以低品位原生钛铁矿为原料制造高品位人造金红石的方法
阅读：1010发布：2020-07-31
专利汇可以提供以低品位原生钛铁矿为原料制造高品位人造金红石的方法专利检索，专利查询，专利分析的服务。并且本 发明 涉及一种人造金红石的制造方法，特别是一种将从 钒 钛 磁 铁 矿中选出的含高 钙 镁的低品位原 生铁 钛铁矿加工成适合于 沸腾 床氯化制造四氯化钛使用的高品位人造金红石的制备方法。根据原生钛铁矿在酸中易溶的特点，原矿经弱 氧 化处理，弱氧化矿采用 盐酸 加压 浸出 法将矿中铁、钙、镁、 铝 和锰等可溶性杂质浸出；矿中不溶于酸的 硅 杂质在浸出前后采用选矿方法将含硅的脉石矿物选出，最终获得含TiO292～93%的高品位人造金红石产品。本发明的方法，具有流程短、回收率高、产品 质量 高和能耗低等优点。，下面是以低品位原生钛铁矿为原料制造高品位人造金红石的方法专利的具体信息内容。
1、一种以低品位原生钛铁矿为原料制造高品位人造金红石的方法，其特 征在于：(1)、先对低品位原生钛铁矿进行弱氧化处理，弱氧化处理的温度为 680～800℃，氧化时间为5～30分钟，得弱氧化矿；(2)对弱氧化矿进行前磁选， 除去矿中非磁性的脉石矿物，得到磁选精矿；(3)、加入盐酸进行加压浸出， 浸出温度为120～150℃，压力为0.1～0.4Mpa，浸出时间为4～10小时；将矿中 的大部分可溶性杂质溶解出来；(4)、用沉降倾析法将固相物和母液分开，母 液经沉降和过滤得清液和细粒产品，含少量母液的固相物经过滤和洗涤得粗粒 产品；(5)、将所得粗粒和细粒产品经烘干和煅烧；(6)、煅烧后的粗粒产品经 过后磁选，细粒产品经制粒处理，获得适合于沸腾床氯化制造四氯化钛使用的 高品位人造金红石；(7)、浸出母液经焙烧使其中的铁的氯化物反应分解为氯 化氢和相应的氧化物，反应生成的氯化氢用洗涤水吸收为盐酸，再生的盐酸返 回浸出工序使用，实现盐酸在过程中循环使用。
2、根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述步骤(1)中的弱氧化处 理的氧分压大于等于5％时，弱氧化处理的温度为680～750℃，氧化时间为5～ 15分钟。
3、根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述步骤(1)中的弱氧化处 理的氧分压小于5％时，弱氧化处理的温度为750～800℃，氧化时间为15～30 分钟。
4、根据权利要求1所述的方法，其特征在于：所述步骤(3)中所述盐酸 的浓度为18～25％。
5、根据权利要求1～4中任一项所述的方法，其特征在于：所述步骤(3) 中的盐酸的毫升数与所述步骤(1)中的低品位原生钛铁矿的克数之间的比为 2.8～3.8∶1。
6、根据权利要求5中所述的方法，其特征在于：所述步骤(5)中所述烘 干的温度为100～500℃，所述煅烧的温度为750～1000℃，所述步骤(7)中所 述浸出母液的焙烧温度为500～800℃。
7、根据权利要求6中所述的方法，其特征在于：所述步骤(4)中在母液 过滤前，先用含酸的水浸湿滤纸和滤布。
8、根据权利要求7中所述的方法，其特征在于：所述步骤(4)中所述洗 涤采用多段逆流洗涤法。
9、根据权利要求8中所述的方法，其特征在于：所述步骤(3)采用两段 浸出法，先加入部分盐酸，浸出完毕后分离出母液，再加入剩余量的盐酸进行 第二段浸出。
10、根据权利要求9所述的方法，其特征在于：所述两段浸出法中先加入 的盐酸量占加入盐酸总量的50～60wt％。
涉及领域
本发明涉及一种人造金红石的制造方法，特别是一种以低品位原生钛铁矿 为原料制造高品位人造金红石的方法。
背景技术
钒钛磁铁矿在世界上的储量很丰富，我国的储量名列前茅，四川攀西地区 和河北承德地区储量达百亿吨。我国是开采利用钒钛磁铁矿规模最大和冶炼钒 钛磁铁铁矿技术最先进的国家，每年开采原矿石近2000万吨，如果所有的选 铁尾矿都用来选取钛精矿，按现有的选矿技术每年可产钛精矿(TiO2含量47Wt ％左右)50万吨左右。
我国是钛矿资源较丰富的国家，但钛砂矿资源较少，分布也较分散，至今 没有发现大型钛砂矿床。所以，从钒钛磁铁矿中回收钛铁矿成为我国钛原料的 重要来源之一；另外钒铁磁铁矿是一种多元素的共生矿，只有综合利用才具有 较好的经济开采价值。从上述两方面考虑，钒钛磁铁矿资源综合利用引起国家 极大关注。
钒钛磁铁矿是一种多元素的共生矿，它的组成随产地不同有所差别。一般 来讲，矿中含铁(在矿中以铁的氧化物形式存在)30～34Wt％，V2O50.3～1Wt ％，TiO28～14Wt％，主要用作提取铁、钒、钛的原料。开采出来的矿石，经 过破碎和选矿获得铁(钒)精矿，用作冶炼钢铁的原料。在钢铁冶炼过程中， 产生一种称为“钒渣”的副产品，是用于提取钒产品的原料。选铁的尾矿用于 回收钛铁矿精矿(以下简称为钛精矿)，它是用作提取钛产品的原料。
国家在七、八十年代组织了全国有关枝术力量开展了钒钛磁铁矿资源综合 利用研究，其中钛资源的利用始终是研究的焦点和难点问题。
从钒铁磁铁矿的选铁尾矿中回收的钛精矿，是一种含高钙镁的低品位原生 矿，矿中TiO2含量只有46～47Wt％，非铁杂质高达10～15Wt％，其中CaO含量为1～2Wt％，MgO含量为3～7Wt％，SiO2含量为3～5Wt％。这种钛精 矿可直接用作硫酸法生产钛白的原料，但产生大量的硫酸亚铁废料，并且由于 钙镁等杂质含量高致使酸耗量大，酸解残渣量多。
采用电炉熔炼这种钛精矿，获得的是含高钙镁的低品位钛渣(TiO2含量75～ 80％)，这种钛渣适合作为硫酸法生产钛白的原料。采用还原锈蚀法(国外称为 Becher法)处理这种原生钛铁矿，也可以获得含高钙镁的低品位人造金红石 (TiO2含量80％左右)。电炉法和还原锈蚀法制造的这种含高钙镁的低品位人造 金红石，不适合作为沸腾床氯化法生产四氯化钛的原料，因为钙镁杂质在氯化 后生成CaCl2和MgCl2，它们在氯化温度下呈液体状态，在床中积累会破坏沸腾 床的正常操作。钙镁氯化物是高沸点化合物，不能从氯化炉中挥发出来，需从 炉中以炉渣形式排出，影响氯化炉的连续操作。
