RU2149908C1 - Method of breaking down of mineral and technogenic materials - Google Patents
Method of breaking down of mineral and technogenic materials Download PDFInfo
- Publication number
- RU2149908C1 RU2149908C1 RU98119910/02A RU98119910A RU2149908C1 RU 2149908 C1 RU2149908 C1 RU 2149908C1 RU 98119910/02 A RU98119910/02 A RU 98119910/02A RU 98119910 A RU98119910 A RU 98119910A RU 2149908 C1 RU2149908 C1 RU 2149908C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- hydrochloric acid
- temperature
- extraction
- residue
- degree
- Prior art date
Links
Landscapes
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Настоящее изобретение относится к технологии минерального и техногенного сырья, которое используется для получения соединений титана, ниобия, тантала и редкоземельных элементов. The present invention relates to the technology of mineral and industrial raw materials, which is used to obtain compounds of titanium, niobium, tantalum and rare earth elements.
Известен способ разложения минерального и техногенного сырья, в частности перовскитового концентрата (см. патент Германии N 285083, МПК C 01 G 23/04, 1990), путем обработки 20-30%-ной соляной кислотой или 40-48%-ной азотной кислотой при 160-200oC в течение 1,0-2,5 часов в автоклаве.A known method of decomposition of mineral and industrial raw materials, in particular perovskite concentrate (see German patent N 285083, IPC C 01 G 23/04, 1990), by treatment with 20-30% hydrochloric acid or 40-48% nitric acid at 160-200 o C for 1.0-2.5 hours in an autoclave.
Известен способ разложения минерального и техногенного сырья, в частности ильменитового концентрата (см. Белякова Е.П., Двернякова А.А.Разложение ильменитового концентрата соляной кислотой //Укр.хим.ж. 1963, 29, N 6, 633-636), путем обработки 20%-ной соляной кислотой при температуре 220oC в автоклаве.A known method of decomposition of mineral and industrial raw materials, in particular ilmenite concentrate (see Belyakova E.P., Dvernyakova A.A. Decomposition of ilmenite concentrate with hydrochloric acid // Ukrainian Chemical Chemistry. 1963, 29, N 6, 633-636) , by treating with 20% hydrochloric acid at a temperature of 220 o C in an autoclave.
Недостатками указанных способов являются высокая температура разложения, повышенная энергоемкость и сложность аппаратурного оформления. The disadvantages of these methods are the high decomposition temperature, increased energy intensity and complexity of the hardware design.
Известен способ разложения минерального и техногенного сырья, в частности метаниобата лития (см. Кулифеев В.К., Мякишева Л.В. Разработка комплексной технологии утилизации ниобия и лития из отходов и брака производства монокристаллов ниобата лития // 2-ой международный симпозиум - Проблемы комплексного использования руд, 19-24 мая 1996 г., С.-Петербург, с.337), путем спекания с незначительным избытком карбоната лития при температуре 700-725oC с получением ортониобата лития, который разлагают соляной кислотой.There is a method of decomposition of mineral and industrial raw materials, in particular lithium methaniobate (see Kulifeev V.K., Myakisheva L.V. Development of an integrated technology for the disposal of niobium and lithium from waste and scrap production of lithium niobate single crystals // 2nd International Symposium - Problems complex use of ores, May 19-24, 1996, St. Petersburg, p.337), by sintering with a slight excess of lithium carbonate at a temperature of 700-725 o C to obtain lithium orthioniobate, which is decomposed with hydrochloric acid.
Недостатком способа является необходимость высокотемпературного спекания метаниобата лития с избытком карбоната лития, что приводит к дополнительным энергетическим расходам, делает процесс многооперационным и требует подбора материала, стойкого к соединениям лития, агрессивным при высоких температурах. The disadvantage of this method is the need for high-temperature sintering of lithium methaniobate with an excess of lithium carbonate, which leads to additional energy costs, makes the process multi-operation and requires the selection of material resistant to lithium compounds, aggressive at high temperatures.
