JPS6314826A - チタン鉱の製錬方法 - Google Patents
チタン鉱の製錬方法Info
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- JPS6314826A JPS6314826A JP61159175A JP15917586A JPS6314826A JP S6314826 A JPS6314826 A JP S6314826A JP 61159175 A JP61159175 A JP 61159175A JP 15917586 A JP15917586 A JP 15917586A JP S6314826 A JPS6314826 A JP S6314826A
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- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
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- Compounds Of Alkaline-Earth Elements, Aluminum Or Rare-Earth Metals (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
(57)【要約】本公報は電子出願前の出願データであるた
め要約のデータは記録されません。
め要約のデータは記録されません。
Description
【発明の詳細な説明】
この発明はチタン鉱、特にアナターゼ鉱からＴｉまたは
Ｔ１化合物を抽出する際に、同鉱石中に存在する不純物
を効率的に除去するとともに、含有されている有価成分
をも分離回収する製錬方法に関する。
Ｔ１化合物を抽出する際に、同鉱石中に存在する不純物
を効率的に除去するとともに、含有されている有価成分
をも分離回収する製錬方法に関する。
従来の技術
近年まで学問的にのみ知られていたアナターゼ型構造を
持つＴｉＯ２を含む鉱石（以下、アナターゼ鉱と呼ぶ）
が、１９７０年代に、ブラジルに多量埋蔵されているこ
とが判明し、その処理法が注目されてきた。しかし、同
鉱の発見が比較曲折しいこと、またＴ１またはＴｉＯ２
の原料であるルチル、イルメナイトの生産量が現時点で
の需要を満たしていることから、アナターゼ鉱からのＴ
１又はＴｉＯ２の製造に関してはあまシ研究がなされて
いないのが現状である。
持つＴｉＯ２を含む鉱石（以下、アナターゼ鉱と呼ぶ）
が、１９７０年代に、ブラジルに多量埋蔵されているこ
とが判明し、その処理法が注目されてきた。しかし、同
鉱の発見が比較曲折しいこと、またＴ１またはＴｉＯ２
の原料であるルチル、イルメナイトの生産量が現時点で
の需要を満たしていることから、アナターゼ鉱からのＴ
１又はＴｉＯ２の製造に関してはあまシ研究がなされて
いないのが現状である。
しかし、Ｔｉ又はＴｉＯ２の持つ優れた特性から、将来
の需要増が予測され、最近アナターゼ鉱の処理法として
幾つかの研究が散見されるようになってきた。たとえば
、 （１）「チタン鉱の濃化方法」 （特公昭５６−３７３
号公報）は、アナターゼ鉱石をか焼、還元した後、磁選
によりアナターゼ鉱に富む非磁性部を得てこれから酸浸
出で不純物を除き、さらにアルカリ処理して抗ルチル化
不純物であるりんを排除し、Ｔ１０２９０％以上のアナ
ターゼ精鉱を得る方法である。
の需要増が予測され、最近アナターゼ鉱の処理法として
幾つかの研究が散見されるようになってきた。たとえば
、 （１）「チタン鉱の濃化方法」 （特公昭５６−３７３
号公報）は、アナターゼ鉱石をか焼、還元した後、磁選
によりアナターゼ鉱に富む非磁性部を得てこれから酸浸
出で不純物を除き、さらにアルカリ処理して抗ルチル化
不純物であるりんを排除し、Ｔ１０２９０％以上のアナ
ターゼ精鉱を得る方法である。
（２）「アナターゼ鉱の処理方法」 （特公昭５８−２
１６３号公報）は、アナターゼ鉱をスクラッピング及び
比重選鉱によりテタン精鉱としたのち、これを炭素質還
元剤の存在下で溶融製錬してチタン分をスラップ中に濃
縮し、Ｔｉ０２７０％以上の高チタンスラッグを製造す
る方法である。
１６３号公報）は、アナターゼ鉱をスクラッピング及び
比重選鉱によりテタン精鉱としたのち、これを炭素質還
元剤の存在下で溶融製錬してチタン分をスラップ中に濃
縮し、Ｔｉ０２７０％以上の高チタンスラッグを製造す
る方法である。
（３）「アナターゼ精鉱の製造法」（特公昭５９−４８
８５２号公報）は、アナターゼ鉱を脱スライムした粗粒
部分を粉砕後磁選して得られた非磁性部分に対して、部
分還元により含有されているリモナイト等を磁性酸化鉄
に変換してこれらを磁選で除去し、残部を静電分離にか
けてアナターゼに富むアナターゼ精鉱をうる方法である
。
８５２号公報）は、アナターゼ鉱を脱スライムした粗粒
部分を粉砕後磁選して得られた非磁性部分に対して、部
分還元により含有されているリモナイト等を磁性酸化鉄
に変換してこれらを磁選で除去し、残部を静電分離にか
けてアナターゼに富むアナターゼ精鉱をうる方法である
。
（４）「アナターゼ原料の調製法」 （特公昭５９−４
８８５３号公報）には、Ｔ１０２２５％のアナターゼ鉱
を解凝集処理後、篩分及び粉砕、分級、磁選などの処理
を施してＴｉＯ２５０％の比較的組粒アナターゼ原料を
６０％以上の収率で採取する方法が示されている。
８８５３号公報）には、Ｔ１０２２５％のアナターゼ鉱
を解凝集処理後、篩分及び粉砕、分級、磁選などの処理
を施してＴｉＯ２５０％の比較的組粒アナターゼ原料を
６０％以上の収率で採取する方法が示されている。
すなわち、上記の方法は、従来イルメナイトや低品位チ
タン鉄鉱からのＴｉＯ２濃縮方法として知られるものを
、アナターゼ鉱に応用したものである。つまシ公知の選
鉱法（酸浸出、磁選など）やＴ１スラグ製造法を用いた
ものである。
タン鉄鉱からのＴｉＯ２濃縮方法として知られるものを