含高钙镁的低品位人造金红石可采用熔盐氯化等方法来氯化生产四氯化 钛，但因为人造金红石中杂质含量高致使氯耗量大，产生废料多，使用这种低 品位人造金红石作为氯化原料经济上不合算，大量含氯化物废料的处理也很困 难。
美国Benilite公司在1974年9月10日申请、1976年7月6日授权的美国 专利3967954公开了一种盐酸循环浸出法(简称为BCA法)。它是以高品位钛 铁矿砂矿(含TiO2≥54％)为原料，经过预氧化-预还原、加压浸出、过滤、 洗涤、煅烧获得含TiO294％的人造金红石；浸出母液经喷雾焙烧法再生盐酸， 进而实现盐酸的循环利用。
近年来，国外对盐酸法又进行了更广泛深入研究，其中澳大利亚Austpac 资源公司在1993年3月1日申请、1997年1月21日授权的美国专利5595347 和1994年8月24日申请、1997年6月3日授权的5635152中公开了一种ERMS 法(焙烧磁选钛铁矿精矿流态化二段逆流常压浸出法)，加拿大Tiomin资源公 司在1996年8月31日申请、1999年3月23日授权的美国专利5885324公开 了一种TSR法(钛铁矿预氧化-还原处理矿流态化五段逆流常压浸出法)。
国外研究的盐酸浸出法都是以高品位的砂矿为原料，对含高钙镁的原生钛 铁矿几乎还没有进行研究，更没有有关大型试验和产业化的报导。
加拿大QIT公司在1995年11月21日申请、1998年11月3日授权的美国 专利5830420中公开了一种钛渣-高温氧化-还原-盐酸加压浸出方法；在 1987年12月9日申请、1995年2月14日授权的美国专利5389355和1990年 3月27日申请、1991年12月5日授权的美国专利5063032公开了一种钛渣一 部分氯化-盐酸加压浸出方法。
从钒铁磁铁矿的选铁尾矿中回收的钛精矿与上述专利中所用矿在化学组成 上有很大差别：上述专利中所用钛铁矿含钛低而含铁高，直接采用酸浸法制造 人造金红石可以说是不经济的，因此采用钛渣-酸浸法制造UGS(钛渣富集物， TiO2含量95％)的工艺路线；而从钒铁磁铁矿的选铁尾矿中回收的钛精矿含钛 高而含铁低，如果也采用钛渣-酸浸法制造UGS的工艺路线，不仅流程长而 且能耗高。
我国是钛矿资源较丰富的国家，但钛砂矿资源较少，分布也较分散，至今 没有发现大型钛砂矿床。所以，从钒钛磁铁矿中回收钛铁矿成为我国钛原料的 重要来源之一；另外钒铁磁铁矿是一种多元素的共生矿，只有综合利用才具有 较好的经济开采价值。从上述两方面考虑，钒钛磁铁矿资源综合利用引起国家 极大关注。
钒钛磁铁矿是一种多元素的共生矿，它的组成随产地不同有所差别。一般 来讲，矿中含铁(在矿中以铁的氧化物形式存在)30～34Wt％，V2O50.3～1Wt ％，TiO28～14Wt％，主要用作提取铁、钒、钛的原料。开采出来的矿石，经 过破碎和选矿获得铁(钒)精矿，用作冶炼钢铁的原料。在钢铁冶炼过程中， 产生一种称为“钒渣”的副产品，是用于提取钒产品的原料。选铁的尾矿用于 回收钛铁矿精矿(以下简称为钛精矿)，它是用作提取钛产品的原料。
国家在七、八十年代组织了全国有关枝术力量开展了钒钛磁铁矿资源综合 利用研究，其中钛资源的利用始终是研究的焦点和难点问题。
从钒铁磁铁矿的选铁尾矿中回收的钛精矿，是一种含高钙镁的低品位原生 矿，矿中TiO2含量只有46～47Wt％，非铁杂质高达10～15Wt％，其中CaO含量为1～2Wt％，MgO含量为3～7Wt％，SiO2含量为3～5Wt％。这种钛精 矿可直接用作硫酸法生产钛白的原料，但产生大量的硫酸亚铁废料，并且由于 钙镁等杂质含量高致使酸耗量大，酸解残渣量多。
采用电炉熔炼这种钛精矿，获得的是含高钙镁的低品位钛渣(TiO2含量75～ 80％)，这种钛渣适合作为硫酸法生产钛白的原料。采用还原锈蚀法(国外称为 Becher法)处理这种原生钛铁矿，也可以获得含高钙镁的低品位人造金红石 (TiO2含量80％左右)。电炉法和还原锈蚀法制造的这种含高钙镁的低品位人造 金红石，不适合作为沸腾床氯化法生产四氯化钛的原料，因为钙镁杂质在氯化 后生成CaCl2和MgCl2，它们在氯化温度下呈液体状态，在床中积累会破坏沸腾 床的正常操作。钙镁氯化物是高沸点化合物，不能从氯化炉中挥发出来，需从 炉中以炉渣形式排出，影响氯化炉的连续操作。
含高钙镁的低品位人造金红石可采用熔盐氯化等方法来氯化生产四氯化 钛，但因为人造金红石中杂质含量高致使氯耗量大，产生废料多，使用这种低 品位人造金红石作为氯化原料经济上不合算，大量含氯化物废料的处理也很困 难。
美国Benilite公司在1974年9月10日申请、1976年7月6日授权的美国 专利3967954公开了一种盐酸循环浸出法(简称为BCA法)。它是以高品位钛 铁矿砂矿(含TiO2≥54％)为原料，经过预氧化-预还原、加压浸出、过滤、 洗涤、煅烧获得含TiO294％的人造金红石；浸出母液经喷雾焙烧法再生盐酸， 进而实现盐酸的循环利用。
近年来，国外对盐酸法又进行了更广泛深入研究，其中澳大利亚Austpac 资源公司在1993年3月1日申请、1997年1月21日授权的美国专利5595347 和1994年8月24日申请、1997年6月3日授权的5635152中公开了一种ERMS 法(焙烧磁选钛铁矿精矿流态化二段逆流常压浸出法)，加拿大Tiomin资源公 司在1996年8月31日申请、1999年3月23日授权的美国专利5885324公开 了一种TSR法(钛铁矿预氧化-还原处理矿流态化五段逆流常压浸出法)。
国外研究的盐酸浸出法都是以高品位的砂矿为原料，对含高钙镁的原生钛 铁矿几乎还没有进行研究，更没有有关大型试验和产业化的报导。
