DE1961157C3 - Verfahren zum Anreichern des Tantal- und Niobgehalts von Zinnschlacke - Google Patents
Verfahren zum Anreichern des Tantal- und Niobgehalts von ZinnschlackeInfo
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Description
Die Erfindung betrifft ein Verfahren zum Anreichern des Tantal- und Niobgehalts einer diese Bestandteile
zusammen mit Eisen, Calcium. Aluminium, Silicium. Titan und Wolfram enthaltenden Zinnschlacke, bei dem
die Schlacke zuerst mit Kohlenstoff zur Umwandlung ihres Tantal- und Niobgehalts in die entsprechenden
Karbide verschmoken wird, das karbidhaltige Produkt des Schmelzvorgangs zerkleinert wird. das. zerkleinerte
Karbid-Produkt mit einer flußsäurehaltigen wäßrigen Säuremischung vermischt und während einer Zeitdauer
erhitzt wird, um soviel wie möglich von den Bestandteilen des Karbidproduktes, ausgenommen die
Niob- und Tantalkarbide, aufzulösen, der feste, die Tantal- und Niobkarbide enthaltende Rückstand der
Säurebehandlung abgetrennt und sodann in Luft bei einer Temperatur im Bereich von 600 bis 900C
während einer Zeitdauer kalziniert wird, um die Tantal- und Niobkarbide in die entsprechenden Oxide umzuwandeln.
Es wurden bisher zahlreiche Verfahren vorgeschlagen und durchzuführen versucht, um die Tantal- und
Niob-Bestandteile von Zinnschlacken anzureichern, diese Verfahren sind umständlich, führen im allgemeinen
zu schlechten Ausbeuten an Tantal und Niob und 157
sind mit Schwierigkeiten infolge kritischer Filtervorgänge verbunden, was einer gewerblichen Anwendung
entgegensteht In der DTPS 7 65 593, in der ein
Verfahren zum Gewinnen von Tantal- und/oder Niob-Verbindungen beschrieben ist, wird diese Problematik
übergangen. Über den Auslaugevorgang ist in dieser Patentschrift lediglich angegeben, daß die bei der
Reduzierung gewonnene Rohlegierung einer zweistufigen Auslaugung unterworfen wird, nämlich der
Behandlung mit Schwefelsäure zwecks Entfernens des größeren Teils des Eisens, wonach der dabei verbliebene
Rückstand mit einer Mischung von Schwefel- und Flußsäure zwecks Entfernung des Siliciums und völliger
Durchführung der Säureauslaugung unterworfen uird. Über den Vorgang der Reduktion ist im einzelnen
erläutert, daß die Reduktion der tantal- und niobhaltigen Rohstoffe mit Calcium und/oder Magnesium und/oder
Silicium oder Kohlenstoff erfolgen kann. Dementsprechend kann das bei der Reduktion erhaltene Produkt
auch sehr vielgestaltig zusammengesetzt sein und sich bei der Auslaugung entsprechend auch recht unterschiedlich
verhalten. In dem die Auslaugung beschreibenden Abschnitt der DT-PS 7 67 593 wird auf ein
derartiges unterschiedliches Verhalten überhaupt nicht eingegangen, und es wird auch nicht erwähnt, welche
Rohlegierungen nach der Auslaugung ein reineres Produkt ergeben und bei welchen Rohlegierungen
besondere Schwierigkeiten vorliegen.
Bei einem anderen bekannten Verfahren wird zunächst eine Eisenlegierung hergestellt, die Niob und
Tantal in Form der Karbide enthält. Die Legierung wird dann zur Isolierung der Karbide mit Chlor in
Gegenwart konzentrierter Salzsäure behandelt.
Bei einem weiteren Verfahren wird nach der Behandlung mit Salzsäure ein Rückstand erhalten, der
neben Tantal- und Niobkarbid noch erhebliche Mengen Kieselsäure enthält. Es ist daher noch eine alkalische
Nachbehandlung als besonderer Arbeitsgang erforderlich.
