一种从改性钛渣中分离磁性人造金红石的方法

本发明属于人造金红石生产领域，具体涉及一种从改性钛渣中分离磁性人造金红石的方法。

背景技术：

金红石是钛白、海绵钛、焊条生产的优质原料，我国90％以上依靠进口，对外依存度大，主要来源地为澳大利亚与塞拉利昂。我国钛资源中cao+mgo含量高，钒铬含量高，tio2品位低，难以直接制备高品质金红石。为了给我国钛资源战略安全提供保障，研发以我国钛资源为原料，制备金红石新技术，势在必行。

中国专利(cn201110072575.0)提出了钛渣熔融氧化改性及金红相的分离方法，采用浮选、重选、高浓度高温碱浸出(naoh浸出)与酸浸工艺作为分离手段，获得cao+mgo含量低的人造金红石，实现了改性含钛熔渣中金红石相的分离，但存在如下缺点：

(1)采用浮选、重选、高碱浸出(naoh浸出，高温浸出)与高酸浸出作为分离手段，流程长、成本高、占地面积大、投资大、分离指标低、尾矿利用困难、处理量小、碱耗大、设备腐蚀严重、成本高及污染大等问题；

(2)金红石相与杂质相解离困难，重选分离效果差；

(3)高碱高温浸出过程中，硅酸盐、二氧化硅等进入浸出液，碱耗大，成本高；

(4)高碱浸出生成泥化的硅酸盐，包裹在金红石相表面，金红石相解离与选矿困难；

(5)磨矿粒度细、金红石粒度小，不利于后续氯化、钛白及海绵钛生产，钛收率低；

(6)改性渣硅铝组分含量高，酸浸生成大量胶体，后续过滤极为困难，难以进行，成本高；

(7)作为人造矿，金红石相与基体相结合紧密，解离困难，不利于后续重选分离；

(8)重选分离工艺占地面积大，分离效率差，收率低；

(9)浮选分离工艺分离效率差，污染大，尾矿难以利用；

(10)人造金红石相中固溶钒、铬等杂质，难以去除，影响后续钛白及海绵钛质量；

(11)操作复杂，工业化困难。

同样，天然金红石相中也固溶钒、铬等杂质，难以去除，影响后续钛白及海绵钛质量，给后续杂质分离工艺带来困难。

技术实现要素：

针对上述存在问题，提供了一种从改性钛渣中分离磁性人造金红石的方法。该方法以改性钛渣为原料，通过nahco3与na2co3溶液经低温选择性浸出，获得浸出渣与含硼浸出液，实现浸出渣中金红石相化学解离。浸出渣经水浸、强磁选分离中的一种或两种分离，获得人造金红石精矿与尾矿。人造金红石或天然金红石精矿，经naoh浸出，固溶的钒、铬等杂质等溶于碱液，获得低钒铬人造金红石精矿，再经水浸分离，获得低钙镁人造金红石精矿。

含硼浸出液与含钒铬浸出液通过回收工艺，实现硼、钒、铬、硅、铝回收，同时实现碱液循环。

具体技术方案为：一种从改性钛渣中分离磁性人造金红石的方法，包括以下步骤：

步骤1，低温选择性浸出与金红石相的化学解离：

以改性钛渣为原料，采用nahco3、na2co3溶液中的一种或两种联合作为浸出液，低温选择性浸出，获得浸出渣与含硼浸出液，浸出渣中金红石相实现化学解离；所述浸出温度为20～50℃，促进硼浸出，抑制钙镁硅铝进入含硼浸出液；

所述改性钛渣是含钛熔渣通过熔融氧化与组分改性调质获得的，组分改性调质是加入b2o3，或加入b2o3与sio2的混合物，钛进入金红石相，形成富钛相，其它组分进入杂质相，杂质相为玻璃相、结晶相的一种或两种；

