RU2465357C1 - Tungstenite concentrate processing method - Google Patents
Tungstenite concentrate processing method Download PDFInfo
- Publication number
- RU2465357C1 RU2465357C1 RU2011126453/02A RU2011126453A RU2465357C1 RU 2465357 C1 RU2465357 C1 RU 2465357C1 RU 2011126453/02 A RU2011126453/02 A RU 2011126453/02A RU 2011126453 A RU2011126453 A RU 2011126453A RU 2465357 C1 RU2465357 C1 RU 2465357C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- tungsten
- solution
- concentrate
- decomposition
- manganese
- Prior art date
Links
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 52
- 238000003672 processing method Methods 0.000 title 1
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 58
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 48
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 claims abstract description 33
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 27
- 239000003513 alkali Substances 0.000 claims abstract description 21
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims abstract description 14
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims abstract description 14
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 claims abstract description 12
- 238000012545 processing Methods 0.000 claims abstract description 12
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 11
- XMVONEAAOPAGAO-UHFFFAOYSA-N sodium tungstate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-][W]([O-])(=O)=O XMVONEAAOPAGAO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 11
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims abstract description 10
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 7
- WFKWXMTUELFFGS-UHFFFAOYSA-N tungsten Chemical compound [W] WFKWXMTUELFFGS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 52
- 229910052721 tungsten Inorganic materials 0.000 claims description 52
- 239000010937 tungsten Substances 0.000 claims description 52
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 32
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N Nitric acid Chemical class O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L manganese(2+);methyl n-[[2-(methoxycarbonylcarbamothioylamino)phenyl]carbamothioyl]carbamate;n-[2-(sulfidocarbothioylamino)ethyl]carbamodithioate Chemical compound [Mn+2].[S-]C(=S)NCCNC([S-])=S.COC(=O)NC(=S)NC1=CC=CC=C1NC(=S)NC(=O)OC WPBNNNQJVZRUHP-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 3
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 claims description 2
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 239000011734 sodium Substances 0.000 claims description 2
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims 1
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 claims 1
- 239000011591 potassium Substances 0.000 claims 1
- 239000011572 manganese Substances 0.000 abstract description 14
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 12
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 abstract description 11
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 10
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 6
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 2
- GTTYPHLDORACJW-UHFFFAOYSA-N nitric acid;sodium Chemical compound [Na].O[N+]([O-])=O GTTYPHLDORACJW-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract 1
- 230000035515 penetration Effects 0.000 abstract 1
- XAEFZNCEHLXOMS-UHFFFAOYSA-M potassium benzoate Chemical compound [K+].[O-]C(=O)C1=CC=CC=C1 XAEFZNCEHLXOMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 abstract 1
- VWDWKYIASSYTQR-UHFFFAOYSA-N sodium nitrate Chemical compound [Na+].[O-][N+]([O-])=O VWDWKYIASSYTQR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 15
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 13
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 13
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 11
- FGIUAXJPYTZDNR-UHFFFAOYSA-N potassium nitrate Inorganic materials [K+].[O-][N+]([O-])=O FGIUAXJPYTZDNR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 11
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 9
- 235000010344 sodium nitrate Nutrition 0.000 description 8
- 235000010333 potassium nitrate Nutrition 0.000 description 7
- 239000004317 sodium nitrate Substances 0.000 description 7
- 239000004323 potassium nitrate Substances 0.000 description 6
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 5
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 5
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 5
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000013065 commercial product Substances 0.000 description 4
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 4
- 239000000463 material Substances 0.000 description 4
- 239000012670 alkaline solution Substances 0.000 description 3
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 3
- AMWRITDGCCNYAT-UHFFFAOYSA-L hydroxy(oxo)manganese;manganese Chemical compound [Mn].O[Mn]=O.O[Mn]=O AMWRITDGCCNYAT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 3
- 239000000047 product Substances 0.000 description 3
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-N Phosphoric acid Chemical compound OP(O)(O)=O NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052783 alkali metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910001963 alkali metal nitrate Inorganic materials 0.000 description 2
- 150000001340 alkali metals Chemical class 0.000 description 2
- XAYGUHUYDMLJJV-UHFFFAOYSA-Z decaazanium;dioxido(dioxo)tungsten;hydron;trioxotungsten Chemical compound [H+].[H+].[NH4+].[NH4+].[NH4+].[NH4+].[NH4+].[NH4+].[NH4+].[NH4+].[NH4+].[NH4+].O=[W](=O)=O.O=[W](=O)=O.O=[W](=O)=O.O=[W](=O)=O.O=[W](=O)=O.O=[W](=O)=O.[O-][W]([O-])(=O)=O.[O-][W]([O-])(=O)=O.[O-][W]([O-])(=O)=O.[O-][W]([O-])(=O)=O.[O-][W]([O-])(=O)=O.[O-][W]([O-])(=O)=O XAYGUHUYDMLJJV-UHFFFAOYSA-Z 0.000 description 2
- 238000013461 design Methods 0.000 description 2
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 2
- 150000004679 hydroxides Chemical class 0.000 description 2
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 2
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 2
