JP6842245B2 - How to purify Ti - Google Patents
How to purify Ti Download PDFInfo
- Publication number
- JP6842245B2 JP6842245B2 JP2016098306A JP2016098306A JP6842245B2 JP 6842245 B2 JP6842245 B2 JP 6842245B2 JP 2016098306 A JP2016098306 A JP 2016098306A JP 2016098306 A JP2016098306 A JP 2016098306A JP 6842245 B2 JP6842245 B2 JP 6842245B2
- Authority
- JP
- Japan
- Prior art keywords
- flotation
- specific gravity
- titanium
- chloride residue
- gravity sorting
- Prior art date
- Legal status (The legal status 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 status listed.)
- Active
Links
Classifications
-
- 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
- Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
本発明は、Tiを精製する方法に関する。より具体的には、Tiを含む混合物からSiを分離する方法に関する。 The present invention relates to a method for purifying Ti. More specifically, the present invention relates to a method for separating Si from a mixture containing Ti.
チタンはクロール法によりチタン鉱石から精製される。このクロール法では、チタン鉱石とコークスが流動床反応炉に投入され、塩素ガスが流動床反応炉の下部から吹入される。その結果、気体状の四塩化チタンが生成され、これを回収してマグネシウム等で還元し、最終的にはスポンジチタンが生成される。 Titanium is purified from titanium ore by the Kroll process. In this Kroll process, titanium ore and coke are charged into the fluidized bed reactor, and chlorine gas is blown in from the bottom of the fluidized bed reactor. As a result, gaseous titanium tetrachloride is produced, which is recovered and reduced with magnesium or the like, and finally titanium sponge is produced.
チタンの精製過程では、様々な廃棄物が生じる。しかし、こうした廃棄物の中には有用な物質が含まれている。特許文献1では、チタン鉱石から有用な金属を回収するための方法が開示されている。具体的には、チタン鉱石を塩素化し、得られた粗製塩素化炉の残渣をHCl浸出する方法が開示されている。 Various wastes are generated in the process of refining titanium. However, some of these wastes contain useful substances. Patent Document 1 discloses a method for recovering a useful metal from titanium ore. Specifically, a method of chlorinating titanium ore and leaching the obtained crude chlorinator residue with HCl is disclosed.
また、特許文献2では、塩化残渣の中から未反応のチタン鉱石やコークスを回収する方法を開示している。具体的には塩化残渣を水洗処理後、固形物と廃液に分離する旨、そして、固形物には未反応のチタン鉱石やコークスが含まれるのでこれを流動床反応炉に戻して再利用する旨が開示されている。 Further, Patent Document 2 discloses a method for recovering unreacted titanium ore and coke from the chloride residue. Specifically, after washing with water, the chloride residue is separated into solids and waste liquids, and since the solids contain unreacted titanium ore and coke, they are returned to the fluidized bed reactor for reuse. Is disclosed.
上述したクロール法においては、図10に示すように、不純物金属塩化物が生じる。これらは通常廃棄され、その際にコストがかかる。その一方で、不純物金属塩化物には、有用な物質が含まれる。例えば、不純物金属塩化物の中にはTiやSiやカーボンが混入している。従って、こうした混合物をそのまま廃棄することなく、チタンを回収することができれば、工業上有益であろう。また、回収する際に他の物質の混入を抑制することができれば、更に有用であろう。特に、上述した不純物金属塩化物に混入しているTiやSiはそれぞれTiO2及びSiO2等の形で存在しており、分離が困難である。そこで、本発明は、特定の物質の混入を抑制しながら、チタン品位を上昇させて、チタンを回収する方法を提供する事を目的とする。 In the above-mentioned Kroll process, as shown in FIG. 10, impurity metal chloride is produced. These are usually discarded, which is costly. On the other hand, impurity metal chlorides contain useful substances. For example, Ti, Si, and carbon are mixed in the impurity metal chloride. Therefore, it would be industrially beneficial if titanium could be recovered without discarding such a mixture as is. In addition, it would be more useful if the contamination of other substances could be suppressed during recovery. In particular, Ti and Si mixed in the above-mentioned impurity metal chloride are present in the form of TiO 2 and SiO 2, respectively, and are difficult to separate. Therefore, an object of the present invention is to provide a method for recovering titanium by improving the titanium grade while suppressing the mixing of a specific substance.
本発明者が鋭意調査した結果、TiO2及びSiO2は、比重に違いがあることが分かり、これを利用した分離方法を用いると、Tiの品位を上昇させることができることが見出された。 As a result of diligent investigation by the present inventor, it was found that TiO 2 and SiO 2 have different specific gravities, and it was found that the quality of Ti can be improved by using a separation method using this.
こうした知見に基づいて、本発明は以下のように特定される。
(発明1)
チタン製錬における塩化残渣からTiを回収する方法であって、
塩化残渣に対して浮遊選鉱処理を行い、それによって、尾鉱、浮鉱、及び浮選後液を得る工程と、
前記尾鉱に対して比重選別を行い、それによって、Siを除去する工程
を含む、該方法。
(発明2)
前記比重選別が、テーブル選別機を用いた湿式比重選別である、発明1に記載の方法。
(発明3)
発明1又は2に記載の方法であって、前記比重選別後、TiO2/(TiO2+SiO2)が0.9以上の画分を回収する工程を更に含む方法。
(発明4)
発明1〜3のいずれか1つに記載の方法であって、
前記方法は、前記浮遊選鉱処理を行う前に、前記塩化残渣を粗粒と細粒とに分級する工程を含み、
前記浮遊選鉱処理を行う工程は、前記粗粒に対して実施される、該方法。
(発明5)
発明1〜3のいずれか1つに記載の方法であって、
前記方法は、前記浮遊選鉱処理と前記比重選別の間に、前記尾鉱を粗粒と細粒とに分級する工程を含み、
前記分級する工程は、前記浮遊選鉱処理で得られた尾鉱に対して実施され、
前記比重選別は、前記粗粒に対して実施される、該方法。
Based on these findings, the present invention is specified as follows.