步骤2，浸出渣的水浸与强磁分离：

浸出渣经水浸、或水浸与强磁选分离联合工艺中的一种进行分离，获得人造金红石精矿、尾矿或水浸溶液：

所述水浸，促进钙镁进入浸出液，抑制硅铝组分进入浸出液；

步骤3，钒铬杂质组分浸出分离：

当步骤2得到的人造金红石精矿，经naoh溶液浸出，人造金红石相中固溶的钒、铬组分进入钒铬浸出液，获得低钒铬人造金红石精矿，同时，浸出过程中，人造金红石精矿中硅铝进入钒铬浸出液；

步骤4，低钒铬人造金红石精矿的水浸分离：

低钒铬人造金红石精矿经水浸分离，促进钙镁进入浸出液，获得低钙镁人造金红石精矿。

进一步地，所述步骤1中加入b2o3与sio2时，b2o3为加入混合物总质量的40wt％以上；所述改性钛渣中金属铁含量≥1wt％时，采用弱磁分离铁后，磁选尾矿作为浸出原料；所述原料粒度≥78μm。

进一步地，所述步骤1的浸出条件为，浸出液与原料的液固比为2～6ml/g，nahco3与原料质量比为0.5～0.9，搅拌速度为250～500rpm，浸出时间30～80min，浸出渣中金红石相解离度≥85％，钙浸出率≤8％，镁浸出率≤5％，硅浸出率≤3％，铝浸出率≤5％。

进一步地，步骤1，还包括碱浸出液循环与硼组分回收：

含硼浸出液返回浸出液循环浸出，当浸出液中全b浓度≥6g/l时，含硼浸出液冷却至室温后，析出硼砂，析出后的溶液返回浸出液使用，或加热浓缩后，直接作为浸出液使用，硼回收率≥90％。

进一步地，步骤2所述的强磁分离是分离弱磁性金红石相；所述的人造金红石精矿中金属铁含量≥1％时，采用弱磁分离铁。

进一步地，步骤2中人造金红石精矿中tio2含量为91～98wt％，cao+mgo含量为0.8～1.2wt％，钛回收率≥80％，钙浸出率≥80％，镁浸出率≥60％，硅浸出率≤2％，铝浸出率≤5％。

进一步地，步骤3中naoh溶液浸出条件为，naoh溶液与人造金红石精矿液固比为2～10ml/g，浸出温度50～100℃，naoh浸出液质量浓度为30％～50％，搅拌速度为250～600rpm，浸出时间为30～60min。

进一步地，步骤3中获得低钒铬人造金红石中全v含量<0.5wt％，全cr含量<0.5wt％，全铝<0.5wt％，全硅<1.2wt％。

步骤2与步骤4的水浸条件为，液固比为3～11ml/g，水浸温度90～100℃，搅拌速度为600～800rpm，浸出时间为60～120min；所述步骤4获得低钙镁人造金红石中cao+mgo含量为≤0.6wt％，当cao+mgo含量＞0.6wt％时，采用盐酸浸出脱除钙镁组分。

天然金红石精矿经naoh溶液浸出，天然金红石相中固溶的钒、铬进入钒铬浸出液，获得低钒铬金红石；低钒铬人造金红石中全v含量<0.5wt％，全cr含量<0.5wt％；所述naoh溶液浸出条件为，naoh溶液与天然金红石精矿液固比为2～10ml/g，浸出温度50～100℃，naoh浸出液质量浓度为30％～50％，搅拌速度为250～800rpm，浸出时间为30～60min。

本发明的原理与有益效果：

(1)低温选择性浸出的原理与有益效果

①只有硼组分被浸出，其它组分不被浸出，包括硅酸盐相、二氧化硅、氧化铝等，碱耗小，成本低，浸出液中杂质少，硼组分易于回收，操作简单；

②成本远低于naoh，成本低，环境友好；

③设备腐蚀小，成本低，投资小；

④破环金红石相与基体相的相界面，提高金红石相的解离度，为后续破碎解离与强磁选矿分离创造条件；

⑤渣中的钙镁解离出来，成为游离态，低温浸出抑制游离钙镁组分进入浸出液，减少含硼浸出液的杂质，易于回收，铝组分留在浸出渣中，为后续通过naoh溶液去除钒铬，回收铝组分创造条件。