- IPJKJLXEVHOKSE-UHFFFAOYSA-L manganese dihydroxide Chemical class [OH-].[OH-].[Mn+2] IPJKJLXEVHOKSE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 2
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 2
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 2
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 2
- ZNOKGRXACCSDPY-UHFFFAOYSA-N tungsten trioxide Chemical compound O=[W](=O)=O ZNOKGRXACCSDPY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 1,2-bis(ethenyl)benzene;1-ethenyl-2-ethylbenzene;styrene Chemical compound C=CC1=CC=CC=C1.CCC1=CC=CC=C1C=C.C=CC1=CC=CC=C1C=C NWUYHJFMYQTDRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonium chloride Substances [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- WAEMQWOKJMHJLA-UHFFFAOYSA-N Manganese(2+) Chemical compound [Mn+2] WAEMQWOKJMHJLA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N Molybdenum Chemical compound [Mo] ZOKXTWBITQBERF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910002651 NO3 Inorganic materials 0.000 description 1
- NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N Nitrate Chemical compound [O-][N+]([O-])=O NHNBFGGVMKEFGY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910019142 PO4 Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- HUVSVEZKLBFKTA-UHFFFAOYSA-N [Ca].[W] Chemical compound [Ca].[W] HUVSVEZKLBFKTA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 1
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 1
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 1
- 229910000147 aluminium phosphate Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 description 1
- 239000003957 anion exchange resin Substances 0.000 description 1
- 238000011888 autopsy Methods 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 230000000903 blocking effect Effects 0.000 description 1
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 1
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 238000004891 communication Methods 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 description 1
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 description 1
- 238000003795 desorption Methods 0.000 description 1
- ZXOKVTWPEIAYAB-UHFFFAOYSA-N dioxido(oxo)tungsten Chemical group [O-][W]([O-])=O ZXOKVTWPEIAYAB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000002224 dissection Methods 0.000 description 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 1
- 238000009852 extractive metallurgy Methods 0.000 description 1
- 238000009851 ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M hydroxide Chemical compound [OH-] XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 230000002401 inhibitory effect Effects 0.000 description 1
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 1
- 239000003456 ion exchange resin Substances 0.000 description 1
- 229920003303 ion-exchange polymer Polymers 0.000 description 1
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- LDHBWEYLDHLIBQ-UHFFFAOYSA-M iron(3+);oxygen(2-);hydroxide;hydrate Chemical compound O.[OH-].[O-2].[Fe+3] LDHBWEYLDHLIBQ-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 150000002681 magnesium compounds Chemical class 0.000 description 1
- 229910052750 molybdenum Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011733 molybdenum Substances 0.000 description 1
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 1
- 235000021317 phosphate Nutrition 0.000 description 1
- 150000003013 phosphoric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 description 1
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 description 1
- 238000011160 research Methods 0.000 description 1
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 1
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 1
- 239000010935 stainless steel Substances 0.000 description 1
- 229910001220 stainless steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 1
- 238000012795 verification Methods 0.000 description 1
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 1
- 238000005303 weighing Methods 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к цветной металлургии, а именно к производству тугоплавких редких металлов.The invention relates to ferrous metallurgy, and in particular to the production of refractory rare metals.
Сущность способа: вскрытие вольфрамита осуществляют обработкой концентрата 25-30%-м раствором щелочи с добавлением в качестве окислителя для окисления двухвалентных железа и марганца нитрата калия и/или натрия с 20%-м избытком от теоретически необходимого количества (ТНК) для окисления железа и марганца при температуре 130-140°С. Полученный раствор вольфрамата натрия подвергают гидрометаллургической переработке по известной технологии с получением вольфрамового товарного продукта. Извлечение вольфрама в товарный продукт составляет 96,5-98,5%. Изобретение позволяет осуществить высокую степень вскрытия как богатых, так и бедных концентратов при небольшом избытке щелочи.The essence of the method: the opening of tungsten is carried out by treating the concentrate with a 25-30% alkali solution with the addition of potassium and / or sodium nitrate as oxidizing agent for the oxidation of divalent iron and manganese with a 20% excess of the theoretically necessary amount (TNC) for iron oxidation and manganese at a temperature of 130-140 ° C. The resulting solution of sodium tungstate is subjected to hydrometallurgical processing according to known technology to obtain a tungsten commercial product. The extraction of tungsten in a commercial product is 96.5-98.5%. The invention allows a high degree of opening of both rich and poor concentrates with a small excess of alkali.
Изобретение может быть использовано в производстве вольфрама, его соединений и сплавов.The invention can be used in the production of tungsten, its compounds and alloys.
Из многочисленных способов вскрытия вольфрамсодержащих материалов для вольфрамитовых концентратов более предпочтительными считаются гидрометаллургические методы разложения растворами щелочи.Of the many methods for opening tungsten-containing materials for tungsten concentrates, hydrometallurgical methods of decomposition with alkali solutions are considered more preferable.
