珠, 王雪飛, 劉水根, 黃北衛(wèi), 車小奎, 廖代華, 王彥華, 郭偉 申請人:北京有色金屬研究總院, 攀枝花鋼鐵(集團)公司