(2)浸出渣水浸或强磁选分离的原理与有益效果

①水浸原理，经过步骤1低温浸出后，渣中的钙镁解离出来，成为游离态，分布在金红石相的表面，影响金红石相的解离度与磁选分离。采用水浸分离，ph降低，分布在金红石相的表面钙镁溶解进入浸出液，金红石相解离与磁性增加，提高磁选效果。

水浸分离降低金红石精矿中cao+mgo含量，为后续钛白及海绵钛生产创造条件。水浸成本低，清洁高效，环境友好。

②强磁原理，金红石相中固溶或夹杂钒、铬、铁、锰、钴、镍等杂质，具有弱磁性；

③采用强磁选工艺，清洁、高效、成本低，矿效率高，成本低，环境友好，极大地减少进入碱浸工艺的矿物量，降低碱耗与成本；

(3)naoh溶液去除钒铬原理与有益效果

①金红石相中固溶的钒、铬等杂质，难以除去，影响后续钛白及海绵钛质量；

②naoh溶液浸出，金红石相难溶于碱液，固溶的钒、铬等杂质等溶于碱液，降低金红石相中固溶的钒铬杂质含量，进一步去除精矿中残余的硅、铝等组分，提高金红石品质，制备低钒铬人造金红石，为后续氯化、精制、钛白及海绵钛生产创造条件，提高钛白及海绵钛质量；

③步骤2中的人造金红石精矿中硅、铝等杂质含量低，采用naoh溶液浸出，碱耗小，成本低，循环浸出后，钒铬浸出液作为钒铬铝硅提取的原料，可实现钒铬铝硅组分综合回收；

④渣中的钙镁进一步解离出来，成为游离态，分布在金红石相的表面，为后续水浸工艺创造了条件。

(4)低钒铬人造金红石水浸原理与有益效果

采用水浸分离，ph降低，分布在金红石相的表面钙镁溶解进入浸出液，降低cao+mgo含量，为后续钛白及海绵钛生产创造条件。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图。

图2为实施例1的原料改性渣的sem图像。

图3为实施例1的原料改性渣的xrd图(1，金红石)。

图4为实施例1产品低钒铬与低钙镁人造金红石精矿的xrd图。

具体实施方式

下面根据本发明的具体实施例，来对本发明进行进一步说明，当然，此实施例仅是本发明的一部分实施例，不代表本发明的全部实施例。

实施例1

一种从改性钛渣中分离磁性人造金红石的方法，包括以下步骤：

步骤1，低温选择性浸出与金红石相的化学解离：

以改性钛渣为原料，成分如表1所示，tio2品位为63.34wt％，采用na2co3与nahco3作为浸出液，低温选择性浸出，获得浸出渣与含硼浸出液，浸出渣中金红石相解离度为97％，钙浸出率为5.6％，镁浸出率为4.6％，硅浸出率为1.7％，铝浸出率为4.1％；浸出条件为，液固比为2，浸出温度为20℃，浸出液ph为8.0，碱与原料比为0.5，搅拌速度为250rpm，浸出时间为30min。

表1改性渣的化学组成(wt％)