(Invention 1)
A method of recovering Ti from chloride residue in titanium smelting.
The process of performing flotation treatment on the chloride residue to obtain tailing, flotation, and post-flotation liquid.
The method comprising the step of performing specific gravity sorting on the taillings and thereby removing Si.
(Invention 2)
The method according to invention 1, wherein the specific gravity sorting is a wet specific gravity sorting using a table sorter.
(Invention 3)
The method according to the invention 1 or 2, further comprising a step of recovering a fraction having a TiO 2 / (TiO 2 + SiO 2) of 0.9 or more after the specific gravity sorting.
(Invention 4)
The method according to any one of the inventions 1 to 3.
The method includes a step of classifying the chloride residue into coarse particles and fine particles before performing the flotation treatment.
The step of performing the flotation treatment is carried out on the coarse grains, the method.
(Invention 5)
The method according to any one of the inventions 1 to 3.
The method comprises a step of classifying the tailling into coarse and fine grains between the flotation treatment and the specific gravity sorting.
The step of classifying is carried out on the tailing obtained by the flotation treatment, and the step is carried out.
The method, wherein the specific gravity sorting is performed on the coarse grains.
本発明では、一側面において、浮遊選鉱処理を行う工程を実施する。これにより、カーボンなどの混入量を減少させたうえで、チタンを尾鉱へ分配することができる。更に、本発明では、一側面において、比重選別を行う工程を実施する。これにより、Siなどの混入量を減少させることができる。 In the present invention, in one aspect, a step of performing flotation treatment is carried out. As a result, titanium can be distributed to the taillings after reducing the amount of carbon and the like mixed in. Further, in the present invention, in one aspect, a step of performing specific gravity sorting is carried out. This makes it possible to reduce the amount of Si and the like mixed in.
1.塩化残渣
1−1.チタンの精製
従来、チタンは、チタン鉱石からクロール法により精製されるのが一般的である。図10に流れの一部を示す。チタン鉱石とコークスを流動床反応炉に投入する。そして、流動床反応炉の下部から塩素ガスを吹入させる。チタン鉱石は塩素ガスと反応し、四塩化チタンを生じる。四塩化チタンは反応炉内の温度では気体状態にある。この気体状態の四塩化チタンが、次の冷却システムに送られ、冷却される。冷却された四塩化チタンは液体状になり、回収される。
1. 1. Chloride residue
1-1. Purification of Titanium Conventionally, titanium is generally purified from titanium ore by the Kroll process. FIG. 10 shows a part of the flow. Titanium ore and coke are put into a fluidized bed reactor. Then, chlorine gas is blown in from the lower part of the fluidized bed reactor. Titanium ore reacts with chlorine gas to produce titanium tetrachloride. Titanium tetrachloride is in a gaseous state at the temperature inside the reactor. This gaseous titanium tetrachloride is sent to the next cooling system for cooling. The cooled titanium tetrachloride becomes liquid and is recovered.
1−2.塩化残渣
気体状態の四塩化チタンが次の冷却システムに送られる際に、気流に乗って微粉状の不純物が一緒に冷却システムに送られる。該不純物には、チタン以外の物質(鉄、スカンジウム、バナジウム、シリコン等、一部は塩化物)、未反応の鉱石、未反応のコークス等が含まれる。こうした不純物は、冷却システムにおいて、固体の形状で回収される。本明細書では、この回収された物を塩化残渣と呼ぶ。塩化残渣はスラリー化してもよいし、乾燥粒子群の形態であってもよい。典型的には、スラリー化した物を用いて、有価金属を回収することができる。
1-2. When titanium tetrachloride chloride residue gas state is sent to the next cooling system aboard the airflow pulverulent impurities it is sent to the cooling system together. The impurities include substances other than titanium (iron, scandium, vanadium, silicon, etc., some chlorides), unreacted ore, unreacted coke, and the like. These impurities are recovered in solid form in the cooling system. In the present specification, this recovered product is referred to as a chloride residue. The chloride residue may be slurryed or in the form of a group of dry particles. Typically, a slurry can be used to recover the valuable metal.
1−3.塩化残渣の品位
上述した工程で得られた塩化残渣は、様々な有用物質を含む可能性がある。例えば、塩化残渣1t中には、Tiが260kg程度存在する可能性がある。従って、こうした塩化残渣をそのまま廃棄することなく、Tiを回収することができれば、廃棄コストを抑制することができると同時に、回収物を用いて利益を向上させることができる。
1-3. Chloride residue grade The chloride residue obtained in the above steps may contain various useful substances. For example, about 260 kg of Ti may be present in 1 ton of chloride residue. Therefore, if Ti can be recovered without discarding such chloride residue as it is, the disposal cost can be suppressed, and at the same time, the profit can be improved by using the recovered product.
1−4.塩化残渣の前処理
上述した塩化残渣は、チタン製錬時に回収した直後高温状態であり、ここからチタンを回収する処理を行う前に冷却する必要がある。冷却方法は、特に限定されず、空冷、又は水冷等の手段で冷却してもよい。
1-4. Pretreatment of Chloride Residue The above-mentioned chloride residue is in a high temperature state immediately after being recovered during titanium smelting, and needs to be cooled before the treatment for recovering titanium from the high temperature state. The cooling method is not particularly limited, and cooling may be performed by means such as air cooling or water cooling.
また、後述する浮遊選鉱や分級を行う前に、塩化残渣を水洗しておくことが好ましい。水洗することでFeCl2等の水溶性の不純物を除去することが出来るからである。また水洗であれば、上述した冷却処理も同時に行うことが出来る。 Further, it is preferable to wash the chloride residue with water before performing flotation or classification described later. This is because water-soluble impurities such as FeCl 2 can be removed by washing with water. Further, in the case of washing with water, the above-mentioned cooling treatment can be performed at the same time.
