NO127345B - - Google Patents
Download PDFInfo
- Publication number
- NO127345B NO127345B NO00405/70*[A NO40570A NO127345B NO 127345 B NO127345 B NO 127345B NO 40570 A NO40570 A NO 40570A NO 127345 B NO127345 B NO 127345B
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- niobium
- concentrate
- water
- content
- leached
- Prior art date
Links
- 229910052758 niobium Inorganic materials 0.000 claims description 47
- 239000010955 niobium Substances 0.000 claims description 47
- GUCVJGMIXFAOAE-UHFFFAOYSA-N niobium atom Chemical compound [Nb] GUCVJGMIXFAOAE-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 47
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims description 34
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 27
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 23
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 14
- 150000002822 niobium compounds Chemical class 0.000 claims description 14
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 13
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 claims description 10
- 239000011707 mineral Substances 0.000 claims description 10
- 150000008044 alkali metal hydroxides Chemical class 0.000 claims description 8
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 8
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims description 7
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 6
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 claims description 6
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 6
- 239000000356 contaminant Substances 0.000 claims description 4
- 238000001816 cooling Methods 0.000 claims description 4
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 30
- 239000000047 product Substances 0.000 description 14
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- 239000000463 material Substances 0.000 description 9
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 9
- KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N Fluorane Chemical compound F KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 8
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 8
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 6
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L sodium carbonate Substances [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 4
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 4
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N Nitric acid Chemical compound O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 3
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 3
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 3
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 3
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 description 3
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 3
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 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 description 2
- PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L Sodium Sulfate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])(=O)=O PMZURENOXWZQFD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 2
- 239000003344 environmental pollutant Substances 0.000 description 2
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 2
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 2
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 2
- 229910017604 nitric acid Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 2
- 231100000719 pollutant Toxicity 0.000 description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 2
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 2
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 description 2
- -1 sodium hydroxide Chemical class 0.000 description 2
- 229910052938 sodium sulfate Inorganic materials 0.000 description 2
- 235000011152 sodium sulphate Nutrition 0.000 description 2
- 229910052715 tantalum Inorganic materials 0.000 description 2
- GUVRBAGPIYLISA-UHFFFAOYSA-N tantalum atom Chemical compound [Ta] GUVRBAGPIYLISA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- ZSLUVFAKFWKJRC-IGMARMGPSA-N 232Th Chemical compound [232Th] ZSLUVFAKFWKJRC-IGMARMGPSA-N 0.000 description 1
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- PXGOKWXKJXAPGV-UHFFFAOYSA-N Fluorine Chemical compound FF PXGOKWXKJXAPGV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- 229910052776 Thorium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 1
- 229910052783 alkali metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000001340 alkali metals Chemical class 0.000 description 1
- 239000012736 aqueous medium Substances 0.000 description 1
- 229910052788 barium Inorganic materials 0.000 description 1
- DSAJWYNOEDNPEQ-UHFFFAOYSA-N barium atom Chemical compound [Ba] DSAJWYNOEDNPEQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003518 caustics Substances 0.000 description 1
- 239000007795 chemical reaction product Substances 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 238000005660 chlorination reaction Methods 0.000 description 1
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 description 1
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 230000029087 digestion Effects 0.000 description 1
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 1
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 1
- 239000012065 filter cake Substances 0.000 description 1
- 239000011737 fluorine Substances 0.000 description 1
- 229910052731 fluorine Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000006260 foam Substances 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 230000007062 hydrolysis Effects 0.000 description 1
- 238000006460 hydrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 125000002887 hydroxy group Chemical group [H]O* 0.000 description 1
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 1
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 1
- 235000011837 pasties Nutrition 0.000 description 1
- YHBDIEWMOMLKOO-UHFFFAOYSA-I pentachloroniobium Chemical compound Cl[Nb](Cl)(Cl)(Cl)Cl YHBDIEWMOMLKOO-UHFFFAOYSA-I 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 239000011435 rock Substances 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 1
- 229910001758 simpsonite Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000003388 sodium compounds Chemical class 0.000 description 1
- 239000002689 soil Substances 0.000 description 1
- 229910052712 strontium Inorganic materials 0.000 description 1
- CIOAGBVUUVVLOB-UHFFFAOYSA-N strontium atom Chemical compound [Sr] CIOAGBVUUVVLOB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01G—COMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
- C01G33/00—Compounds of niobium
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01P—INDEXING SCHEME RELATING TO STRUCTURAL AND PHYSICAL ASPECTS OF SOLID INORGANIC COMPOUNDS
- C01P2006/00—Physical properties of inorganic compounds
- C01P2006/80—Compositional purity
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)
Description
Fremgangsmåte ved utvinning av niob.