含硼浸出液返回步骤1循环浸出，达到18g/l后，含硼浸出液冷却至室温后，析出硼砂，析出后的溶液返回步骤1使用，硼组分回收率为99％；

所述改性钛渣是含钛熔渣通过熔融氧化与组分调质获得的，组分调质是加入b2o3，钛组分进入金红石相，形成富钛相，杂质相为玻璃相；

步骤2，浸出渣水浸分离：

浸出渣经水浸与强磁联合分离工艺，获得人造金红石精矿与尾矿，人造金红石精矿中tio2含量为97wt％，cao+mgo含量为0.80wt％，钒含量为0.3wt％，铬含量0.1wt％，钛回收率≥99％，钙浸出率为95％，镁浸出率为85％，硅浸出率为1.2％，铝浸出率为1.9％；水浸条件为，液固比为11，浸出温度为100℃，搅拌速度为800rpm，浸出时间为120min。

步骤3，钒铬杂质组分浸出分离：

人造金红石精矿经naoh溶液浸出，获得低钒铬人造金红石；naoh溶液浸出条件为，液固比为6，浸出温度50℃，浸出液浓度(质量浓度)为50％，搅拌速度为250rpm，浸出时间为30min；

低钒铬人造金红石中全v含量为＜0.1wt％，全cr含量为＜0.1wt％。

步骤4，钙镁水浸分离：

低钒铬人造金红石经水浸工艺，获得低钙镁人造金红石精矿，化学成分如表2所示，精矿中cao+mgo含量为≤0.6wt％；水浸条件为，液固比为5，浸出温度为100℃，浸出时间为120nin，搅拌速度为800rpm。

表2低钙镁与低钒铬人造金红石精矿的化学成分(wt％)

实施例2

一种从改性钛渣中分离磁性人造金红石的方法，包括以下步骤：

步骤1，低温选择性浸出与金红石相化学解离：

以改性钛渣为原料，tio2品位为72wt％，采用nahco3作为浸出液，低温选择性浸出，获得浸出渣与含硼浸出液，浸出渣中金红石相解离度为85％，硼组分回收率为90％，钙浸出率为54.5％，镁浸出率为3.7％，硅浸出率为1.7％，铝浸出率为4.0％；浸出条件为，液固比为6，浸出温度为50℃，浸出液ph为7.8，碱与原料比为0.5，搅拌速度为500rpm，浸出时间为80min。

含硼浸出液返回步骤1循环浸出，达到12g/l后，含硼浸出液冷却至室温后，析出硼砂，析出后的溶液加热浓缩后，直接作为步骤1的浸出液；

所述改性钛渣是含钛熔渣通过熔融氧化与组分调质获得的，组分调质是加入b2o3与sio2，b2o3加入量占40wt％，钛组分进入金红石相，形成富钛相，杂质相为玻璃相；

步骤2，浸出渣水浸与强磁分离：

浸出渣经水浸分离联合工艺，获得人造金红石精矿与尾矿，人造金红石精矿中tio2含量为96％，cao+mgo含量为1.2wt％，钒含量为1.0wt％，铬含量0.5wt％,钛回收率≥90％，钙浸出率为89％，镁浸出率为71％，硅浸出率为1.8％，铝浸出率为3.9％；水浸条件为，液固比为11，浸出温度为100℃，搅拌速度为800rpm，浸出时间为40min。

步骤3，钒铬杂质组分浸出分离

人造金红石精矿经naoh溶液浸出，获得低钒铬人造金红石；naoh溶液浸出条件为，液固比为10，浸出温度100℃，浸出液浓度(质量浓度)为50％，搅拌速度为600rpm；低钒铬人造金红石中全v含量为0.2wt％，全cr含量为0.1wt％。

钒铬浸出液经循环浸出后，浸出液作为钒铬提取的原料；

步骤4，钙镁水浸分离：

低钒铬人造金红石经水浸工艺，获得低钙镁人造金红石精矿，精矿中cao+mgo含量为≤0.6wt％；水浸条件为，液固比为3，浸出温度为100℃，搅拌速度为600rpm，浸出时间为120min。

实施例3

一种从改性钛渣中分离磁性人造金红石的方法，包括以下步骤：

步骤1，低温选择性浸出与金红石相化学解离：

改性钛渣tio2品位为10wt％，采用na2co3作为浸出液，低温选择性浸出，获得浸出渣与含硼浸出液，浸出渣中金红石相解离度为85％，硼组分回收率为90％，钙浸出率为7.8％，镁浸出率为4.9％，硅浸出率为3.0％，铝浸出率为4.8％；浸出条件为，液固比为3，浸出温度为30℃，浸出液ph为9.0，碱与原料比为0.5，搅拌速度为300rpm，浸出时间为30min。

含硼浸出液返回步骤1循环浸出，达到15g/l后，含硼浸出液冷却至室温后，析出硼砂，析出后的溶液返回步骤1使用；

所述改性钛渣是含钛熔渣通过熔融氧化与组分调质获得的，组分调质是加入b2o3，钛组分进入金红石相，形成富钛相，杂质相为玻璃相；

步骤2，浸出渣水浸与强磁分离：

浸出渣经水浸-强磁分离联合工艺，获得人造金红石精矿与尾矿，人造金红石精矿中为91wt％，cao+mgo含量为1.2wt％，钒含量为0.6wt％，铬含量0.8wt％,钛回收率为80％，钙浸出率为80％，镁浸出率为61％，硅浸出率为1.9％，铝浸出率为4.0％；水浸条件为，液固比为6，浸出温度为100℃，搅拌速度为800rpm，浸出时间为100min。

步骤3，钒铬组分的浸出分离：

人造金红石精矿经naoh溶液浸出，获得低钒铬人造金红石；naoh溶液浸出条件为，液固比为2，浸出温度100℃，浸出液浓度(质量浓度)为40％，搅拌速度600rpm，浸出时间为50min；

低钒铬人造金红石中全v含量为0.wt1％，全cr含量为0.2wt％。

钒铬浸出液循环浸出后，浸出液作为钒铬提取的原料；

步骤4，钙镁水浸分离：

低钒铬人造金红石经水浸工艺，获得低钙镁人造金红石精矿，精矿中cao+mgo含量为≤0.6wt％；水浸条件为，液固比为11，浸出温度为90℃，搅拌速度为800rpm，浸出时间为100min。

实施例4

一种从改性钛渣中分离磁性人造金红石的方法，包括以下步骤：

步骤1，低温选择性浸出与金红石相化学解离：

以改性钛渣为原料，tio2品位为80wt％，采用na2hco3作为浸出液，低温选择性浸出，获得浸出渣与含硼浸出液，浸出渣中金红石相解离度为96％，硼组分回收率为97％，钙浸出率为3.8％，镁浸出率为3.1％，硅浸出率为1.8％，铝浸出率为3.4％；浸出条件为，液固比为6，浸出温度为40℃，浸出液ph为7.6，碱与原料比为0.9，搅拌速度为400rpm，浸出时间为60min。

含硼浸出液返回步骤1循环浸出，达到20g/l后，含硼浸出液冷却至室温后，析出硼砂，析出后的溶液返回步骤1使用；

所述改性钛渣是含钛熔渣通过熔融氧化与组分调质获得的，组分调质是加入b2o3，钛组分进入金红石相，形成富钛相，杂质相为玻璃相；

步骤2，浸出渣水浸与强磁分离：

浸出渣经水浸-强磁分离联合工艺，获得人造金红石精矿与尾矿，人造金红石精矿中tio2含量为97wt％，cao+mgo含量为1.2％，钒含量为0.1wt％，铬含量0.1wt％，钛回收率为80％，钙浸出率为80％，镁浸出率为60％，硅浸出率为1.7％，铝浸出率为3.6％；水浸条件为，液固比为9，水浸温度100℃，搅拌速度为800rpm，浸出时间为80min。