Es wurde nun ein gewerblich durchführbares Verfahren zum Anreichern von Zinnschlacken gefunden,
das zu erheblich höheren Ausbeuten an Tantal und Niob führt, als dies bisher erreichbar war. Dies wird
erfindungsgemäß dadurch erreicht, daß die wäßrige Säurelösung aus Salzsäure und Flußsäure besteht und
der HCl-Gehalt der Lösung im Überschuß der stöchiometrisch erforderlichen Menge vorliegt, um das
Eisen. Calcium, Aluminium. Titan und Wolfram der Bestandteile des Karbidproduktes in Chloride umzuwandeln,
und der Flußsäuregehalt mindestens der stöchiometrisch erforderlichen Menge, bezogen auf den
Siliciumbestandteil des Karbidproduktes, entspricht und die Anfangskonzentration der Flußsäure innerhalb des
Bereichs von 2 bis 5,5 Gewichtsprozent HF liegt.
Erfindungsgemäß wird das Karbidmaterial mit einer wäßrigen Lösung von Salzsäure und Flußsäure behandelt,
um alle Produkte des Karbidmaterials mit Ausnahme von Niobkarbid und Tantalkarbid zu lösen.
Auf diese Weise gelingt es, die Siliciumoxid enthaltenden Bestandteile zu lösen, ohne daß das Produkt
verunreinigt oder die Ausbeute vermindert wird. L7S
wurde weiterhin gefunden, daß die Konzentration der Flußsäure in der wäßrigen Säurelösung eine wichtige
Rolle spielt und daß mit einem Konzentrationsbercich von etwa 2 bis 5,5 Gewichtsprozent Flußsäurc in der
wäßrigen Säurelösung eine einwandfreie und komplikationslose Beseitigung der Siliciumbestandleile möglich
ist.
Malaiische Zinnschlacke hat annähernd die folgende Zusammensetzung:
4%
4%
j u%
S1O2 21%
CaO 25%
T1O2 Ijo/o
AI2O3 9%
WOj 8%
ZrÜ2 3%
MgO 0.5%
MnO2 0,5%
SnO 0,5%
VjOs 0,5%
IO
«5
Tantal und Niob führende Zinnschlacken dieser Zusammensetzung und andere Zinnschlacken sow ic
auch weitere Tantal und Niob enthaltende metallurgisehe
Nebenprodukte können alle mit Voneil durch das erfindungsgemäße Verfahren behandelt werden.
Die erste Stufe ist eine Kohlenstoff-Reduktion
mindestens der Tanval-Niob- und Eisenbestandteile der
Schlacke.
Wenn dies auch durch Vermischen der gemahlenen Schlacke mit gepulvertem Anthrazit. Pelletisieren der
Mischung und Aufheizen der Mischung in einem Ölen erreicht werden kann, so wird die Durchführung der
Kohlenstoff-Reduktion jedoch vorzugsweise durch J0
Schmelzen in einem elektrischen Lichtbogenofen vorgenommen. Die zu schmelzende vermahlene Schlakke
wird zusammen mit einer ausreichenden Menge an Kohlenstoff, um das Eisen zu reduzieren und die Tantal-
und Niobbestandteile der Schlacke in Karbide umzuwandeln, in einen kippbaren elektrischen Lichtbogenofen
eingegeben und unter Bildung eines Herd-Produktes und einer überstehenden Schlacke geschmolzen.
Das Schlackenprodukt besteht hauptsächlich aus gebranntem Kalk, Siliciumdioxid. Titandioxid. Aluminium- 4<J
oxid und Magnesiumoxid aus der Zinnschlacke und wird bei einer Temperatur von etwa 1300 bis 1700° C
aus dem Ofen gegossen. Das Ausgießen wird beendet, wenn das Herd-Produkt sich der Ausgußkante nähen.