2.浮遊選鉱(浮選)
上記塩化残渣に対して、浮遊選鉱(浮選)を行うことにより、所望の物質を回収し、そして、望ましくない物質を排除することができる。より具体的には、浮遊選鉱を行うことにより、塩化残渣中の物質を、尾鉱、浮鉱、浮選後液へと振り分けることができる。例えば、Tiは主に尾鉱へ分配され、カーボン等は主に浮鉱へ分配される。そして、それぞれの画分から所望の物質を回収することができる。望ましくない物質については他の画分に分配されるため、回収率を高めることができる。また、後述するが、浮遊選鉱を行う前後で、塩化残渣を分級してもよい。
2. Froth flotation (floth flotation)
By performing flotation (flotation) on the chloride residue, a desired substance can be recovered and an undesired substance can be eliminated. More specifically, by performing flotation, the substance in the chloride residue can be sorted into taillings, flotation, and post-flotation liquid. For example, Ti is mainly distributed to Tailings, and carbon and the like are mainly distributed to floating ores. Then, the desired substance can be recovered from each fraction. Undesirable substances are distributed to other fractions, which can increase the recovery rate. Further, as will be described later, the chloride residue may be classified before and after the flotation.
2−1. 浮遊選鉱の条件
上記回収及び排除のための浮遊選鉱の条件として、以下の条件を採用することができる。
パルプ濃度 200〜600(dry−g/L)
浮選時間 5〜30分
浮選pH 2以上(好ましくは、5以下、更に好ましくは4以下)
捕収剤 100〜300g/t(好ましくは200〜300g/t)
起泡剤 50〜200g/t(好ましくは100〜150g/t)
2-1. As a condition of flotation for the flotation conditions the recovery and elimination, it is possible to adopt the following conditions.
Pulp concentration 200-600 (dry-g / L)
Frothation time 5 to 30 minutes Frothation pH 2 or more (preferably 5 or less, more preferably 4 or less)
Collection agent 100-300 g / t (preferably 200-300 g / t)
Foaming agent 50-200 g / t (preferably 100-150 g / t)
捕収剤は、目的とする鉱物の表面に選択的に吸着することにより、その表面の疎水性を高める働きをする。具体的な物質としては、特に限定されないが、ケロシン等が挙げられる。捕収剤の量は、100〜300g/t(好ましくは200〜300g/t)である。100g/t未満だと、浮鉱が得られにくいため望ましくなく、300g/t超だと効果が頭打ちになるのでそれ以上添加しても意味が無い。 The catching agent acts to increase the hydrophobicity of the surface of the target mineral by selectively adsorbing it on the surface of the mineral. Specific examples of the substance include, but are not limited to, kerosene and the like. The amount of the catching agent is 100 to 300 g / t (preferably 200 to 300 g / t). If it is less than 100 g / t, it is difficult to obtain floating ore, which is not desirable. If it is more than 300 g / t, the effect reaches a plateau, so there is no point in adding more.
起泡剤は、溶媒に溶けて溶液の泡を安定化する物質である。具体的な物質としては、特に限定されないが、メチルイソブチルカルビノール(MIBC)、パイン油等が挙げられる。起泡剤の量は、50〜200g/t(好ましくは100〜150g/t)である。50g/t未満だと、浮鉱が得られにくいため望ましくなく、200g/t超だと効果が頭打ちになるのでそれ以上添加しても意味が無い。更に、起泡剤を過剰に添加した場合は本来尾鉱側に配分されるべき粒子が浮鉱側に配分され、浮鉱として回収されるカーボンの品位低下、尾鉱に含まれるTi量の減少といったデメリットが発生する。 A foaming agent is a substance that dissolves in a solvent and stabilizes the foam in a solution. Specific examples of the substance include, but are not limited to, methylisobutylcarbinol (MIBC), pine oil and the like. The amount of foaming agent is 50 to 200 g / t (preferably 100 to 150 g / t). If it is less than 50 g / t, it is difficult to obtain floating ore, which is not desirable, and if it is more than 200 g / t, the effect reaches a plateau, so there is no point in adding more. Furthermore, when an excessive amount of foaming agent is added, the particles that should be originally distributed to the Tailings side are distributed to the Tailings side, which lowers the quality of carbon recovered as the Tailings and reduces the amount of Ti contained in the Tailings. There are disadvantages such as.
尾鉱については、後述する比重選別を行うことができる。必要に応じて、比重選別を行う前に、尾鉱を予めHCl等で特定の元素(例:Sc、V、Al、Cr等)を浸出させてもよい。そして、その浸出残渣に対して比重選別を行ってもよい。 For Tailings, specific gravity sorting, which will be described later, can be performed. If necessary, the tailling may be leached with a specific element (eg, Sc, V, Al, Cr, etc.) in advance with HCl or the like before the specific gravity sorting is performed. Then, the leaching residue may be subjected to specific gravity sorting.
3.比重選別
上述した浮遊選鉱を実施した後、尾鉱を回収し、更なる選別を行うことができる。あるいは、後述する分級を実施した後、粗粒に対して、更なる選別を行うことができる。
3. 3. Specific Gravity Sorting After performing the flotation described above, the taillings can be recovered for further sorting. Alternatively, after performing the classification described later, further sorting can be performed on the coarse grains.
3−1.酸化チタン(TiO 2 等)とSiO 2 の比重
上記尾鉱や粗粒には、チタンのほか、Si等が混入している。チタンは酸化チタンの形態で存在しており、SiについてはSiO2の形態で存在している。酸化チタンと、SiO2の比重は以下の通りとなっている。
3-1. Specific Gravity of Titanium Oxide (TiO 2 etc.) and SiO 2 In addition to titanium, Si etc. are mixed in the above-mentioned tailing or coarse grains. Titanium exists in the form of titanium oxide, and Si exists in the form of SiO 2. The specific gravities of titanium oxide and SiO 2 are as follows.
従って、チタン酸化物とSiO2と比べると、チタン酸化物の比重が大きい。従って、比重差を利用した選別方法を行うことにより、SiO2の混入を抑制することができる。 Therefore, the specific gravity of titanium oxide is larger than that of titanium oxide and SiO 2. Therefore, by performing a sorting method using the difference in specific gravity, it is possible to suppress the mixing of SiO 2.