加拿大QIT公司在1995年11月21日申请、1998年11月3日授权的美国 专利5830420中公开了一种钛渣-高温氧化-还原-盐酸加压浸出方法；在 1987年12月9日申请、1995年2月14日授权的美国专利5389355和1990年 3月27日申请、1991年12月5日授权的美国专利5063032公开了一种钛渣一 部分氯化-盐酸加压浸出方法。
从钒铁磁铁矿的选铁尾矿中回收的钛精矿与上述专利中所用矿在化学组成 上有很大差别：上述专利中所用钛铁矿含钛低而含铁高，直接采用酸浸法制造 人造金红石可以说是不经济的，因此采用钛渣-酸浸法制造UGS(钛渣富集物， TiO2含量95％)的工艺路线；而从钒铁磁铁矿的选铁尾矿中回收的钛精矿含钛 高而含铁低，如果也采用钛渣-酸浸法制造UGS的工艺路线，不仅流程长而 且能耗高。
发明内容
本发明的目的是提供一种流程短、回收率高、产品质量好且能耗低的以低 品位原生钛铁矿为原料制造高品位人造金红石的方法。
本发明的目的是通过以下技术方案达到的：
一种以低品位原生钛铁矿为原料制造高品位人造金红石的方法，其特征在 于：1、先对低品位原生钛铁矿进行弱氧化处理，得弱氧化矿；2、对弱氧化矿 进行前磁选，除去矿中非磁性的脉石矿物，得到磁选精矿；3、加入盐酸进行 加压浸出，将矿中大部分可溶性杂质溶解出来；4、用沉降倾析法将固相物和 母液分开，母液经沉降和过滤得清液和细粒产品，含少量母液的固相物经过滤 和洗涤得粗粒产品；5、将所得粗粒和细粒产品经烘干和煅烧；6、煅烧后的粗 粒产品经过后磁选，细粒产品经制粒处理，获得适合于沸腾床氯化制造四氯化 钛使用的高品位人造金红石；7、浸出母液经焙烧使其中铁的氯化物等与氧和 水反应分解为氯化氢和相应的氧化物，反应生成的氯化氢用洗涤水吸收为盐 酸，再生的盐酸返回浸出工序使用，实现盐酸在过程中循环使用。
一种优选方案，所述步骤1中的弱氧化温度为680～800℃，氧化时间为5～ 30分钟。
一种优选方案，所述步骤1中的弱氧化处理的氧分压大于等于5％时，弱 氧化温度为680～750℃，氧化时间为5～15分钟。
一种优选方案，所述步骤1中的弱氧化处理的氧分压小于5％时，弱氧化 温度为750～800℃，氧化时间为15～30分钟。
一种优选方案，所述步骤3中所述加入的盐酸(毫升)与所述步骤1中加 入的钛铁矿(克)之间的液固比为2.8～3.8∶1。
一种优选方案，所述步骤3中的浸出温度为120～150℃，压力为0.1～ 0.4Mpa，浸出时间为4～10小时。
一种优选方案，所述步骤5中所述烘干的温度为100～500℃，所述煅烧的 温度为750～1000℃。
一种优选方案，所述步骤4中在母液过滤前，先用含酸的水浸湿滤纸和滤 布。
一种优选方案，所述步骤4中所述洗涤采用多段逆流洗涤法。
一种优选方案，所述步骤3采用两段浸出法，即先加入部分盐酸，浸出完 毕后分离出母液，再加入剩余量的盐酸进行第二段浸出。
一种优选方案，所述步骤3中所述两段浸出法中先加入的盐酸量占加入盐 酸总量的50～60wt％。
一种优选方案，所述步骤6中所述烘干的温度为100～500℃，所述煅烧的 温度为750～1000℃。
一种优选方案，所述步骤7中所述浸出母液的焙烧温度为500～800℃。
由于原生钛铁矿在盐酸中具有易溶性，采用弱氧化加压浸出就可比较彻底 地将矿中可溶性杂质(铁、钙、镁、锰和铝的氧化物)溶解出来。矿中SiO2不 溶于酸，它会在产品中成倍地富集，采用在浸出前后用磁选方法将含SiO2的脉 石矿物分离出来，这样就可获得高品位的产品。
弱氧化矿经前磁选(磁场强度6000～9000高斯)选出非磁性脉石矿物为 尾矿，磁性部分为磁选精矿。尾矿中主要是料长石、钛辉石以及它们与含有少 量钛铁矿的连生体。通过前磁选，可除去矿中25～30％的SiO2。
磁选精矿作为加压浸出的原料。浸出过程的主要反应如下：
FeO.TiO2+2HCl→TiO2+FeCl2+H2O
Fe2O3.TiO2+6HCl→TiO2+2FeCl3+3H2O
MgO.TiO2+2HCl→TiO2+MgCl2+H2O
在浸出过程中由于矿中的TiO2溶解，而后又会发生水解生成细粒产品，这 就是所谓的细化现象。原矿直接浸出，细化产品较多。原矿经过弱氧化处理后 再浸出，就可以减少细化现象。
原生钛铁矿的特点是矿中铁元素主要以Fe+2状态存在，矿中Fe+3一般只占 总铁的1/5～1/10。弱氧化是在适当条件下使部分Fe+2氧化成Fe+3，经弱氧化处 理后的矿中的Fe+3量不超过总铁量的40％。这种弱氧化矿具有如下特性：(1) 经弱氧化处理，矿中钛铁矿磁性增加，有利于采用磁选方法选出非磁性和弱磁 性的脉石矿物；(2)弱氧化矿中的铁和其它可溶性杂质仍具有较易溶于盐酸的 特性；(3)弱氧化矿中的TiO2具有较难溶于盐酸的特性。这样有利于实现选择 性浸出，并有利于减少矿在浸出过程中的细化现象。
在空气气氛下进行弱氧化，容易引起过氧化，造成浸出效果不好。采用在 降低氧分压气氛下进行弱氧化，氧化产品的氧化度较低，浸出效果提高。但弱 氧化矿中的三价铁含量比原矿高2～4倍，因为三价铁比二价铁难浸出，所以 弱氧化矿的常压浸出不仅浸出速度慢，而且获得的产品品位也低。弱氧化矿采 用加压浸出法，可获得高品位产品。
所以本发明推荐采用弱氧化矿加压浸出法，因为浸出过程产生的细粒产品 少，同时加压浸出法因浸出温度高致使浸出速度快，可将可溶性杂质的浸出率 达到95％以上，从而可获得高品位的产品。
浸出产物用沉降倾析法将母液(含细粒产品)和固相物分开，母液经沉降 和过滤获得清母液和细粒产品；含少量母液的固相物经过滤和洗涤获得粗粒产 品。本专利改进了浸出产物的处理方法，在浸出完毕后让母液中的粗粒产品沉 降下来，然后再分离出含细粒的母液，试验证明采用弱氧化矿为原料时，细粒 产品占总产品量的1～2wt％。原矿直接浸出方案，细粒产品只占总产品量的6wt％ 以上。
细粒产品的粒度细，可经制粒处理后作为沸腾床氯化制造四氯化钛的原 料；还可经包膜处理作为金红石型钛白的代用品。