Известен также способ разложения минерального и техногенного сырья, в частности лопаритового концентрата (см. Мурач Н.Н., Поведская Л.Г., Кулифеев В. К. Сборник научных трудов. Ин-т цвети. мет. им. М.И.Калинина. 1963, N 35, 171-174), путем обработки 35%-ной соляной кислотой в автоклаве при Т:Ж = 1: 4,75 и температуре 110-120oC в течение 4 часов. Перед обработкой концентрат измельчают до крупности 740 мкм. Для более активного воздействия кислоты в автоклав загружают фарфоровые шары. Извлечение ценных компонентов концентрата в раствор составляет 95-97%. Выход твердого остатка не превышает 8-10%.There is also a method of decomposing mineral and industrial raw materials, in particular loparite concentrate (see Murach N.N., Povedskaya L.G., Kulifeev V.K. Collection of scientific papers. Institute of flowering. Met. Named after M.I. Kalinin. 1963, N 35, 171-174), by treatment with 35% hydrochloric acid in an autoclave at T: W = 1: 4.75 and a temperature of 110-120 o C for 4 hours. Before processing, the concentrate is crushed to a particle size of 740 microns. For a more active effect of acid, porcelain balls are loaded into the autoclave. The extraction of valuable components of the concentrate into the solution is 95-97%. The yield of solid residue does not exceed 8-10%.
Недостатками способа являются повышенная температура процесса, недостаточно полная степень извлечения ценных компонентов, реализация процесса в автоклаве, что усложняет его аппаратурное оформление. The disadvantages of the method are the elevated temperature of the process, the insufficiently complete degree of extraction of valuable components, the implementation of the process in an autoclave, which complicates its design.
Настоящее изобретение направлено на решение задачи снижения энергоемкости процесса и упрощения его аппаратурного оформления при обеспечении высокой степени извлечения в раствор ценных компонентов. The present invention is directed to solving the problem of reducing the energy intensity of the process and simplifying its hardware design while ensuring a high degree of extraction of valuable components into the solution.
Поставленная задача решается тем, что в способе разложения минерального и техногенного сырья, содержащего металл, выбранный из группы, включающей ниобий, тантал, титан, путем обработки исходного сырья в герметичных условиях концентрированной соляной кислотой при нагревании и перемешивании, обработку сырья ведут соляной кислотой с концентрацией 35,5-40% при температуре 75-100oC.The problem is solved in that in the method of decomposition of mineral and industrial raw materials containing a metal selected from the group comprising niobium, tantalum, titanium, by treating the feedstock in sealed conditions with concentrated hydrochloric acid when heated and stirring, the raw materials are treated with hydrochloric acid with a concentration 35.5-40% at a temperature of 75-100 o C.
На решение поставленной задачи направлено также то, что в качестве исходного сырья используют лопарит, ильменит, сфен, перовскит, титаномагнетит и ниобат лития. The solution of this problem is also directed to the fact that loparite, ilmenite, sphene, perovskite, titanomagnetite and lithium niobate are used as feedstock.
Решение поставленной задачи достигается и тем, что обработку осуществляют при начальном давлении 0,2 - 0,5 МПа. The solution to this problem is achieved by the fact that the processing is carried out at an initial pressure of 0.2 - 0.5 MPa.
Поставленная задача решается также тем, что процесс ведут в режиме противотока. The problem is also solved by the fact that the process is conducted in countercurrent mode.
Повышение концентрации кислоты более 35,5% позволяет снизить температуру разложения без ущерба для степени извлечения ценных компонентов и продолжительности процесса. Верхний предел концентрации 40% определяется растворимостью соляной кислоты. При понижении концентрации менее 35,5% увеличиваются материальные потоки и снижается степень извлечения ценных компонентов в раствор. Increasing the acid concentration of more than 35.5% can reduce the decomposition temperature without compromising the degree of extraction of valuable components and the duration of the process. The upper limit of 40% is determined by the solubility of hydrochloric acid. With a decrease in concentration of less than 35.5%, material flows increase and the degree of extraction of valuable components into the solution decreases.
Проведение обработки в герметичных условиях обеспечивает использование кислоты без потерь на взаимодействие с сырьем. Carrying out processing in sealed conditions ensures the use of acid without loss of interaction with the raw material.