Das Herd-Produkt, das hauptsächlich aus Tantal, Niob und Eisen, vorwiegend in der Form einer Eisenlegierung
mit hohem Kohlenstoffgehalt, besteht, wobei das Tantal und das Niob in Form ihrer Karbide vorliegen,
wird aus dem Ofen entfernt, während es auf einer Temperatur von etwa 1400 bis 1800" C ist. Das Schlackenprodukt
des Ofens wird verworfen und das Herd-Produkt zertrümmert, um es für die nachfolgende
Behandlung vorzubereiten. Das zertrümmerte Produkt wird vorteilhafterweise, jedoch nicht notwendigerweise
weiter angereichert, indem es über einen Magnetscheider geführt wird, wobei die nichtmagnetische
Fraktion vorzugsweise zum Sehmelzvorgang zurückgeführt wird. Das in diesem Zustand befindliche Herd-Produkt
wird nachfolgend als Karbid-Zinnschlacke bezeichnet.
Die Karbid-Zinnschlacke würde normalerweise auf kleiner als eine Maschenweitc von etwa 2.4 mm
vermählen werden, um eine physikalische Trennung der
Karbide von nichtkarbidischen Bestandteilen zu erzielen. Beim erfindungsgemäßen Verfahren muß die
Karbid-Zinnschlacke durch Zertrümmerung oder Vermählen oder beides feiner zerkleinert werden. Die
Zerkleinerung sollte so weit erfolgen, daß mindestens 50% kleiner sind als 0,044 mm und vorzugsweise
maximal 10% größer sind als 0,15 mm. Eine weitere und
feinere Zerkleinerung ist vorteilhaft, da die Abtrennung der Verdünnungsbestandteile vom Tantal und Niob, die
durch das erfindungsgemäße Vorgehen möglich is«, um so vollständiger wird, je feiner die Teilchengröße ist.
Die vermahlene karbidisierte Zinnschlacke wird dann
mit einer wäßrigen Mischung aus Salzsäure und Flußsäure mit einer ausreichend geringen Geschwindigkeit
vermischt um einen physikalischen Verlust von Reaktionspartnern infolge des mit der Anfangsreaktion
verbundenen Aufschmäumens zu verhindern. Die Reihenfolge, mit der eine Komponente oder eine andere
zugegeben oder vereinigt wird, scheint gänzlich unwichtig zu sein, wichtig ist lediglich, daß die
Karbid-Zinnschlacke mit den vereinigten Säuren in einer bestimmten Konzentration und Menge aufgeschlämmt
wird. Unter den Säurekonzentrationen ist die Flußsäure-Konzentration wesentlich. So wurde für die
praktische Anwendung der Erfindung gefunden, daß die HF-Konzentration mindestens 2 Gewichtsprozent der
wäßrigen Lösung betragen sollte, um ein Löslichmachen des Silicium-Bestandteils der Karbid-Zinnschlacke zu
bewirken. Es wurde weiterhin gefunden, daß die HF-Konzentration ansteigend wirksamer wird bis zu
etwa 5%. aber höhere HF-Konzentrationen, beginnend
ZV. ischen 5.5 und 6%. zur Folge haben, daß aus H:SiF^ in
der Lösung freigesetzter SiF*-Dampf sich durch Hydrolyse in Kontakt mit Wasserdampf zersetzt und
Siliciumdioxid bildet, welches sich oberhalb und unterhalb der wäßrigen Reaktionsmasse an der
Vorrichtung niederschlägt und diese verschleimt. Dementsprechend wird die HF-Konzentration vorzugsweise
auf etwa 2 bis 5,5 Gewichtsprozent in der sauren
Karbid-Behandlungslösung beschränkt, wenn es auch
anfangs in Form jeder Konzentration, beispielsweise als 70%ige HF-Lösung.zugesetzt werden kann.