Известен способ [1] гидрометаллургической переработки вольфрамовых концентратов, включающий измельчение концентратов, разложение вольфрамита раствором гидроокиси натрия при нагревании, нейтрализацию избыточной щелочи, очистку получаемого раствора вольфрамата натрия от примесей с использованием соединений магния, сорбцию вольфрама на анионите, десорбцию вольфрама раствором аммиака с последующей регенерацией ионита и кристаллизацию паравольфрамата аммония из десорбата. Реализация данного способа требует весьма тонкого измельчения материала и высокого содержания в нем трехокиси вольфрама WO3. Но даже при этих условиях, существенно удорожающих производство, извлечение вольфрама не превышает 96-97%. Причиной низкого извлечения является образование гидратированных осадков Fe(OH)2 и Mn(ОН)2, обволакивающих зерна исходного минерала и тормозящих его дальнейшее взаимодействие с реагентом. К недостаткам способа можно отнести и сложную гидрометаллургическую схему переработки раствора вольфрамата натрия в товарный продукт.A known method [1] of hydrometallurgical processing of tungsten concentrates, including grinding concentrates, decomposition of tungsten with a solution of sodium hydroxide when heated, neutralization of excess alkali, purification of the resulting solution of sodium tungstate from impurities using magnesium compounds, sorption of tungsten on anion exchange resin, desorption of tungsten with an ammonia solution followed by regeneration of ammonia, followed by ion exchange resin and crystallization of ammonium paratungstate from desorbate. The implementation of this method requires very fine grinding of the material and its high content of tungsten trioxide WO 3 . But even under these conditions, which significantly increase the cost of production, the extraction of tungsten does not exceed 96-97%. The reason for the low recovery is the formation of hydrated precipitates of Fe (OH) 2 and Mn (OH) 2 , enveloping the grains of the original mineral and inhibiting its further interaction with the reagent. The disadvantages of the method include the complex hydrometallurgical scheme for processing a solution of sodium tungstate into a commercial product.
Для интенсификации щелочного разложения предложен способ проведения процесса в обогреваемых шаровых мельницах [2]. Истирающее воздействие шаров снимает с частиц минерала пленки гидрозакисей железа и марганца, которые тормозят процесс, позволяют сократить время вскрытия концентрата и снизить расход щелочи. Расход гидроокиси натрия для вольфрамитового концентрата составляет в этом случае 125%, а для гюбнеритового - 150% от теоретически необходимого количества (ТНК) при температуре 120-150°С. Применение данного способа связано с усложнением аппаратурно-технологического оформления процесса. Извлечение вольфрама в раствор составляет 99,5 - 99,7%. Несмотря на высокую степень вскрытия концентрата способ не нашел широкого применения в промышленности из-за технических сложностей, связанных с его практической реализацией.To intensify alkaline decomposition, a method for carrying out the process in heated ball mills is proposed [2]. The abrasive effect of the balls removes films of iron and manganese hydroxides from the mineral particles, which inhibit the process, reduce the time of opening the concentrate and reduce the consumption of alkali. The consumption of sodium hydroxide for tungsten concentrate in this case is 125%, and for gubernite - 150% of the theoretically necessary amount (TNC) at a temperature of 120-150 ° C. The application of this method is associated with the complication of the hardware and technological design of the process. The extraction of tungsten in the solution is 99.5 - 99.7%. Despite the high degree of opening of the concentrate, the method did not find wide application in industry due to technical difficulties associated with its practical implementation.
Известен способ [3] разложения богатых вольфрамовых концентратов (73% WO3 и выше) щелочью. Концентрат измельчают до крупности 2,0 -2,5 мкм и обрабатывают 25%-м раствором гидроокиси натрия с 50%-м избытком от ТНК. Разложение проводят при 100-105°С в течение 5-10 ч. Извлечение вольфрама в раствор составляет 90%. Далее по известной гидрометаллургической схеме получают паравольфрамат аммония. Недостатками способа являются низкая степень вскрытия минерала, очень высокие требования к качеству концентрата и степени его измельчения.A known method [3] of the decomposition of rich tungsten concentrates (73% WO 3 and above) with alkali. The concentrate is crushed to a particle size of 2.0 -2.5 μm and treated with a 25% sodium hydroxide solution with a 50% excess of TNCs. The decomposition is carried out at 100-105 ° C for 5-10 hours. The extraction of tungsten in solution is 90%. Then, according to the known hydrometallurgical scheme, ammonium paratungstate is obtained. The disadvantages of the method are the low degree of opening of the mineral, very high requirements for the quality of the concentrate and the degree of grinding.
По способу [4] вольфрамит перед разложением размалывается до такой степени, чтобы весь материал проходил через сито №0045 (16900 отверстий на 1 см2). Разложение ведется 35-40%-м раствором едкого натра при температуре 100-110°С и избытке щелочи не менее 50%. Время процесса составляет 8-14 ч. В этом случае извлечение вольфрама в раствор может достигать 98%. К недостаткам способа можно отнести большой расход щелочи и очень высокие требования к степени измельчения концентрата.According to the method [4], before decomposition, tungsten is ground to such an extent that all the material passes through a No. 0045 sieve (16,900 holes per 1 cm 2 ). Decomposition is carried out with a 35-40% sodium hydroxide solution at a temperature of 100-110 ° C and an excess of alkali of at least 50%. The process time is 8-14 hours. In this case, the extraction of tungsten in the solution can reach 98%. The disadvantages of the method include high consumption of alkali and very high requirements for the degree of grinding of the concentrate.