、アナターゼ鉱に応用したものである。つまシ公知の選
鉱法（酸浸出、磁選など）やＴ１スラグ製造法を用いた
ものである。
ところで、アナターゼ鉱はイルメナイト鉱などと異なり
カーボナタイト（ｃａｒｂｏｎａｔｉｔθ）鉱床中に産
することから、ｐ、ｃａ、へρ等の不純物を含むととも
に、少量のレアメタルたとえばＮｂ 、Ｚｒ 。
カーボナタイト（ｃａｒｂｏｎａｔｉｔθ）鉱床中に産
することから、ｐ、ｃａ、へρ等の不純物を含むととも
に、少量のレアメタルたとえばＮｂ 、Ｚｒ 。
Ｃｏ、Ｌａなどの有価成分を含有している。よって、ア
ナターゼ鉱からＴ１またはＴ１化合物を抽出する際に、
上記不純物を効率的に除去するとともに、上記有価成分
をも分離回収することで、アナターゼ鉱の資源性が増大
すると考えられる。然るに、前記提案されている処理方
法は単にＴ１０□の濃化にのみ主眼を置いておシ、有価
成分の回収を提案してはいない。
ナターゼ鉱からＴ１またはＴ１化合物を抽出する際に、
上記不純物を効率的に除去するとともに、上記有価成分
をも分離回収することで、アナターゼ鉱の資源性が増大
すると考えられる。然るに、前記提案されている処理方
法は単にＴ１０□の濃化にのみ主眼を置いておシ、有価
成分の回収を提案してはいない。
また、アナターゼ鉱の主成分であるアナターゼ型ＴｉＯ
２とγ−Ｆｅ２Ｏ３（ガフ ７− へマタイト）は一応
別相として存在するものの、互いに微細に混り合う部分
も多く、さらにγ−Ｆθ２０３へのＴｉＯ□の固溶また
ＴｉＯ２相中へのＦｅ２Ｏ３の固溶はとも（て数チから
１０チ程度におよび、単に機械的粉砕後の酸浸出や、部
分還元後の磁選を用いたとしても、歩留シ良く、高品位
（ＴｉＯ２が９０％以上〕のＴｉＯ２を回収するのは困
難である。このことは前記提案されている発明の実施例
から見ても、明白である。
２とγ−Ｆｅ２Ｏ３（ガフ ７− へマタイト）は一応
別相として存在するものの、互いに微細に混り合う部分
も多く、さらにγ−Ｆθ２０３へのＴｉＯ□の固溶また
ＴｉＯ２相中へのＦｅ２Ｏ３の固溶はとも（て数チから
１０チ程度におよび、単に機械的粉砕後の酸浸出や、部
分還元後の磁選を用いたとしても、歩留シ良く、高品位
（ＴｉＯ２が９０％以上〕のＴｉＯ２を回収するのは困
難である。このことは前記提案されている発明の実施例
から見ても、明白である。
そこで、本発明者らは、アナターゼ鉱に含まれる前記不
純物を効率的に除去するとともに、Ｔｉ化合物を抽出す
る際に前記有価成分をも分離回収することができる方法
について、種々研究を重ねた結果、 （１） ＴＩＣ２の炭素還元についての熱力学的検討
によれば、還元途中でＴ１０が生成し、Ｔ１０は非常に
安定なためこれからＴ１を得るには減圧下２５００℃以
上の加熱が必要であるが、ＴｉＯ２からＴｉ生成を目的
とせずＴｔＣとしてまずＴ１を回収する方が容易でかつ
エネルギー的に有利であること、 （２１Ｔ ｉ Ｏ２の還元・炭化反応においては、Ｔｉ
Ｏ２と共存するＦｅ２Ｏ３が１０００℃程度で還元され
てα・Ｆｅ となり、このα・Ｆｅが１２００℃以上で
炭素を吸収して炭素飽和の溶鉄として存在しこの溶鉄中
の飽和炭素によりＴｉＯ２の還元及び炭化が促進され迅
速にＴＩＣが生成すること、（３）チタン鉄の還元・炭
化を１２００℃以上で行うと、ＴｉＣ炭化物相、金属鉄
相及び酸化物相からなる生成物が得られ、この場合Ｎｂ
、ＺｒはＴｉＣ炭化物相に、Ｓ、Ｐは金属鉄相に濃縮さ
れ、そしてＣｅ、Ｌａ、Ｃａ 及びＡｆｉの酸化物は安
定であるため還元されないでそのまま生成物中に残るこ
と、（４） Ｔ ｉ Ｏ２からの直接塩化は（４２，
ＨＣＱいずレノ塩化剤でも２０００℃以下では無理であ
るが、ＴＩＣのｃｆ１２ガスによる塩化はＴｉＯ２の塩
化よシもかなり低温で反応が進行すること、 （５）上記ＴＩＣの塩化処理とともに、酸処理または磁
選などの処理を組合せると、各成分つまりＴｉ。
純物を効率的に除去するとともに、Ｔｉ化合物を抽出す
る際に前記有価成分をも分離回収することができる方法
について、種々研究を重ねた結果、 （１） ＴＩＣ２の炭素還元についての熱力学的検討
によれば、還元途中でＴ１０が生成し、Ｔ１０は非常に
安定なためこれからＴ１を得るには減圧下２５００℃以
上の加熱が必要であるが、ＴｉＯ２からＴｉ生成を目的
とせずＴｔＣとしてまずＴ１を回収する方が容易でかつ
エネルギー的に有利であること、 （２１Ｔ ｉ Ｏ２の還元・炭化反応においては、Ｔｉ
Ｏ２と共存するＦｅ２Ｏ３が１０００℃程度で還元され
てα・Ｆｅ となり、このα・Ｆｅが１２００℃以上で
炭素を吸収して炭素飽和の溶鉄として存在しこの溶鉄中
の飽和炭素によりＴｉＯ２の還元及び炭化が促進され迅
速にＴＩＣが生成すること、（３）チタン鉄の還元・炭
化を１２００℃以上で行うと、ＴｉＣ炭化物相、金属鉄
相及び酸化物相からなる生成物が得られ、この場合Ｎｂ
、ＺｒはＴｉＣ炭化物相に、Ｓ、Ｐは金属鉄相に濃縮さ
れ、そしてＣｅ、Ｌａ、Ｃａ 及びＡｆｉの酸化物は安
定であるため還元されないでそのまま生成物中に残るこ
と、（４） Ｔ ｉ Ｏ２からの直接塩化は（４２，
ＨＣＱいずレノ塩化剤でも２０００℃以下では無理であ
るが、ＴＩＣのｃｆ１２ガスによる塩化はＴｉＯ２の塩
化よシもかなり低温で反応が進行すること、 （５）上記ＴＩＣの塩化処理とともに、酸処理または磁
選などの処理を組合せると、各成分つまりＴｉ。
ＦｅそしてＮｂ、Ｚｒ、Ｃｅ及びＬａ 等を容易に分
離回収できること、 を見出したのである。
離回収できること、 を見出したのである。
この発明は、上記知見に基いて達成されたものであシ、
シたがって本発明は、チタン鉄から、金属チタンまたは
塩素法酸化チタンの製造に適するチタン原料を抽出する
とともに、鉱石中に含まれている有価成分をも分離回収
するための製錬方法であって： （ａ）チタン鉄に所定量の炭材を配合して十分混合し、 （ｂ） 前記混合物をそのｍ融温度以下の温度で還元
・炭化して、炭化物相、金属鉄相及び主としてＴｉ。
シたがって本発明は、チタン鉄から、金属チタンまたは
塩素法酸化チタンの製造に適するチタン原料を抽出する
とともに、鉱石中に含まれている有価成分をも分離回収
するための製錬方法であって： （ａ）チタン鉄に所定量の炭材を配合して十分混合し、 （ｂ） 前記混合物をそのｍ融温度以下の温度で還元
・炭化して、炭化物相、金属鉄相及び主としてＴｉ。
Ｆｅ以外の成分の酸化物相からなる生成物とし、（ｃ）
前記生成物を解砕した後、生成物をそのまま低温塩
化処理して主にＴｔ（４４とＦθＣ旦３からなる混合塩
化物と塩化残滓とに分離するか、あるいは磁選により磁
着物を除いて非磁着物を採取し、この非磁着物を酸浸出
にかけて鉄分を除いた浸出残渣を低温塩化処理して主に
ＴｉＣ４４からなる塩化物と塩化残滓とに分離し、 （、ｉ） 前記混合塩化物または前記塩化物を分別蒸
溜法により Ｔｉ（Ｊ４ 、Ｆ’ｏ（４３，ＮｂＣｆ１
５及びｚｒｃｐ４をそれぞれ分別し、 （ｅ）前記塩化残滓をＣｅ、Ｌａの抽出原料に供する鴬
諸工程からなることを特徴とするチタン鉱の製錬方法、
並びに、 チタン鉱から、金属チタンまたは塩素法酸化チタンの製
造に適するチタン原料を抽出するとともに、鉱石中に含
まれている有価成分をも分離回収するための製錬方法で
あって： （ａ） チタン鉱に所定量の炭材を配合して十分混合
し、 （ｂ） 前記混合物をその溶融温度以上の温度で還元
・炭化して、ＴｉＣ相、金属鉄相及び主としてＴＩ、Ｆ
ｅ以外の成分の酸化物相からなる生成物とし、（ｃ）前
記生成物を機械的剥離により、炭化物相、金属鉄相及び
酸化物相を分離し、 （ｄ）前記炭化物相を低温塩化処理して、主にＴｘＣＬ
からなる塩化物と塩化残滓とに分離し、（ｅ）前記塩化
物を分別蒸溜法によりＴｔＣ４４、ＮｂＣＱ５及びＺｒ
Ｃｌ２ をそれぞれ分別し、 （ｆ） 前記塩化残滓をＣｅ、Ｌａの抽出原料に供す
る、諸工程からなることを特徴とするチタン鉱の製錬方
法、である。
前記生成物を解砕した後、生成物をそのまま低温塩
化処理して主にＴｔ（４４とＦθＣ旦３からなる混合塩
化物と塩化残滓とに分離するか、あるいは磁選により磁
着物を除いて非磁着物を採取し、この非磁着物を酸浸出
にかけて鉄分を除いた浸出残渣を低温塩化処理して主に
ＴｉＣ４４からなる塩化物と塩化残滓とに分離し、 （、ｉ） 前記混合塩化物または前記塩化物を分別蒸
溜法により Ｔｉ（Ｊ４ 、Ｆ’ｏ（４３，ＮｂＣｆ１
５及びｚｒｃｐ４をそれぞれ分別し、 （ｅ）前記塩化残滓をＣｅ、Ｌａの抽出原料に供する鴬
諸工程からなることを特徴とするチタン鉱の製錬方法、
並びに、 チタン鉱から、金属チタンまたは塩素法酸化チタンの製
造に適するチタン原料を抽出するとともに、鉱石中に含
まれている有価成分をも分離回収するための製錬方法で
あって： （ａ） チタン鉱に所定量の炭材を配合して十分混合
し、 （ｂ） 前記混合物をその溶融温度以上の温度で還元
・炭化して、ＴｉＣ相、金属鉄相及び主としてＴＩ、Ｆ
ｅ以外の成分の酸化物相からなる生成物とし、（ｃ）前
記生成物を機械的剥離により、炭化物相、金属鉄相及び
酸化物相を分離し、 （ｄ）前記炭化物相を低温塩化処理して、主にＴｘＣＬ
からなる塩化物と塩化残滓とに分離し、（ｅ）前記塩化
物を分別蒸溜法によりＴｔＣ４４、ＮｂＣＱ５及びＺｒ
Ｃｌ２ をそれぞれ分別し、 （ｆ） 前記塩化残滓をＣｅ、Ｌａの抽出原料に供す
る、諸工程からなることを特徴とするチタン鉱の製錬方
法、である。
本発明の方法は前記提案されている発明、またその他の
従来提案されているＴ１含有鉱石の処理法とは、思想を
全く異にするものである。
従来提案されているＴ１含有鉱石の処理法とは、思想を
全く異にするものである。
すなわち、第１段階として、アナターゼ鉱に含まれてい
るＴｉＯ２及びＦｅ２Ｏ３を夫々ＴｉＣ及び金属鉄に還
元するのに必要とされる量（以下炭素当量と称する）の
炭材を同鉱石に混合したのち、１２００℃以上で還元・
炭化を行い、まずＴＩＣと金属鉄を生成するものである
。この場合、鉱石中のＣｅ、Ｌａ、Ｃａ 及びＡｆｉの
酸化物は安定であることから還元されず酸化物のままで
生成物中に残る。
るＴｉＯ２及びＦｅ２Ｏ３を夫々ＴｉＣ及び金属鉄に還
元するのに必要とされる量（以下炭素当量と称する）の
炭材を同鉱石に混合したのち、１２００℃以上で還元・
炭化を行い、まずＴＩＣと金属鉄を生成するものである
。この場合、鉱石中のＣｅ、Ｌａ、Ｃａ 及びＡｆｉの
酸化物は安定であることから還元されず酸化物のままで
生成物中に残る。
次に、上記還元・炭化生成物を、第２段階以降では塩化
、酸浸出、または磁選などの方法を用い、各成分つま！
’ ＴｌＶｅｐそしてＮｂ、Ｚｒ、Ｃｏ、Ｌａ等を各々
分離回収するというものである。
、酸浸出、または磁選などの方法を用い、各成分つま！
’ ＴｌＶｅｐそしてＮｂ、Ｚｒ、Ｃｏ、Ｌａ等を各々
分離回収するというものである。
前記の還元・炭化工程及び分離回収工程を本発明の好適
な処理工程として示す第１図及び第２図の処理系統図に
従って以下に説明する。第１図は炭材を配合した混合物
の還元・炭化が１２００℃以上でかつこの混合物の溶融
温度以下で実施される場合のものであり、第２図は還元
・炭化が溶融温度以上、つまシ溶融状態で行われる場合
に関するものである。
な処理工程として示す第１図及び第２図の処理系統図に
従って以下に説明する。第１図は炭材を配合した混合物
の還元・炭化が１２００℃以上でかつこの混合物の溶融
温度以下で実施される場合のものであり、第２図は還元
・炭化が溶融温度以上、つまシ溶融状態で行われる場合
に関するものである。
■ 還元・炭化工程
アナターゼ鉱の還元・炭化を行うに先立って、試薬酸化
物を用いて還元実験を行った。すなわち、ＴｉＯ２単味
及び（Ｔｉ０２十Ｆθ２０３）混合酸化物（ＴＩＣ２，
／Ｆθ２０３ 比をアナターゼ鉱（Ｔｉ０２：３６．
２％ 、 Ｆｅ２Ｏ３：４３．５％）の場合と同じにし
た〕を用いてＦｅの存在によｐ ＴｉＯ２の還元がよシ
促進されるかどうかを調査した。第３図は炭素当量を１
．０とし、各温度で夫々３時間遠元処理した場合の還元
率を示しだものであシ、Ｘ印はＴｉＯ２単味の場合、○
印は上記混合酸化物の場合である。なお図中・印は混合
酸化物の各還元率からＦｅ２Ｏ３が全てα・Ｆｅまで還
元されていると考えた場合に、共存するＴｉＯ２はどこ
まで還元されたが、その還元率を算定したものであって
、１３００’Ｃで９０係近く還元されていることがわか
る。
物を用いて還元実験を行った。すなわち、ＴｉＯ２単味
及び（Ｔｉ０２十Ｆθ２０３）混合酸化物（ＴＩＣ２，
／Ｆθ２０３ 比をアナターゼ鉱（Ｔｉ０２：３６．
２％ 、 Ｆｅ２Ｏ３：４３．５％）の場合と同じにし
た〕を用いてＦｅの存在によｐ ＴｉＯ２の還元がよシ
促進されるかどうかを調査した。第３図は炭素当量を１
．０とし、各温度で夫々３時間遠元処理した場合の還元
率を示しだものであシ、Ｘ印はＴｉＯ２単味の場合、○
印は上記混合酸化物の場合である。なお図中・印は混合
酸化物の各還元率からＦｅ２Ｏ３が全てα・Ｆｅまで還
元されていると考えた場合に、共存するＴｉＯ２はどこ
まで還元されたが、その還元率を算定したものであって
、１３００’Ｃで９０係近く還元されていることがわか
る。
以上、Ｆｅが共存することでＴｉＯ２がより還元されや
すい状況になることが判明した。この理由としては、単
味のＴｉＯ２と炭素との固−同反応の場合よシも混合酸
化物の場合には、１ｏ００’ｃ程度で還元されたＦ’［
３が炭素を吸収して融点が低下することで１２００℃以
上では炭素飽和の芯鉄として存在し、これがＴｉＯ２と
接触し、芯鉄中の炭素により還元がよシ促進されるもの
と考へられる。
すい状況になることが判明した。この理由としては、単
味のＴｉＯ２と炭素との固−同反応の場合よシも混合酸
化物の場合には、１ｏ００’ｃ程度で還元されたＦ’［
３が炭素を吸収して融点が低下することで１２００℃以
上では炭素飽和の芯鉄として存在し、これがＴｉＯ２と
接触し、芯鉄中の炭素により還元がよシ促進されるもの
と考へられる。
第１図に示す処理方法によれば、アナターゼ鉱に所定の
炭材を配合して十分混合した後、好ましくはベレット化
して、１２００℃以上でかつこの混合物が浴融する温度
以下の温度で還元・炭化を行い、鉱石中に含まれるＴｉ
Ｏ２及びＦｅ２Ｏ３を夫々ＴｉＣ及び金属鉄として、ま
たＣｅ、Ｌａ、Ｃａ、Ａｉなどはそのまま酸化物として
含まれる生成物を得る。上記炭材としてはコークス、黒
鉛、木炭などが用いられ、配合量はＴｌＣ２及びＦｅ２
Ｏ３ｔ−夫々ＴｉＣ及び金属鉄にするのに必要な炭素量
（炭素当量）またはそれよシ過剰な量とし、好ましくは
必要量の１，２〜１．５倍量である。
炭材を配合して十分混合した後、好ましくはベレット化
して、１２００℃以上でかつこの混合物が浴融する温度
以下の温度で還元・炭化を行い、鉱石中に含まれるＴｉ
Ｏ２及びＦｅ２Ｏ３を夫々ＴｉＣ及び金属鉄として、ま
たＣｅ、Ｌａ、Ｃａ、Ａｉなどはそのまま酸化物として
含まれる生成物を得る。上記炭材としてはコークス、黒
鉛、木炭などが用いられ、配合量はＴｌＣ２及びＦｅ２
Ｏ３ｔ−夫々ＴｉＣ及び金属鉄にするのに必要な炭素量
（炭素当量）またはそれよシ過剰な量とし、好ましくは
必要量の１，２〜１．５倍量である。
この還元・炭化反応（以下固相還元と称する）では前記
還元試験で述べたように、酸化鉄は１０００℃程度で還
元されて鉄となるが、１２００℃以上では炭素を吸収し
、融点が降下し、炭素飽和の溶鉄として存在し、この溶
鉄中の飽和炭素によりＴｉＯ２の還元および炭化が促進
され、迅速にＴｔＣが生成する。なおＣｅ、Ｌａ、Ａｉ
、Ｃａの酸化物は被還元性の相違により還元されないで
酸化物相として、炭化物相、金属鉄相とは別に生成物中
に残るが、鉱石中に含まれているＮｂ 、 Ｚｒは主に
ＴＩＣからなる炭化物相に、Ｔ１及びＴｉＯ２に対して
有害不純物であるＰは金属鉄相にＳｌとともに夫々分配
される。
還元試験で述べたように、酸化鉄は１０００℃程度で還
元されて鉄となるが、１２００℃以上では炭素を吸収し
、融点が降下し、炭素飽和の溶鉄として存在し、この溶
鉄中の飽和炭素によりＴｉＯ２の還元および炭化が促進
され、迅速にＴｔＣが生成する。なおＣｅ、Ｌａ、Ａｉ
、Ｃａの酸化物は被還元性の相違により還元されないで
酸化物相として、炭化物相、金属鉄相とは別に生成物中
に残るが、鉱石中に含まれているＮｂ 、 Ｚｒは主に
ＴＩＣからなる炭化物相に、Ｔ１及びＴｉＯ２に対して
有害不純物であるＰは金属鉄相にＳｌとともに夫々分配
される。
前記固相還元には、加熱炉として例えばロータリーキル
ンを用いて１２００〜１３００℃の温度で実施すること
ができる。第４図（ａ）はシリコニット電気炉を用いた
固相還元（１３００℃、３時間処理）により得られた生
成物の粒子構造を示す走査型電子顕微鏡写真、同（ｌｘ
、１図はその説明図であり、ＴｌＣ相（Ａ）、α−Ｆｅ
相回及び酸化物相（ｃ）が分離されてはいるが各相は互
いに入シ込んで混り合っているのが判る。一方比較のた
めに示した第５図（ａ）（ｂ）は１１００℃で固相還元
を行った場合の走査型電子顕微鏡写真及びその説明図で
、ＡはＴ１酸化物相、Ｂはα−Ｆｅ相である。１１００
℃では上記のような３相が明確に形成されるまでに到ら
ず、前記の還元・炭化反応を進めるには、前述の炭素飽
和の溶鉄の作用から推して１２００’Ｃ以上の温度が必
要であることが判る。
ンを用いて１２００〜１３００℃の温度で実施すること
ができる。第４図（ａ）はシリコニット電気炉を用いた
固相還元（１３００℃、３時間処理）により得られた生
成物の粒子構造を示す走査型電子顕微鏡写真、同（ｌｘ
、１図はその説明図であり、ＴｌＣ相（Ａ）、α−Ｆｅ
相回及び酸化物相（ｃ）が分離されてはいるが各相は互
いに入シ込んで混り合っているのが判る。一方比較のた
めに示した第５図（ａ）（ｂ）は１１００℃で固相還元
を行った場合の走査型電子顕微鏡写真及びその説明図で
、ＡはＴ１酸化物相、Ｂはα−Ｆｅ相である。１１００
℃では上記のような３相が明確に形成されるまでに到ら
ず、前記の還元・炭化反応を進めるには、前述の炭素飽
和の溶鉄の作用から推して１２００’Ｃ以上の温度が必
要であることが判る。
一方、第２図の処理系統図に示したように、加熱炉とし
てアーク炉またはプラズマアーク炉を用いて、前記混合
物をその混合物の溶融する温度以上（以下溶融還元と称
する）、つまシ溶融状態例えば２０００℃以上、で還元
・炭化を行うと、前記固相還元の場合よシも還元反応が
一層迅速に進行する。具体的には、溶融状態で反応が進
むに伴い、ＴＩＣは溶鉄への固溶度が小さいことがら固
相として分離析出し、また酸化物相はいわゆるスラグ相
となって融体上に浮上分離する。
てアーク炉またはプラズマアーク炉を用いて、前記混合
物をその混合物の溶融する温度以上（以下溶融還元と称
する）、つまシ溶融状態例えば２０００℃以上、で還元
・炭化を行うと、前記固相還元の場合よシも還元反応が
一層迅速に進行する。具体的には、溶融状態で反応が進
むに伴い、ＴＩＣは溶鉄への固溶度が小さいことがら固
相として分離析出し、また酸化物相はいわゆるスラグ相
となって融体上に浮上分離する。
したがって、金属鉄相、ＴｉＣ炭化物相及び酸化物相が
それぞれ層状に分離するので冷却後、機械的剥離により
各相を分離回収するか、あるいは溶融状態の時点で溶融
鉄及び溶融スラブを炉外に排出すれば、前記同相還元の
場合よりも処理が簡易かつ容易である。
それぞれ層状に分離するので冷却後、機械的剥離により
各相を分離回収するか、あるいは溶融状態の時点で溶融
鉄及び溶融スラブを炉外に排出すれば、前記同相還元の
場合よりも処理が簡易かつ容易である。
■ 分離回収工程
上述の固相還元により得られた生成物はボールミルなど
を用いて解砕されたのち、３００℃程度の温度で低温塩
化処理される。塩素ガスによるＴｌＣの塩化は、一般に
８００℃以上の高温で行われるＴｉＯ２の塩化と比較し
て、より低温の３００℃程度で土丹塩化反応が進行し、
ＴｔＣＬが得られる。また金属鉄も３００℃程度で容易
に塩化されＦｅＣＱ３ となることから、この場合には
ＴｉＣｆ１４−ＦｅＣｌ３ の混合塩化物が得られる
ことになる。
を用いて解砕されたのち、３００℃程度の温度で低温塩
化処理される。塩素ガスによるＴｌＣの塩化は、一般に
８００℃以上の高温で行われるＴｉＯ２の塩化と比較し
て、より低温の３００℃程度で土丹塩化反応が進行し、
ＴｔＣＬが得られる。また金属鉄も３００℃程度で容易
に塩化されＦｅＣＱ３ となることから、この場合には
ＴｉＣｆ１４−ＦｅＣｌ３ の混合塩化物が得られる
ことになる。
一方、Ｃｅ、Ｌａなどを含む酸化物は３００℃程度の塩
化温度では、たとえ炭材が共存したとしても塩化されず
残滓中に残シ、塩化されるＴ１成分及びＦθ酸成分分離
される。つｔｐ塩化残滓中には炭材と酸化物相が残るの
で、これを空気中でか焼して炭材をｃＯ２として排除す
ることで、Ｃｅ及びＬａが濃縮された混合酸化物（ｃａ
Ｏ、ｋｌ ２０３なども含まれる）が得られ、これをｃ
ｅ及びＬａ の回収原料に供することができる。
化温度では、たとえ炭材が共存したとしても塩化されず
残滓中に残シ、塩化されるＴ１成分及びＦθ酸成分分離
される。つｔｐ塩化残滓中には炭材と酸化物相が残るの
で、これを空気中でか焼して炭材をｃＯ２として排除す
ることで、Ｃｅ及びＬａが濃縮された混合酸化物（ｃａ
Ｏ、ｋｌ ２０３なども含まれる）が得られ、これをｃ
ｅ及びＬａ の回収原料に供することができる。
次に、低温塩化により得られたＴｉＣＮ４−ＦθＣ氾３
混合塩化物については、ＴｉＣ４ｉ４の蒸気圧がＦｅＣ
ｌ３の・蒸気圧より大きいことを利用して容易に分溜で
き、またこの混合塩化物中には少量のＮｂＣＱｓ＋Ｚｒ
Ｃ４４，５ｉＣｆｉ４ などが含まれるが、これらも蒸
留温度差を利用した慣用の分溜法により分離回収される
。
混合塩化物については、ＴｉＣ４ｉ４の蒸気圧がＦｅＣ
ｌ３の・蒸気圧より大きいことを利用して容易に分溜で
き、またこの混合塩化物中には少量のＮｂＣＱｓ＋Ｚｒ
Ｃ４４，５ｉＣｆｉ４ などが含まれるが、これらも蒸
留温度差を利用した慣用の分溜法により分離回収される
。
上記の固相還元による生成物をそのまま低温塩化処理す
る方法とは別に、よシ好ましくは以下に示すような方法
で処理できる。すなわち、ＴｉＣ炭化物相、金属鉄相及
び酸化物相からなる前記生成物をまず磁選にかけること
により鉱石中の大部分の鉄分を脱鉄することができ、さ
らに非磁性部中に残留している鉄分を酸浸出することに
よりＴｉｃ及び酸化物相が回収される。次いでこれを低
温塩化処理することでＴｉＣは選択的に塩化され、Ｔｉ
Ｃｌ２が回収される。一方、酸化物は塩化残滓中に残り
、Ｃｅ、Ｌａの原料となることは前述の通りである。
る方法とは別に、よシ好ましくは以下に示すような方法
で処理できる。すなわち、ＴｉＣ炭化物相、金属鉄相及
び酸化物相からなる前記生成物をまず磁選にかけること
により鉱石中の大部分の鉄分を脱鉄することができ、さ
らに非磁性部中に残留している鉄分を酸浸出することに
よりＴｉｃ及び酸化物相が回収される。次いでこれを低
温塩化処理することでＴｉＣは選択的に塩化され、Ｔｉ
Ｃｌ２が回収される。一方、酸化物は塩化残滓中に残り
、Ｃｅ、Ｌａの原料となることは前述の通りである。
前記溶融還元で得られた生成物については、前述のよう
に容易に炭化物相、金属鉄相及び酸化物相に分離される
ので、第２図に示されているようにＴｉＣ炭化物相は塩
素ガスを用いる３００℃程度の低温塩化処理によＪＴｉ
Ｃｉ４ が回収される。
に容易に炭化物相、金属鉄相及び酸化物相に分離される
ので、第２図に示されているようにＴｉＣ炭化物相は塩
素ガスを用いる３００℃程度の低温塩化処理によＪＴｉ
Ｃｉ４ が回収される。
この場合炭化物相に少量含まれているＮｂＣｌ５゜Ｚｒ
ＣＦ！４ も回収ＴｉＣｆ１４に含まれるが、蒸気圧差
を利用した慣用の分溜法により夫々回収される。
ＣＦ！４ も回収ＴｉＣｆ１４に含まれるが、蒸気圧差
を利用した慣用の分溜法により夫々回収される。
また酸化物相がＣｅ及びＬａ の原料となることは固
相還元の場合と同様である。
相還元の場合と同様である。
次に、この発明を実施例によって説明する。
実施例１
第１表に示す化学組成のアナターゼ鉱（ブラジル産）を
湿式ボールミルを用い振動篩との閉回路にて２００メツ
シユ以下に粉砕したのち、これを渥過脱水して水分５％
程度に乾燥した。この乾燥鉱に対して約４０％の微粉黒
鉛（炭素当量１．３７に相当する）を配合して十分混合
した後、皿型造粒機で径５〜１０Ｗｒ！ｎの４レツトに
造粒した。
湿式ボールミルを用い振動篩との閉回路にて２００メツ
シユ以下に粉砕したのち、これを渥過脱水して水分５％
程度に乾燥した。この乾燥鉱に対して約４０％の微粉黒
鉛（炭素当量１．３７に相当する）を配合して十分混合
した後、皿型造粒機で径５〜１０Ｗｒ！ｎの４レツトに
造粒した。
上記造粒物は次いでロータリーキルンを用いて１３００
℃、１時間加熱されて還元・炭化処理され、得られた生
成物をさらに解砕粉化した。
℃、１時間加熱されて還元・炭化処理され、得られた生
成物をさらに解砕粉化した。
第１表
次いで上記解砕物の５ｋｇ採取し、６００ガウスの磁場
を有する乾式磁選機にかけて磁着物として金属鉄２．１
８ｋｇを除いて非に着物２．８２籾を採取した。この非
磁着物中に残留している鉄分を除くためにさらに５ Ｎ
、Ｈ２ＳＯ４にて浸出処理し、温水にて洗滌して浸出残
ｉ２．５７ｋｇ（乾量）を得た。
を有する乾式磁選機にかけて磁着物として金属鉄２．１
８ｋｇを除いて非に着物２．８２籾を採取した。この非
磁着物中に残留している鉄分を除くためにさらに５ Ｎ
、Ｈ２ＳＯ４にて浸出処理し、温水にて洗滌して浸出残
ｉ２．５７ｋｇ（乾量）を得た。
次いでこの酸浸出残渣を３００℃において攪拌しながら
これに塩素ガスを通じて低温塩素化処理を行った。終了
後０，６１の水で洗滌して得られた混合塩化物浴液６．
６ ｋ！？中の各成分組成は第２表の通シであった。塩
化後の残滓（約０．７ ｋ！？ ）は主として酸化物群
からなり、その組成は第３表の通りであって、これらは
Ｃｃ Ｏ２やＬａ２Ｏ３の原料に供された。
これに塩素ガスを通じて低温塩素化処理を行った。終了
後０，６１の水で洗滌して得られた混合塩化物浴液６．
６ ｋ！？中の各成分組成は第２表の通シであった。塩
化後の残滓（約０．７ ｋ！？ ）は主として酸化物群
からなり、その組成は第３表の通りであって、これらは
Ｃｃ Ｏ２やＬａ２Ｏ３の原料に供された。
なお、塩化処理によって’ｒ１ｃＩＬ４として得られた
で１分の回収率は約９５チであり、同様に塩化物として
得られたＮｂやＺｒについても同様であった。
で１分の回収率は約９５チであり、同様に塩化物として
得られたＮｂやＺｒについても同様であった。
上記混合塩化物溶液中の各塩化物は下記のように夫々蒸
気圧が異ることから慣用の分溜装置を用いて各成分を分
溜した。
気圧が異ることから慣用の分溜装置を用いて各成分を分
溜した。
ＴｉＣｌ４・・・融点ニー２３℃、沸点：１３６．４℃
ＮｂＣＱ４・−融点：２０５℃、沸点：２５０’ＣＺｒ
Ｃｌ４ ・・・融点：４３７℃ すなわち、ＴｉＣｌ４の蒸気圧が高いことから、まず１
００℃程度に上記溶液を加温して、ＴｉＣで４を系外に
出し、これを０℃以下に冷却することによりＴ ｉ Ｃ
ｌ ４ を分離回収した。またＮｂＣｌ５及びＺｒＣｌ
４ についても夫々温度を変えることにより分離回収
した。
ＮｂＣＱ４・−融点：２０５℃、沸点：２５０’ＣＺｒ
Ｃｌ４ ・・・融点：４３７℃ すなわち、ＴｉＣｌ４の蒸気圧が高いことから、まず１
００℃程度に上記溶液を加温して、ＴｉＣで４を系外に
出し、これを０℃以下に冷却することによりＴ ｉ Ｃ
ｌ ４ を分離回収した。またＮｂＣｌ５及びＺｒＣｌ
４ についても夫々温度を変えることにより分離回収
した。
分溜後得られた各金属塩化物は夫々周知の方法、例えば
Ｍｇによる還元法等に供する原料とすることができる。
Ｍｇによる還元法等に供する原料とすることができる。
一方、前述のような磁選または酸浸出による脱鉄を実施
しないで、前記還元炭化生成物に対して直接塩化処理を
施した。
しないで、前記還元炭化生成物に対して直接塩化処理を
施した。
すなわち、前記解砕物の５ゆを採取し、前回と同様に塩
素ガスを通じて低温塩素化処理を行った。
素ガスを通じて低温塩素化処理を行った。
終了後１．３ ｆｉの水で洗滌して得られた混合塩化物
溶液１４．５１！’Ｆの各成分組成は第４表の通りでち
り、塩化後の残滓（約０．７ｋｇ）は前回同様ＣｅＯ２
やＬａ２Ｏ３の原料とされた。
溶液１４．５１！’Ｆの各成分組成は第４表の通りでち
り、塩化後の残滓（約０．７ｋｇ）は前回同様ＣｅＯ２
やＬａ２Ｏ３の原料とされた。
なお塩化処理によって塩化物として得られる各成分の回
収率は前回同様約９５％であった。
収率は前回同様約９５％であった。
直接塩化処理の場合には前述の脱鉄したのちに塩化処理
を行う場合に比べて約２倍の塩素ガスを必要とする。
を行う場合に比べて約２倍の塩素ガスを必要とする。
上記の主として（’ｒｉｃ！Ｌ４−ＦｅＣｈ ）系から
なる混合塩化物の分溜は、ＦｅＣｌ３が融点：３００℃
、沸点３１７℃を有するので、まずＴｉＣＱ４ｆ系外に
出し分離したのち、久いでＮｂＣＪｊ ５ 、 ＺｒＣ
Ｑ ４とＦｅＣｌ３ についてはＦｅＣｆ１３ ｆ、
ＦｅＣｆ１３（融点：６７２℃、沸点：１０２４℃
で非常に蒸気圧が小さい）に還元した後、夫々各成分を
分離回収した。
なる混合塩化物の分溜は、ＦｅＣｌ３が融点：３００℃
、沸点３１７℃を有するので、まずＴｉＣＱ４ｆ系外に
出し分離したのち、久いでＮｂＣＪｊ ５ 、 ＺｒＣ
Ｑ ４とＦｅＣｌ３ についてはＦｅＣｆ１３ ｆ、
ＦｅＣｆ１３（融点：６７２℃、沸点：１０２４℃
で非常に蒸気圧が小さい）に還元した後、夫々各成分を
分離回収した。
実施例２
第１表に示すアナターゼ鉱を実施例１と同じ要領ではレ
ットに造粒した。
ットに造粒した。
上記造粒物を次いでプラズマアーク炉で２０００℃、０
．５時間処理して還元炭化生成物を得た。生成物は浴融
状態で酸化物スラブ相、炭化物相（同相を形成する）及
び金属鉄相が明確な層状を呈して形成されており、冷却
後機械的剥離によって各層を分離した。これら各層の重
量比はほぼ１：４：５で、その組成は第５表〜第７表の
通υであった。
．５時間処理して還元炭化生成物を得た。生成物は浴融
状態で酸化物スラブ相、炭化物相（同相を形成する）及
び金属鉄相が明確な層状を呈して形成されており、冷却
後機械的剥離によって各層を分離した。これら各層の重
量比はほぼ１：４：５で、その組成は第５表〜第７表の
通υであった。
第５表 炭化物相の組成
第６我 金属鉄相の組成
第７表 酸化物相の組成
久いで、省祠鉄相及び酸化物相（スラグ相）を排除した
後、炭化物相を実施例１の脱鉄後の低温塩化と同様に処
理して混合塩化物浴液とし、さらに分溜操作を行い’ｒ
１ｃ１４．Ｎｂｃ１５及びＺｒＣｌ４を分離回収した。
後、炭化物相を実施例１の脱鉄後の低温塩化と同様に処
理して混合塩化物浴液とし、さらに分溜操作を行い’ｒ
１ｃ１４．Ｎｂｃ１５及びＺｒＣｌ４を分離回収した。
第７表に示した酸化物スラグ相はＣｏ及びＬａの原料と
した。
した。
なお、上記各塩化物としての４ｇ成分の回収率は、前記
の還元・炭化工程が溶融状態で迅速に反応が進行したの
で、いずれも９８％以上の値が得られた。
の還元・炭化工程が溶融状態で迅速に反応が進行したの
で、いずれも９８％以上の値が得られた。
発明の詳細
な説明したように、本発明の方法は、従来のチタン鉱の
製錬方法とは異シ、アナターゼ、鉱の処理に当って、鉱
石中のＴｉＯ２を一旧ＴＩＣの形にしてその後の塩化回
収処理を極めて容易にし、しかもＴｉＯ２と共存するＦ
ｅ２Ｏ３から生成する辱鉄によってＴｉＯ２の還元・炭
化を促進せしめるという点に特徴を有するので、その結
果高品位チタン化合物は勿論他のＮｂ 、 Ｚｒ など
の有価成分を高収率で回収することができる。本発明の
方法はまた鉱石中に含まれるＣｅやＬａなどの希金属成
分の濃縮方法をも提供するものである。
製錬方法とは異シ、アナターゼ、鉱の処理に当って、鉱
石中のＴｉＯ２を一旧ＴＩＣの形にしてその後の塩化回
収処理を極めて容易にし、しかもＴｉＯ２と共存するＦ
ｅ２Ｏ３から生成する辱鉄によってＴｉＯ２の還元・炭
化を促進せしめるという点に特徴を有するので、その結
果高品位チタン化合物は勿論他のＮｂ 、 Ｚｒ など
の有価成分を高収率で回収することができる。本発明の
方法はまた鉱石中に含まれるＣｅやＬａなどの希金属成
分の濃縮方法をも提供するものである。
以上、本明細書ではアナターゼ鉱について記載されてい
るが本発明の方法が有価成分を含有する他のチタン鉱に
も用い得ることは当業者にとって容易に理解されよう。
るが本発明の方法が有価成分を含有する他のチタン鉱に
も用い得ることは当業者にとって容易に理解されよう。
第１図及び第２図はともに本発明を実施するのに好適な
処理系統図であって、第１図は還元・炭化工程が固相還
元状態で行われる場合、第２図は還元・炭化工程が溶融
還元の状態で行われる場合である。 第３図はＴｉＯ２単味および（Ｔｉ０２＋Ｆｅ２Ｏ３）
の還元実験における還元率の相違を示す図である。 第４図は１３００℃における還元・炭化生成物の粒子構
造を示す走査型電子顕微鏡写真（ａ）及びその説明図（
−ｂ）である。 第５図は１１００℃における還元・炭化生成物の粒子構
造を示す走査型電子顕微鏡写真（ａ）及びその説明図（
ｂ）である。
処理系統図であって、第１図は還元・炭化工程が固相還
元状態で行われる場合、第２図は還元・炭化工程が溶融
還元の状態で行われる場合である。 第３図はＴｉＯ２単味および（Ｔｉ０２＋Ｆｅ２Ｏ３）
の還元実験における還元率の相違を示す図である。 第４図は１３００℃における還元・炭化生成物の粒子構
造を示す走査型電子顕微鏡写真（ａ）及びその説明図（
−ｂ）である。 第５図は１１００℃における還元・炭化生成物の粒子構
造を示す走査型電子顕微鏡写真（ａ）及びその説明図（
ｂ）である。
Claims (9)
- （１）チタン鉱から、金属チタンまたは塩素法酸化チタ
ンの製造に適するチタン原料を抽出するとともに、鉱石
中に含まれている有価成分をも分離回収するための製錬
方法であつて： （ａ）チタン鉱に所定量の炭材を配合して十分混合し、 （ｂ）前記混合物をその溶融温度以下の温度で還元・炭
化して、炭化物相、金属鉄相及び主としてＴｉ、Ｆｅ以
外の成分の酸化物相からなる生成物とし、 （ｃ）前記生成物を解砕した後、生成物をそのまま低温
塩化処理して主にＴｉＣｌ＿４とＦｅＣｌ＿３からなる
混合塩化物と塩化残滓とに分離するか、あるいは、磁選
により磁着物を除いて非磁着物を採取し、この非磁着物
を酸浸出にかけて鉄分を除いた浸出残渣を低温塩化処理
して主にＴｉＣｌ＿４からなる塩化物と塩化残滓とに分
離し、 （ｄ）前記混合塩化物または前記塩化物を分別蒸溜法に
よりＴｉＣｌ＿４、ＦｅＣｌ＿３、ＮｂＣｌ＿５及びＺ
ｒＣｌ＿４をそれぞれ分別し、 （ｅ）前記塩化残滓をＣｅ，Ｌａの抽出原料に供する、
諸工程からなることを特徴とするチタン鉱の製錬方法。 - （２）チタン鉱に混合される前記炭材はコークス、黒鉛
及び木炭のうちの少なくとも１種であつて、その配合量
はチタン鉱に含まれるＴｉＯ＿２及びＦｅ＿２Ｏ＿３を
夫々ＴｉＣ及び金属鉄に還元するのに必要とされる量の
１．２〜１．５倍である、特許請求の範囲第１項に記載
の方法。 - （３）前記還元・炭化がロータリーキルンを用いて１２
００〜１３００℃の温度で行われる、特許請求の範囲第
１項に記載の方法。 - （４）前記磁選処理が５００〜１５００ガウスの磁場内
で行われる、特許請求の範囲第１項に記載の方法。 - （５）前記低温塩化処理が塩素ガスを用いて３００℃近
傍の温度で行われる、特許請求の範囲第１項に記載の方
法。 - （６）チタン鉱から、金属チタンまたは塩素法酸化チタ
ンの製造に適するチタン原料を抽出するとともに、鉱石
中に含まれている有価成分をも分離回収するための製錬
方法であつて： （ａ）チタン鉱に所定量の炭材を配合して十分混合し、 （ｂ）前記混合物をその溶融温度以上の温度で還元・炭