Die Gesamtmenge an zur Herstellung der gemischten Säurelösnng verwendeter Flußsäure ist vorzugsweise
mindestens gleich dem stöchiometrischen Äquivalent des Siliciumgehaltes der Karbid-Zinnschlacke. Ein
großer Überschuß an HF scheint keine vorteilhafte Wirkung zu bringen, und eine ungenügende Menge an
HF ist natürlich nicht ausreichend und unwirksam. Dementsprechend wird für eine beispielhafte Karbid-Zinnschlacke
mit einem Siliciumgehalt von etwa 6.5 Gewichtsprozent die Verwendung von etwa 0.4 bis
0,5 ml 70%ige Flußsäure pro Gramm Schlacke bevorzugt.
Die in der gemischten Säurelösung verwendete
Menge an Salzsäure wird durch die Menge an Eisen, Calcium, Aluminium. Titan und Wolfram in der
Karbid-Zinnschlacke bestimmt und sollte im wesentlichen im Überschuß zu der Menge vorliegen, die
stöchiometrisch diesen Bestandteilen äquivalent ist. Wo etwa 2.0 bis 2.5 ml 37%ige Salzsäure pro Gramm
Karbid-Zinnschlacke ein solches Säure-Äquivalent sind,
isi eine geringere Menge unwirksam und bedeutet eine
größere Säuremenge eine Verschwendung, da sie nicht
deutlich wirksamer ist. Die Konzentration der zu der Mischung zugegebenen Salzsäure ist zwar nicht von
Bedeutung, es wurde aber gefunden, daß die Konzentration
in der ßehancllungslösung der gemischten Säulen nicht über etwa 20 Gewichtsprozent liegen sollten.
HCI-Konzentrationen über etwa 20% neigen dazu, ein fortschreitend mehr gelatineartiges Reaktionsprodukt
zu bilden.
Durch Aiifhciz.cn der Schlacke-Säuremischung auf
5 7 6
etwa 10O0C während einer Zeitdauer von etwa 3 bis 4 4% Ta.'Ch, 4% Nb2Os, 11% FeO, 21% SiCb und
Stunden, wobei die Mischung vorteiihafterweise unter 25%CaO sowie geringere Mengen an weiteren
Bewegung gehalten wird, bewirkt die obenerwähnte Bestandteilen. Das Kohlenstoff-Ausgangsmaterial war
gemischte Säurelösung die Auflösung der Eisen-, auf 6,4 mm oder kleiner zerbrochener Koks, und das
Calcium-, Silicium- und Alumniumbestandteile der 5 Verhältnis von Schlacke zu Kohlenstoff lag bei etwa
Karbid-Zinnschlacke sowie auch eines deutlichen 8:1,1 Gewichtsteilen. Nach Beendigung des Schmel-
Anteilsder Wolfram-und Titankomponenten. Niedrige- zens ergab das Restprodukt im Ofen, das nach
re Temperaturen als 1000C erfordern übermäßig lange Ausgießen der oberen Schicht aas Schlackenbestandtei-
Reaktionszeiten, und kürzere Reaktionsdauern als 3 len zurückblieb, die folgende Analyse:
Stunden ergeben selbst bei 100°C eine ungenügende io TaC (alsTasOs) 10,9%
Auflösung der auslaugbaren Komponenten. Bevorzugt NbC (als NtoOs) 11,7%
ist demnach eine Erhitzungsdauer von mindestens 3 Fe (als Fe) 20,3%
Stunden bei einer Temperatur von etwa 100° C. Ca (alsCa) 8,3%
Nach Beendigung der Auflösung des Eisens, Calciums, Si (als Si) &·4%
Siliciums und Aluminiums zusammen mit einem Teil des \$ Ti (als Ti) 7.2%
Wolframs und Titans wird der erhaltene Rückstand der W (als W) 5,5%
ausgelaugten Karbid-Zinnschlacke \n herkömmlicher Al (als Al) 4,5%
Weise durch Filtrieren abgetrennt. Zar Vervollständi- Das Karbidprodukt wurde auf etwa 50% kleiner als
gung der Abtrennung sollte der Karbid-Füterkuchert 0,044 mm Maschenweile und maximal etwa 7% größer
entweder in situ auf dem Filter oder vorzugsweise durch 20 ais 0,15 mm Maschenweite vermählen. Bezogen auf 1 kg