3−2.比重選別の種類
本発明で用いる比重選別については、特に限定されず、湿式でも乾式でもよい。ただし、選別対象は浮遊選鉱を通して得られる尾鉱である場合には、乾式だと尾鉱を予め乾燥させる手間が必要となる。こうした理由から、湿式であることが好ましい。
3-2. Types of Specific Gravity Sorting The specific gravity sorting used in the present invention is not particularly limited and may be wet or dry. However, if the sorting target is the taillings obtained through flotation, the dry type requires time and effort to dry the taillings in advance. For this reason, it is preferably wet.
また、比重選別には、湿式及び乾式以外に様々な分類がある。選別する媒体となる物を基準として、重液選別、水力選別、空気選別等が挙げられる。本発明は、いずれの選別を用いてもよい。より具体的な例として、本発明では、テーブル選別機、コーン選別機、スパイラル選別機、遠心式比重選鉱機などを利用できる。以下では、典型的な方法として、テーブル選別機を用いた湿式比重選別について説明する。 In addition, there are various classifications for specific gravity sorting other than wet type and dry type. Heavy-liquid sorting, hydraulic sorting, air sorting, and the like can be mentioned based on the material that is the medium for sorting. In the present invention, any selection may be used. As a more specific example, in the present invention, a table sorter, a cone sorter, a spiral sorter, a centrifugal specific gravity beneficifier, and the like can be used. In the following, as a typical method, wet specific gravity sorting using a table sorter will be described.
3−3.テーブル式
テーブル選別機では、図3に示すように、テーブルを所定の角度に傾斜させ(図3では、上から下への方向へ下り坂となるように傾斜している)、上方の右側から対象物をテーブルに投入することができる。同時に、テーブルを傾斜方向とは垂直な方向に振動させることができる。また、テーブルの下方の縁側には、回収スポット(図3中の1〜7)を設けることができる。場合により、テーブル上方の縁側から散水してもよい。
3-3. In the table-type table sorter, as shown in FIG. 3, the table is tilted at a predetermined angle (in FIG. 3, it is tilted so as to descend from top to bottom), and from the upper right side. The object can be thrown into the table. At the same time, the table can be vibrated in a direction perpendicular to the tilt direction. In addition, collection spots (1 to 7 in FIG. 3) can be provided on the lower edge side of the table. In some cases, water may be sprinkled from the porch above the table.
各スポット1〜7には、比重に応じて、各成分が異なる割合で分配される。どのように分配されるかについては、テーブルの角度、テーブルの振幅、テーブルの回転数、水量等を考慮することにより、調整することができる。 Each component is distributed in different proportions to each of the spots 1 to 7 according to the specific gravity. How it is distributed can be adjusted by considering the angle of the table, the amplitude of the table, the number of rotations of the table, the amount of water, and the like.
ただし、極端な条件に設定してしまうと、チタンとSiとの分離が起こりにくくなってしまうので(そして、チタンの品位が上昇しないので)、もしくはチタンの回収率が低下してしまうので、典型的には、以下の範囲で、条件を決めることが好ましい。
傾斜角度 2°超〜5°以下(好ましくは2.5°超〜3.5°以下)、
振幅 5mm〜10mm(好ましくは6mm〜8mm)
回転数 200rpm〜600rpm(好ましくは300rpm〜500rpm)
シャワー水量 5L/min〜10L/min(好ましくは6L/min〜8L/min)
However, if it is set to extreme conditions, it will be difficult for titanium and Si to separate (and the quality of titanium will not improve), or the recovery rate of titanium will decrease, which is typical. Therefore, it is preferable to determine the conditions within the following range.
Tilt angle> 2 ° to 5 ° or less (preferably more than 2.5 ° to 3.5 ° or less),
Amplitude 5 mm to 10 mm (preferably 6 mm to 8 mm)
Rotation speed 200 rpm to 600 rpm (preferably 300 rpm to 500 rpm)
Shower water volume 5L / min-10L / min (preferably 6L / min-8L / min)
また、回収スポットについても、図3では7か所に設けているが、スポットの数、大きさ、及び位置については特に限定されない。実際には比重の大きい粒子ほど、図3で言うところの左下側に移動する傾向があるため、これを考慮しながら最適な数及び位置の回収スポットを設定することが好ましい。 Further, the collection spots are also provided at seven places in FIG. 3, but the number, size, and position of the spots are not particularly limited. In reality, particles with a higher specific gravity tend to move to the lower left side as referred to in FIG. 3, and it is preferable to set the optimum number and position of recovery spots in consideration of this.
3−4.Ti及びSiの含有量
上記比重選別により、Tiの品位を上昇させ、Siの含有量を減少させることができる。例えば、Ti、Siの元素としての品位[%]を分析して残渣中の各元素含有量[g]を求め、それぞれ全てTiO2、SiO2の形態であると仮定してTiO2、SiO2の含有量[g]を計算し、TiO2/(TiO2+SiO2)の比を計算した値が好ましくは0.90以上、更に好ましくは0.92以上、最も好ましくは0.95以上にすることができる。こうしたTi品位の上昇した画分は、特定の回収スポットにて得ることができる。
3-4. Content of Ti and Si By the above specific gravity selection, the grade of Ti can be increased and the content of Si can be decreased. For example, the grade [%] of Ti and Si as elements is analyzed to determine the content [g] of each element in the residue, and it is assumed that they are all in the form of TiO 2 and SiO 2 , respectively, and TiO 2 and SiO 2 are used. The calculated value of the content [g] of TiO 2 / (TiO 2 + SiO 2 ) is preferably 0.90 or more, more preferably 0.92 or more, and most preferably 0.95 or more. be able to. Such a fraction with increased Ti quality can be obtained at a specific collection spot.
