《硫酸法钛白粉酸解渣综合利用试验研究》

硫酸法钛白粉酸解渣综合利用试验研究

王蓓琳,高利坤,饶 兵,张青松,陆一铭

(昆明理工大学 国土资源工程学院,

云南 昆明 650093)

0 引言

目前,硫酸法生产钛白粉工艺是我国的主流工艺[1]。该法生产钛白粉不仅会产生大量废酸(废酸中和会产生大量钛石膏)[2],还会产生大量酸解渣。每生产1 t钛白粉,将产生0.3～0.6 t钛白粉酸解渣[3-4]。2023年,钛白粉酸解渣的排放量在170万t左右[5],这些酸解渣中含有未反应的钛铁矿和可溶性钛,且渣中的TiO2质量分数一般在15%～30%,具有潜在的回收利用价值。然而目前大多数企业对其的处理方式是堆积或填埋,不仅造成有价资源的浪费,酸解渣的酸性和其中的有毒有害物质(如重金属)还可能对环境造成危害[6-7]。目前,对于硫酸法钛白粉工艺产生的废渣,综合利用对象大多为钛石膏[8],而对酸解渣的回收利用研究相对较少。

近年来关于酸解渣的处理方法主要有分离再选、焙烧法、反渣法、酸浸法、混凝土法等[9]。蒋朋钢[10]以ROB为捕收剂,对酸解渣中的钛进行了浮选回收,最终获得品位大于46%、回收率大于85%的TiO2。浮选工艺虽对酸解渣有一定效果,但酸解渣酸性较强,浮选前需使用大量水或碱进行处理,且浮选药剂消耗量大,导致精矿中药剂夹杂量大,影响后续酸解。刘不尽等[11]利用水力旋流器对酸解渣组分进行分离,可将钛的回收率提高至98%,减少了钛资源的浪费。重选需要配置大量设备,所需空间大,仅适用于中小型工厂。吴海燕等[12]对硫酸法钛白粉酸解渣中的钛进行了回收,在磁场强度大于0.3 T的磁选系统中进行两段磁选,回收粒径小于0.038 mm的钛精矿,可获得TiO2品位在47%以上、回收率为35.15%的钛精矿。蔡平雄等[13]对酸解渣进行了细磨再选、粗磨选别、1粗1精选别试验,发现细磨再选的效果最好,磁选精矿的酸解率达98.77%。周华[14]采用磁选工艺处理酸解渣,可得到TiO2品位为48.9%、回收率为35%～45%的钛精矿;将其按1.0%～2.0%的配比掺入原矿中进行酸解反应,发现其对钛白粉产品质量无影响。磁选工艺可将酸解渣中的钛资源进行有效富集,达到酸解所需条件,且该工艺简单,无污染,选矿指标稳定,适用于大型工厂的酸解渣回收处理。但磁选工艺仅回收利用了酸解渣中的钛,并未利用磁选尾矿,导致部分资源浪费。

本文以硫酸法钛白粉酸解渣为研究对象,通过高梯度磁选、浸出试验对酸解渣进行处理,旨在解决硫酸法钛白粉酸解渣中含钛矿物等有价资源的综合利用问题,实现从酸解渣中高效回收TiO2以及利用磁选尾矿制备液体水玻璃。

1 试验部分

1.1 试验材料

硫酸法钛白粉酸解渣试样取自四川西昌某钛白粉厂。酸解渣的化学多元素分析结果见表1,酸解渣粒度组成见表2。

表1 试样化学多元素分析结果

表2 酸解渣粒度组成

由表1可知:酸解渣中主要成分为SiO2、TiO2、TFe,质量分数分别为36.89%、22.81%和15.46%;CaO、MgO、Al2O3的质量分数较低,分别为4.48%、3.80%和2.24%。由表2可知:酸解渣主要以细粒为主,且TiO2也主要分布在细粒级,其中-0.019 mm的分布率占77.27%,且该粒级在总的粒级分布中占72.49%;在4个粒级中,-0.074+0.019 mm粒级中的TiO2含量最高,+0.5 mm粒级中的TiO2含量最低,+0.074 mm粒级中的酸解渣以木炭为主,可以考虑抛尾处理。

1.2 试验方法

酸解渣经水洗、过0.074 mm标准筛后烘干储存备用,将筛上产品进行抛尾处理,筛下产品混匀缩分后进行脉动高梯度磁选试验。磁选前先进行粗选试验,再对粗选精矿进行精选试验,对粗选尾矿进行扫选试验。通过磁选试验确定磁选回收钛的最佳条件。浸出前先对磁选尾矿进行预处理,并通过考察浸出过程中NaOH浓度、液固比、浸出温度、浸出时间、搅拌速度对SiO2溶出率和水玻璃模数的影响,确定制备水玻璃的最佳条件。

1.3 SiO2溶出率及水玻璃模数的计算

SiO2溶出率是指在碱浸制备液体水玻璃试验中参与反应的SiO2占磁选尾矿中总SiO2的百分比。磁选尾矿中SiO2的质量分数为50.15%,由此可得SiO2溶出率的计算公式:

(1)式中,R表示SiO2溶出率,%;w表示反应后碱浸渣中SiO2的质量分数,%;m表示反应后碱浸渣的质量,g;m0表示反应前磁选尾矿的质量,g。

水玻璃模数是指水玻璃中SiO2与Na2O摩尔数之比,是衡量水玻璃产品质量的一项重要指标,其计算公式为

(2)

式中,n表示水玻璃模数;W1、W2分别表示水玻璃中SiO2、Na2O的质量分数,%;1.032是Na2O与SiO2的相对分子质量之比。

2 结果与讨论

2.1 粗选试验

试验固定给矿量为100 g、矿浆流速为1.0 cm/s、脉动冲次为200 r/min、磁介质丝径为1.0 mm,考察磁感应强度对磁选效果的影响,结果见图1 (a)。由图1(a)可知,粗精矿中TiO2品位随磁感应强度的增大而降低,回收率则相反。当磁感应强度增至0.5 T时,渣中TiO2品位降低了5.28百分点;当磁感应强度增至0.7 T时,TiO2回收率最高,品位最低。这是因为钛铁矿属弱磁性矿物,在磁感应强度较小时,所受磁力较弱,因此回收率较低;而随着磁感应强度的增大,所受磁力变大,回收率也随之升高;但随着磁感应强度的增大,黏附在磁性矿物表面的部分脉石矿物也被捕获,导致TiO2品位降低[15-16]。

图1 粗选试验中各因素对磁选效果的影响

脉动频率的增大可提高矿粒与磁介质的碰撞频率,降低非磁性矿粒的机械夹杂和黏附在磁性颗粒表面的可能性,有助于去除部分杂质,提高精矿品位;此外,还可通过增大水流冲击力,缓解磁介质的堵塞问题[17-19]。由图1(b)可知:随着脉动冲次的增大,TiO2品位整体呈上升趋势,回收率呈下降趋势;当脉动冲次为250 r/min时,TiO2的品位趋于稳定,回收率则降低了5.33百分点。

由图1(c)可知,磁介质丝径增大,粗精矿中TiO2品位升高,而回收率则先降低后升高,总体较平稳。当磁介质丝径为1.5 mm时,TiO2回收率最低,仅为78.07%。当磁介质丝径为2.0 mm时,磁选效果最好,可得到TiO2品位为47.15%、回收率为79.22%的粗精矿。当磁介质丝径增大时,磁介质的捕获面积相应扩大,与此同时,矿粒所承受的流体阻力也随之增大。这种变化导致磁介质捕获酸解渣中钛铁矿等弱磁性矿物的概率显著升高,从而有效促进了酸解渣中TiO2的富集[20]。

由图1(d)可知,随着矿浆流速的增大,TiO2品位、回收率均呈下降趋势,且降幅逐渐变大。当矿浆流速为1.0 cm/s时,磁选效果最好,TiO2品位为47.15%、回收率为79.22%。这是由于矿浆流速增大,矿粒在分选腔中遭受的水流冲击力变大,其在分选腔中的停留时间缩短,从而降低了与磁介质丝相互作用的概率,原本在较低流速下可被有效捕获的微细粒级钛铁矿颗粒在较高流速下被携带至尾矿中。

2.2 精选试验

通过上述粗选试验,在最佳条件下可得到TiO2品位为47.15%、回收率为79.22%的粗精矿。为进一步提高粗精矿中TiO2的品位及回收率,考虑增加1段精选流程。精选试验考察了磁感应强度、脉动冲次、磁介质丝径、矿浆流速等条件对粗精矿中钛回收效果的影响,结果见图2。