Anteigen des Filterkuchens in Waschwasser mit Wasser dieser Karbid-Zinnschlacke wurde eine gemischte
gewaschen werden. Es hat sich gezeigt, daß etwa 1 ml Säurelösung aus 2 I 37%ige Salzsäure, 0,5 I 70°/oigc
Wasser pro Gramm Karbid-Zinnschlacke für Wasch- Flußsäure und 8,131 Wasser bereitet. Die erhaltene
zwecke ausreichend ist, um die gewünschte Abtrennung wäßnge Lösung enthielt annähernd 4% HF und
zu bewirken, und daß die Verwendung selbst der 25 8% HCl (Gewichtsprozent). Die vermahlene Karbidzehnfachen Menge an Wasser für die Gesamtwirksarr- Zinnschlacke wurde der Säure langsam zugegeben,
keit des Anreicherungsvorgangs nicht deutlich besser während der entwickelte Wasserstoff einen Schaum in
ist. der Säuremischung erzeugte. Allein die Schaummenge
Der ausgelaugte und gewaschene Rücksund der bestimmt hier die Abgrenzung der Zugabegeschwindig
Karbid-Zinnschlacke ist dann fertig zur Umwandlung in 30 keit des Karbids. Nachdem alle Karbid-Zinnschlacke
Oxide. Diese erfordert die Entfernung von restlichem mit der gemischten Säurelösung vereinigt war. wurde
Waschwasser und eine Kalzinierung in Luft. Diese die erhaltene Aufschlämmung gerührt, während sie auf
Stufen können zwar getrennt durchgeführt werden, 100cC erhitzt und bei dieser Temperatur 4 Stunden lang
doch ist es für eine Ausführung des Verfahrens in unter Rückfluß gehalten wurde. Das Reaktionsprodukt
großem Maßstab wirtschaftlich günstiger, beide Schritte 35 wurde dann filtriert und der Filterkuchen mit einem
in einem einzigen Heizvorgang durchzuführen. Dement- Liter Waschwasser pro kg Karbid-Zinnschlackc w icdi r
sprechend wird der ausgelaugte und gewaschene aufgeschlämmt. Nach erneutem Filtrieren wurde der
Rückstand einem Kalzinierungsofen zugeführt, in Filterkuchen einem Kalzinierofen zugeführt. Zu diesem
welchem das darin enthaltene Wasser während des Zeilpunkt enthielt der Kuchen 30 Gewichtsprozeni
Aufheizens der Charge auf Kalzinierungstemperatur 40 Nsobkarbid (ausgedrückt als Nb'Os) und 28% Tantal
entfernt wird. Kalzinierungstemperaturen/wischen 600 karbici (;-usgedrücki als Ta;Oi). was einer 98,I%igen
und 90O0C haben sich als wirksam erwiesen. Tcmperatu- Ausbeute des Tantalbestandteils und einer 98.4%igen
ren unter 6000C reichen zu einer sorgfältigen Oxidation Ausbeute des Niobbestandteils der Karbid-Zinnschlak-
des Rückstandes nicht aus, und Temperaturen oberhalb ke entspricht. Der Kuchen enthielt weiterhin nur 12.5%
etwa 9000C führen zu einer Kristallisation des Oxids in 45 seines ursprünglichen Eisengehaltes und jeweils 1%
einer Form, die der nachfolgenden herkömmlichen seiner ursprünglichen Calcium-, Silicium- und Alumini
Behandlung der Oxide zu ihrer Auflösung, der umgehalte aus der Karbid-Zinnschlacke. Die Titan- unu
Abtrennung und der Gewinnung der Tantal- und Wolframbestandteile waren ebenfalls unter ihre ur-
Niobbestandteile widersteht. Innerhalb des obener- sprünglichen Spiegel gesenkt. Die Charge wurde in dem
wähnten Bereiches erfordern niedrigere Temperaturen 50 Röstofen auf eine Temperatur von etwa 800QC erhitzt
längere Kalzinierungszeiten. Bei einer Kalzinierungs- und bei dieser Temperatur in Luftatmosphäre 2 Stunden
temperatur von etwa 800c'C, die bevorzugt ist, ist die lang gehalten.