3−5.回収したTiの利用
上述した工程で回収された画分は、チタンの品位が高いため、これらを造粒、整粒する事で、再度、クロール法における流動反応炉に投入することができる。特に、TiO2/(TiO2+SiO2)が0.90以上の回収物であれば、流動反応炉で得られるTiCl4の純度を低下させる懸念が少ないと考えられる。
3-5. Utilization of recovered Ti Since the fraction recovered in the above-mentioned step has a high grade of titanium, it can be put into the flow reactor in the Kroll process again by granulating and sizing. In particular, if the recovered product has TiO 2 / (TiO 2 + SiO 2 ) of 0.90 or more, it is considered that there is little concern that the purity of TiCl 4 obtained in the flow reactor will be lowered.
4.分級方法
また、更なる実施形態では、上述した浮選処理の前後に、分級を行ってもよい(図2A)。より具体的には、分級を行い、塩化残渣を粗粒と細粒とに分けて、粗粒側に対して浮選処理を行ってもよい。あるいは、浮選処理を行った後、尾鉱に対して、分級を行い、尾鉱を粗粒と細粒とに分けてもよい(図2B)。この理由として、特定の元素を含んだ粒子は、細粒側に偏在することが多い(例、Siなど)からである。従って、分級することにより、予め特定の元素を含んだ粒子を排除することができる。その結果、Tiを回収する際に不純物の混入を抑制することができる。
4. Classification method Further, in a further embodiment, classification may be performed before and after the flotation process described above (FIG. 2A). More specifically, classification may be performed, the chloride residue may be divided into coarse grains and fine grains, and flotation treatment may be performed on the coarse grain side. Alternatively, after the flotation treatment, the taillings may be classified into coarse grains and fine grains (FIG. 2B). The reason for this is that particles containing a specific element are often unevenly distributed on the fine particle side (eg, Si, etc.). Therefore, by classifying, particles containing a specific element in advance can be excluded. As a result, it is possible to suppress the mixing of impurities when recovering Ti.
塩化残渣に対して分級を行う場合には、分級を行う前に予め塩化残渣を水洗しておくことが好ましい。上述したように、水洗することでFeCl2等の水溶性の不純物を除去することが出来るからである。また水洗であれば、上述した冷却処理も同時に行うことが出来る。 When the chloride residue is classified, it is preferable to wash the chloride residue with water before the classification. This is because, as described above, water-soluble impurities such as FeCl 2 can be removed by washing with water. Further, in the case of washing with water, the above-mentioned cooling treatment can be performed at the same time.
塩化残渣又は浮選処理後の尾鉱に対して、分級を行い、粗粒と細粒とに分けることができる。分級の方法としては、特に限定されず、乾式でも湿式でもよい。より好ましいのは湿式である。これは、塩化残渣が水洗されている場合、乾燥させる手間を必要としないからである。また、分級の方法として、特定の大きさの目開きの篩を用いてもよい。湿式の分級として、水力分級機、水平水流分級機、遠心沈降機の分級機械を使用してもよい。乾式の分級として、エアセパレータ、空気式の分級機を用いてもよい。 The chloride residue or the tailling after flotation can be classified into coarse grains and fine grains. The classification method is not particularly limited and may be dry or wet. More preferred is wet. This is because when the chloride residue is washed with water, it does not require the trouble of drying. Moreover, as a method of classification, a sieve having a specific size of a mesh may be used. As the wet classification, a hydraulic classifier, a horizontal water flow classifier, and a centrifugal settler classifier may be used. As the dry classification, an air separator or an air classification machine may be used.
分級の基準値については、特に限定されず、Siが多く含まれる粒子群の範囲を考慮して、上限値として採用すればよい。例えば、基準値の上限については、53μm以下、38μm以下、又は25μm以下であってもよい。基準値の下限については、10μm以上、15μm以上、又は20μm以上であってもよい。これにより、粗粒側においては、塩化残渣中に存在するSiのうちの、約38%(基準値を約53μmにした場合)、約33%(基準値を約38μmにした場合)、又は約30%(基準値を約25μmにした場合)を除去することができる。 The classification reference value is not particularly limited, and may be adopted as the upper limit value in consideration of the range of the particle group containing a large amount of Si. For example, the upper limit of the reference value may be 53 μm or less, 38 μm or less, or 25 μm or less. The lower limit of the reference value may be 10 μm or more, 15 μm or more, or 20 μm or more. As a result, on the coarse grain side, about 38% (when the reference value is set to about 53 μm), about 33% (when the reference value is set to about 38 μm), or about 38% of the Si present in the chloride residue. 30% (when the reference value is set to about 25 μm) can be removed.
分級手段として篩を用いる場合には、上記分級の基準値に基づいて、網目のサイズを適宜決定することができる。例えば、25μmを基準値として分級する場合には、目開きが25μm(JIS規格だと、500メッシュ)を使用する。そして、篩を通過した物を細粒とし、篩上に残った物を粗粒とする。 When a sieve is used as the classification means, the size of the mesh can be appropriately determined based on the reference value for the classification. For example, when classifying with 25 μm as a reference value, a mesh opening of 25 μm (500 mesh in the JIS standard) is used. Then, the product that has passed through the sieve is made into fine particles, and the product that remains on the sieve is made into coarse particles.
上述した実施形態について、さらに具体的な実施例を説明する。 More specific examples of the above-described embodiments will be described.
塩化残渣、尾鉱、浮鉱等における品位は、アルカリ融解−ICP発光分光分析法(ICP−AES、セイコーインスツル株式会社製、SPS7700)により測定した。また、溶液中の各元素の構成量については、ICP発光分光分析法ICP−AES、セイコーインスツル株式会社製、SPS7700)により測定した。 The grades of chloride residue, tailing, floating ore, etc. were measured by alkali melting-ICP emission spectroscopy (ICP-AES, manufactured by Seiko Instruments Co., Ltd., SPS7700). The constituent amounts of each element in the solution were measured by ICP emission spectroscopic analysis method ICP-AES, manufactured by Seiko Instruments Co., Ltd., SPS7700).
5.実施例1(浮遊選鉱)
5−1.塩化残渣
塩化残渣は、チタン製錬において揮発した四塩化チタンを回収するための炉において、固形物として、大気で徐冷後に回収された物質である。該塩化残渣は、東邦チタニウム(株)から入手した。そして、次の浮選工程にかける前に、塩化残渣の品位を測定した(図4)。また、該塩化残渣は、水洗済みのスラリー状態であった。
5. Example 1 (Flotation)
5-1. The residue chloride residue chloride, in a furnace for recovering titanium tetrachloride volatilized in titanium smelting, as a solid, which is recovered substance after slow cooling is air. The chloride residue was obtained from Toho Titanium Co., Ltd. Then, the quality of the chloride residue was measured before the next flotation step (FIG. 4). Further, the chloride residue was in a slurry state after being washed with water.
5−2.浮選条件
品位を測定した塩化残渣に対して、以下の条件で浮選を行った。
パルプ濃度 300dry−g/L
浮選時間 15分
浮選pH 4〜5 (未調整のまま実施)
浮選液温度 常温
捕収剤 100g/t(ケロシン)
起泡剤 200g/t(パイン油)
空気吹込量 1〜2L/min・L
5-2. Flotation conditions Flotation was performed on the chloride residue whose grade was measured under the following conditions.
Pulp concentration 300dry-g / L
Frothation time 15 minutes Frothation pH 4-5 (implemented unadjusted)
Floth flotation temperature Normal temperature collector 100 g / t (kerosene)
Foaming agent 200g / t (pine oil)
Air blowing amount 1-2L / min ・ L
浮選後得られた、尾鉱、浮鉱、及び浮選後液について、構成成分を測定した。その結果を図4に示す。浮選工程前の塩化残渣においては、Ti、C及びSiが含まれていた。そして、浮選工程後、C(コークス)の大半は浮鉱へ分配された(分配率約80%)。従って、C(コークス)などを除去したうえでTiを回収することが可能となる。一方で、Siについては、Tiと同様の分配率で尾鉱へ分配された。 The components of the tailing, flotation, and post-flotation liquid obtained after flotation were measured. The result is shown in FIG. Ti, C and Si were contained in the chloride residue before the flotation step. After the flotation process, most of C (coke) was distributed to the flotation (distribution rate of about 80%). Therefore, it is possible to recover Ti after removing C (coke) and the like. On the other hand, Si was distributed to Tailings at the same distribution rate as Ti.
6.実施例2(テーブル選別)
上記と同様の方法で、浮遊選鉱を行った。
6. Example 2 (table selection)
Froth flotation was performed in the same manner as above.
浮遊選鉱後、尾鉱を回収し、4MのHClで浸出を行い、その残渣に対して、比重選別を行った。比重選別には、テーブル選別機を用いた(試験用ウィルフレーテーブル選鉱機 太田機械製作所製、型番0―WCT1000 1000mm×500mm)。振幅は7.5mm、回転数は300rpm、シャワー水量は6L/minに設定した。テーブルの迎角を5°、3.5°、及び2°に設定した。図3に示すように、テーブルの下縁側に回収スポットを7つ設けた。スポットの幅は、以下の通りである。
スポット1:横幅27cm
スポット2:横幅33cm
スポット3:横幅30cm
スポット4:横幅25cm
スポット5:横幅20cm&縦幅23cm
スポット6:縦幅30cm
スポット7:縦幅27cm
After flotation, the taillings were recovered, leached with 4M HCl, and the residue was subjected to specific gravity sorting. A table sorter was used for specific gravity sorting (test Wilfrey table beneficiation machine manufactured by Ota Kikai Seisakusho, model number 0-WCT1000 1000 mm x 500 mm). The amplitude was set to 7.5 mm, the rotation speed was set to 300 rpm, and the shower water volume was set to 6 L / min. The angle of attack of the table was set to 5 °, 3.5 °, and 2 °. As shown in FIG. 3, seven collection spots were provided on the lower edge side of the table. The width of the spot is as follows.
Spot 1: Width 27 cm
Spot 2: Width 33 cm
Spot 3: Width 30 cm
Spot 4: Width 25 cm
Spot 5: Width 20 cm & height 23 cm
Spot 6: Height 30 cm
Spot 7: Height 27 cm
それぞれの迎角、それぞれの回収スポットにおける、TiO2及びSiO2の含有量を、アルカリ融解−ICP発光分光分析法(ICP−AES、セイコーインスツル株式会社製、SPS7700)を用いて測定した。結果を、図5(迎角5°)、図6(迎角3.5°)、図7(迎角2°)にそれぞれ示す。 The contents of TiO 2 and SiO 2 at each angle of attack and at each recovery spot were measured using an alkaline melting-ICP emission spectroscopic analysis method (ICP-AES, manufactured by Seiko Instruments Co., Ltd., SPS7700). The results are shown in FIG. 5 (angle of attack 5 °), FIG. 6 (angle of attack 3.5 °), and FIG. 7 (angle of attack 2 °), respectively.
図5を参照すると、比重選別前のTiO2の含有率が75%であったのに対して、回収スポット3及び回収スポット4においてTiO2の含有率が78%及び80%に上昇した。一方で、比重選別前のSiO2の含有率が10%であったのに対して、回収スポット3及び回収スポット4においてSiO2の含有率が7%及び10%となった。 Referring to FIG. 5, gravity separation prior to TiO 2 content of from Whereas was 75%, of TiO 2 content in the recovery spot 3 and the collecting spot 4 is increased to 78% and 80%. On the other hand, gravity separation prior to SiO 2 content of from Whereas was 10%, SiO 2 content ratio in the recovery spot 3 and the collecting spot 4 reaches 7% and 10%.
図6を参照すると、比重選別前のTiO2の含有率が75%であったのに対して、回収スポット4において80%に上昇した。また、より多くのTiO2を回収スポット4に分配することができた(分配率61.2%)。一方で、比重選別前のSiO2の含有率が10%であったのに対して、回収スポット4においてSiO2の含有率が9%となった。 Referring to FIG. 6, the content of TiO 2 before specific gravity sorting was 75%, whereas it increased to 80% at the recovery spot 4. In addition, more TiO 2 could be distributed to the recovery spot 4 (distribution rate 61.2%). On the other hand, the content of SiO 2 before the specific gravity sorting was 10%, whereas the content of SiO 2 in the recovery spot 4 was 9%.
図7を参照すると、比重選別前のTiO2の含有率が75%であったのに対して、回収スポット5及び回収スポット6においてTiO2の含有率が83%、92%に上昇した。一方で、比重選別前のSiO2の含有率が10%であったのに対して、回収スポット5及び回収スポット6においてSiO2の含有率が6%及び3%となった。 Referring to FIG. 7, gravity separation prior to TiO 2 content of from Whereas was 75%, the content of TiO 2 is 83% in the recovery spot 5 and the collecting spot 6 was increased to 92%. On the other hand, while the gravity separation before SiO 2 content ratio was 10%, SiO 2 content ratio in the recovery spot 5 and the collecting spot 6 became 6% and 3%.
このように、比重選別を行うことにより、Tiの品位を上昇させることができる。場合により、SiO2の量を下げることができる。 By performing specific gravity sorting in this way, the quality of Ti can be improved. In some cases, the amount of SiO 2 can be reduced.
7.実施例3(分級によるSi等の排除)
塩化残渣は、チタン製錬において揮発した四塩化チタンを回収するための炉において、固形物として回収されたダストである。該塩化残渣は、東邦チタニウム(株)から入手した。また、該塩化残渣は、水洗済みのスラリー状態であった。
7. Example 3 (Exclusion of Si etc. by classification)
Chloride residue is dust recovered as a solid in a furnace for recovering titanium tetrachloride volatilized in titanium smelting. The chloride residue was obtained from Toho Titanium Co., Ltd. Further, the chloride residue was in a slurry state after being washed with water.
前記塩化残渣に対して分級を行った。具体的には、「JIS Z 8815−1994 ふるい分け試験方法通則」の手順に沿って以下の通り実施した。
(1)目開きの大きい篩が上段になる様に重ねる。
(2)最上段の篩に試料を入れて蓋をする。
(3)篩分け装置(Retsch社製 AS200)を「Amplitude:1.00」で作動させる。
(4)シャワーで散水し、最下段から出る液が透明になるまで篩う。
(5)篩を装置から取り出す。
(6)試料を回収し、濾過、秤量する。
結果を図8に示す。分級した結果、塩化残渣において、目開きが25μmの篩を通過した粒子群は全体の約20%を占めることが示された。また、目開きが38μmの篩を通過した粒子群は全体の約22%、そして、目開きが53μmの篩を通過した粒子群は全体の約35%占めることが示された。
The chloride residue was classified. Specifically, it was carried out as follows according to the procedure of "JIS Z 8815-1994 General rules for sieving test method".
(1) Stack the sieves with large openings so that they are on the top.
(2) Put the sample in the uppermost sieve and cover it.
(3) The sieving device (AS200 manufactured by Retsch) is operated at "Amplitude: 1.00".
(4) Sprinkle water in the shower and sieve until the liquid from the bottom is clear.
(5) Remove the sieve from the device.
(6) The sample is collected, filtered and weighed.
The results are shown in FIG. As a result of classification, it was shown that in the chloride residue, the particle group passing through the sieve having a mesh size of 25 μm accounts for about 20% of the whole. It was also shown that the group of particles that passed through a sieve with a mesh size of 38 μm accounted for about 22% of the total, and the group of particles that passed through a sieve with a mesh size of 53 μm accounted for about 35% of the total.
次に、分級された各粒子群の秤量を行った。そして、各粒子群のTiとSiに関する元素分析を行った。各粒子群の元素分析は、アルカリ融解‐ICP発光分光分析法を用いた(ICP−AES、セイコーインスツル株式会社製、SPS7700)。結果を図9に示す。表中、分布率「+150」は、目開きが150μmの篩上に残った粒子群を表す。また、「−25」は、目開きが25μmの篩を通過した粒子群を表す。また、「150/106」は、目開きが150μmの篩を通過し且つ目開きが106μmの篩上に残った粒子群を表す。Tiの約9%が、25μmの篩を通過した粒子群に存在することが示された。同様にSiの約30%については、25μmの篩を通過した粒子群に存在することが示された。従って、25μmを基準値として分級することにより、TiO2/(TiO2+SiO2)に換算した量を向上させる事ができる。よって、所定の基準値で予め分級しておくと、Tiを回収する際にSiの含有量を低下させることができる。即ち、比重選別後の回収物におけるTiの品位を更に上昇させることができる。 Next, each classified particle group was weighed. Then, elemental analysis on Ti and Si of each particle group was performed. Elemental analysis of each particle group used alkali melting-ICP emission spectroscopic analysis (ICP-AES, manufactured by Seiko Instruments Co., Ltd., SPS7700). The results are shown in FIG. In the table, the distribution ratio "+150" represents a group of particles remaining on a sieve having a mesh size of 150 μm. Further, "-25" represents a group of particles that have passed through a sieve having a mesh size of 25 μm. Further, "150/106" represents a group of particles that have passed through a sieve having a mesh size of 150 μm and remain on a sieve having a mesh size of 106 μm. It was shown that about 9% of Ti was present in the particle swarm that passed through a 25 μm sieve. Similarly, about 30% of Si was shown to be present in the particle swarm that passed through a 25 μm sieve. Therefore, by classifying with 25 μm as the reference value, the amount converted to TiO 2 / (TiO 2 + SiO 2 ) can be improved. Therefore, if the classification is performed in advance according to a predetermined reference value, the Si content can be reduced when Ti is recovered. That is, the quality of Ti in the recovered product after specific gravity sorting can be further improved.
Claims (4)
前記塩化残渣を粗粒と細粒とに分級する工程と、
前記粗粒に対して浮遊選鉱処理を行い、それによって、尾鉱、浮鉱、及び浮選後液を得る工程と、
前記尾鉱に対して比重選別を行い、それによって、Siを除去する工程と、
を含む、該方法。 A method for recovering Ti from a chloride residue in titanium smelting .
A step of classifying the chloride residue into coarse particles and fine particles, and
A step of performing a flotation treatment on the coarse grains to obtain a tailling, a flotation, and a liquid after flotation.
A step of performing specific gravity sorting on the tailing and thereby removing Si ,
The method comprising.
塩化残渣に対して浮遊選鉱処理を行い、それによって、尾鉱、浮鉱、及び浮選後液を得る工程と、The process of performing flotation treatment on the chloride residue to obtain tailing, flotation, and post-flotation liquid.
前記尾鉱を粗粒と細粒とに分級する工程と、The process of classifying the taillings into coarse grains and fine grains, and
前記粗粒に対して比重選別を行い、それによって、Siを除去する工程と、A step of performing specific gravity sorting on the coarse grains and thereby removing Si,
を含む、該方法。The method comprising.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP2016098306A JP6842245B2 (en) | 2016-05-16 | 2016-05-16 | How to purify Ti |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP2016098306A JP6842245B2 (en) | 2016-05-16 | 2016-05-16 | How to purify Ti |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JP2017206397A JP2017206397A (en) | 2017-11-24 |
| JP6842245B2 true JP6842245B2 (en) | 2021-03-17 |
Family
ID=60416382
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP2016098306A Active JP6842245B2 (en) | 2016-05-16 | 2016-05-16 | How to purify Ti |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JP6842245B2 (en) |
Families Citing this family (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| KR102328235B1 (en) * | 2021-04-05 | 2021-11-19 | 한국지질자원연구원 | Method for directly recovering vanadium from vanadium titanomagnetite |
| CN115475696A (en) * | 2022-09-27 | 2022-12-16 | 云南国钛金属股份有限公司 | Method for recycling dust collection slag of fused salt chlorination furnace |
| CN117000418A (en) * | 2023-08-15 | 2023-11-07 | 中铝郑州有色金属研究院有限公司 | A method for processing titanium dioxide chlorinated roasting slag |
Family Cites Families (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| AUPR820301A0 (en) * | 2001-10-12 | 2001-11-01 | Rmg Services Pty. Ltd. | Treatment of a wide range of titanium oxide compounds |
| JP4870845B1 (en) * | 2011-04-07 | 2012-02-08 | Jfeミネラル株式会社 | Method for producing titanium dioxide concentrate |
| JP6533122B2 (en) * | 2014-08-29 | 2019-06-19 | 東邦チタニウム株式会社 | Method of manufacturing titanium tetrachloride |
-
2016
- 2016-05-16 JP JP2016098306A patent/JP6842245B2/en active Active
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JP2017206397A (en) | 2017-11-24 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN1038519C (en) | A method for recovering gold and other precious metals from carbonaceous ores | |
| JP7163026B2 (en) | Methods for treating and removing electrical and electronic waste for the purpose of recovering components contained in the electrical and electronic waste | |
| JP6727918B2 (en) | Sc recovery method | |
| JP6842245B2 (en) | How to purify Ti | |
| JP6666288B2 (en) | Rare metal recovery method | |
| JP2016050166A (en) | Method for producing titanium tetrachloride | |
| CN109046760B (en) | Method for recycling vanadium titanomagnetite tailings | |
| JP6552689B2 (en) | Rare metal recovery method | |
| US4250027A (en) | Method for recovering the lead and zinc values in secondary scrubber muds from blast furnace gases | |
| CN110976068A (en) | Separation and enrichment treatment method for low-grade copper slag of blast furnace | |
| JP2013031811A (en) | Particle classifier | |
| EP0318231A1 (en) | Process for recovering titanium dioxide fines | |
| JP7022514B2 (en) | Titanium oxide and coke recovery method | |
| Silva et al. | Enrichment of copper, lead, and tin by mechanical dry processing of obsolete printed circuit board residues | |
| Gülcan et al. | Concentration characteristics of a complex antimony ore | |
| EP2118014B1 (en) | Process for reducing gangue build-up in the reactor during the chloride process that uses recycled ore | |
| JP6682349B2 (en) | How to collect coke | |
| CN115518767A (en) | A method and system for producing titanium concentrate from intermediate tailings | |
| CN117816364B (en) | A method for recovering fused zirconia cyclone ash and its application | |
| JP5987769B2 (en) | Copper smelting dust treatment method and copper smelting operation method | |
| CN105051222B (en) | Process for removing uranium from copper concentrate by magnetic separation | |
| RU2750896C1 (en) | Method for finishing precious metal concentrates | |
| EP0274187A2 (en) | Improvements in or relating to the fluidised-bed roasting of sulphide minerals | |
| CN118649769A (en) | A recovery method for cassiterite re-selection ore and its application | |
| JPS6274005A (en) | Manufacture of iron powder from fine converter dust |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| A521 | Request for written amendment filed |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523 Effective date: 20160603 |
|
| A621 | Written request for application examination |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A621 Effective date: 20190418 |
|
| A977 | Report on retrieval |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A971007 Effective date: 20200116 |
|
| A131 | Notification of reasons for refusal |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A131 Effective date: 20200121 |
|
| A131 | Notification of reasons for refusal |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A131 Effective date: 20200804 |
|
| A521 | Request for written amendment filed |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523 Effective date: 20200929 |
|
| TRDD | Decision of grant or rejection written | ||
| A01 | Written decision to grant a patent or to grant a registration (utility model) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A01 Effective date: 20210202 |
|
| A61 | First payment of annual fees (during grant procedure) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A61 Effective date: 20210219 |
|
| R151 | Written notification of patent or utility model registration |
Ref document number: 6842245 Country of ref document: JP Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R151 |
|
| R154 | Certificate of patent or utility model (reissue) |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R154 |
|
| R250 | Receipt of annual fees |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250 |
|
| R250 | Receipt of annual fees |
Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250 |