在母液中加入絮凝剂(如聚丙烯酰胺水溶液)使其中的细化产品絮凝沉降 下来，将上层清母液分离出来，再将含有细化产品的底流进行过滤。过滤前， 滤纸或滤布先用酸水浸湿，可以防止在进行过滤时母液中的钛离子在滤纸或滤 布上发生水解生成胶体状物堵塞滤孔造成过滤困难，提高过滤速度和洗涤速 度，并可大幅度减少洗涤水用量，有效解决了含有细粒产品的母液过滤难的问 题。
产品滤饼的洗涤，采用多段逆流洗涤法，既避免了第一次洗涤用不含酸水 洗涤造成滤饼中钛离子水解生成胶体物使洗涤速度慢的问题，又大大减少了洗 涤水量，这对于实现全过程的酸水平衡是十分重要的。
本发明采用两段浸出法使浸出时的液固比减少，并可提高浸出设备的产 能。在进行两段浸出时，在浸出釜中加入的钛铁矿的量为一段浸出时的两倍， 加入总酸量的55wt％左右的酸进行第一段浸出；浸出完毕后分离出母液，再加 入其余45wt％左右的酸进行第二段浸出，其它操作与一段浸出相同。
经过洗涤的粗粒和细粒产品，在100～500℃下烘干，然后在750～1000℃ 下煅烧15～30分钟，烘干和煅烧可在同一设备中依次完成。
对煅烧后的粗粒产品进行后磁选，选出弱磁性的脉石矿物。尾矿中主要是 钛辉石与含少量金红石的连生体(钛辉石部分表面有一层很薄的金红石)，以 及少量钛辉石与斜长石的连生体，还有极少量未反应和反应不完全的钛铁矿。 浸出比较完全所获得的粗粒产品，在磁场强度8000～9000高斯下进行磁选， 可选出3.6～3.9wt％的磁性尾矿，尾矿中TiO2含量19～26wt％，SiO2含量35～ 45wt％。经过后磁选，粗粒产品的品位一般可提高2～3％。后磁选除去了产品 中30～35wt％的SiO2。
浸出母液经焙烧使其中铁的氯化物等与空气中的氧反应分解为氯化氢和 相应的氧化物，主要反应如下：
2FeCl2+1/2 O2+2H2O→Fe2O3+4HCl
3FeCl2+1/2 O2+3H2O→Fe3O4+6HCl
反应生成的氯化氢用洗涤水吸收为盐酸，再生的盐酸返回浸出工序使用， 实现盐酸在过程中循环使用。
根据原生钛铁矿的特点，原矿经弱氧化处理，采用盐酸加压浸出法将矿中 铁、钙、镁、铝和锰等可溶性杂质浸出；矿中不溶于酸的硅杂质在浸出前后采 用选矿方法将含硅的脉石矿物选出，最终获得含TiO292～93％的高品位人造金 红石产品，产品质量可达到国外用高品位钛铁矿矿砂矿经预氧化和预还原处理 -盐酸加压浸出法制造的同类产品的质量指标。
与上述采用钛渣-酸浸法制造UGS的工艺路线相比，本专利针对原生钛 铁矿的特性，采用弱氧化矿加压浸出法制造高品位人造金红石，流程短、回收 率高且能耗低。
下面结合附图和具体实施方式对本发明作进一步说明。
本发明的目的是通过以下技术方案达到的：
一种以低品位原生钛铁矿为原料制造高品位人造金红石的方法，其特征在 于：1、先对低品位原生钛铁矿进行弱氧化处理，得弱氧化矿；2、对弱氧化矿 进行前磁选，除去矿中非磁性的脉石矿物，得到磁选精矿；3、加入盐酸进行 加压浸出，将矿中大部分可溶性杂质溶解出来；4、用沉降倾析法将固相物和 母液分开，母液经沉降和过滤得清液和细粒产品，含少量母液的固相物经过滤 和洗涤得粗粒产品；5、将所得粗粒和细粒产品经烘干和煅烧；6、煅烧后的粗 粒产品经过后磁选，细粒产品经制粒处理，获得适合于沸腾床氯化制造四氯化 钛使用的高品位人造金红石；7、浸出母液经焙烧使其中铁的氯化物等与氧和 水反应分解为氯化氢和相应的氧化物，反应生成的氯化氢用洗涤水吸收为盐 酸，再生的盐酸返回浸出工序使用，实现盐酸在过程中循环使用。
一种优选方案，所述步骤1中的弱氧化温度为680～800℃，氧化时间为5～ 30分钟。
一种优选方案，所述步骤1中的弱氧化处理的氧分压大于等于5％时，弱 氧化温度为680～750℃，氧化时间为5～15分钟。
一种优选方案，所述步骤1中的弱氧化处理的氧分压小于5％时，弱氧化 温度为750～800℃，氧化时间为15～30分钟。
一种优选方案，所述步骤3中所述加入的盐酸(毫升)与所述步骤1中加 入的钛铁矿(克)之间的液固比为2.8～3.8∶1。
一种优选方案，所述步骤3中的浸出温度为120～150℃，压力为0.1～ 0.4Mpa，浸出时间为4～10小时。
一种优选方案，所述步骤5中所述烘干的温度为100～500℃，所述煅烧的 温度为750～1000℃。
一种优选方案，所述步骤4中在母液过滤前，先用含酸的水浸湿滤纸和滤 布。
一种优选方案，所述步骤4中所述洗涤采用多段逆流洗涤法。
一种优选方案，所述步骤3采用两段浸出法，即先加入部分盐酸，浸出完 毕后分离出母液，再加入剩余量的盐酸进行第二段浸出。
一种优选方案，所述步骤3中所述两段浸出法中先加入的盐酸量占加入盐 酸总量的50～60wt％。
一种优选方案，所述步骤6中所述烘干的温度为100～500℃，所述煅烧的 温度为750～1000℃。
一种优选方案，所述步骤7中所述浸出母液的焙烧温度为500～800℃。
由于原生钛铁矿在盐酸中具有易溶性，采用弱氧化加压浸出就可比较彻底 地将矿中可溶性杂质(铁、钙、镁、锰和铝的氧化物)溶解出来。矿中SiO2不 溶于酸，它会在产品中成倍地富集，采用在浸出前后用磁选方法将含SiO2的脉 石矿物分离出来，这样就可获得高品位的产品。
弱氧化矿经前磁选(磁场强度6000～9000高斯)选出非磁性脉石矿物为 尾矿，磁性部分为磁选精矿。尾矿中主要是料长石、钛辉石以及它们与含有少 量钛铁矿的连生体。通过前磁选，可除去矿中25～30％的SiO2。
磁选精矿作为加压浸出的原料。浸出过程的主要反应如下：
FeO.TiO2+2HCl→TiO2+FeCl2+H2O
Fe2O3.TiO2+6HCl→TiO2+2FeCl3+3H2O
MgO.TiO2+2HCl→TiO2+MgCl2+H2O
在浸出过程中由于矿中的TiO2溶解，而后又会发生水解生成细粒产品，这 就是所谓的细化现象。原矿直接浸出，细化产品较多。原矿经过弱氧化处理后 再浸出，就可以减少细化现象。