Oppfinnelsen angår utvinning og rensing av niob fra niob-
holdige materialer.
Niob forekommer i en rekke mineraler, hvorav de mest vanlige
er columbit og pyroklor. Columbit er et komplekst jern (il)- eller mangan(II)-niobat-tantalat med et forhold mellom IM^O^ og Ta^ O^ av som regel ca. 8,5 eller 10 til 1. Pyroklor er et komplekst oxyd som forekommer i alkaliske bergarter inneholdende i det vesentlige kal-sium, nat-rium, niob og tantal sammen med hydroxyl og fluor. Dersom den tilstedeværende sure jordart hovedsakelig består av niob, er mineralet pyroklor, og dersom den hovedsakelig består av tantal, er mineralet microlit. Hele mengden eller en del av kalsiumet, og nat-riumet kan være erstattet med andre elementer, som barium, strontium,
sjeldne jordarter eller thorium. Forholdet mellom Nb20^ og Ta20^
er 20:1 -og kan være så hoyt som 100 eller 200:1 i malmkonsentratet.
Niobet konsentreres for tiden ved anrikningsprosesser for malmer under anvendelse av en teknikk som utnytter egenvektsfor skjellene og partikkeloverflåtenes kjemi. Ved prosessen basert på egenvekt kan det anvendes skakerist eller vaskebord mens det ved skumfIotasjon ut-nyttes forskjeller hva angår partikkeloverflåtenes kjemi i de forskjellige mineraler som skal separeres.
Det er kjent at niobmaterialer må overfores til en vandig opp-løsning for å oppnå en god rensing eller at de må behandles ved fremgangsmåter som omfatter forflyktigelse av niobmaterialene, som f.eks. ved klorering hvor det torre.niobkonsentrat bringes i kontakt med en klorholdig forbindelse under reduserende betingelser og ved forhbyede temperaturer f or ■ å forflyktige en niobkloridforbindelse.
Ved andre kjente fremgangsmåter behandles niobkonsentratet ved vandig utluting av konsentratet med salpetersyre og flussyre, ved oppslutning i svovelsyre fulgt av en vandig utluting eller ved smel-ting méd et kaustisk materiale. Sluttrensingen utfores som regel enten ved opplosningsmiddelekstraksjon eller hydrolyse. Smeltingen anvendes for å.spalte mineralet slik at det kan viderebehandles. Denne fremgangsmåte er ikke bare kostbar,, men det oppnås ikke noen god rensing, og en rekke forurensninger blir tilbake i niobmaterialet.
Det har i alminnelighet vist seg at den fremgangsmåte som gir
et produkt med hoyest kvalitet, er utlutingen med flussyre fulgt av en rensing ved opplosningsmiddelekstraksjon. Ulempen ved denne fremgangsmåte er de hoye reagensomkostninger som skyldes den anvendte flussyre for å opplose niobmaterialet, og den flussyre som forbrukes under rensingen ved opplosningsmiddelekstraksjonen.
Det tas ved oppfinnelsen sikte på å tilveiebringe en fremgangsmåte som overvinner ulempene ved de kjente fremgangsmåter spesielt ved at det ved foreliggende fremgangsmåte ikke er nbdvendig å an-vende store mengder oppløsninger for å oppnå en hoy■utvinning av niob fra forskjellige malmer og konsentrater.
Oppfinnelsen angår derfor en fremgangsmåte ved utvinning av niobforbindelser fra et niobkonsentrat, hvor et niobkonsentrat oppvarmes med et overskudd av et alkalimetallhydroxyd ved en temperatur av 55>0-750°C inntil niobinnholdet er blitt bundet, og det bundne konsentrat utlutes med vann ved et faststoffinnhold av 20 - 35% for å opplose i det bundne konsentrat forekommende forurensninger som fraskilles i form av en opplosning, og fremgangsmåten er særpreget ved at. det anvendes minst ett påfolgende utlutingstrinn med vann hvori niobforbindelsene opploses, hvorefter de opploste niobforbindelser fraskilles ved filtrering og utvinnes fra filtratet ved avkjbling av dette inntil niobforbindelsene utfelles, og bunnfallet eventuelt kalsineres, om onskes efter utluting av dette med en mineralsyre for å fjerne innesluttede forurensninger.
Det som utgangsmateriale anvendte malmkonsentrat behandles med
et overskudd av alkalimetallhydroxydved en tilstrekkelig hoy temperatur til å binde niobinnholdet i form av et alkalimetall-niob-kompleks-salt som kan ekstraheres ved hijye konsentrasjoner i vandige media.