Известны способы щелочного разложения вольфрамитовых концентратов с добавлением двуокиси кремния в тонко измельченный концентрат [5] перед обработкой щелочью и добавлением фосфорной кислоты или фосфатов в щелочной раствор вольфрамата натрия после разложения минерала [6, 7]. Добавки связывают часть примесей в нерастворимую форму и упрощают процесс очистки раствора вольфрамата натрия.Known methods for the alkaline decomposition of tungsten concentrates with the addition of silicon dioxide in finely ground concentrate [5] before treatment with alkali and the addition of phosphoric acid or phosphates in an alkaline solution of sodium tungstate after decomposition of the mineral [6, 7]. Additives bind part of the impurities to an insoluble form and simplify the process of cleaning the solution of sodium tungstate.
Ближайшим аналогом заявляемого изобретения является способ [8-11] разложения вольфрамита 25-40%-м раствором едкого натра при температуре 110-120°С в течение 4-10 ч. Требуемый избыток щелочи составляет не менее 50%. Процесс проводят в стальных реакторах с мешалкой и паровой рубашкой. Железо и марганец окисляют, продувая реакционную массу во время выщелачивания воздухом. Пропускание в раствор воздуха ускоряет процесс благодаря окислению гидрозакисей железа (II) Fe(OH)2 и марганца (II) Mn(ОН)2 в гидратированные оксиды железа (III) Fe2O3·nH2O и марганца (IV) MnO2·nH2O. В процессе вскрытия образуется растворимый вольфрамат натрия, который гидрометаллургическими методами превращают в товарный вольфрамовый продукт. При переработке вольфрамитового концентрата таким способом требуется очень тонкий помол минерала (<0,04 мм) и высокосортный концентрат (65-70% WO3) с небольшим содержанием примеси кремнезема. Извлечение вольфрама составляет 90-97%.The closest analogue of the claimed invention is a method [8-11] decomposition of tungsten with 25-40% sodium hydroxide solution at a temperature of 110-120 ° C for 4-10 hours. The required excess alkali is at least 50%. The process is carried out in steel reactors with a stirrer and a steam jacket. Iron and manganese are oxidized by blowing the reaction mass during air leaching. Passing air into the solution accelerates the process due to the oxidation of iron (II) Fe (OH) 2 and manganese (II) Mn (ОН) 2 hydroxides to hydrated iron (III) oxides Fe 2 O 3 · nH 2 O and manganese (IV) MnO 2 · NH 2 O. During dissection, soluble sodium tungstate is formed, which is converted by hydrometallurgical methods into a commercial tungsten product. When processing tungsten concentrate in this way, a very fine grinding of the mineral (<0.04 mm) and high-grade concentrate (65-70% WO 3 ) with a small content of silica impurity are required. The extraction of tungsten is 90-97%.
Общими недостатками всех способов являются необходимость использования богатых вольфрамитовых концентратов, обеспечения очень тонкого помола материала, большой расход гидроокиси натрия и, как правило, низкая степень вскрытия минерала.Common disadvantages of all methods are the need to use rich tungsten concentrates, to ensure very fine grinding of the material, high consumption of sodium hydroxide and, as a rule, a low degree of opening of the mineral.
Целью заявляемого изобретения является создание технологии, позволяющей перерабатывать как богатые, так и бедные вольфрамитовые концентраты с высокой степенью вскрытия, уменьшить расход щелочи, использовать для реализации способа простые по аппаратурному оформлению гидрометаллургические установки.The aim of the invention is the creation of technology that allows to process both rich and poor tungsten concentrates with a high degree of opening, to reduce alkali consumption, to use simple hydrometallurgical plants for the implementation of the method.
Такой результат достигается тем, что разложение вольфрамита осуществляют при нагревании концентрата в растворе щелочи с добавлением в качестве окислителя для окисления двухвалентных железа и марганца азотнокислой соли калия и/или натрия с 20%-м избытком от ТНК для окисления железа и марганца.This result is achieved by the fact that the decomposition of tungsten is carried out by heating the concentrate in an alkali solution with the addition of potassium and / or sodium nitrate salt as an oxidizing agent for the oxidation of ferrous and manganese with a 20% excess of TNC for the oxidation of iron and manganese.
Присутствие нитратов щелочных металлов ускоряет процесс разложения вольфрамита благодаря окислению гидроксида железа (II) Fe(OH)2 в гидратированный оксид железа (III) Fe2O3·nH2O и гидроксида марганца (II) Mn(ОН)2 в гидратированный оксид марганца (IV) MnO2·nH2O. В отличие от гидроокисей, обволакивающих зерна минерала, оксиды выделяются в отдельную фазу и не оказывают блокирующего действия на реакцию разложения вольфрамита. В результате этого наблюдается практически полное разложение минерала, а проведение процесса при повышенной температуре в герметично закрытом реакционном аппарате позволяет уменьшить расход щелочи. Требуемый избыток гидроокиси натрия при вскрытии бедных (45% и ниже WO3) концентратов составляет 35%, при вскрытии богатых (70% и выше WO3) концентратов - 30%.The presence of alkali metal nitrates accelerates the decomposition of tungsten due to the oxidation of iron (II) Fe (OH) 2 hydroxide into hydrated iron (III) oxide Fe 2 O 3 · nH 2 O and manganese (II) hydroxide Mn (OH) 2 into hydrated manganese oxide (IV) MnO 2 · nH 2 O. In contrast to hydroxides enveloping the grain of a mineral, oxides are released in a separate phase and do not have a blocking effect on the decomposition of tungsten. As a result of this, almost complete decomposition of the mineral is observed, and carrying out the process at an elevated temperature in a hermetically sealed reaction apparatus allows to reduce alkali consumption. The required excess of sodium hydroxide at opening of poor (45% and below WO 3 ) concentrates is 35%, at opening of rich (70% and above WO 3 ) concentrates is 30%.