原生钛铁矿的特点是矿中铁元素主要以Fe+2状态存在，矿中Fe+3一般只占 总铁的1/5～1/10。弱氧化是在适当条件下使部分Fe+2氧化成Fe+3，经弱氧化处 理后的矿中的Fe+3量不超过总铁量的40％。这种弱氧化矿具有如下特性：(1) 经弱氧化处理，矿中钛铁矿磁性增加，有利于采用磁选方法选出非磁性和弱磁 性的脉石矿物；(2)弱氧化矿中的铁和其它可溶性杂质仍具有较易溶于盐酸的 特性；(3)弱氧化矿中的TiO2具有较难溶于盐酸的特性。这样有利于实现选择 性浸出，并有利于减少矿在浸出过程中的细化现象。
在空气气氛下进行弱氧化，容易引起过氧化，造成浸出效果不好。采用在 降低氧分压气氛下进行弱氧化，氧化产品的氧化度较低，浸出效果提高。但弱 氧化矿中的三价铁含量比原矿高2～4倍，因为三价铁比二价铁难浸出，所以 弱氧化矿的常压浸出不仅浸出速度慢，而且获得的产品品位也低。弱氧化矿采 用加压浸出法，可获得高品位产品。
所以本发明推荐采用弱氧化矿加压浸出法，因为浸出过程产生的细粒产品 少，同时加压浸出法因浸出温度高致使浸出速度快，可将可溶性杂质的浸出率 达到95％以上，从而可获得高品位的产品。
浸出产物用沉降倾析法将母液(含细粒产品)和固相物分开，母液经沉降 和过滤获得清母液和细粒产品；含少量母液的固相物经过滤和洗涤获得粗粒产 品。本专利改进了浸出产物的处理方法，在浸出完毕后让母液中的粗粒产品沉 降下来，然后再分离出含细粒的母液，试验证明采用弱氧化矿为原料时，细粒 产品占总产品量的1～2wt％。原矿直接浸出方案，细粒产品只占总产品量的6wt％ 以上。
细粒产品的粒度细，可经制粒处理后作为沸腾床氯化制造四氯化钛的原 料；还可经包膜处理作为金红石型钛白的代用品。
在母液中加入絮凝剂(如聚丙烯酰胺水溶液)使其中的细化产品絮凝沉降 下来，将上层清母液分离出来，再将含有细化产品的底流进行过滤。过滤前， 滤纸或滤布先用酸水浸湿，可以防止在进行过滤时母液中的钛离子在滤纸或滤 布上发生水解生成胶体状物堵塞滤孔造成过滤困难，提高过滤速度和洗涤速 度，并可大幅度减少洗涤水用量，有效解决了含有细粒产品的母液过滤难的问 题。
产品滤饼的洗涤，采用多段逆流洗涤法，既避免了第一次洗涤用不含酸水 洗涤造成滤饼中钛离子水解生成胶体物使洗涤速度慢的问题，又大大减少了洗 涤水量，这对于实现全过程的酸水平衡是十分重要的。
本发明采用两段浸出法使浸出时的液固比减少，并可提高浸出设备的产 能。在进行两段浸出时，在浸出釜中加入的钛铁矿的量为一段浸出时的两倍， 加入总酸量的55wt％左右的酸进行第一段浸出；浸出完毕后分离出母液，再加 入其余45wt％左右的酸进行第二段浸出，其它操作与一段浸出相同。
经过洗涤的粗粒和细粒产品，在100～500℃下烘干，然后在750～1000℃ 下煅烧15～30分钟，烘干和煅烧可在同一设备中依次完成。
对煅烧后的粗粒产品进行后磁选，选出弱磁性的脉石矿物。尾矿中主要是 钛辉石与含少量金红石的连生体(钛辉石部分表面有一层很薄的金红石)，以 及少量钛辉石与斜长石的连生体，还有极少量未反应和反应不完全的钛铁矿。 浸出比较完全所获得的粗粒产品，在磁场强度8000～9000高斯下进行磁选， 可选出3.6～3.9wt％的磁性尾矿，尾矿中TiO2含量19～26wt％，SiO2含量35～ 45wt％。经过后磁选，粗粒产品的品位一般可提高2～3％。后磁选除去了产品 中30～35wt％的SiO2。
浸出母液经焙烧使其中铁的氯化物等与空气中的氧反应分解为氯化氢和 相应的氧化物，主要反应如下：
2FeCl2+1/2 O2+2H2O→Fe2O3+4HCl
3FeCl2+1/2 O2+3H2O→Fe3O4+6HCl
反应生成的氯化氢用洗涤水吸收为盐酸，再生的盐酸返回浸出工序使用， 实现盐酸在过程中循环使用。
根据原生钛铁矿的特点，原矿经弱氧化处理，采用盐酸加压浸出法将矿中 铁、钙、镁、铝和锰等可溶性杂质浸出；矿中不溶于酸的硅杂质在浸出前后采 用选矿方法将含硅的脉石矿物选出，最终获得含TiO292～93％的高品位人造金 红石产品，产品质量可达到国外用高品位钛铁矿矿砂矿经预氧化和预还原处理 -盐酸加压浸出法制造的同类产品的质量指标。
与上述采用钛渣-酸浸法制造UGS的工艺路线相比，本专利针对原生钛 铁矿的特性，采用弱氧化矿加压浸出法制造高品位人造金红石，流程短、回收 率高且能耗低。
下面结合附图和具体实施方式对本发明作进一步说明。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
实施例1
不经弱氧化处理
如图1所示，1千克攀技花钛铁矿(化学组成分析如表1)和19％盐酸3400 毫升加入锆制加压浸出釜中，在温度140℃(釜内压力0.25～0.3Mpa)下浸出 7小时。浸出物冷却并使粗粒产品沉降下来，倒出母液过滤获得细粒产品滤饼， 依次经洗涤，200℃烘干，850℃锻烧，得到细粒产品。取出浸出釜底部的含 有少量母液的粗粒进行过滤、洗涤、200℃烘干、850℃煅烧，得到粗粒产品。 细粒产品占6.1wt％，其中TiO2含量94.1wt％；粗粒产品占93.9wt％。其化 学组成如表1，其粒度与原矿基本相同。过程回收率97.8％。
表1攀技花钛铁矿精矿和粗粒产品化学组成*(wt％，下同) 矿种类 TiO2 FeO Fe2O3 CaO MgO SiO2 Al2O3 MnO 原矿 47.1 34.4 4.1 1.4 6.2 4.2 1.6 0.6 粗粒产品 92.0 3.1 0.23 0.18 3.5 0.16 0.05
*用常规方法进行化学分析(下同)。
实施例2
经弱氧化处理
1.5千克攀技花钛铁矿精矿(化学组成如表1)先在坩埚炉内弱氧化，炉内 气氛中的氧分压保持在3～5％(体积计)，将其加热至750℃，保温30分钟， 得弱氧化钛铁矿。取1千克弱氧化钛铁矿(化学组成如表2)和25％盐酸2800 毫升加入锆制加压浸出釜中，在温度130℃(釜内压力0.25～0.3Mpa)下进行 浸出7小时。浸出物冷却并使粗粒产品沉降下来，倒出母液进行过滤获得细粒 产品滤饼，依次经洗涤，100℃烘干，750℃锻烧，得到细粒产品。取出浸出 釜底部的含有少量母液的粗粒进行过滤、洗涤、100℃烘干、750℃煅烧，得 粗粒产品。细粒产品占1.3wt％，TiO2含量94.7wt％。粗粒产品占98.7wt％，化 学组成如表2，其粒度与原矿基本相同。过程回收率97.7％。