Det foretrekkes å oppvarme blandingen til en temperatur av over ^-00°C
i en tilstrekkelig tid av minst over ca. 1/2 time. De foretrukne betingelser er en temperatur av 550-750°C, fortrinnsvis 650°C, og en tid av minst 1 time.
Mer detaljert omfatter den foreliggende fremgangsmåte i det vesentlige
a) oppvarming av niobkonsentratet med et overskudd av et alkalimetallhydroxyd, dvs. i det minste tilstrekkelig til å gi en pH av 7,0, og fortrinnsvis med 0,5 - 3,0 kg, og helst 1,25 - 1,50 kg, alkalimetallhydroxyd pr. kg Nb20^ i konsentratet inntil niobinnholdet i dette er blitt bundet i form av et alkalimetall-niob-kompleks, b) vandig utluting av produktet fra trinn a) med tilstrekkelig vann til å opplose forurensninger, men ikke tilstrekkelig vann til å opplose en vesentlig mengde av det i kompleks form bundne .niobinnhold,
og fraskillelse av en opplosning av forurensningene, og
c) utluting av produktet fra trinn b) med vann under oppnåelse av en opplosning av niobinnholdet.
Mer spesielt oppvarmes det konsentrerte råmateriale etter blanding med natriumhydroxyd, idet vann kan tilsettes for å lette håndteringen, f.eks. for fremstilling av en pasta, til 550 - 750°C
i 0,5 - 2 timer. Andre materialer, som natriumsulfat eller natrium-carbonat, kan også tilsettes. Etter avkjoling males produktet og utlutes med vann fortrinnsvis ved omgivelsestemperatur (20 - 25 C) i 15 minutter - 3 timer og med et innhold av faste stoffer i oppslemningen av 20 - 35 Oppslemningen filtreres og vaskes med tilstrekkelig vann, men uten at niobinnholdet opploses. Den anvendte mengde vaskevann er 50 - 70 % av det opprinnelige vann som ble anvendt' for å' utlute det malte materiale. De faste stoffer i f'Llter-kaken inneholder ^0 - 50 % vann. Etter f orking ved 120°C i. 10 timer vil innholdet av Nb20^ som regel være ca. 35 %. Den våte fi .1 t.erk.ake
inneholdende niobforbindelsene settes til en tilstrekkelig mengde vann ved 96°C til at komplekser opploses, og utlutes i ca. 1 time, hvoretter de uoppløselige faste stoffer fjernes slik at niobinnholdet blir tilbake i den vandige,konsentrerte opplosning.
Niobinnholdet kan utvinnes fra oppløsningen på en rekke måter. Ved avkjoling vil det forekomme utfelling. En tilsetning av enten alkalimetallhydroxyd, f.eks. natriumhydroxyd, f.eks. inntil en pH av
12,0, eller av mineralsyre, f.eks. saltsyre, inntil en pH av 7,0 eller derunder, med eller uten avkjoling, vil også forårsake en utfelling av niobinnholdet og lette en utvinning fra den vandige, konsentrerte opplosning.
Det foretrekkes å tilsette et alkalimetallhydroxyd, f.eks. natriumhydroxyd, til den konsentrerte opplosning og å avkjole, f.eks. ved 0 - 25°C, fortrinnsvis ca„ 8°C, inntil utfellingen av niobinnholdet er i det vesentlige fullstendig, og å utvinne bunnfallet.
For å fjerne inneholdte forurensninger kan bunnfallet eventuelt utlutes med en vandig mineralsyre, f.eks. 15 % saltsyre eller salpetersyre.
Sluttproduktet kan eventuelt utvinnes ved kalsinering i et egnet apparat, dvs. en kalsineringsovn, ved hoytemperatur, f.eks. 350 - ,1000°C, fortrinnsvis ca. 600°C, inntil produktet som er i det vesentlige rent nioboxydj får konstant vekt.
Eksempel 1
En malm fra Araxa, Brasil, ble konsentrert ved flotasjon og inneholdt 58,0 vekt% Nb20^, 1,0 vekt% Si02, ^,6 vekt$ Ti02, 1,5 vekt$ Fe20^, 1^,9 vekt% BaO og 0,^ vekt% Zr02. Konsentratet ble malt
(100 % r 100 mesh) og blandet i 30 minutter med 170 - 190 g natriumhydroxyd pr. 250 g konsentrat idet tilstrekkelig vann ble tilsatt til at det ble dannet en tynn pasta. Blandingen ble rostet i h timer ved coo°c:.