由图2(a)可知:在磁感应强度由0.3 T增至0.6 T的过程中,精矿回收率逐渐升高,由24.14%升至87.84%;而钛品位缓慢降低,仅减少了0.42百分点。磁感应强度进一步增至0.7 T,回收率变化不大,仅增加了1.49百分点,但TiO2品位减少了2.6百分点。

由图2(b)可知:当脉动冲次达到200 r/min时,TiO2品位从49.01%升至51.05%,回收率较稳定,仅减少了0.35百分点;当脉动冲次增至300 r/min时,精矿TiO2品位变化不明显,而TiO2回收率减少了8.81百分点。

由图2(c)可知:磁介质丝径增至2.0 mm时,精矿的品位及回收率均升高,回收率从84.20%升至95.15%,增加了10.95百分点;而精矿中TiO2品位变化趋势较为平缓,仅增加了1.08百分点。

由图2(d)可知:随矿浆流速的增大,TiO2品位及回收率均呈降低趋势,但品位下降趋势较缓;当矿浆流速由1.0 cm/s增至4.0 cm/s时,TiO2品位由51.05%降至50.32%,回收率则减少了11.17百分点。当矿浆流速增大时,粗精矿中少部分微细粒弱磁性矿物未能被及时捕获,连同夹杂在粗精矿中的脉石矿物被水流带入尾矿中,导致产品品位及回收率下降。

综上,粗选试验最佳条件为:磁感应强度0.5 T,脉动冲次250 r/min,磁介质丝径2.0 mm,矿浆流速1.0 cm/s。精选试验最佳条件为:磁感应强度0.6 T,脉动冲次200 r/min,磁介质丝径2.0 mm,矿浆流速1.0 cm/s。

2.3 扫选试验

为进一步提高钛白粉酸解渣中TiO2的回收率,考察增加1段扫选流程时粗选尾矿中TiO2的回收效果,结果见图3。由图3可知,最佳扫选条件为磁感应强度0.5 T、脉动冲次250 r/min、磁介质丝径2.0 mm、矿浆流速1.0 cm/s,最终可获得TiO2品位及回收率分别为41.57%、77.09%的扫选中矿产品。

图3 扫选试验中各因素对磁选效果的影响

2.4 扫选尾矿二次扫选试验

在上述研究基础上再增加1段扫选流程,考察矿物选别效果。二次扫选条件与一次扫选条件相同,试验结果见表3。由表3可知,扫选中矿2产率和回收率均较低。由此可见,对扫选尾矿再增加1次扫选对TiO2的回收效果不理想。

表3 扫选尾矿二次扫选试验结果

2.5 酸解渣磁选闭路试验

根据上述磁选试验结果,确定硫酸法钛白粉酸解渣的磁选工艺流程及磁选条件,磁选闭路试验流程见图4,试验结果见表4。

图4 磁选闭路试验流程图

表4 磁选闭路试验结果

由表4可知,通过磁选闭路试验,最终获得了产率为37.31%、TiO2品位为50.39%、回收率为87.64%的精矿产品。

2.6 酸解结果与分析

将酸解渣在最佳条件下得到的磁选精矿进行两种试验:一是磁选精矿的单独酸解试验;二是将钛精矿与磁选精矿按质量比6∶1混合进行酸解试验。试验得到的主要指标见表5。

表5 酸解反应的主要指标

由表5可知:磁选精矿的单独酸解试验中,酸矿质量比为1.43∶1时,酸解率可达95.72%;而混合酸解试验中,在相同的酸矿质量比下,混合料的酸解率高达97.16%。通过对比两种酸解指标发现,酸解后,钛液中总钛质量浓度分别为127.05 g/L和124.64 g/L,钛液中的n(Fe)/n(TiO2)值相近,且二者的酸解率也相近,表明磁选精矿可代替钛铁矿作为硫酸法生产钛白粉的原料,具有较高的回收利用价值。