表2攀技花弱氧化钛铁矿和粗粒产品化学组成(wt％，下同) 矿种类 TiO2 FeO Fe2O3 CaO MgO SiO2 Al2O3 MnO 原矿 46.5 27.4 12.0 1.3 6.1 4.2 1.5 0.6 粗粒产品 88.2 3.0 0.14 0.12 7.5 0.15 0.05
实施例3
弱氧化钛铁矿前磁选精矿浸出
将实施例2所用的相同弱氧化钛铁矿进行前磁选(磁场强度2000高斯)， 选出非磁性尾矿占2.9wt％，磁性精矿占97.1wt％。尾矿含TiO28.5wt％，含 SiO238.2wt％；精矿含TiO248.6wt％，含SiO23.2wt％。以前磁选选出的磁性 精矿1千克作为浸出原料，加入浓度为20％盐酸3200ml，浸出温度为135℃； 浸出时间为6小时，300℃烘干、900℃煅烧，其它与实施例1相同，获得细 粒产品占1.4wt％，TiO2含量94.5wt％。粗粒产品占98.6wt％，化学组成如 表3，其粒度与原矿基本相同。过程回收率97.1％。
表3粗粒产品化学组成 矿种类 TiO2 Fe2O3 CaO MgO SiO2 Al2O3 MnO 粗粒产品 90.1 3.1 0.15 0.14 5.8 0.16 0.05
实施例4
弱氧化钛铁矿前磁选精矿浸出，并对粗粒产品进行后磁选
对实施例3的粗粒产品进行后磁选(磁场强度8800高斯)，选出磁性尾矿 占3.9wt％，非磁性人造金红石产品占96.1wt％。尾矿含TiO219.7wt％，含 SiO240.2wt％；经后磁选的人造金红石产品化学组成如表4。过程回收率96.1％。
表4经后磁选的人造金红石产品化学组成 矿种类 TiO2 Fe2O3 CaO MgO SiO2 Al2O3 MnO 粗粒产品 93.5 1.9 0.14 0.14 3.4 0.15 0.05 沸腾床氯化对产品 要求 ≥92 ≯0.3 ≯1.0
实施例5
细粒产品的制粒处理
细粒产品(粒度＜0.05mm，TiO294.5％)在园盘造粒机中，以聚乙烯醇水溶 液进行造粒，造粒后的产物在回转炉中于200～500℃下干燥烧结，获得粒度为 0.1～0.4mm的产品，TiO2含量94.2％。产品粒度符合沸腾氯化对粒度(0.1～ 0.45mm≮75％)的要求。
实施例6
弱氧化磁选精矿浸出，并对粗粒产品进行后磁选
实施例1所用的相同钛铁矿先在坩埚炉内进行弱氧化，炉内气氛中的氧分 压保持在3～5％(体积计)，将其加热至800℃，保温20分钟。对弱氧化矿进 行前磁选(磁场强度1600高斯)，选出非磁性尾矿占3.2wt％，磁性精矿占96.8 wt％。尾矿含TiO212.3wt％，含SiO231wt％。精矿中TiO248.1wt％，Fe2O312.5 wt％，SiO23.4wt％。以前磁选选出的磁性弱氧化精矿作为浸出原料，与实施 例1相同的条件和相同的操作方法，获得细粒产品占1wt％，TiO2含量93.9wt ％；粗粒产品占99wt％。粗粒产品进行后磁选(磁场强度8800高斯)，选出磁 性尾矿占3.7wt％，非磁性人造金红石产品占96.3wt％，化学组成如表5，其 粒度与原矿基本相同。过程回收率95.4％。
表5非磁性人造金红石产品化学组成分析 矿种类 TiO2 Fe2O3 CaO MgO SiO2 Al2O3 MnO 粗粒产品 92.0 3.1 0.23 0.18 3.5 0.16 0.05
实施例7
弱氧化磁选精矿浸出，并对粗粒产品进行后磁选
实施例1所用的相同钛铁矿先在马弗炉内进行弱氧化，炉内气氛中的氧分 压保持在8～15％(体积计)将其加热至700℃，保温5分钟。对弱氧化矿进行 前磁选(磁场强度1600高斯)，选出非磁性尾矿占3.2wt％，磁性精矿占96.8wt ％。尾矿含TiO212.3wt％，含SiO231wt％。精矿中TiO248.1wt％，Fe2O312.5wt ％，SiO23.4wt％。以前磁选选出的磁性弱氧化精矿作为浸出原料，与实施例1 相同的条件和相同的操作方法，获得细粒产品占11wt％，TiO2含量93.9wt％； 粗粒产品占89wt％。粗粒产品进行后磁选(磁场强度8800高斯)，选出磁性 尾矿占3.7wt％，非磁性人造金红石产品占96.3wt％，化学组成如表6，其粒 度与原矿基本相同。过程回收率95.2％。
表6非磁性人造金红石产品化学组成分析 矿种类 TiO2 Fe2O3 CaO MgO SiO2 Al2O3 MnO 粗粒产品 92.3 3.0 0.22 0.17 3.4 0.17 0.05
实施例8
弱氧化磁选精矿浸出，并对粗粒产品进行后磁选
实施例1所用的相同钛铁矿先在马弗炉内进行弱氧化，将其加热至750℃， 保温20分钟。对弱氧化矿进行前磁选(磁场强度1600高斯)，选出非磁性尾 矿占5.2wt％，磁性精矿占94.8wt％。尾矿含TiO230.3wt％，含SiO217wt％。 精矿中TiO247.1wt％，Fe2O320.5wt％，SiO23.6wt％。以前磁选选出的磁性弱 氧化精矿作为浸出原料，与实施例1相同的条件和相同的操作方法，获得细粒 产品占0.9wt％，TiO2含量93.5wt％；粗粒产品占99.1wt％。粗粒产品进行 后磁选(磁场强度8800高斯)，选出磁性尾矿占5.7wt％，非磁性人造金红石 产品占94.3wt％，化学组成如表7，其粒度与原矿基本相同。过程回收率95.2％。
表7非磁性人造金红石产品化学组成分析 矿种类 TiO2 Fe2O3 CaO MgO SiO2 Al2O3 MnO 粗粒产品 88.9 5.6 0.43 0.78 3.9 0.46 0.05
实施例9
两段浸出
与实施例3同样的步骤进行前磁选，选出的磁性精矿作为浸出原料。精矿 2千克和19％盐酸3300毫升加入锆制加压浸出釜中，在温度140℃(釜内压力 0.25～0.3Mpa)下进行第一段浸出3.5小时。浸出物经粗粒产品沉降下来倒出 母液，再加入19％盐酸2700毫升，在温度140℃(釜内压力0.25～0.3Mpa)下 进行第二段浸出6小时。母液和产品的过滤、洗涤、烘干、煅烧与实施例3相 同，并对粗粒产品如实施例3那样进行后磁选。细粒产品占5wt％，TiO2含量 92.6wt％。粗粒产品占95wt％，TiO2含量93.0wt％，其粒度与原矿基本相同。 过程回收率97.1％。
实施例10
含细粒母液先沉降后过滤
按照实施例3获得含细粒产品的浸出母液1450毫升，冷却至65℃，母液 中加入0.3％聚丙烯酰胺絮凝助沉剂14.5毫升，并搅拌3分钟，然后静置使固 体物沉降5小时，沉降后取出澄清母液1150毫升，其余含固体物的300毫升进 行过滤分离出其中的母液和细粒产品。
实施例11
过滤和洗涤方法
在过滤前滤纸和滤布用不含酸的水浸湿，按照实施例3对获得的含细粒产 品的浸出母液1450毫升进行过滤，过滤时间3.5小时。过滤出母液的滤饼，用 不含酸的水进行洗涤，洗涤时间2.5小时，洗涤水用量450毫升，初始洗出水 中含有白色胶体水合二氧化钛穿滤物。
实施例12
过滤和洗涤方法
在过滤前滤纸和滤布用含酸的水(1～3％盐酸)浸湿，按照实施例3对获 得的含细粒产品的浸出母液1450毫升进行过滤，过滤时间0.5小时。过滤出母 液的滤饼，用含酸的水(1～3％盐酸)进行洗涤，然后用不含酸水洗涤，洗涤 时间0.75小时，洗涤水用量250毫升，洗出水中不含有白色胶体水合二氧化钛 穿滤物。
实施例13
浸出母液经焙烧回收盐酸
按照实施例3，浸出母液(组成见表8)500毫升，采用喷雾焙烧法，在 700℃下进行焙烧，焙烧生成的氯化氢用含HCl为51克/升的洗涤水吸收成盐酸， 获得含HCl为245克/升的盐酸550毫升。母液中氯的回收率98.5％。
表8浸出母液组成 成分 HCl FeCl2 FeCl3 CaCl2 MgCl2 AlCl3 MnCl2 浓度(克/升) 39.1 104.5 27.6 2.8 34.9 5.3 2.1
不经弱氧化处理
如图1所示，1千克攀技花钛铁矿(化学组成分析如表1)和19％盐酸3400 毫升加入锆制加压浸出釜中，在温度140℃(釜内压力0.25～0.3Mpa)下浸出 7小时。浸出物冷却并使粗粒产品沉降下来，倒出母液过滤获得细粒产品滤饼， 依次经洗涤，200℃烘干，850℃锻烧，得到细粒产品。取出浸出釜底部的含 有少量母液的粗粒进行过滤、洗涤、200℃烘干、850℃煅烧，得到粗粒产品。 细粒产品占6.1wt％，其中TiO2含量94.1wt％；粗粒产品占93.9wt％。其化 学组成如表1，其粒度与原矿基本相同。过程回收率97.8％。
表1攀技花钛铁矿精矿和粗粒产品化学组成*(wt％，下同) 矿种类 TiO2 FeO Fe2O3 CaO MgO SiO2 Al2O3 MnO 原矿 47.1 34.4 4.1 1.4 6.2 4.2 1.6 0.6 粗粒产品 92.0 3.1 0.23 0.18 3.5 0.16 0.05
*用常规方法进行化学分析(下同)。
实施例2
经弱氧化处理
1.5千克攀技花钛铁矿精矿(化学组成如表1)先在坩埚炉内弱氧化，炉内 气氛中的氧分压保持在3～5％(体积计)，将其加热至750℃，保温30分钟， 得弱氧化钛铁矿。取1千克弱氧化钛铁矿(化学组成如表2)和25％盐酸2800 毫升加入锆制加压浸出釜中，在温度130℃(釜内压力0.25～0.3Mpa)下进行 浸出7小时。浸出物冷却并使粗粒产品沉降下来，倒出母液进行过滤获得细粒 产品滤饼，依次经洗涤，100℃烘干，750℃锻烧，得到细粒产品。取出浸出 釜底部的含有少量母液的粗粒进行过滤、洗涤、100℃烘干、750℃煅烧，得 粗粒产品。细粒产品占1.3wt％，TiO2含量94.7wt％。粗粒产品占98.7wt％，化 学组成如表2，其粒度与原矿基本相同。过程回收率97.7％。
表2攀技花弱氧化钛铁矿和粗粒产品化学组成(wt％，下同) 矿种类 TiO2 FeO Fe2O3 CaO MgO SiO2 Al2O3 MnO 原矿 46.5 27.4 12.0 1.3 6.1 4.2 1.5 0.6 粗粒产品 88.2 3.0 0.14 0.12 7.5 0.15 0.05
实施例3
弱氧化钛铁矿前磁选精矿浸出
将实施例2所用的相同弱氧化钛铁矿进行前磁选(磁场强度2000高斯)， 选出非磁性尾矿占2.9wt％，磁性精矿占97.1wt％。尾矿含TiO28.5wt％，含 SiO238.2wt％；精矿含TiO248.6wt％，含SiO23.2wt％。以前磁选选出的磁性 精矿1千克作为浸出原料，加入浓度为20％盐酸3200ml，浸出温度为135℃； 浸出时间为6小时，300℃烘干、900℃煅烧，其它与实施例1相同，获得细 粒产品占1.4wt％，TiO2含量94.5wt％。粗粒产品占98.6wt％，化学组成如 表3，其粒度与原矿基本相同。过程回收率97.1％。
表3粗粒产品化学组成 矿种类 TiO2 Fe2O3 CaO MgO SiO2 Al2O3 MnO 粗粒产品 90.1 3.1 0.15 0.14 5.8 0.16 0.05
实施例4
弱氧化钛铁矿前磁选精矿浸出，并对粗粒产品进行后磁选
对实施例3的粗粒产品进行后磁选(磁场强度8800高斯)，选出磁性尾矿 占3.9wt％，非磁性人造金红石产品占96.1wt％。尾矿含TiO219.7wt％，含 SiO240.2wt％；经后磁选的人造金红石产品化学组成如表4。过程回收率96.1％。
表4经后磁选的人造金红石产品化学组成 矿种类 TiO2 Fe2O3 CaO MgO SiO2 Al2O3 MnO 粗粒产品 93.5 1.9 0.14 0.14 3.4 0.15 0.05 沸腾床氯化对产品 要求 ≥92 ≯0.3 ≯1.0
实施例5
细粒产品的制粒处理