Den rostede kake ble avkjolt og utlutet med vann i 3 trinn. I det for ste trinn ble pr. 250 g av det opprinnelige konsentrat 1 liter vann tilsatt, og blandingen ble omrort i h timer ved 75°C og filtrert. I det annet trinn ble det pr. 250 g av det-opprinnelige konsentrat tilsatt 3 liter vann, og blandingen ble omrort i h timer ved 95°C. I det tredje trinn ble de samme betingelser' anvendt som i det annet trinn. Oppslemningene fra de forskjellige utlutiriger ble filtrert under vakuum til oppløsninger inneholdende niob. Den annen utluting ga en konsentrert, vandig opplosning som ved analyse viste seg å ha en Nb20 ,^-konsentrasjon av 13,6 - 22,6 g/l.
Det ble anvendt fire fremgangsmåter for å utvinne niobet:
(1) Filtratet fra den annen utluting ble avkjolt til 0°C og niobinnholdet utfelt og utvunnet ved filtrering. (2) Filtratet fra den annen utluting ble avkjolt til 25°C og niobinnholdet utfelt. (3) Filtratet fra den annen utluting ble avkjolt til 8°C inntil utfellingen av niobinnholdet var praktisk talt fullstendig, og dette ble utvunnet ved filtrering.
('+) Filtratet fra den annen utluting ble behandlet med et overskudd av natriumhydroxyd og avkjolt til 8°C inntil utfellingen av niobinnholdet var praktisk talt fullstendig, og dette ble utvunnet ved filtrering.
Niobforbindelser med hoy renhet ble oppnådd ved å kalsinere produktene fra (l), (2), (3) og ( k) ved 600°C inntil konstant vekt.
Niobforbindelser med en usedvanlig hoy renhet ble oppnådd ved
å utlute produktene fra trinnene (1)., (2), (3) og C+) med 15 % HC1 eller HNO^ med etterfølgende filtrering og torking. Anvendelsen av HC1 for å utlute produktet (2) ga Nb20^ med en renhet av + 99 %.
Det med HNOyutlutede produkt (l) var renere enn 99,5 %. Dette var også tilfellet med det Nb20^ som forelå i det med HC1 utlutede produkt ( h).
Eksempel 2
Et niobkonsentrat ble fremstilt ved fremgangsmåten ifolge eksempel 1.
Konsentratet ble blandet under anvendelse av betingelsene ifolge eksempel 1 med 1,25 vektdeler natriumhydroxyd pr. vektdel inneholdt Nb20^ (ved analyse), og den pastaaktige blanding ble rostet i 2 timer ved 700°C.
Etter rostingen ble produktet malt og utlutet i 15 minutter ved 25 - 35°C med vann slik at det ble dannet en oppslemning med.et innhold av faste stoffer av 27 %. Oppslemningen ble filtrert og de faste stoffer vasket med en tilstrekkelig liten mengde vann til at niobinnholdet ikke ble opplost. Mengden-av.vaskevannet var 60 %
av den som ble anvendt for å utlute det malte, rostede produkt.
De filtrerte faste stoffer inneholdt ca., ^5 % vann. En del
av den våte kake ble torket i 16 timer ved 120°C og inneholdt 3^,5 % Nb20^.
De våte, filtrerte, niobholdige, faste stoffer ble utlutet i
1 time ved 96°C med tilstrekkelig vann til at det ble dannet en oppslemning med et innhold av faste stoffer av 5 - 10 %. De uoppløselige faste stoffer ble fraskilt, og niobinnholdet ble tilbake i det vandige konsentrat.
Det i det vandige konsentrat opploste Nb2°5 utgjorde 93,5 % av det som var tilstede i utgangsmaterialet.
Niobinnholdet ble utvunnet ved å tilsette et overskudd av natriumhydroxyd til den vandige opplosning, hvoretter oppløsningen ble avkjolt til 8°C inntil utfellingen var fullstendig, og bunnfallet ble utvunnet og utlutet med 15 % saltsyre og de utlutede faste stoffer kalsinert ved 600°C.
Eksempel 3
Fremgangsmåten ifolge eksempel 2 ble gjentatt idet det ble anvendt rostetemperaturer av 500 og 600°C istedenfor 700°C. Det i det vandige konsentrat opploste Nb20^ utgjorde hhv. 70,5 og 93,0 %
av innholdet i utgangsmaterialet. Fremgangsmåten ifolge eksempel 2 ble gjentatt idet det til blandingen ble tilsatt 0,22^ kg natrium-carbonat pr. kg Nb20^. Det i det vandige konsentrat opploste Nb20^ utgjorde 88,5 % av det som var tilstede i utgangsmaterialet.