Повышение температуры более 100oC усложняет аппаратурное оформление процесса. Снижение температуры менее 100oC упрощает выбор конструкционных материалов и способа нагрева, а также снижает энергозатраты, однако при понижении температуры менее 75oC уменьшается степень извлечения в раствор.An increase in temperature of more than 100 o C complicates the hardware design of the process. Lowering the temperature less than 100 o C simplifies the choice of structural materials and heating method, and also reduces energy consumption, however, when lowering the temperature less than 75 o C reduces the degree of extraction into the solution.
В выбранном температурном интервале начальное давление не превышает 0,5 МПа. Нижний предел давления 0,2 МПа определяется содержанием остаточной соляной кислоты и температурой процесса. In the selected temperature range, the initial pressure does not exceed 0.5 MPa. The lower pressure limit of 0.2 MPa is determined by the content of residual hydrochloric acid and the process temperature.
Ведение процесса в режиме противотока позволяет в заявленном интервале концентраций и температур достичь 99%-ного извлечения всех ценных компонентов и их максимальной концентрации в продукционном растворе. The process in countercurrent mode allows in the claimed range of concentrations and temperatures to achieve 99% recovery of all valuable components and their maximum concentration in the production solution.
Сущность и преимущества предлагаемого способа могут быть пояснены следующими Примерами. The essence and advantages of the proposed method can be illustrated by the following Examples.
Пример 1. 5 г лопаритового концентрата с крупностью частиц 50 мкм, имеющего состав, мас.%: TiO2 46,30; сумма РЗЭ 26,19; SrO 2,20; Nb2O5 6,16; Ta2O5 0,47; CaO 5,40; K2O 1,80; SiO2 2,10; Fe2O3 0,6; ThO2 0,63; нерастворимые в соляной кислоте минералы (эгирин, полевой шпат) 4,80, обрабатывают в герметичных условиях 37%-ной соляной кислотой при Т:Ж=1:5 и температуре 100oC в течение 6 часов. Отделяют фильтрацией нерастворимый остаток. Вес остатка 0,39 г. Степень извлечения для растворимых в соляной кислоте компонентов составляет 96,8%. Фильтрат содержит, г/л: TiO2 85,40; сумма РЗЭ 48,30; Nb2O5 11,40; Ta2O5 0,80.Example 1. 5 g of loparite concentrate with a particle size of 50 μm, having a composition, wt.%: TiO 2 46.30; the amount of REE 26.19; SrO 2.20; Nb 2 O 5 6.16; Ta 2 O 5 0.47; CaO 5.40; K 2 O 1.80; SiO 2 2.10; Fe 2 O 3 0.6; ThO 2 0.63; minerals insoluble in hydrochloric acid (aegirine, feldspar) 4.80, are treated under airtight conditions with 37% hydrochloric acid at T: W = 1: 5 and a temperature of 100 o C for 6 hours. The insoluble residue was separated by filtration. The weight of the residue is 0.39 g. The degree of extraction for the components soluble in hydrochloric acid is 96.8%. The filtrate contains, g / l: TiO 2 85.40; the amount of REE 48.30; Nb 2 O 5 11.40; Ta 2 O 5 0.80.
Пример 2. Обрабатывают лопаритовый концентрат по Примеру 1, но при 90oC и давлении в начале процесса 0,5 МПа. Вес остатка 0,33 г. Степень извлечения 98,1%. Фильтрат содержит, г/л: TiO2 86,50; сумма РЗЭ 48,90; Nb2O5 11,50; Ta2O5 0,90.Example 2. Process loparite concentrate according to Example 1, but at 90 o C and a pressure at the beginning of the process of 0.5 MPa. The weight of the residue is 0.33 g. The degree of extraction is 98.1%. The filtrate contains, g / l: TiO 2 86.50; the amount of REE 48.90; Nb 2 O 5 11.50; Ta 2 O 5 0.90.
Пример 3. Обрабатывают лопаритовый концентрат по Примеру 1, но при 75oC. Вес остатка 0,77 г. Степень извлечения 88,9%. Фильтрат содержит, г/л: TiO2 78,30; сумма РЗЭ 44,30; Nb2O5 10,40; Ta2O5 0,80.Example 3. Process loparite concentrate according to Example 1, but at 75 o C. the Weight of the residue of 0.77 g. The degree of extraction of 88.9%. The filtrate contains, g / l: TiO 2 78.30; the amount of REE 44.30; Nb 2 O 5 10.40; Ta 2 O 5 0.80.
Пример 4. Обрабатывают лопаритовый концентрат по Примеру 1, но при Т:Ж= 1: 4 и температуре 90oC. Вес остатка 0,42 г. Степень извлечения 96,3%. Фильтрат содержит, г/л: TiO2 106,00; сумма РЗЭ 59,90; Nb2O5 14,10; Ta2O5 1,10.Example 4. Process loparite concentrate according to Example 1, but at T: W = 1: 4 and a temperature of 90 o C. The weight of the residue of 0.42 g. The degree of extraction of 96.3%. The filtrate contains, g / l: TiO 2 106.00; the amount of REE 59.90; Nb 2 O 5 14.10; Ta 2 O 5 1.10.
Пример 5. Обрабатывают лопаритовый концентрат по Примеру 1, но при 90oC в течение 4 часов. Вес остатка 0,45 г. Степень извлечения 95,7%. Фильтрат содержит, г/л: TiO2 84,30; сумма РЗЭ 47,70; Nb2O5 11,20; Ta2O5 0,85.Example 5. Process loparite concentrate according to Example 1, but at 90 o C for 4 hours. The weight of the residue is 0.45 g. The degree of extraction is 95.7%. The filtrate contains, g / l: TiO 2 84.30; the amount of REE 47.70; Nb 2 O 5 11.20; Ta 2 O 5 0.85.
В Примере 6 осуществляют кислотную обработку суммы нерастворимых остатков, образовавшихся при осуществлении способа по Примерам 1-5, т.е. используют режим противотока, дополнительно повышая степень извлечения. In Example 6, the acid treatment of the amount of insoluble residues formed during the implementation of the method according to Examples 1-5, i.e. use the counterflow mode, further increasing the degree of extraction.
Пример 6. 2,36 г нерастворимых остатков, полученных по Примерам 1-5, обрабатывают 37%-ной соляной кислотой при Т:Ж=1:7, температуре 75oC в течение 4 часов. Давление в начале процесса 0,2 МПа. Вес нерастворимого остатка 0,68 г. Кристаллооптическим анализом в остатке найдены только зерна эгирина. Степень извлечения 71%. В результате повторной обработки соляной кислотой в режиме противотока достигается практически полное извлечение ценных компонентов в раствор.Example 6. 2.36 g of insoluble residues obtained in Examples 1-5, treated with 37% hydrochloric acid at T: W = 1: 7, a temperature of 75 o C for 4 hours. The pressure at the beginning of the process is 0.2 MPa. The weight of the insoluble residue was 0.68 g. Only aegirine grains were found in the residue by crystal-optical analysis. The degree of extraction of 71%. As a result of repeated treatment with hydrochloric acid in countercurrent mode, almost complete extraction of valuable components into the solution is achieved.
Пример 7. 5 г перовскитового концентрата с крупностью частиц 100 мкм, имеющего состав, мас.%: TiO2 53,0; сумма РЗЭ 2,0; (Nb,Ta)2O5 0,8; CaO 36,0; SiO2 4,2; Fe2O3 2,0; FeO 0,9; нерастворимые в соляной кислоте минералы (метасиликаты, оливин) 12,0, обрабатывают в герметичных условиях 39%-ной соляной кислотой при Т:Ж=1:5 и температуре 100oC в течение 7,5 часов. Отделяют фильтрацией нерастворимый остаток. Вес остатка 0,64 г. Степень извлечения для растворимых в соляной кислоте компонентов составляет 99,0%. Фильтрат содержит, г/л: TiO2 92,0; (Nb,Ta)2O5 1,4; CaO 62,7.Example 7. 5 g of perovskite concentrate with a particle size of 100 μm, having a composition, wt.%: TiO 2 53,0; the amount of REE 2.0; (Nb, Ta) 2 O 5 0.8; CaO 36.0; SiO 2 4.2; Fe 2 O 3 2.0; FeO 0.9; minerals insoluble in hydrochloric acid (metasilicates, olivine) 12.0 are treated under sealed conditions with 39% hydrochloric acid at T: W = 1: 5 and a temperature of 100 ° C. for 7.5 hours. The insoluble residue was separated by filtration. The weight of the residue is 0.64 g. The degree of extraction for the components soluble in hydrochloric acid is 99.0%. The filtrate contains, g / l: TiO 2 92.0; (Nb, Ta) 2 O 5 1.4; CaO 62.7.