Использование в качестве окислителя для окисления двухвалентных железа и марганца нитратов щелочных металлов и увеличение температуры позволили осуществить вскрытие как богатых, так и бедных вольфрамитовых концентратов, не предъявляя особых требований к качеству их помола. Невысокие абсолютные значения избыточного давления (0,30-0,35 МПа) при проведении щелочного разложения минерала позволяют реализовать способ в стандартных реакторах, оборудованных манометром и предохранительным клапаном. Процесс осуществляют нагреванием вольфрамитового концентрата в 25-30%-м растворе гидроокиси натрия с добавкой азотнокислой соли калия или натрия с 20%-м избытком от ТНК для окисления двухвалентных железа и марганца. После загрузки компонентов люк реактора герметизируют, реакционную массу нагревают до 130-140°С и выдерживают при интенсивном перемешивании 6-8 ч. Давление в аппарате поддерживается предохранительным клапаном. Процесс осуществляется по следующим основным реакциям (на примере нитрата натрия):The use of alkali metal nitrates as an oxidizing agent for the oxidation of divalent iron and manganese and an increase in temperature made it possible to open both rich and poor tungsten concentrates without imposing special requirements on the quality of their grinding. The low absolute values of excess pressure (0.30-0.35 MPa) during alkaline decomposition of the mineral allow the method to be implemented in standard reactors equipped with a pressure gauge and safety valve. The process is carried out by heating a tungsten concentrate in a 25-30% sodium hydroxide solution with the addition of potassium nitrate or sodium nitrate with a 20% excess of TNC for the oxidation of ferrous and manganese. After loading the components, the reactor hatch is sealed, the reaction mass is heated to 130-140 ° C and maintained with vigorous stirring for 6-8 hours. The pressure in the apparatus is maintained by a safety valve. The process is carried out according to the following main reactions (for example, sodium nitrate):
Полученную после разложения реакционную массу подвергают гидровыщелачиванию трех-четырехкратным объемом горячей воды, после чего перерабатывают по известным гидрометаллургическим схемам с переводом примесей в нерастворимую форму, а вольфрамата натрия - в товарный продукт.The reaction mass obtained after decomposition is subjected to hydro-leaching with a three to four times volume of hot water, after which it is processed according to known hydrometallurgical schemes with the conversion of impurities to an insoluble form, and sodium tungstate to a marketable product.
Экспериментальная проверка способа была осуществлена в укрупненном лабораторном масштабе. Щелочное разложение концентратов проводили в реакционном аппарате объемом 2,5 л, изготовленном из нержавеющей стали и оборудованном перемешивающим устройством, манометром и предохранительным клапаном. Навеску вольфрамитового концентрата весом 200-250 г помещали в щелочной раствор и добавляли азотнокислую соль щелочного металла в заданном соотношении. После загрузки компонентов реактор герметизировали. Реакционную массу нагревали и выдерживали при перемешивании в течение различного времени, после чего выливали в трехкратный объем воды при температуре 85-90°С и проводили гидровыщелачивание в течение 1,0-1,5 ч. Полученную суспензию отстаивали, вольфрамсодержащий раствор декантировали и подвергали дальнейшей гидрометаллургической переработке с получением вольфрамовой кислоты. Осадок фильтровали на вакуумном фильтре и промывали горячей водой. Промывной раствор объединяли и перерабатывали вместе с вольфрамсодержащим раствором. Извлечение вольфрама в раствор составило 92,0-99,8% в зависимости от параметров процесса.An experimental verification of the method was carried out on an enlarged laboratory scale. Alkaline decomposition of the concentrates was carried out in a 2.5 L reaction apparatus made of stainless steel and equipped with a stirrer, pressure gauge and safety valve. A weighed portion of a tungsten concentrate weighing 200-250 g was placed in an alkaline solution and nitric acid salt of an alkali metal was added in a predetermined ratio. After loading the components, the reactor was sealed. The reaction mass was heated and kept under stirring for various times, after which it was poured into a three-fold volume of water at a temperature of 85-90 ° C and water leaching was carried out for 1.0-1.5 hours. The resulting suspension was settled, the tungsten-containing solution was decanted and subjected to further hydrometallurgical processing to produce tungsten acid. The precipitate was filtered on a vacuum filter and washed with hot water. The washing solution was combined and processed together with a tungsten-containing solution. The extraction of tungsten in the solution was 92.0-99.8%, depending on the process parameters.