细粒产品(粒度＜0.05mm，TiO294.5％)在园盘造粒机中，以聚乙烯醇水溶 液进行造粒，造粒后的产物在回转炉中于200～500℃下干燥烧结，获得粒度为 0.1～0.4mm的产品，TiO2含量94.2％。产品粒度符合沸腾氯化对粒度(0.1～ 0.45mm≮75％)的要求。
实施例6
弱氧化磁选精矿浸出，并对粗粒产品进行后磁选
实施例1所用的相同钛铁矿先在坩埚炉内进行弱氧化，炉内气氛中的氧分 压保持在3～5％(体积计)，将其加热至800℃，保温20分钟。对弱氧化矿进 行前磁选(磁场强度1600高斯)，选出非磁性尾矿占3.2wt％，磁性精矿占96.8 wt％。尾矿含TiO212.3wt％，含SiO231wt％。精矿中TiO248.1wt％，Fe2O312.5 wt％，SiO23.4wt％。以前磁选选出的磁性弱氧化精矿作为浸出原料，与实施 例1相同的条件和相同的操作方法，获得细粒产品占1wt％，TiO2含量93.9wt ％；粗粒产品占99wt％。粗粒产品进行后磁选(磁场强度8800高斯)，选出磁 性尾矿占3.7wt％，非磁性人造金红石产品占96.3wt％，化学组成如表5，其 粒度与原矿基本相同。过程回收率95.4％。
表5非磁性人造金红石产品化学组成分析 矿种类 TiO2 Fe2O3 CaO MgO SiO2 Al2O3 MnO 粗粒产品 92.0 3.1 0.23 0.18 3.5 0.16 0.05
实施例7
弱氧化磁选精矿浸出，并对粗粒产品进行后磁选
实施例1所用的相同钛铁矿先在马弗炉内进行弱氧化，炉内气氛中的氧分 压保持在8～15％(体积计)将其加热至700℃，保温5分钟。对弱氧化矿进行 前磁选(磁场强度1600高斯)，选出非磁性尾矿占3.2wt％，磁性精矿占96.8wt ％。尾矿含TiO212.3wt％，含SiO231wt％。精矿中TiO248.1wt％，Fe2O312.5wt ％，SiO23.4wt％。以前磁选选出的磁性弱氧化精矿作为浸出原料，与实施例1 相同的条件和相同的操作方法，获得细粒产品占11wt％，TiO2含量93.9wt％； 粗粒产品占89wt％。粗粒产品进行后磁选(磁场强度8800高斯)，选出磁性 尾矿占3.7wt％，非磁性人造金红石产品占96.3wt％，化学组成如表6，其粒 度与原矿基本相同。过程回收率95.2％。
表6非磁性人造金红石产品化学组成分析 矿种类 TiO2 Fe2O3 CaO MgO SiO2 Al2O3 MnO 粗粒产品 92.3 3.0 0.22 0.17 3.4 0.17 0.05
实施例8
弱氧化磁选精矿浸出，并对粗粒产品进行后磁选
实施例1所用的相同钛铁矿先在马弗炉内进行弱氧化，将其加热至750℃， 保温20分钟。对弱氧化矿进行前磁选(磁场强度1600高斯)，选出非磁性尾 矿占5.2wt％，磁性精矿占94.8wt％。尾矿含TiO230.3wt％，含SiO217wt％。 精矿中TiO247.1wt％，Fe2O320.5wt％，SiO23.6wt％。以前磁选选出的磁性弱 氧化精矿作为浸出原料，与实施例1相同的条件和相同的操作方法，获得细粒 产品占0.9wt％，TiO2含量93.5wt％；粗粒产品占99.1wt％。粗粒产品进行 后磁选(磁场强度8800高斯)，选出磁性尾矿占5.7wt％，非磁性人造金红石 产品占94.3wt％，化学组成如表7，其粒度与原矿基本相同。过程回收率95.2％。
表7非磁性人造金红石产品化学组成分析 矿种类 TiO2 Fe2O3 CaO MgO SiO2 Al2O3 MnO 粗粒产品 88.9 5.6 0.43 0.78 3.9 0.46 0.05
实施例9
两段浸出
与实施例3同样的步骤进行前磁选，选出的磁性精矿作为浸出原料。精矿 2千克和19％盐酸3300毫升加入锆制加压浸出釜中，在温度140℃(釜内压力 0.25～0.3Mpa)下进行第一段浸出3.5小时。浸出物经粗粒产品沉降下来倒出 母液，再加入19％盐酸2700毫升，在温度140℃(釜内压力0.25～0.3Mpa)下 进行第二段浸出6小时。母液和产品的过滤、洗涤、烘干、煅烧与实施例3相 同，并对粗粒产品如实施例3那样进行后磁选。细粒产品占5wt％，TiO2含量 92.6wt％。粗粒产品占95wt％，TiO2含量93.0wt％，其粒度与原矿基本相同。 过程回收率97.1％。
实施例10
含细粒母液先沉降后过滤
按照实施例3获得含细粒产品的浸出母液1450毫升，冷却至65℃，母液 中加入0.3％聚丙烯酰胺絮凝助沉剂14.5毫升，并搅拌3分钟，然后静置使固 体物沉降5小时，沉降后取出澄清母液1150毫升，其余含固体物的300毫升进 行过滤分离出其中的母液和细粒产品。
实施例11
过滤和洗涤方法
在过滤前滤纸和滤布用不含酸的水浸湿，按照实施例3对获得的含细粒产 品的浸出母液1450毫升进行过滤，过滤时间3.5小时。过滤出母液的滤饼，用 不含酸的水进行洗涤，洗涤时间2.5小时，洗涤水用量450毫升，初始洗出水 中含有白色胶体水合二氧化钛穿滤物。
实施例12
过滤和洗涤方法
在过滤前滤纸和滤布用含酸的水(1～3％盐酸)浸湿，按照实施例3对获 得的含细粒产品的浸出母液1450毫升进行过滤，过滤时间0.5小时。过滤出母 液的滤饼，用含酸的水(1～3％盐酸)进行洗涤，然后用不含酸水洗涤，洗涤 时间0.75小时，洗涤水用量250毫升，洗出水中不含有白色胶体水合二氧化钛 穿滤物。
实施例13
浸出母液经焙烧回收盐酸
按照实施例3，浸出母液(组成见表8)500毫升，采用喷雾焙烧法，在 700℃下进行焙烧，焙烧生成的氯化氢用含HCl为51克/升的洗涤水吸收成盐酸， 获得含HCl为245克/升的盐酸550毫升。母液中氯的回收率98.5％。
表8浸出母液组成 成分 HCl FeCl2 FeCl3 CaCl2 MgCl2 AlCl3 MnCl2 浓度(克/升) 39.1 104.5 27.6 2.8 34.9 5.3 2.1
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