步骤3，钒铬组分的浸出分离：

人造金红石精矿经naoh溶液浸出，获得低钒铬人造金红石；naoh溶液浸出条件为，液固比为3，浸出温度100℃，浸出液浓度(质量浓度)为50％，搅拌速度300rpm，浸出时间为30min；低钒铬人造金红石中全v含量为＜0.1wt％，全cr含量为＜0.1wt％。

钒铬浸出液返回步骤4经循环浸出后，浸出液作为钒铬提取的原料；

步骤4，钙镁水浸分离：

低钒铬人造金红石经水浸工艺，获得低钙镁人造金红石精矿，精矿中cao+mgo含量为0.6wt％；水浸条件为，液固比为3，浸出温度为100℃，搅拌速度为700rpm，浸出时间为110min。

实施例5

一种从改性钛渣中分离磁性人造金红石的方法，包括以下步骤：

步骤1，低温选择性浸出与金红石相化学解离：

以改性钛渣为原料，tio2品位为75wt％，采用na2co3与na2hco3作为浸出液，选择性浸出，获得浸出渣与含硼浸出液，浸出渣中金红石相解离度为94％，硼组分回收率为96％，钙浸出率为4.8％，镁浸出率为3.7％，硅浸出率为2.4％，铝浸出率4.0％；浸出条件为，液固比为5，浸出温度为30℃，浸出液ph为8.5，碱与原料比为0.9，搅拌速度为400rpm，浸出时间为50min；

含硼浸出液返回步骤1循环浸出，达到15g/l后，含硼浸出液冷却至室温后，析出硼砂，析出后的溶液返回步骤1使用；

所述改性钛渣是含钛熔渣通过熔融氧化与组分调质获得的，组分调质是加入b2o3，钛组分进入金红石相，形成富钛相，杂质相为玻璃相；

步骤2，浸出渣水浸与强磁分离：

浸出渣经水浸-强磁分离联合工艺，获得人造金红石精矿与尾矿，人造金红石精矿tio2含量为96wt％，cao+mgo含量为0.8wt％，钒含量为0.5wt％，铬含量0.3wt％，钛回收率为81％，钙浸出率为83％，镁浸出率为61％，硅浸出率为1.3％，铝浸出率为3.2％；水浸条件为，液固比为3，水浸温度90℃，搅拌速度为700rpm，浸出时间为90min。

步骤3，钒铬杂质组分浸出分离

人造金红石精矿经naoh溶液浸出，获得低钒铬人造金红石；naoh溶液浸出条件为，液固比为3，浸出温度90℃，浸出液浓度(质量浓度)为40％，搅拌速度为500rpm，浸出时间为40min；钒铬浸出液经循环浸出后，浸出液作为钒铬提取的原料。

低钒铬人造金红石中全v含量为＜0.1wt％，全cr含量为＜0.1wt％。

步骤4，钙镁水浸分离：

低钒铬人造金红石经水浸工艺，获得低钙镁人造金红石精矿，精矿中cao+mgo含量为0.7wt％；水浸条件为，液固比为8，浸出温度为100℃，搅拌速度为800rpm，浸出时间为110min；cao+mgo含量为0.7wt％的精矿，经盐酸浸出后，cao+mgo含量为0.2wt％，盐酸浸出条件为，液固比为3，水浸温度20℃，搅拌速度为250rpm，盐酸浓度为1wt％，浸出时间为10min。

实施例6

一种从改性钛渣中分离磁性人造金红石的方法，包括以下步骤：

钒铬杂质组分浸出分离

天然金红石精矿中全v含量为0.8wt％，全cr含量为0.2wt％，天然金红石精矿经naoh溶液浸出，天然金红石相中固溶的钒、铬进入钒铬浸出液，获得天然低钒铬金红石；naoh溶液浸出条件为，naoh溶液与天然金红石精矿液固比为6ml/g，浸出温度100℃，naoh浸出液质量浓度为40％，搅拌速度为600rpm，浸出时间为60min。钒铬浸出液经循环浸出后，浸出液作为钒铬提取的原料。