Umwandlung der Rückstandskarbide in Oxide innerhalb Das kalzinierte Produkt enthielt weniger als 1%
2 Stunden im wesentlichen vollständig durchgeführt. Kohlenstoff und hatte so gut wie alles Tantal und Niob
Weitere Merkmale der Erfindung ergeben sich aus 55 in Form von Oxiden vorliegen, die in Flußsäure unter
dem folgenden Beispiel in Verbindung mit den den für das Löslichmachen der Tantal-und Niobgehalle
Ansprüchen: von Tantalit- und Niobiterzen normalerweise angewen-
R . , deten Bedingungen leicht löslich sind. In ihrer
P kalzinierten Form war diese angereicherte Zinnschlak-
Eine Charge Zinnschlacke wurde mit Kohlenstoff 60 ke zur herkömmlichen Behandlung für getrennte und
vermischt und in einem Lichtbogenofen geschmolzen. wirksame Gewinnung ihrer Tantal- und Niobgehaltu
Die Zinnschlacke hatte die folgende Zusammensetzung: verwendbar.
Claims (2)
1. Verfahren zum Anreichern des Tantal- und Niobgehalts einer diese Bestandteile zusammen mit
Eisen, Calcium, Aluminium, Silicium, Titan und Wolfram enthaltenden Zinnschlacke, bei dem die
Schlacke zuerst mit Kohlenstoff zur Umwandlung ihres Tantal- und Niobgehalts in die entsprechende
Karbide verschmolzen wird, das karbidhaltige Produkt .des Schmelzvorgangs zerkleinert wird, das
zerkleinerte Karbid-Produkt mit einer flußsäurehaltigen wäßrigen Säuremischung vermischt und
während einer Zeitdauer erhitzt wird, um soviel wie möglich von den Bestandteilen des Karbidproduktes,
ausgenommen die Niob- und Tantalkarbide, aufzulösen, der feste, die Tantal- und Niobkarbide
enthaltende Rückstand der Säurebehandlung abgetrennt und sodann in Luft bei einer Temperatur im
Bereich von 600 bis 9000C während einer Zeitdauer μ
kalziniert wird, um die Tantal- und Niobkarbide in die entsprechenden Oxide umzuwandeln, d a durch
gekennzeichnet, daß die wäßrige Säureiösung aus Salzsäure und Flußsäure besteht
und der HCl-Gehalt der Lösung im Überschuß der stöchiometrisch erforderlichen Menge vorliegt, um
das Eisen, Calcium, Aluminium, Titan und Wolfram der Bestandteile des Karbidproduktes in Chloride
umzuwandeln, und der Flußsäuregehalt mindestens der stöchiometrisch erforderlichen Menge, bezogen
auf den Siliciumbestandteil des Karbidproduktes, entspricht und die Anfangskonzentration der Flußsäure
innerhalb des Bereichs von 2 bis 5.5 Gewichtsprozent HF liegt.
2. Verfahren nach Anspruch 1, dadurch gekennzeichnet,
daß die Salzsäure-Konzentration in der wäßrigen Säurelösung höchstens 20 Gewichtsprozent
beträgt.
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
US78160568A | 1968-12-05 | 1968-12-05 | |
US78160568 | 1968-12-05 |
Publications (3)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
DE1961157A1 DE1961157A1 (de) | 1970-06-11 |
DE1961157B2 DE1961157B2 (de) | 1975-12-04 |
DE1961157C3 true DE1961157C3 (de) | 1976-07-15 |
Family
ID=
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