2.7 X射线衍射(XRD)分析

钛白粉酸解渣与钛白粉酸解渣磁选精矿的XRD图谱见图5。

图5 钛白粉酸解渣及磁选精矿的XRD图谱

由图5可知,磁选前可以观察到钛铁矿(FeTiO3)衍射峰、透辉石(Ca(Mg,Fe)Si2O6)衍射峰、富铝透辉石(Ca(Mg,Fe,Al)(Si,Al)2O6)衍射峰以及富钛透辉石(Ca(Ti,Mg,Al)(Si,Al)2O6)衍射峰;而磁选精矿中仅发现了钛铁矿衍射峰,说明通过脉动高梯度磁选试验,可有效分离出酸解渣中的弱磁性矿物,实现钛铁矿在磁选精矿中的富集。

2.8 磁选中钛回收经济效益分析

以年产100 kt硫酸法钛白粉生产企业为例。收入:每年产出钛精矿9.7 kt,单价为2 288.72元/t,销售收入为2 220.06万元。投入:用水量为9.7万m3,单价为1.5元/m3,水费为14.55万元;用电量为115.7万kW·h,单价为1.3元/kW·h,电费为150.41万元;需要人工6人,人工费计30万元;维修费取2.00万元,设备折旧费取20.00万元。经计算可知,每年的净利润可增加2 003.1万元。磁选尾矿经浸出后,渣中的TiO2含量升高,同时还含有Ca、Mg、Si等元素,具有潜在的利用价值。

3 磁选尾矿制备水玻璃

传统的水玻璃制备工艺主要以硅砂为硅源,尚未见利用硫酸法钛白粉酸解渣中的硅源制备水玻璃的报道。本研究采用磁选技术从酸解渣中提取钛,然后将剩余的磁选尾矿与氢氧化钠结合,采用常压湿法浸出工艺制备水玻璃。需要注意的是,该工艺主要适用于生产模数不超过2.5的水玻璃产品。

为减少磁选尾矿中可能存在的其他弱磁性矿物及其中包含的细小木炭颗粒、有机物质以及可溶性杂质对液相水玻璃制备时的干扰,首先通过强磁选除去杂质,然后进行预处理:在500 ℃下焙烧以去除木炭和有机物质(损失率为7.86%),随后通过水洗去除水溶性杂质(损失率为3.89%)。经以上步骤处理干燥后的渣料,作为制备水玻璃的硅源。

在以预处理后的渣料制备水玻璃的试验中,通过考察浸出温度、碱浓度、反应时间、液固比、搅拌速度对SiO2溶出率和水玻璃模数的影响来确定最佳工艺条件。

3.1 碱浸制备水玻璃热力学分析

利用热力学模拟软件HCS计算得到磁选尾矿中各氧化物在碱液中的溶解吉布斯自由能随温度的变化关系(见图6)。由图6可知,尾矿中CaO、MgO在碱液中的溶解吉布斯自由能大于0,而其他氧化物在碱液中的溶解吉布斯自由能小于0,表明CaO、MgO不溶于碱液,而SiO2、Al2O3、MgO溶于碱液。SiO2的ΔrG(标准吉布斯自由能)曲线低于其他氧化物的ΔrG曲线,说明溶解过程中大多数氧化物杂质比SiO2难溶于碱液。由磁选尾矿化学成分分析结果可知,其中易溶杂质氧化物的含量很低,说明碱浸出液中的易溶杂质是微量的。综上可知,利用磁选尾矿湿法制备水玻璃是可行的。

图6 温度对各氧化物在碱液中的溶解吉布斯自由能的影响

3.2 浸出试验

3.2.1 浸出温度的影响

浸出过程中温度的影响较为显著,分子热运动随着温度的升高而加快[21]。固定给矿量为30 g、搅拌速度为300 r/min、液固比为3∶1、NaOH浓度为3 mol/L、浸出时间为60 min,考察浸出温度对SiO2溶出率和水玻璃模数的影响,结果见图7。

图7 各因素对SiO2溶出率和水玻璃模数的影响

由图7(a)可知,随着浸出温度的升高,SiO2的溶出率和水玻璃模数均呈上升趋势。常温下,SiO2溶出率为14.66%,水玻璃模数为0.25。当温度升至90 ℃时,溶出率升至76.35%,模数增至1.90。继续升温至100 ℃,溶出率仅增加1.12百分点,模数增加0.05,表明升高温度能加快分子运动,提高反应速率,但超过90 ℃后,效果减弱,且能耗增加。因此,较适宜的浸出温度为90 ℃。

