低品位高钛渣中钛组分制备金红石(英文)

介绍了以70%～75%TiO2的低品位高钛渣为原料制备人造金红石的分离工艺。低品位高钛渣中MgO,FeO,CaO,Al2O3和SiO2进入杂质相,钛组分进入金红石相,金红石相中TiO2品位达到90%～95%,可满足流态化氯化对杂质的要求。1050℃的低温预氧化与1510℃的高温热处理促使渣中分散于各矿物相的钛组分选择性转移并富集于金红石相,金红石相析出与长大,用稀硫酸和稀盐酸实现金红石相的分离。实验结果表明,金红石矿物相平均晶粒度可以达到25μm,通过稀酸选择性浸出改性渣,可以获得95%TiO2品位的人造金红石。     

电炉钛渣磷酸化焙烧-浸出脱除镁、钙杂质（英文）

提出一种利用磷酸化焙烧-盐酸浸出从电炉钛渣(含3.12%MgO和0.86%CaO)中有效脱除镁、钙杂质的方法。利用XRF、XRD和SEM对钛渣样品的化学成分、物相成分和显微组织进行表征。研究钛渣的磷酸氧化焙烧热力学、氧化焙烧过程中钛渣物相的转变、显微组织和元素分布的变化以及浸出除杂过程。热力学分析结果表明,焙烧过程中加入磷酸能有效促进MgTi_2O_5和CaSiO_3的分解。研究结果表明,在焙烧过程中磷酸能有效促进渣中含钛矿物转变为金红石,并促使M_xTi_(3-x)O_5中杂质元素富集在磷酸盐中,进而通过酸浸除去。在所研究的实验条件下,钛渣中镁和钙的脱除率可分别达到94.68%和87.19%。最终酸浸渣中MgO和CaO含量可分别降低至0.19%和0.13%(质量分数)。     

电炉钛渣碱浸除硅、铝机理研究

云南地区电炉钛渣中硅、铝含量较高,而钙、镁含量较低,针对此典型特点,首次提出由电炉钛渣经高压碱浸-高温改性-酸浸除杂制备人造金红石的新工艺。文章侧重研究碱浸除硅、铝的机理与脱除效果。研究结果表明:常压条件下,硅以Na2SiO3形态进入浸出液,浸出率达到65%,铝则以NaAl(OH)4形态进入浸出液,浸出率可达25%;高压条件下,硅的浸出率可达75%,铝的浸出率可达20%。有利于下阶段的高温改性,使TiO2得以富集、析出和长大。     

高钛渣改性及溶出制取富钛料实验研究

通过添加改性剂高温焙烧的方法改变高钛渣物相结构,使TiO2富集于金红石相,再使用废盐酸常压溶出改性渣,并考查废酸浓度、溶出温度、反应时间因素的影响.结果表明,改性剂添加量10g,温度950℃焙烧2h的100g高钛渣,其较佳溶出实验条件为废酸浓度15％、温度105℃、反应时间24h,富钛料中TiO2的含量可达88.31％.     

高温焙烧高钛渣工艺的试验研究

以云南地区钛铁矿富集得到的高钛渣为原料,置于加热装置内焙烧,在1000℃下加热处理20min,利用XRD、SEM研究了高温焙烧对高钛渣相组成和微观结构的影响.结果表明:在高温条件下高钛渣中的锐铁型TiO2转化为金红石型TiO2.提出了一种高温焙烧高钛渣的新工艺,从生产源头消除了对环境的污染,实现钛资源的可持续发展.     

氯化法钛白粉用UGS渣制备工艺及机理研究

开展了活化焙烧一步酸浸法代替活化焙烧两步酸浸法制备UGS渣的研究。结果表明,活化焙烧一步酸浸法最优工艺为：在Na_2CO_3与钛渣质量比4∶6、焙烧温度900℃、焙烧时间1 h的条件下焙烧,所得焙烧产物经20%盐酸在110℃沸腾条件下酸浸1.5 h,煅烧后,获得Ti O2品位为96.66%、回收率94.5%左右,CaO＋MgO含量小于0.5%,Fe含量0.5%,SiO_2含量0.7%,Al_2O_3含量0.9%的UGS渣。该制备过程的优点是黑钛石类矿物被活化后形成易溶出矿相,焙烧产物呈板条状,为酸浸除杂充分反应提供了条件。同时,将两步酸浸工艺减少为一步酸浸,可有效降低废酸排放和能源消耗。     

攀枝花钛渣微波处理新工艺研究

本文以攀枝花钛渣作为研究对象,研究了碳酸钠改性、微波焙烧、磷酸浸出和微波煅烧联合处理工艺对钛渣晶型转变行为的影响规律。在碳酸钠改性过程中,钛渣与改性剂的配比为1∶0.3;在微波焙烧过程中,焙烧温度为900℃,焙烧时间为2h;在磷酸浸出过程中,磷酸质量分数为30%,浸出时间为5h;在微波煅烧过程中,煅烧温度为875℃,煅烧时间为0.5h。钛渣和煅烧产物的晶型结构、微观形貌和表面官能团分别采取了XRD、SEM和FT-IR进行分析。XRD分析表明,处理后的样品主峰为金红石型二氧化钛;SEM分析表明,短棒状的二氧化钛结构从样品内部生长出来;FT-IR分析表明,金红石型二氧化钛的吸收峰在546.77cm~(-1)的位置发生明显的蓝移,此方法能够有效的处理物相结构复杂的钛铁矿来制备人造金红石。     

活化焙烧-酸浸法富集中低品位富钛料

采用还原磨选法制得的富钛料TiO2品位低,不适合直接作生产氯化法钛白和海绵钛的原料.热力学分析表明,采取添加Na2CO3进行焙烧处理后,可破坏富钛料中主要矿物组分黑钛石(Me3O5型固溶体,Me=Ti、Fe、Mg、Mn等)的固溶体结构,使固溶于其中的杂质元素铁和镁等转变为易溶于稀盐酸的物质.结果表明,用稀盐酸浸出活化富钛料可使浸出产物TiO2品位提高到90%以上,比直接用稀盐酸浸取未经活化的富钛料浸出产物TiO2的品位提高了近10%.     

氰化尾渣中金铁梯级提取及铁精粉中杂质形成机理

采用"磁化焙烧-硫脲浸金-磁选-碱浸除杂"的金铁梯级提取法从焙烧氰化尾渣中浸出金,并制取铁精粉,通过物相转化、焙烧过程热力学计算和颗粒群结构分析,揭示铁精粉中杂质形成机理。结果表明:氰化尾渣添加8%焦粉于700℃下磁化焙烧60 min,焙烧样以硫脲法浸金,金浸出率达65.87%;浸金渣经磨矿磁选得到TFe品位为55.01%的初级铁精粉,再于90℃的10%NaOH溶液中碱浸8 h,可得TFe品位为62.22%、回收率为69.80%的合格铁精粉。物相转化和热力学计算表明,磁化焙烧过程中含铁矿物与Si、Ca、Al及重金属等杂质反应,生成铁橄榄石、钙铝榴石和铁钙辉石等新物相,与磁铁矿紧密共生,混入铁精粉中;微细粒磁铁矿存在严重磁团聚,石英等杂质会机械夹杂在磁团聚中,降低铁精粉质量。     

铁酸锌选择性还原及其在锌浸出渣处理中的应用

传统湿法炼锌过程产生大量富含有价金属资源的铁酸锌废渣,铁的分离是实现铁酸锌废渣中有价金属资源回收的关键。提出含大量铁酸锌的锌浸出渣选择性还原焙烧?浸出分离铁和锌的新方法。通过热力学分析确定铁酸锌分解过程中Fe3O4和ZnO产物的优势区域,并发现V(CO)/V(CO+CO2)比是控制铁酸锌还原焙烧产物物相的关键因素,在V(CO)/V(CO+CO2)比在2.68%?36.18%范围内,铁酸锌优先分解生成在Fe3O4和ZnO。通过TG分析,确定铁酸锌还原焙烧的最佳条件为焙烧温度700?750°C,CO体积分数6%,V(CO)/V(CO+CO2)30%。基于上述研究结果,对富含铁酸锌的锌浸渣进行还原焙烧处理,焙烧产物经酸浸后,锌的浸出率达70%,铁的浸出率仅为18.4%,实现锌浸渣中锌和铁的有效分离。