Для проверки способа использовали вольфрамитовые концентраты с содержанием 45 и 70% WO3 и степенью измельчения ≤0,1 мм. Разложение концентратов проводили в присутствии нитратов натрия и калия. Результаты опытов представлены в таблицах.To verify the method used tungsten concentrates with a content of 45 and 70% WO 3 and a degree of grinding ≤0.1 mm The decomposition of the concentrates was carried out in the presence of sodium and potassium nitrates. The results of the experiments are presented in tables.
Из полученных данных следует:From the data obtained it follows:
- при стехиометрическом избытке окислителя меньше 20% от ТНК для окисления двухвалентных железа и марганца вскрытие вольфрамита снижается как для бедного, так и для богатого концентратов; увеличение избытка окислителя приводит к увеличению расхода селитры и удорожанию продукта;- when the stoichiometric excess of the oxidizing agent is less than 20% of the TNC for the oxidation of divalent iron and manganese, the opening of tungsten decreases for both poor and rich concentrates; an increase in the excess of oxidizing agent leads to an increase in the consumption of nitrate and an increase in the cost of the product;
- при вскрытии бедных вольфрамитов концентрация щелочного раствора должна быть не ниже 30%, а избыток щелочи должен составлять не менее 35%; уменьшение этих параметров приводит к заметному снижению степени вскрытия минерала, а увеличение экономически нецелесообразно, поскольку не дает улучшения результата;- when opening poor wolframites, the concentration of alkaline solution should be at least 30%, and the excess alkali should be at least 35%; a decrease in these parameters leads to a noticeable decrease in the degree of opening of the mineral, and an increase is not economically feasible, since it does not improve the result;
- при вскрытии богатых вольфрамитовых концентратов избыток щелочи должен составлять не менее 30% от ТНК, а концентрация раствора гидроокиси натрия должна быть не ниже 25%;- when opening rich tungsten concentrates, the alkali excess should be at least 30% of TNCs, and the concentration of sodium hydroxide solution should be at least 25%;
- оптимальное время разложения вольфрамита составляет 6-8 ч, при сокращении времени процесса наблюдается заметное снижение степени разложения концентрата, увеличение продолжительности процесса более 8 ч снижает производительность установки без улучшения результатов вскрытия;- the optimal decomposition time of tungsten is 6-8 hours, while reducing the process time, a noticeable decrease in the degree of decomposition of the concentrate is observed, an increase in the duration of the process of more than 8 hours reduces the productivity of the installation without improving the opening results;
- оптимальная температура процесса разложения концентрата находится в диапазоне 130-140°С; уменьшение температуры снижает степень разложения минерала, а увеличение температуры технологически нецелесообразно, поскольку не улучшает результаты вскрытия.- the optimum temperature of the process of decomposition of the concentrate is in the range 130-140 ° C; a decrease in temperature reduces the degree of decomposition of the mineral, and an increase in temperature is technologically impractical because it does not improve the results of the autopsy.
- замена нитрата натрия нитратом калия не изменяет показателей вскрытия концентрата, поэтому экономически целесообразнее использование натриевой селитры.- replacing sodium nitrate with potassium nitrate does not change the performance of opening the concentrate, therefore, it is more economical to use sodium nitrate.
Полученные результаты показывают, что соблюдение приведенных выше параметров процесса разложения вольфрамитового концентрата позволяет достичь целей заявляемого способа, а именно: при 20%-м стехиометрическом избытке окислителя от ТНК для окисления двухвалентных железа и марганца и температуре процесса 130-140°С происходит практически полное разложение минерала в 25%-м растворе щелочи при 30%-м ее избытке в случае богатого концентрата и в 30%-м растворе щелочи при 35%-м ее избытке в случае бедного концентрата.The results show that compliance with the above parameters of the process of decomposition of tungsten concentrate allows us to achieve the goals of the proposed method, namely: with a 20% stoichiometric excess of oxidizing agent from TNCs for the oxidation of divalent iron and manganese and a process temperature of 130-140 ° C mineral in a 25% alkali solution with a 30% excess in the case of a rich concentrate and in a 30% alkali solution with a 35% excess in the case of a poor concentrate.
Преимущества заявляемого способа:The advantages of the proposed method:
- применение способа позволяет перерабатывать как богатые, так и бедные вольфрамитовые концентраты;- the application of the method allows to process both rich and poor tungsten concentrates;
- применение способа позволяет перерабатывать концентраты со степенью измельчения ≤0,1 мм, не предъявляя особых требований к качеству их помола;- the application of the method allows the processing of concentrates with a degree of grinding ≤0.1 mm, without imposing special requirements on the quality of their grinding;
- способ позволяет достичь высокой степени вскрытия концентрата при небольшом избытке щелочи;- the method allows to achieve a high degree of opening of the concentrate with a small excess of alkali;
- при практической реализации способа используется стандартное химическое оборудование;- in the practical implementation of the method, standard chemical equipment is used;
- извлечение вольфрама в раствор составляет 99,5-99,8%, извлечение вольфрама в товарный продукт составляет 95,5-98,0%.- the extraction of tungsten in the solution is 99.5-99.8%, the extraction of tungsten in the commercial product is 95.5-98.0%.