3.2.2 液固比的影响

本试验中液固比是指溶解预处理渣所需NaOH溶液的体积(mL)与预处理渣的质量(g)之比。固定给矿量为30 g、搅拌速度为300 r/min、浸出时间为60 min、NaOH浓度为3 mol/L、浸出温度为90℃,考察液固比对SiO2溶出率和水玻璃模数的影响,结果见图7(b)。由图7(b)可知:当液固比增至3∶1时,SiO2溶出率增加了13.52百分点;继续增加液固比至5∶1,SiO2溶出率仅增加0.64百分点。水玻璃模数随液固比的增加呈递减趋势,这归因于低液固比增大了矿浆黏度,减缓了NaOH和水玻璃的扩散,限制了SiO2的溶出。在低液固比下,碱浓度不足,导致SiO2参与的反应量超过NaOH,使得溶液中Na2O含量低于SiO2,导致水玻璃模数较高。随着反应的进行,预处理渣中的SiO2逐渐耗尽,溶出率增长变缓。因此,较适宜的液固比为3∶1。

3.2.3 NaOH浓度的影响

固定给矿量为30 g、浸出温度为90 ℃、搅拌速度为300 r/min、液固比为3∶1、浸出时间为60 min,考察NaOH浓度对SiO2溶出率和水玻璃模数的影响,结果见图7(c)。由图7(c)可知:随着NaOH浓度的升高,SiO2溶出率也逐渐升高,而水玻璃模数则逐渐降低;当NaOH浓度升至3 mol/L时,SiO2溶出率从61.89%升至76.35%,水玻璃模数从2.81降至1.91。当NaOH浓度达到饱和状态时,继续升高碱浓度,SiO2溶出率增幅很小;而水玻璃中Na2O的含量随着NaOH浓度的升高而升高,且其增幅大于SiO2含量的增幅,导致水玻璃模数不断降低。因此,较合适的NaOH浓度为2 mol/L。

3.2.4 浸出时间的影响

当浸出过程中的化学反应未达到平衡时,化学反应会随着时间的延长而进行得更彻底,目标元素的浸出率也就越高。但当化学反应接近或达到平衡时,延长时间并不会使目标元素的浸出率显著升高。在给矿量为30 g、浸出温度为90 ℃、液固比为3∶1、NaOH浓度为2 mol/L、搅拌速度为300 r/min的条件下,考察浸出时间对SiO2溶出率和水玻璃模数的影响,结果见图7(d)。

由图7(d)可知,随着浸出时间的延长,SiO2溶出率和水玻璃模数均呈先升高后趋于稳定的趋势。当浸出时间延长至60 min时,SiO2溶出率与水玻璃模数分别增加了2.96百分点和0.16。进一步延长浸出时间至150 min,SiO2溶出率和水玻璃模数增长趋势不明显。因此,较合适的浸出时间为60 min。

3.2.5 搅拌速度的影响

合适的搅拌速度对反应至关重要,其可以加快浸出过程中目标产物的扩散速度,从而提高溶出率。固定给矿量为30 g、浸出温度为90 ℃、浸出时间为60 min、液固比为3∶1、NaOH浓度为2 mol/L,考察搅拌速度对SiO2溶出率和水玻璃模数的影响,结果见图7(e)。

由图7(e)可知,随着搅拌速度的增大,SiO2溶出率和水玻璃模数均呈先缓慢升高后趋于稳定的趋势。当搅拌速度增至200 r/min时,SiO2溶出率和水玻璃模数分别增加了3.92百分点和0.18。继续增大搅拌速度至300 r/min,对二者的影响不明显。但在实际浸出过程中,搅拌速度较慢时,部分矿容易黏附在烧杯底部,导致浸出效果变差。综上,较合适的搅拌速度为300 r/min。

3.3 水玻璃成分分析

在最佳试验条件下(浸出时间60 min、浸出温度90 ℃、液固比3∶1、NaOH浓度2 mol/L、搅拌速度300 r/min),分别对经预处理及未经预处理的磁选尾矿进行碱浸制水玻璃试验。磁选尾矿化学多元素分析结果见表6。由表6可知:磁选尾矿中SiO2质量分数最高,达50.15%,Fe2O3、CaO、Al2O3、MgO、TiO2的质量分数均是影响水玻璃品质的关键指标;尾矿中的As质量分数较高,须关注碱浸过程中As是否进入溶液。

表6 磁选尾矿化学多元素分析结果

经过预处理和未经预处理制得的液体水玻璃成分分析结果见表7。由表7可知,制备得到的水玻璃中各金属氧化物含量及As含量远低于磁选尾矿中的含量,表明制备过程中并未引入过多杂质。经过预处理制得的水玻璃中各杂质含量均明显低于未经预处理的杂质含量。同时,经过预处理的磁选尾矿制得的水玻璃模数为2.38,而未经预处理的磁选尾矿制得的水玻璃模数为2.29,二者相差0.09。因此,制备水玻璃前须对磁选尾矿进行预处理除杂。

表7 经过预处理和未经预处理的磁选尾矿制得的水玻璃成分分析结果 单位:%

3.4 碱浸渣成分分析

3.4.1 X射线衍射(XRD)分析

通过分析未经预处理和经过焙烧-水洗预处理的磁选尾矿的XRD图谱(见图8) 发现,两者的物相组成基本保持一致,两种样品的XRD图谱中均出现了透辉石(Ca(Mg,Fe)Si2O6)、富铝透辉石(Ca(Mg,Fe,Al)(Si,Al)2O6)和富钛透辉石(Ca(Ti,Mg,Al)(Si,Al)2O6)的特征衍射峰以及SiO2的衍射峰;而经预处理的磁选尾矿的SiO2衍射峰更加显著,表明其活性SiO2的含量更高。

图8 未处理、经预处理磁选尾矿及碱浸渣的XRD图谱

进一步对比经预处理的磁选尾矿与碱浸渣的XRD图谱可知,碱浸渣的XRD图谱中未发现透辉石和富钛透辉石的衍射峰,表明这些物相在碱浸过程中可能发生了改变或溶解。同时,经预处理后的磁选尾矿中无定型相在碱溶液中溶解。在碱浸渣的XRD图谱中,除了SiO2的衍射峰外,还发现了金红石型TiO2的特征衍射峰。碱浸后依然存在的SiO2衍射峰表明,这部分硅的活性较弱,不易与碱发生反应。

综上,预处理可增强磁选尾矿中SiO2的活性,而碱浸过程则主要影响了透辉石和富钛透辉石的物相。碱浸处理后仍有部分SiO2未反应,这可能是其较弱的活性所致。

3.4.2 碱浸渣化学多元素分析

碱浸渣化学多元素分析结果见表8。

表8 碱浸渣化学多元素分析结果

由表8可知,磁选尾矿经浸出处理制备水玻璃后,渣中TiO2、Fe2O3、CaO、Al2O3、MgO质量分数分别从2.31%、4.71%、3.86%、3.21%、2.87%升至12.45%、11.73%、10.82%、7.14%、5.92%,SiO2质量分数从50.15%降至28.64%。

4 结论

a.试验确定了酸解渣“1粗1精1扫”的磁选工艺流程,粗选最佳试验条件为磁感应强度0.5 T、脉动冲次250 r/min、磁介质丝径2.0 mm、矿浆流速1.0 cm/s,精选最佳试验条件为磁感应强度0.6 T、脉动冲次200 r/min、磁介质丝径2.0 mm、矿浆流速1.0 cm/s,扫选条件与粗选相同,最终得到产率为37.31%、TiO2品位为50.39%、回收率为87.64%的精矿产品。

b.酸解反应试验发现,酸解指标差异较小,脉动高梯度磁选回收的精矿可代替钛铁矿作为硫酸法生产钛白粉的原料,具有较高的回收利用价值。

c.对比分析未经磁选酸解渣与磁选精矿的XRD图谱可知,磁选可以将渣中未反应完全的钛铁矿有效分离,从而达到使TiO2在精矿中富集的目的。

d.对磁选尾矿经预处理后的渣进行碱浸处理,得到的最佳试验条件为浸出时间60 min、浸出温度90 ℃、液固比3∶1、NaOH浓度2 mol/L、搅拌速度300 r/min,在此条件下制得的水玻璃模数为2.38,渣中SiO2溶出率为67.40%。

e.本文通过“磁选-NaOH浸出”工艺对酸解渣进行了综合利用探索,该工艺简单,碱浸过程无废水排出,对环境污染小,但碱浸渣中仍有12.45%的TiO2和0.407%的As。

王蓓琳,高利坤,饶兵,等.硫酸法钛白粉酸解渣综合利用试验研究[J].化工矿物与加工,2025,54(6):18-28.