Eksempel h
Fremgangsmåten ifolge eksempel 2 ble gjentatt idet de folgende blandinger ble rostet ved de angitte arbeidsbetingelser:
Etter rostingen ble produktene malt og. utlutet som beskrevet i eksempel 2 under oppnåelse av vandige niobholdige konsentrater.
Det i de vandige konsentrater opploste Nb20^ utgjorde fra 68,0 til 99 % av det som var tilstede i utgangsmaterialet, og den ut-vundne mengde var forholdsvis uavhengig av om natriumsulfat eller n-a tr iumcarbonat var blitt tilsatt.
Eksempel 5
En prove av et fIotasjonskonsentrat oppnådd ved anrikning av en pyroklormalm fra Araxa, Brasil, med en analyse som angitt i tabell 1 ble malt og deretter rostet med natriumhydroxyd i overensstemmelse med foreliggende fremgangsmåte.
1,25 deler natriumhydroxyd pr. del inneholdt Nb20^ og tilstrekkelig vann til å danne en pasta ble satt til konsentratet. Det var nodvendig med en blandetid av ca. 30 minutter.
Pastaen ble rostet i 2 timer ved 700°C.
Produktet ble malt og utlutet med en forste del vann i 15 minutter ved omgivelsestemperatur (25 - 35°C) under dannelse av en oppslemning med et innhold av faste stoffer av 27 %. Oppslemningen ble filtrert og vasket med en mengde vann (60 % av den fbrste del utluting svann) som var utilstrekkelig til å opplose niobinnholdet.
Filterkaken ble igjen utlutet med en annen del vann i 1 time
ved 96°C i en mengde som var tilstrekkelig til å gi 15 - 20 g Nb20^ pr. liten, for å opplose niobinnholdet, og det ble etter filtrering oppnådd et vandig konsentrat av dette.
Natriumhydroxyd i en mengde av 1 - 2 deler pr. del inneholdt
Nb2°g lble satt til det vandige konsentrat, og blandingen ble avkjolt til 8 C inntil utfellingen av niobinnholdet var i det vesentlige fullstendig.
De utfelte niobforbindelser ble utlutet med 15 % saltsyre for å fjerne innesluttede forurensninger og overskudd av natriumforbindelser.
Det utlutede bunnfall ble kalsinert ved 600°C under oppnåelse av et i det vesentlige rent Nb20^.
Det kan alternativt anvendes en tilsetning av saltsyre til det vandige konsentrat til en pH av 7,0 eller derunder for å felle ut niobforbindelsene i hydratisert form.
Foreliggende fremgangsmåte er blitt beskrevet som egnet for utvinning av niobinnhold i columbit og pyroklormalmer. Den kan imidler-tid også anvendes for andre malmer og konsentrater av disse som tantalit, microlit, simpsonit, samar skit, fergusonit, tapiolit og euxenit .
Claims (2)
1. Fremgangsmåte ved utvinning av niobforbindelser fra et niobkonsentrat, hvor et niobkonsentrat oppvarmes med et overskudd av et alkalimetallhydroxyd ved en temperatur av 550-750°C inntil niobinnholdet er blitt bundet, og det bundne konsentrat utlutes med vann ved 'et faststoffinnhold av 20-35% for å opplose i det bundne konsentrat forekommende forurensninger som fraskilles i form av en opplosning, karakterisert ved at det anvendes minst ett påfolgende utlutingstrinn med vann hvori niobforbindelsene opploses, hvorefter de opploste niobforbindelser fraskilles ved filtrering og utvinnes fra filtratet ved avkjoling av dette inntil niobforbindelsene utfelles, og bunnfallet eventuelt kalsineres, om onskes efter utluting av dette med en mineralsyre for å fjerne innesluttede forurensninger.
2. Fremgangsmåte ifolge krav 1,karakterisert ved at et overskudd av alkalimetallhydroxyd eller mineralsyre tilsettes for å lette utfellingen av niobforbindelsene.
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
US79726569A | 1969-02-06 | 1969-02-06 | |
US885965A US3640679A (en) | 1969-02-06 | 1969-12-17 | Process for recovery of columbium |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
NO127345B true NO127345B (no) | 1973-06-12 |
Family
ID=27121847
Family Applications (2)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
NO00405/70*[A NO127345B (no) | 1969-02-06 | 1970-02-05 | |
NO72145A NO132473C (no) | 1969-02-06 | 1972-01-21 |
Family Applications After (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
NO72145A NO132473C (no) | 1969-02-06 | 1972-01-21 |
Country Status (7)
Country | