Nothing Special   »   [go: up one dir, main page]

JP6727918B2 - Sc recovery method - Google Patents

Sc recovery method Download PDF

Info

Publication number
JP6727918B2
JP6727918B2 JP2016098304A JP2016098304A JP6727918B2 JP 6727918 B2 JP6727918 B2 JP 6727918B2 JP 2016098304 A JP2016098304 A JP 2016098304A JP 2016098304 A JP2016098304 A JP 2016098304A JP 6727918 B2 JP6727918 B2 JP 6727918B2
Authority
JP
Japan
Prior art keywords
flotation
liquid
leaching
residue
concentration
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
Application number
JP2016098304A
Other languages
Japanese (ja)
Other versions
JP2017206721A (en
Inventor
小林 大祐
大祐 小林
昭 吉村
昭 吉村
誠一郎 谷
誠一郎 谷
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
JX Nippon Mining and Metals Corp
Toho Titanium Co Ltd
Original Assignee
JX Nippon Mining and Metals Corp
Toho Titanium Co Ltd
Priority date (The priority date 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 date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by JX Nippon Mining and Metals Corp, Toho Titanium Co Ltd filed Critical JX Nippon Mining and Metals Corp
Priority to JP2016098304A priority Critical patent/JP6727918B2/en
Publication of JP2017206721A publication Critical patent/JP2017206721A/en
Application granted granted Critical
Publication of JP6727918B2 publication Critical patent/JP6727918B2/en
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Classifications

    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Compounds Of Alkaline-Earth Elements, Aluminum Or Rare-Earth Metals (AREA)

Description

本発明はScの回収方法に関する。より具体的には、本発明は、チタン鉱石から四塩化チタンを回収した後の塩化残渣からScを回収する方法に関する。 The present invention relates to a Sc recovery method. More specifically, the present invention relates to a method for recovering Sc from a chloride residue after recovering titanium tetrachloride from titanium ore.

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 refined from titanium ore by the Kroll process. In this Kroll method, titanium ore and coke are put into a fluidized bed reactor, and chlorine gas is blown from the lower part 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.

しかし、チタン鉱石の中には、チタン以外にも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。 However, titanium ore contains useful substances other than titanium. Patent Document 1 discloses a method for recovering a useful metal from a titanium ore. Specifically, a method of chlorinating titanium ore and leaching the obtained residue of the crude chlorination furnace 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 the chlorinated residue with water, it is separated into solid matter and waste liquid, and because solid matter contains unreacted titanium ore and coke, it is returned to the fluidized bed reactor for reuse. Is disclosed.

特開平3−115534号明細書JP-A-3-115534 特開2014−181153号明細書JP-A-2014-181153

上記のように、チタンの精製において、従来廃棄物としていた物を廃棄することなく有用な物質を回収できれば有益である。また、物質を回収する際には、その回収率を向上させること、及び/又は他の不純物の混入を低減できれば更に有益である。 As described above, in refining titanium, it is useful if useful substances can be recovered without discarding what was conventionally a waste. Further, when recovering a substance, it is further beneficial if the recovery rate can be improved and/or contamination of other impurities can be reduced.

上記に鑑みて、本発明では、有用な物質(例えばSc等)を、他の物質の混入(例えばFe)を低減させたうえで回収するための方法を提供することを目的とする。 In view of the above, it is an object of the present invention to provide a method for recovering a useful substance (for example, Sc or the like) after reducing contamination (for example, Fe) with other substances.

上記問題点に鑑みて鋭意研究を行った結果、Feを除去する工程の前に、浮選工程を実施すると良好な結果が得られることを、本発明者は見出した。こうした知見に基づき本発明は一側面において以下のように特定される。
(発明1)
Sc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、浮選後液を得る工程と、
前記尾鉱に対してHCl浸出を行い、それによって、浸出後液を得る工程と、
前記浸出後液に対して、Feを除去する工程と、
前記Fe除去後、前記浸出後液に対して、Scを抽出する工程と
を含み、
前記塩化残渣は、チタン鉱石とコークスと塩素ガスを反応させて気体又は液体状四塩化チタンを生成する際に生じる固体残渣である、
該方法。
(発明2)
発明1に記載の方法であって、浮遊選鉱処理をpH4以下で行う、該方法。
(発明3)
発明1又は2に記載の方法であって、前記浮遊選鉱処理において、浮遊液中のFe濃度を10g/L以下に制御する、該方法。
(発明4)
発明1〜3いずれか1つに記載の方法であって、浮遊選鉱処理をpH2〜3.8で行う、該方法。
As a result of earnest studies in view of the above problems, the present inventor has found that good results can be obtained by performing the flotation step before the step of removing Fe. Based on these findings, the present invention is specified as follows in one aspect.
(Invention 1)
A method of recovering Sc, comprising:
A step of performing flotation treatment on the chloride residue, thereby obtaining tailing, flotation and post-flotation liquor;
Performing HCl leaching on the tailings, thereby obtaining a post-leaching liquor;
Removing Fe from the post-leaching solution;
After the Fe is removed, a step of extracting Sc from the post-leaching liquid is included,
The chloride residue is a solid residue that is produced when reacting titanium ore, coke, and chlorine gas to produce gaseous or liquid titanium tetrachloride,
The method.
(Invention 2)
The method according to invention 1, wherein the flotation treatment is carried out at a pH of 4 or less.
(Invention 3)
The method according to invention 1 or 2, wherein in the flotation treatment, the Fe concentration in the suspension is controlled to 10 g/L or less.
(Invention 4)
The method according to any one of Inventions 1 to 3, wherein the flotation treatment is carried out at pH 2 to 3.8.

本発明は、一側面において、塩化残渣に対して浮遊選鉱処理を行う。これにより、塩化残渣の各成分が尾鉱、浮鉱、浮選後液へと分配される。その際にSc等は主に尾鉱へ分配され、Feは主に浮選後液へ分配される。従って、Scを高効率で回収できる(また、従来行っていたFeを除去する工程の負荷を低減できる)。 The present invention, in one aspect, performs a flotation process on a chloride residue. As a result, each component of the chloride residue is distributed to tailings, floats, and liquid after flotation. At that time, Sc and the like are mainly distributed to tailings, and Fe is mainly distributed to the liquid after flotation. Therefore, Sc can be recovered with high efficiency (and the load of the step of removing Fe, which has been conventionally performed, can be reduced).

本発明は、一側面において、所定のpH範囲で浮遊選鉱処理を行う。これにより、Feの除去率が更に高めることができる。 The present invention, in one aspect, performs a flotation process in a predetermined pH range. Thereby, the Fe removal rate can be further increased.

本発明は、一側面において、浮遊液中のFe濃度を10g/L以下に制御する。これにより、Feの除去率を更に高めることができる。 In one aspect of the present invention, the Fe concentration in the suspension is controlled to 10 g/L or less. As a result, the Fe removal rate can be further increased.

本発明の一実施形態における方法のフロー図である。FIG. 6 is a flow chart of a method in an embodiment of the present invention. 本発明の一実施形態における浮選の結果を表す。7 shows a result of flotation in an embodiment of the present invention. 本発明の一実施形態における浮選のpH依存性を示す。4 shows the pH dependence of flotation in one embodiment of the present invention. 本発明の一実施形態における浮選のFe濃度依存性を示す(コークスの回収)。5 shows the Fe concentration dependence of flotation in one embodiment of the present invention (coke recovery). クロール法についてのフロー図である(従来技術)。It is a flow chart about the crawl method (prior art).

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5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. Chloride residue
1-1. Purification of Titanium Conventionally, titanium is generally purified from titanium ore by the Kroll method. FIG. 5 shows a part of the flow. Charge titanium ore and coke 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 titanium tetrachloride in the gaseous state is sent to the next cooling system and cooled. The cooled titanium tetrachloride becomes liquid and is recovered.

1−2.塩化残渣
気化した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、チタン以外の塩化物(鉄、バナジウム、シリコン等)、未反応のチタン鉱石、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。
1-2. When titanium tetrachloride the residue chloride vaporized is sent to the next cooling system aboard the airflow pulverulent impurities it is sent to the cooling system together. The impurities include chlorides other than titanium (iron, vanadium, silicon, etc.), unreacted titanium 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.

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、様々な元素を有しており、例えば、以下のような元素を含む可能性がある。
Scを50ppm〜150ppm
C(コークス)を10%〜50%
Feを3%〜5%
無論、上記以外の元素、及び/又は上記以外の含有量であっても、本発明を適用することは可能である。
1-3. Quality of Chloride Residue The chloride residue obtained in the above-mentioned process has various elements, and may include the following elements, for example.
Sc 50ppm-150ppm
10% to 50% of C (coke)
Fe 3% to 5%
Of course, the present invention can be applied to elements other than the above and/or contents other than the above.

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。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。
2. Flotation (flotation)
By carrying out flotation (flotation) on the chloride residue, desired substances can be recovered and unwanted substances can be eliminated. More specifically, by carrying out flotation, the substances in the chloride residue can be distributed to tailing, flotation, and post-flotation liquid. Then, the desired substance can be recovered from each fraction. Undesired substances can be distributed to other fractions, thus increasing recovery.

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、4以下、更に好ましくは3.8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. Flotation conditions The following conditions can be adopted as the flotation conditions for the above recovery and removal.
Pulp concentration 200-600 (dry-g/L)
Flotation time 5 to 30 minutes Flotation pH 2 or more (preferably 4 or less, more preferably 3.8 or less)
Collection agent 100 to 300 g/t (preferably 200 to 300 g/t)
Foaming agent 50 to 200 g/t (preferably 100 to 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 scavenger acts to enhance the hydrophobicity of the surface of the target mineral by selectively adsorbing it. The specific substance is not particularly limited, and examples thereof include kerosene. The amount of the scavenger is 100 to 300 g/t (preferably 200 to 300 g/t). If it is less than 100 g/t, floating ore is difficult to obtain, which is not desirable.

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。 A foaming agent is a substance that dissolves in a solvent to stabilize the foam of the solution. Specific examples of the substance include, but are not limited to, methylisobutylcarbinol (MIBC) and pine oil. The amount of the foaming agent is 50 to 200 g/t (preferably 100 to 150 g/t). If it is less than 50 g/t, floating ore is difficult to obtain, which is not desirable.

2−2.浮遊選鉱のpHについて(pHとSc回収の相関)
浮遊選鉱のpHは4以下とするのが好ましい。この理由は、pH4超だとFe水酸化物が沈殿しやすくなるためである(つまり、浮選後液への分配が起こりにくくなる)。また、pHは、2〜3.8にするのが更に好ましい。この理由として、Scの回収率が向上することや、Feの除去率が高まることが挙げられる。
2-2. Flotation pH (Correlation between pH and Sc recovery)
The pH of the flotation is preferably 4 or less. The reason for this is that if the pH exceeds 4, Fe hydroxide tends to precipitate (that is, distribution to the liquid after flotation does not occur easily). Further, the pH is more preferably 2 to 3.8. The reason for this is that the recovery rate of Sc is improved and the removal rate of Fe is increased.

2−3.浮遊選鉱液中のFe濃度について(Fe濃度とScの回収)
また、浮選後液には、上記塩化残渣中のFeが溶解してくる。従って、浮選工程中Fe濃度が上昇する。浮選工程中の浮選液におけるFe濃度は、10g/L以下に制御することが好ましい。これにより、Feの除去が著しく向上する。例えば、Feの除去率90%以上を達成できる。また、浮選工程中の浮選液におけるFe濃度は、9g/L以下にすることが更に好ましい。これにより、Scの回収率が更に向上する。より一層好ましくは、5g/L以下である。これにより、Feの除去率95%以上を達成できる。Fe濃度を一定の濃度以下に制御するためには、浮選液中のFe濃度をモニターし、定期的に浮選液を交換することが望ましい。
2-3. Concentration of Fe in flotation solution (Fe concentration and Sc recovery)
Further, Fe in the chloride residue is dissolved in the liquid after flotation. Therefore, the Fe concentration increases during the flotation process. The Fe concentration in the flotation liquid during the flotation step is preferably controlled to 10 g/L or less. This significantly improves the removal of Fe. For example, a removal rate of Fe of 90% or more can be achieved. Further, the Fe concentration in the flotation liquid during the flotation step is more preferably 9 g/L or less. Thereby, the recovery rate of Sc is further improved. Even more preferably, it is 5 g/L or less. Thereby, the Fe removal rate of 95% or more can be achieved. In order to control the Fe concentration below a certain concentration, it is desirable to monitor the Fe concentration in the flotation liquid and periodically replace the flotation liquid.

3.浮遊選鉱処理後
3−1.尾鉱
浮選工程を経ると、泡にトラップされなかった固形物は、底に沈殿する。この沈殿を尾鉱と呼ぶ。上記浮選工程を経て得られた尾鉱は、塩化残渣と比べて、Feやコークスが大幅に除去されている。従って、後に行われるFe除去工程の負荷を軽減させることができる。また、Scやレアアースの回収率を向上させることができる。尾鉱については、後述する浸出工程によりScやレアアースの回収を行うことができる。
3. After flotation processing
3-1. After the tailing flotation process, solids not trapped in the foam settle to the bottom. This precipitate is called tailing. Fe and coke are largely removed from the tailings obtained through the flotation process, as compared with the chloride residue. Therefore, it is possible to reduce the load of the Fe removal process performed later. Moreover, the recovery rate of Sc and rare earth can be improved. For tailings, Sc and rare earths can be recovered by the leaching step described later.

3−2.浮遊精鉱(浮鉱)
浮選工程を経ると、泡にトラップされた固形物が得られる。このトラップされた固形物を浮遊精鉱(浮鉱)と呼ぶ。上記浮選工程を経て得られた浮鉱は、塩化残渣由来のコークスが主に分配されている。
3-2. Floating concentrate
After the flotation step, a solid substance trapped in bubbles is obtained. This trapped solid material is called floating concentrate (floating ore). In the float ore obtained through the above flotation step, coke derived from chloride residue is mainly distributed.

3−3.浮選後液
浮選工程を経ると、浮選後液には、上記塩化残渣由来の特定の成分が溶解する。例えば、塩化残渣中のFeは、浮選後液に溶解することができる。塩化残渣から浮選後液に分配されたFeの割合(分配率)について、90%以上を達成できる。換言すれば、尾鉱や浮鉱にはFeは殆ど分配されない。Feは、塩化残渣から有用な物質(例えばSc等)を回収する際に、除去対象となる物質である。従って、その後のFeを除去する工程の負荷を軽減することができる。
3-3. Liquid after Flotation After the flotation step, the specific component derived from the chloride residue is dissolved in the liquid after flotation. For example, Fe in the chloride residue can be dissolved in the liquid after flotation. With respect to the proportion (distribution rate) of Fe distributed from the chloride residue to the liquid after flotation, 90% or more can be achieved. In other words, Fe is hardly distributed to tailings and floats. Fe is a substance to be removed when recovering a useful substance (such as Sc) from the chloride residue. Therefore, the load of the subsequent step of removing Fe can be reduced.

4.尾鉱の処理
4−1.HCl浸出
従来は、塩化残渣に対してHCl浸出処理を直接行い、塩化残渣内の対象成分を抽出していた。しかし、本発明の方法では、HCl浸出処理を行う前に、塩化残渣を浮選処理する工程を含む。そして、浮選処理後の尾鉱に対してHCl浸出処理を行う。
4. Tailing treatment
4-1. HCl leaching Conventionally, HCl leaching treatment was directly performed on the chloride residue to extract the target component in the chloride residue. However, the method of the present invention includes a step of performing a flotation treatment on the chloride residue before performing the HCl leaching treatment. Then, HCl leaching treatment is performed on the tailings after the flotation treatment.

浸出処理は、具体的には以下の条件で行うことができる。
溶液成分
HCl 0.1〜8 mol/L
時間 0.5〜5時間
温度 常温〜60℃
The leaching process can be specifically performed under the following conditions.
Solution component HCl 0.1-8 mol/L
Time 0.5 to 5 hours Temperature Normal temperature to 60°C

4−2.Fe抽出
浸出後液には、ScやFeなどの成分が含まれる。Scを回収する際、Feは不要成分として除去することが望まれる。そこで、更に浸出後液からFeを抽出する処理を行うことができる。具体的な方法としては、特に限定されないが、例えば、トリブチルフォスフェート(Tri−butyl phosphate、TBP)を用いると、油相側にFeが抽出される。その後、油相側のFeは逆抽出される。そして、逆抽出後液は廃水となる。
4-2. The solution after Fe extraction and leaching contains components such as Sc and Fe. When recovering Sc, it is desirable to remove Fe as an unnecessary component. Therefore, a process of further extracting Fe from the liquid after leaching can be performed. Although the specific method is not particularly limited, for example, when tributyl phosphate (Tri-butyl phosphate, TBP) is used, Fe is extracted on the oil phase side. After that, Fe on the oil phase side is back-extracted. Then, the liquid after the back extraction becomes waste water.

4−3.Sc抽出
一方で、水相側については、Scを抽出する処理を行うことができる。例えば、TBPとHClを添加して油相側にScを抽出させることができる。そして、次にScを逆抽出する。その後、逆抽出液にシュウ酸を添加してSc沈殿を得ることができる。これをか焼して酸化Scを得ることができる。
4-3. On the other hand, Sc extraction can be performed on the aqueous phase side. For example, TBP and HCl can be added to extract Sc on the oil phase side. Then, Sc is back-extracted. Then, oxalic acid can be added to the back extract to obtain a Sc precipitate. This can be calcined to obtain oxidized Sc.

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。 A more concrete example of the above-described embodiment 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発光分光分析法により測定した。 The quality of chloride residue, tailings, floats, etc. was measured by alkali melting-ICP emission spectroscopy. The constituent amounts of each element in the solution were measured by ICP emission spectroscopy.

5.実施例1(Scの回収、Fe除去)
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。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2)。
5. Example 1 (Sc recovery, Fe removal)
5-1. The residue chloride residue chloride, in a furnace for recovering titanium tetrachloride volatilized in titanium smelting, as a solid, a dust recovered after slow cooling is air. The chloride residue was obtained from Toho Titanium Co., Ltd. Then, before subjecting to the next flotation step, the quality of the chloride residue was measured (FIG. 2).

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 261dry−g/L (23%)
浮選時間 15分
浮選pH 3〜4
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 1.3〜1.7L/min・L
5-2. Flotation conditions Flotation was performed on the chloride residue whose quality was measured under the following conditions.
Pulp concentration 261 dry-g/L (23%)
Flotation time 15 minutes Flotation pH 3-4
Flotation liquid temperature Normal temperature Collection agent 100 g/t (kerosene)
Foaming agent 200g/t (pine oil)
Amount of air blown 1.3 to 1.7 L/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2に示す。浮選工程前の塩化残渣においては、Sc、Fe、C及びその他のレアアースが含まれていた。そして、浮選工程後、Scの大半は尾鉱へと分配された(分配率81%)。また、Feの大半は浮選後液に分配された(分配率96%)。ここで、Scを尾鉱から回収することにより、コークスやFeを大幅に減少させることができる。 Constituents were measured for tailings, floats, and post-flotation liquids obtained after flotation. The result is shown in FIG. The chloride residue before the flotation step contained Sc, Fe, C and other rare earths. Then, after the flotation step, most of Sc was distributed to the tailings (distribution rate 81%). Further, most of Fe was distributed to the liquid after the flotation (distribution ratio 96%). Here, by recovering Sc from the tailing, coke and Fe can be greatly reduced.

6.実施例2(コークスの回収、Fe除去とpH依存性)
実施例1と同様の条件で浮選工程を実施した。ただし、pHを2、3.5、及び4に変えて行った。結果を図3に示す。図3では、浮選液のpH(横軸)と、Fe除去率(縦軸)の関係を示す。なお、Fe除去率は、浮選後液中のFe含有量を塩化残渣中のFe含有量で割った値である。
6. Example 2 (coke recovery, Fe removal and pH dependence)
The flotation step was carried out under the same conditions as in Example 1. However, the pH was changed to 2, 3.5, and 4. Results are shown in FIG. FIG. 3 shows the relationship between the pH of the flotation liquid (horizontal axis) and the Fe removal rate (vertical axis). The Fe removal rate is a value obtained by dividing the Fe content in the liquid after flotation by the Fe content in the chloride residue.

図3を参照すると、pH4でFeの除去率は96.4%であった。また、pH3.5にするとFeの除去率は98.3%であり、更に高い値となった。また、pH3.5の場合と同様に、pH2でも高い値となった。このようにFeの除去においてはpH依存性があることが示された。特に、約pH3.8以下の範囲では、Feの除去において特に良好な値を達成できることが分かった。 Referring to FIG. 3, the removal rate of Fe was 96.4% at pH 4. Further, when the pH was set to 3.5, the Fe removal rate was 98.3%, which was a higher value. Further, as in the case of pH 3.5, the value was high at pH 2. As described above, it was shown that there is pH dependency in the removal of Fe. In particular, it has been found that particularly good values can be achieved in removing Fe in the range of about pH 3.8 or less.

7.実施例3(Fe除去と、Fe濃度依存性)
実施例1と同様の条件で浮選工程を実施した。ただし、浮選液中のFe濃度をモニターし、一定濃度になった場合には浮選液を交換した。具体的には、Fe濃度が5g/Lになった時点で交換する場合と、10g/Lになった時点で交換する場合と、15g/Lになった時点で交換する場合との3つのパターンで実施した。
7. Example 3 (Fe removal and Fe concentration dependency)
The flotation step was carried out under the same conditions as in Example 1. However, the Fe concentration in the flotation liquid was monitored, and when the Fe concentration became constant, the flotation liquid was replaced. Specifically, there are three patterns: replacement when the Fe concentration reaches 5 g/L, replacement when the Fe concentration reaches 10 g/L, and replacement when the Fe concentration reaches 15 g/L. It was carried out in.

結果を図4に示す。浮選液のFe濃度が低くなるにつれて、Feの除去率が高まることが示された。特に、Fe濃度10g/L以下でFeの除去率が90%超となった。また、Fe濃度5g/L以下でFeの除去率が95%を超えた。 The results are shown in Fig. 4. It was shown that the Fe removal rate increased as the Fe concentration of the flotation liquid decreased. In particular, the Fe removal rate was over 90% when the Fe concentration was 10 g/L or less. Further, the Fe removal rate exceeded 95% when the Fe concentration was 5 g/L or less.

Claims (3)

Sc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、浮選後液を得る工程と、
前記尾鉱に対してHCl浸出を行い、それによって、浸出後液を得る工程と、
前記浸出後液に対して、Feを除去する工程と、
前記Fe除去後、前記浸出後液に対して、Scを抽出する工程と
を含み、
前記塩化残渣は、チタン鉱石とコークスと塩素ガスを反応させて気体又は液体状四塩化チタンを生成する際に生じる固体残渣であ
浮遊選鉱処理をpH4以下で行う、
該方法。
A method of recovering Sc, comprising:
A step of performing flotation treatment on the chloride residue, thereby obtaining tailing, flotation and post-flotation liquor;
Performing HCl leaching on the tailings, thereby obtaining a post-leaching liquor;
Removing Fe from the post-leaching solution;
After the Fe is removed, a step of extracting Sc from the post-leaching liquid is included,
The residue chloride, Ri solid residue der occurring when generating the gaseous or liquid titanium tetrachloride by reacting the titanium ore and coke and chlorine gas,
Floatation processing is performed at pH 4 or less,
The method.
請求項1に記載の方法であって、前記浮遊選鉱処理において、浮遊液中のFe濃度を10g/L以下に制御する、該方法。 The method according to claim 1 , wherein in the flotation treatment, the Fe concentration in the suspension is controlled to 10 g/L or less. 請求項1又は2の方法であって、浮遊選鉱処理をpH2〜3.8で行う、該方法。 The method according to claim 1 or 2 , wherein the flotation treatment is carried out at pH 2 to 3.8.
JP2016098304A 2016-05-16 2016-05-16 Sc recovery method Active JP6727918B2 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2016098304A JP6727918B2 (en) 2016-05-16 2016-05-16 Sc recovery method

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP2016098304A JP6727918B2 (en) 2016-05-16 2016-05-16 Sc recovery method

Publications (2)

Publication Number Publication Date
JP2017206721A JP2017206721A (en) 2017-11-24
JP6727918B2 true JP6727918B2 (en) 2020-07-22

Family

ID=60415389

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
JP2016098304A Active JP6727918B2 (en) 2016-05-16 2016-05-16 Sc recovery method

Country Status (1)

Country Link
JP (1) JP6727918B2 (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
EP4296233A1 (en) * 2022-06-24 2023-12-27 Kronos International, Inc. Recycling of components contained in a residue obtained from the chloride process

Families Citing this family (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN109179480A (en) * 2018-09-28 2019-01-11 中国恩菲工程技术有限公司 The method for extracting scandium oxide
CN108946791B (en) * 2018-09-28 2021-05-07 中国恩菲工程技术有限公司 Preparation method of micron-sized scandium fluoride
CN109499744B (en) * 2018-11-23 2021-02-09 宜宾天原集团股份有限公司 Method for preparing titanium-rich chloride material by using high-calcium-magnesium-silicon-titanium concentrate
CN109759243B (en) * 2019-01-31 2020-07-03 中国矿业大学 Column sorting device and method for mineralization-flotation separation
CN109759244B (en) * 2019-02-26 2020-10-30 昆明理工大学 Beneficiation method for synchronously dephosphorizing and desulfurizing high-phosphorus-sulfur iron ore
CN111570095B (en) * 2020-04-30 2022-04-22 广西金茂钛业有限公司 Process for recovering titanium dioxide acidolysis residues

Family Cites Families (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5049363A (en) * 1989-08-03 1991-09-17 Westinghouse Electric Corp. Recovery of scandium, yttrium and lanthanides from titanium ore
US20090148364A1 (en) * 2007-12-05 2009-06-11 Heiko Frahm Method for Increasing the Yield When Chlorinating Titaniferous Raw Materials
JP4870845B1 (en) * 2011-04-07 2012-02-08 Jfeミネラル株式会社 Method for producing titanium dioxide concentrate
JP2015166303A (en) * 2014-02-17 2015-09-24 学校法人 関西大学 Separation method of scandium
JPWO2016031699A1 (en) * 2014-08-26 2017-06-08 石原産業株式会社 Scandium separation method
JP6533122B2 (en) * 2014-08-29 2019-06-19 東邦チタニウム株式会社 Method of manufacturing titanium tetrachloride

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
EP4296233A1 (en) * 2022-06-24 2023-12-27 Kronos International, Inc. Recycling of components contained in a residue obtained from the chloride process
WO2023247630A1 (en) * 2022-06-24 2023-12-28 Kronos International, Inc. Recycling of components contained in a residue obtained from the chloride process

Also Published As

Publication number Publication date
JP2017206721A (en) 2017-11-24

Similar Documents

Publication Publication Date Title
JP6727918B2 (en) Sc recovery method
AU2011256118B2 (en) Method for the extraction and recovery of vanadium
JP4360920B2 (en) Method for treatment or removal of impurities in hydrometallurgical extraction methods
JP6533122B2 (en) Method of manufacturing titanium tetrachloride
JP6666288B2 (en) Rare metal recovery method
FI68864C (en) FARING EQUIPMENT FILLING CONDITIONING FOR CHAINING METAL
JP2005511891A (en) Treatment method for molybdenum concentrate
Kumar et al. Precipitation of sodium silicofluoride (Na2SiF6) and cryolite (Na3AlF6) from HF/HCl leach liquors of alumino-silicates
US20230011640A1 (en) Methods for recovering organic salts from industrial process streams
JP6552689B2 (en) Rare metal recovery method
JP5897488B2 (en) Method for producing titanium tetrachloride
AU2018315046B9 (en) Recovery of metals from pyrite
JP6682349B2 (en) How to collect coke
JP7370919B2 (en) How to extract Sc
KR940006494B1 (en) Process for preparing metallic mercury from calomel
JP2021172845A (en) Method for recovering rare metal
JP2021172843A (en) Method for recovering rare metal
JP6842245B2 (en) How to purify Ti
JP7554573B2 (en) How to recover scandium
RU2789528C1 (en) Method for processing industrial products containing precious metals obtained in the production of cathode nickel (options)
GB2043607A (en) Separation of ilmenite and rutile
JP6604255B2 (en) Method for removing impurities in organic solvents
Voncken et al. Mineral processing and extractive metallurgy of the rare earths
Rowe et al. Characterization and recovery of gold associated with fine, activated carbon
OA20588A (en) Recovery of metals from pyrite

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: 20200217

A131 Notification of reasons for refusal

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A131

Effective date: 20200225

A521 Request for written amendment filed

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A523

Effective date: 20200422

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: 20200602

A61 First payment of annual fees (during grant procedure)

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: A61

Effective date: 20200701

R151 Written notification of patent or utility model registration

Ref document number: 6727918

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

S531 Written request for registration of change of domicile

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R313531

R350 Written notification of registration of transfer

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R350

R250 Receipt of annual fees

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250

R250 Receipt of annual fees

Free format text: JAPANESE INTERMEDIATE CODE: R250