Пример 8. Обрабатывают перовскитовый концентрат по примеру 7, но 38%-ной соляной кислотой при Т: Ж=1:3,4 и температуре 95oC в течение 8 часов. Вес остатка 0,88 г. Степень извлечения 94,0%. Фильтрат содержит, г/л: TiO2 87,3; (Nb,Ta)2O5 1,3; CaO 59,3.Example 8. Process perovskite concentrate according to example 7, but with 38% hydrochloric acid at T: W = 1: 3.4 and a temperature of 95 o C for 8 hours. The weight of the residue is 0.88 g. The degree of extraction is 94.0%. The filtrate contains, g / l: TiO 2 87.3; (Nb, Ta) 2 O 5 1.3; CaO 59.3.
Пример 9. Обрабатывают перовскитовый концентрат по примеру 7, но 40%-ной соляной кислотой при Т:Ж=1:5 и температуре 90oC в течение 6 часов. Вес остатка 0,69 г. Степень извлечения 98,3%. Фильтрат содержит, г/л: TiO2 91,3; (Nb,Ta)2O5 1,38; CaO 62,0.Example 9. Process perovskite concentrate according to example 7, but 40% hydrochloric acid at T: W = 1: 5 and a temperature of 90 o C for 6 hours. The weight of the residue is 0.69 g. The degree of extraction is 98.3%. The filtrate contains, g / l: TiO 2 91.3; (Nb, Ta) 2 O 5 1.38; CaO 62.0.
Пример 10. Обрабатывают перовскитовый концентрат по примеру 9, но при Т: Ж=1:4. Вес остатка 0,80 г. Степень извлечения 95,5%. Фильтрат содержит, г/л: TiO2 88,7; (Nb,Ta)2O5 1,34; CaO 60,2.Example 10. Process perovskite concentrate according to example 9, but at T: W = 1: 4. The weight of the residue is 0.80 g. The degree of extraction is 95.5%. The filtrate contains, g / l: TiO 2 88.7; (Nb, Ta) 2 O 5 1.34; CaO 60.2.
Пример 11. 5 г сфенового концентрата с крупностью частиц 250 мкм, имеющего состав, мас. %: TiO2 33,1; сумма РЗЭ 0,5; CaO 24,9; SiO2 30,0; Fe2O3 1,6-3,6; нерастворимые в соляной кислоте компоненты 30,0, обрабатывают в герметичных условиях 38%-ной соляной кислотой при Т:Ж=1:5 и температуре 95oC в течение 4 часов. Отделяют фильтрацией нерастворимый остаток. Вес остатка 1,55 г. Степень извлечения для растворимых в соляной кислоте компонентов составляет 98,4%. Фильтрат содержит, г/л: TiO2 45,7; CaO 34,3.Example 11. 5 g of sphene concentrate with a particle size of 250 μm, having a composition, wt. %: TiO 2 33.1; the amount of REE 0.5; CaO 24.9; SiO 2 30.0; Fe 2 O 3 1.6-3.6; insoluble in hydrochloric acid components 30.0 are treated under sealed conditions with 38% hydrochloric acid at T: W = 1: 5 and a temperature of 95 o C for 4 hours. The insoluble residue was separated by filtration. The weight of the residue is 1.55 g. The degree of extraction for the components soluble in hydrochloric acid is 98.4%. The filtrate contains, g / l: TiO 2 45.7; CaO 34.3.
Пример 12. Обрабатывают сфеновый концентрат по примеру 11, но при температуре 75oC в течение 6 часов. Вес остатка 2,00 г. Степень извлечения 85,7%. Фильтрат содержит, г/л: TiO2 39,7; CaO 29,9.Example 12. Process sphenic concentrate according to example 11, but at a temperature of 75 o C for 6 hours. The weight of the residue is 2.00 g. The degree of extraction is 85.7%. The filtrate contains, g / l: TiO 2 39.7; CaO 29.9.
Пример 13. 5 г ильменитового концентрата с крупностью частиц 70 мкм, имеющего состав, мас.%: TiO2 46,0; Fe2O3 5,0; FeO 35,0; SiO2 6,0; MgO 2,0; нерастворимые в соляной кислоте компоненты 6,0, обрабатывают в герметичных условиях 38%-ной соляной кислотой при Т:Ж=1:5 и температуре 95oC в течение 5 часов. Отделяют фильтрацией нерастворимый остаток. Вес остатка 0,29 г. Степень извлечения для растворимых в соляной кислоте компонентов составляет 99,0%. Фильтрат содержит, г/л: TiO2 86,6; Fe2O3 9,4; FeO 65,9.Example 13. 5 g of ilmenite concentrate with a particle size of 70 μm, having a composition, wt.%: TiO 2 46,0; Fe 2 O 3 5.0; FeO 35.0; SiO 2 6.0; MgO 2.0; insoluble in hydrochloric acid components 6.0, treated in sealed conditions with 38% hydrochloric acid at T: W = 1: 5 and a temperature of 95 o C for 5 hours. The insoluble residue was separated by filtration. The weight of the residue is 0.29 g. The degree of extraction for the components soluble in hydrochloric acid is 99.0%. The filtrate contains, g / l: TiO 2 86.6; Fe 2 O 3 9.4; FeO 65.9.
Пример 14. Обрабатывают ильменитовый концентрат по примеру 13, но 35,5%-ной соляной кислотой. Вес остатка 0,54 г. Степень извлечения 94,9%. Фильтрат содержит, г/л: TiO2 82,0; Fe2O3 8,8; FeO 62,5.Example 14. Process ilmenite concentrate according to example 13, but with 35.5% hydrochloric acid. The weight of the residue is 0.54 g. The degree of extraction is 94.9%. The filtrate contains, g / l: TiO 2 82.0; Fe 2 O 3 8.8; FeO 62.5.
Пример 15. 5 г титаномагнетитового концентрата с крупностью частиц 200 мкм, имеющего состав, мас.%: TiO2 15,5; Fe 56,5; SiO2 2,3; нерастворимые в соляной кислоте компоненты 8,0, обрабатывают в герметичных условиях 38%-ной соляной кислотой при Т:Ж=1:5 и температуре 95oC в течение 7,5 часов. Отделяют фильтрацией нерастворимый остаток. Вес остатка 0,42 г. Степень извлечения для растворимых в соляной кислоте компонентов составляет 99,5%. Фильтрат содержит, г/л: TiO2 28,4; Fe 95,0.Example 15. 5 g of titanomagnetite concentrate with a particle size of 200 μm, having a composition, wt.%: TiO 2 15,5; Fe 56.5; SiO 2 2,3; insoluble in hydrochloric acid components 8.0 are treated under sealed conditions with 38% hydrochloric acid at T: W = 1: 5 and a temperature of 95 o C for 7.5 hours. The insoluble residue was separated by filtration. The weight of the residue is 0.42 g. The degree of extraction for components soluble in hydrochloric acid is 99.5%. The filtrate contains, g / l: TiO 2 28.4; Fe 95.0.
Пример 16. 5 г отходов ниобата лития с крупностью частиц 50 мкм, полученных при нарезании пластин из монокристаллов, обрабатывают в герметичных условиях 37%-ной соляной кислотой при Т:Ж=1:20 и температуре 95oC в течение 7 часов. Отделяют фильтрацией нерастворимый остаток. Вес остатка 0,175 г. Степень извлечения 96,5%. Фильтрат содержит, г/л: Nb2O5 43,0; Li2O 4,9.Example 16. 5 g of lithium niobate waste with a particle size of 50 μm obtained by cutting wafers from single crystals is treated under sealed conditions with 37% hydrochloric acid at T: W = 1: 20 and a temperature of 95 o C for 7 hours. The insoluble residue was separated by filtration. The weight of the residue is 0.175 g. The degree of extraction is 96.5%. The filtrate contains, g / l: Nb 2 O 5 43.0; Li 2 O 4.9.
Пример 17. Обрабатывают отходы ниобата лития по Примеру 16, но при Т:Ж= 1: 15 в течение 8 часов. Вес остатка 0,28 г. Степень извлечения 94,5%. Фильтрат содержит, г/л: Nb2O5 56,5; Li2O 6,4.Example 17. Process waste lithium niobate according to Example 16, but at T: W = 1: 15 for 8 hours. The weight of the residue is 0.28 g. The degree of extraction is 94.5%. The filtrate contains, g / l: Nb 2 O 5 56.5; Li 2 O 6.4.
Таким образом, из приведенных Примеров следует, что предлагаемое изобретение позволяет снизить энергоемкость процесса за счет снижения температуры обработки при обеспечении высокой степени извлечения в раствор ценных компонентов, а также упростить аппаратурное оформление процесса. Thus, from the above Examples, it follows that the invention allows to reduce the energy intensity of the process by reducing the processing temperature while ensuring a high degree of extraction of valuable components into the solution, as well as to simplify the hardware design of the process.
Claims (4)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU98119910/02A RU2149908C1 (en) | 1998-11-03 | 1998-11-03 | Method of breaking down of mineral and technogenic materials |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU98119910/02A RU2149908C1 (en) | 1998-11-03 | 1998-11-03 | Method of breaking down of mineral and technogenic materials |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2149908C1 true RU2149908C1 (en) | 2000-05-27 |
Family
ID=20211933
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU98119910/02A RU2149908C1 (en) | 1998-11-03 | 1998-11-03 | Method of breaking down of mineral and technogenic materials |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2149908C1 (en) |
Cited By (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2201987C1 (en) * | 2001-11-29 | 2003-04-10 | Закрытое акционерное общество "Росредмет" | Method of break-down of loparite concentrate |
| WO2003046234A1 (en) * | 2001-11-29 | 2003-06-05 | Viktor Borisovich Petrov | Method for processing loparite concentrate |
| RU2211871C1 (en) * | 2001-11-29 | 2003-09-10 | Закрытое акционерное общество "Росредмет" | Method of processing loparite concentrate |
| RU2221746C2 (en) * | 2002-03-19 | 2004-01-20 | Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья им. И.В.Тананаева Кольского научного центра РАН | Method of decomposition of wastes of refractory metals with lithium compound monocrystals production |
| RU2244726C1 (en) * | 2003-05-20 | 2005-01-20 | Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья им. И.В. Тананаева Кольского научного центра Российской академии наук | Perovskite concentrate processing method |
| RU2293131C1 (en) * | 2005-07-04 | 2007-02-10 | Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья им. И.В. Тананаева Кольского научного центра Российской академии наук | Sphene concentrate processing method |
| RU2490346C1 (en) * | 2012-04-02 | 2013-08-20 | Богатырева Елена Владимировна | Processing method of arizonite and ilmenite concentrates |
| WO2015131266A1 (en) * | 2014-03-05 | 2015-09-11 | Kamaleddine Fouad F | The production of high-grade synthetic rutile from low-grade titanium-bearing ores |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3518054A (en) * | 1968-09-23 | 1970-06-30 | Titan Gmbh | Process for the manufacture of a titanium dioxide concentrate |
| DE1767449B2 (en) * | 1968-05-11 | 1975-10-23 | Kronos Titan-Gmbh, 5090 Leverkusen | Process for the continuous digestion of titanium ores with hydrochloric acid |
| US4321236A (en) * | 1981-02-05 | 1982-03-23 | Kerr-Mcgee Chemical Corporation | Process for beneficiating titaniferous materials |
-
1998
- 1998-11-03 RU RU98119910/02A patent/RU2149908C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| DE1767449B2 (en) * | 1968-05-11 | 1975-10-23 | Kronos Titan-Gmbh, 5090 Leverkusen | Process for the continuous digestion of titanium ores with hydrochloric acid |
| US3518054A (en) * | 1968-09-23 | 1970-06-30 | Titan Gmbh | Process for the manufacture of a titanium dioxide concentrate |
| US4321236A (en) * | 1981-02-05 | 1982-03-23 | Kerr-Mcgee Chemical Corporation | Process for beneficiating titaniferous materials |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Мурач Н.Н. и др. Сборник научных трудов. Ин-т цветных металлов им.М.И.Калинина, 1963, N 35, с. 171 -174. Реферативный журнал Химия, 1976, Реферат N 15 Л 108 П. * |
Cited By (11)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2201987C1 (en) * | 2001-11-29 | 2003-04-10 | Закрытое акционерное общество "Росредмет" | Method of break-down of loparite concentrate |
| WO2003046235A1 (en) * | 2001-11-29 | 2003-06-05 | Nikolai Vladimirovich Zots | Method for breaking down loparite concentrate |
| WO2003046234A1 (en) * | 2001-11-29 | 2003-06-05 | Viktor Borisovich Petrov | Method for processing loparite concentrate |
| RU2211871C1 (en) * | 2001-11-29 | 2003-09-10 | Закрытое акционерное общество "Росредмет" | Method of processing loparite concentrate |
| RU2211870C1 (en) * | 2001-11-29 | 2003-09-10 | Закрытое акционерное общество "Росредмет" | Method of processing loparite concentrate |
| RU2221746C2 (en) * | 2002-03-19 | 2004-01-20 | Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья им. И.В.Тананаева Кольского научного центра РАН | Method of decomposition of wastes of refractory metals with lithium compound monocrystals production |
| RU2244726C1 (en) * | 2003-05-20 | 2005-01-20 | Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья им. И.В. Тананаева Кольского научного центра Российской академии наук | Perovskite concentrate processing method |
| RU2293131C1 (en) * | 2005-07-04 | 2007-02-10 | Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья им. И.В. Тананаева Кольского научного центра Российской академии наук | Sphene concentrate processing method |
| RU2490346C1 (en) * | 2012-04-02 | 2013-08-20 | Богатырева Елена Владимировна | Processing method of arizonite and ilmenite concentrates |
| WO2015131266A1 (en) * | 2014-03-05 | 2015-09-11 | Kamaleddine Fouad F | The production of high-grade synthetic rutile from low-grade titanium-bearing ores |
| CN106232840A (en) * | 2014-03-05 | 2016-12-14 | 福阿德·F·卡迈勒丁 | Production of high-grade synthetic rutile from low-grade titanium-bearing ores |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| AU2016204038B2 (en) | Process for the recovery of titanium dioxide and value metals by reducing the concentration of hydrochloric acid in leach solution and system for same | |
| Al-Zahrani et al. | Extraction of alumina from local clays by hydrochloric acid process | |
| NO145306B (en) | PROCEDURE FOR AA PREPARED FIBER CUTS RESP. DISCONTINUOUS, CLUBSLY PACKED, HARD METAL FIBERS FOR INHIBITION IN A SPRAY CONCRETE MASS AND APPLICATION FOR IMPLEMENTATION OF THE PROCEDURE | |
| RU2149908C1 (en) | Method of breaking down of mineral and technogenic materials | |
| GB2207126A (en) | Process for attacking ores | |
| US4746497A (en) | Process for the production of high purity zirconia | |
| US3300297A (en) | Beneficiation of tantalum- and columbium-bearing tin slags | |
| US4296073A (en) | High temperature attack of ores by means of a liquor essentially containing a soluble bicarbonate | |
| CN110205500B (en) | Method for removing impurities in reduced gold powder | |
| RU2145980C1 (en) | Method of processing loparite concentrate | |
| RU2167820C2 (en) | Method of processing titanium-containing materials | |
| US3464783A (en) | Process for working up ores which contain tungsten | |
| RU2824026C1 (en) | Perovskite concentrate processing method | |
| US1028774A (en) | Process of extracting metals. | |
| RU2094502C1 (en) | Method of gold extraction from the mining raw | |
| RU2360985C1 (en) | Processing method of plumb-microlitic concentrate | |
| RU2244726C1 (en) | Perovskite concentrate processing method | |
| RU2801582C1 (en) | Perovskite concentrate processing method | |
| CN110157907A (en) | A kind of extracting process of Rare earth element | |
| CN103011286A (en) | Process for producing bismuth subcarbonate with crude bismuth oxide | |
| Zachariasen et al. | The isolation of platinum metals from partially refined concentrates | |
| JPS5846451B2 (en) | Method for producing aluminum hydroxide with high whiteness | |
| US723158A (en) | Process of treating nickel ores, &c. | |
| RU2221746C2 (en) | Method of decomposition of wastes of refractory metals with lithium compound monocrystals production | |
| DE3821294C1 (en) |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20041104 |