Сравнение заявляемого способа переработки вольфрамитового концентрата с ближайшим аналогом и другими способами показывает, что техническое решение поставленной задачи, в котором бы имело место предложенное сочетание признаков, неизвестно.Comparison of the proposed method for processing tungsten concentrate with the closest analogue and other methods shows that the technical solution to the problem in which the proposed combination of features would take place is unknown.
При проведении процесса щелочного разложения вольфрамита в качестве окислителей для окисления двухвалентных железа и марганца впервые использованы азотнокислые соли щелочных металлов. По этому признаку способ соответствует критерию «новизна».During the process of alkaline decomposition of tungsten, nitric acid salts of alkali metals were first used as oxidizing agents for the oxidation of ferrous and manganese. On this basis, the method meets the criterion of "novelty."
Реализация заявленного способа позволяет снизить требования к качеству исходного вольфрамита и степени его измельчения, сократить количество гидроокиси натрия при разложении концентрата. Практическая реализация способа возможна на простых по аппаратурному оформлению технологического процесса гидрометаллургических установках. По перечисленным признакам предложенное техническое решение соответствует критерию промышленной применимости.Implementation of the claimed method allows to reduce the requirements for the quality of the initial tungsten and the degree of grinding, to reduce the amount of sodium hydroxide during decomposition of the concentrate. Practical implementation of the method is possible with simple on the hardware design of the technological process hydrometallurgical installations. According to the listed features, the proposed technical solution meets the criterion of industrial applicability.
ЛитератураLiterature
1. RU 2149200 C1. 28.12.1998. Способ гидрометаллургической переработки вольфрамовых концентратов. Пеганов В.А., Шаталов В.В., Молчанова Т.В. и др.1. RU 2149200 C1. 12/28/1998. The method of hydrometallurgical processing of tungsten concentrates. Peganov V.A., Shatalov V.V., Molchanova T.V. and etc.
2. Меерсон Г.А., Надольский А.П. Изучение условий щелочного разложения вольфрамита и гюбнерита. Краткие сообщения по научно-исследовательским работам 1952-1957. / М.: Металлургия. - 1960. - (МИЦМиЗ. Сб. №32). - С.181-183.2. Meerson G.A., Nadolsky A.P. Studying the conditions of alkaline decomposition of wolframite and gubernite. Brief communications on research projects 1952-1957. / M.: Metallurgy. - 1960. - (MITsMiZ. Sat. No. 32). - S. 181-183.
3. Ryan W. Non-ferrous Extractive Metallurgy in United Kingdom. / L.Institute of Mining and Metallurgy. - 1968. - P.194-200.3. Ryan W. Non-ferrous Extractive Metallurgy in United Kingdom. / L. Institute of Mining and Metallurgy. - 1968. - P.194-200.
4. Г.И. Абашин, Г.М. Погосян. Технология получения вольфрама и молибдена. / М.: Металлургиздат.- 1960. - 257 с.4. G.I. Abashin, G.M. Poghosyan. Technology for producing tungsten and molybdenum. / M.: Metallurgizdat. - 1960 .-- 257 p.
5. CN 1380429 (А). 20.11.2002. High calcium tungsten mineral decomposition method by means of normal pressure alkali boiling process. P. Enshu, X. Qinglin.5. CN 1380429 (A). 11/20/2002. High calcium tungsten mineral decomposition method by means of normal pressure alkali boiling process. P. Enshu, X. Qinglin.
6. US 1388857 A. 30.08.1921. Process of Extracting Tungsten and Similar Metals from their Ores. D.J. Giles and J.E. Giles.6. US 1,388,857 A. 08.30.1921. Process of Extracting Tungsten and Similar Metals from their Ores. D.J. Giles and J.E. Giles
7. CN 86100031 (A). 10.09.1986. Processing of Calcium-Containing Tungstenic Ore. K. Jiajun, M. Xinghui, G. Jianping.7. CN 86100031 (A). 09/10/1986. Processing of Calcium-Containing Tungstenic Ore. K. Jiajun, M. Xinghui, G. Jianping.
8. A.H.Зеликман, О.Е. Крейн, Г.В. Самсонов. Металлургия редких металлов. / М.: Металлургия. - 1978. - 560 с.8. A.H. Zelikman, O.E. Crane, G.V. Samsonov. Metallurgy of rare metals. / M.: Metallurgy. - 1978. - 560 s.
9. А.Н.Зеликман, Г.А. Меерсон. Металлургия редких металлов. / М.: Металлургия. - 1973. - 607 с.9. A.N. Zelikman, G.A. Meerson. Metallurgy of rare metals. / M.: Metallurgy. - 1973. - 607 p.
10. А.Н.Зеликман, Л.С.Никитина. Вольфрам. / М.: Металлургия. - 1978. - 272 с.10. A.N. Zelikman, L.S. Nikitina. Tungsten. / M.: Metallurgy. - 1978.- 272 p.
11. А.Н.Зеликман, Б.Г.Коршунов. Металлургия редких металлов. / М.: Металлургия. - 1991. - 432 с.11. A.N. Zelikman, B.G. Korshunov. Metallurgy of rare metals. / M.: Metallurgy. - 1991 .-- 432 p.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2011126453/02A RU2465357C1 (en) | 2011-06-27 | 2011-06-27 | Tungstenite concentrate processing method |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2011126453/02A RU2465357C1 (en) | 2011-06-27 | 2011-06-27 | Tungstenite concentrate processing method |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2465357C1 true RU2465357C1 (en) | 2012-10-27 |
Family
ID=47147446
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2011126453/02A RU2465357C1 (en) | 2011-06-27 | 2011-06-27 | Tungstenite concentrate processing method |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2465357C1 (en) |
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4083922A (en) * | 1976-01-29 | 1978-04-11 | Du Pont Of Canada Limited | Process for the manufacture of ammonium and alkali metal tungstates |
| US4092400A (en) * | 1977-04-11 | 1978-05-30 | Engelhard Minerals & Chemicals Corp. | Process for recovering high purity tungsten compositions from wolframite ores |
| EP0077797A1 (en) * | 1981-05-07 | 1983-05-04 | Gte Products Corporation | Tungsten recovery from tungsten ore concentrates by caustic digestion |
| GB2213808A (en) * | 1986-06-25 | 1989-08-23 | Univ Melbourne | Extracting tungsten values |
| RU2094511C1 (en) * | 1995-10-26 | 1997-10-27 | Каминский Юрий Дмитриевич | Method for processing of wolframite |
| CN1380429A (en) * | 2002-01-29 | 2002-11-20 | 潘恩树 | High calcium tungsten mineral decomposition method by means of normal pressure alkali boiling process |
-
2011
- 2011-06-27 RU RU2011126453/02A patent/RU2465357C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4083922A (en) * | 1976-01-29 | 1978-04-11 | Du Pont Of Canada Limited | Process for the manufacture of ammonium and alkali metal tungstates |
| US4092400A (en) * | 1977-04-11 | 1978-05-30 | Engelhard Minerals & Chemicals Corp. | Process for recovering high purity tungsten compositions from wolframite ores |
| EP0077797A1 (en) * | 1981-05-07 | 1983-05-04 | Gte Products Corporation | Tungsten recovery from tungsten ore concentrates by caustic digestion |
| GB2213808A (en) * | 1986-06-25 | 1989-08-23 | Univ Melbourne | Extracting tungsten values |
| RU2094511C1 (en) * | 1995-10-26 | 1997-10-27 | Каминский Юрий Дмитриевич | Method for processing of wolframite |
| CN1380429A (en) * | 2002-01-29 | 2002-11-20 | 潘恩树 | High calcium tungsten mineral decomposition method by means of normal pressure alkali boiling process |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| ЗЕЛИКМАН А.Н., НИКИТИНА Л.С. Вольфрам. - М.: Металлургия, 1978, с.47, 53-55. * |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| EP3093354B1 (en) | Scandium recovery method | |
| EP2661513B1 (en) | Dissolution and recovery of at least one element nb or ta and of at least one other element u or rare earth elements from ores and concentrates | |
| RU2302997C2 (en) | Method of production of the high-purity ammonium dimolybdate (its versions) | |
| CN108640153B (en) | Method for preparing high-purity niobium oxide from niobium-tantalum-iron alloy | |
| JPS5980737A (en) | Recovery of metals from waste hydrogenation catalyst | |
| EP3421627A1 (en) | Method for recovering scandium | |
| CN105502470B (en) | A kind of preparation method of low impurity entrained lanthanum carbonate or lanthanum cerium carbonate | |
| EP3526353B1 (en) | Process for the preparation of a concentrate of metals, rare metals and rare earth metals from residues of alumina production by bayer process or from materials with a chemical composition similar to said residues, and refinement of the concentrate so obtained | |
| CN109706312B (en) | Method for simultaneously preparing vanadium pentoxide and chemical-grade manganese dioxide by using vanadium-chromium slag and low-grade pyrolusite | |
| EP4077751A1 (en) | Recovery of vanadium from slag materials | |
| CN102146513A (en) | Method for extracting vanadium from vanadium-containing ore by oxidation acid-leaching wet method | |
| CN105692698A (en) | Method for deeply separating molybdenum and vanadium in solution containing molybdenum and vanadium | |
| CN111422907B (en) | A kind of method and system for producing ammonium paratungstate by alkaline extraction | |
| JP2018111858A (en) | Method for producing scandium oxide | |
| EP3260560B1 (en) | Method for processing of technological waste from the processing of copper ore and concentrates containing iron | |
| RU2515154C1 (en) | Method of producing vanadium pentoxide from vanadium-containing slag | |
| JP6671517B2 (en) | Process for the separation of vanadium | |
| CN101693554A (en) | Method for extracting vanadium pentoxide from stone coal ores | |
| RU2465357C1 (en) | Tungstenite concentrate processing method | |
| US20120204681A1 (en) | Molybdenum refining method | |
| WO2016201456A1 (en) | Method for comprehensive black-shale ore processing | |
| US4452706A (en) | Metals recovery | |
| CN104053800B (en) | Handling of manganese-containing materials | |
| RU2543122C2 (en) | Method of processing brannerite-containing refractory uranium ores | |
| JP7044082B2 (en) | Method for producing acidic slurry and method for recovering rare earth elements |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20150628 |