化して、ＴｉＣ相、金属鉄相及び主としてＴｉ、Ｆｅ以
外の成分の酸化物相からなる生成物とし、 （ｃ）前記生成物を機械的剥離により、炭化物相、金属
鉄相及び酸化物相を分離し、 （ｄ）前記炭化物相を低温塩化処理して、主にＴｉＣｌ
＿４からなる塩化物と塩化残滓とに分離し、（ｅ）前記
塩化物を分別蒸溜法によりＴｉＣｌ＿４，ＮｂＣｌＱ＿
５及びＺｒＣｌ＿４をそれぞれ分別し、（ｆ）前記塩化
残滓をＣｅ，Ｌａの抽出原料に供する、 諸工程からなることを特徴とするチタン鉱の製錬方法。 - （７）チタン鉱に混合される前記炭材はコークス、黒鉛
及び木炭のうちの少なくとも１種であつて、その配合量
はチタン鉱に含まれるＴｉＯ＿２及びＦｅ＿２Ｏ＿３を
夫々ＴｉＣ及び金属鉄に還元するのに必要とされる量の
１．２〜１．５倍である、特許請求の範囲第６項に記載
の方法。 - （８）前記還元・炭化が通常のアーク炉、プラズマアー
ク炉またはアルゴンアーク炉を用いて２０００℃以上の
温度で行われる特許請求の範囲第６項に記載の方法。 - （９）前記低温塩化処理が塩素ガスを用いて３００℃近
傍の温度で行われる、特許請求の範囲第６項に記載の方
法。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP61159175A JPS6314826A (ja) | 1986-07-07 | 1986-07-07 | チタン鉱の製錬方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP61159175A JPS6314826A (ja) | 1986-07-07 | 1986-07-07 | チタン鉱の製錬方法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS6314826A true JPS6314826A (ja) | 1988-01-22 |
| JPH029094B2 JPH029094B2 (ja) | 1990-02-28 |
Family
ID=15687933
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP61159175A Granted JPS6314826A (ja) | 1986-07-07 | 1986-07-07 | チタン鉱の製錬方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPS6314826A (ja) |
Cited By (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US6774512B2 (en) * | 2000-07-14 | 2004-08-10 | Nidec Copel Corporation | Claw-pole permanent-magnet stepping motor |
| JP2009046337A (ja) * | 2007-08-16 | 2009-03-05 | Osaka Titanium Technologies Co Ltd | ＴｉＣｌ４の製造方法および装置 |
| CN105217682A (zh) * | 2015-09-15 | 2016-01-06 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 矿渣的氯化法提纯工艺 |
| JP2018159136A (ja) * | 2016-05-16 | 2018-10-11 | Ｊｘ金属株式会社 | レアメタル回収方法 |
| CN111573718A (zh) * | 2020-05-25 | 2020-08-25 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 提钛尾渣的处理方法 |
-
1986
- 1986-07-07 JP JP61159175A patent/JPS6314826A/ja active Granted
Cited By (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US6774512B2 (en) * | 2000-07-14 | 2004-08-10 | Nidec Copel Corporation | Claw-pole permanent-magnet stepping motor |
| JP2009046337A (ja) * | 2007-08-16 | 2009-03-05 | Osaka Titanium Technologies Co Ltd | ＴｉＣｌ４の製造方法および装置 |
| CN105217682A (zh) * | 2015-09-15 | 2016-01-06 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 矿渣的氯化法提纯工艺 |
| JP2018159136A (ja) * | 2016-05-16 | 2018-10-11 | Ｊｘ金属株式会社 | レアメタル回収方法 |
| CN111573718A (zh) * | 2020-05-25 | 2020-08-25 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 提钛尾渣的处理方法 |
| CN111573718B (zh) * | 2020-05-25 | 2022-07-26 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院有限公司 | 提钛尾渣的处理方法 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JPH029094B2 (ja) | 1990-02-28 |
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