低钒铬天然金红石中全v含量＜0.1wt％，全cr含量为＜0.1wt％。

对比例1

一种从改性钛渣中分离磁性人造金红石的方法，同实施例1，不同之处在于：

在步骤1中，采用na2co3与nahco3低温浸出，获得浸出渣与含硼浸出液。浸出条件为，液固比为2，浸出温度为120℃，浸出液ph为8.0，碱与原料比为0.5，搅拌速度为250rpm，浸出时间为30min。

浸出结果为，钙浸出率≥80％，镁浸出率≥47％，硅浸出率≥5％，铝浸出率≥62％，大量钙镁硅铝硅进入含硼浸出液，一方面给后续硼的回收带来困难，另一方面，硅铝组分消耗大量的碱，成本增加，铝组分不能得到回收利用，同时，浸出温度增加，腐蚀设备。

对比例2

一种从改性钛渣中分离磁性人造金红石的方法，同实施例2，不同之处在于：

在步骤2中，浸出渣没有水浸工艺，直接进行强磁分离，获得的人造金红石中cao+mgo含量为4.5wt％。

直接进行强磁无法去除钙镁，给后续步骤4的钙镁组分去除带来困难，使产品无法作为沸腾氯化的原料(沸腾氯化工艺要求≤1.2wt％)，因为cao与mgo含量严重超标，氯化过程中生成mgcl2与cacl2，原料烧结，沸腾氯化无法进行。

对比例3

一种从改性钛渣中分离磁性人造金红石的方法，同实施例2，不同之处在于：

在步骤2中，浸出渣水浸条件为液固比为2，浸出温度为30℃，搅拌速度为250rpm，获得的人造金红石精矿中cao+mgo含量为4.5wt％

cao与mgo含量超标，使产品无法作为沸腾氯化的原料(沸腾氯化工艺要求≤1.2wt％)，因为氯化过程中生成mgcl2与cacl2，原料烧结，沸腾氯化无法进行。

对比例4

一种从改性钛渣中分离磁性人造金红石的方法，同实施例6，不同之处在于：

在步骤3钒铬浸出分离过程中，naoh溶液浸出条件为：液固比为3，浸出温度100℃，浸出液浓度(质量浓度)为15％，搅拌速度300rpm。

采用该方法得到的人造金红石精矿中钒含量为0.6wt％，铬含量0.8wt％,钛回收率为80％，钙浸出率为80％，镁浸出率为61％，硅浸出率为1.9％，铝浸出率为4.0％。

采用该方法无法去除人造金红石相中固溶的钒铬，得到的人造金红石精矿中钒铬含量高，给后续的钛白生产及海绵钛生产带来困难，给ticl4精制工艺中的钒铬除杂工艺带来极大困难，致使钛白产品变黄，海绵钛变脆，成为不合格产品。

对比例5

一种从改性钛渣中分离磁性人造金红石的方法，同实施例4，不同之处在于：

没有进行步骤4的钙镁水浸分离步骤，无法去除钙镁，获得的人造金红石精矿中cao+mgo含量为1.5wt％，使产品无法作为沸腾氯化的原料(沸腾氯化工艺要求≤1.2wt％)，因为cao与mgo含量超标，氯化过程中生成mgcl2与cacl2，原料烧结，沸腾氯化无法进行。

对比例6

一种从改性钛渣中分离磁性人造金红石的方法，同实施例6，不同之处在于：

天然金红石精矿中全v含量为0.8wt％，全cr含量为0.2wt％，没有进行步骤3的naoh溶液浸出分离工艺。

最终获得的天然金红石精矿中全v含量为0.8wt％，全cr含量为0.2wt％，给后续的钛白生产及海绵钛生产带来困难，给ticl4精制工艺中的钒铬除杂工艺带来极大困难，致使钛白产品变黄，海绵钛变脆，成为不合格产品。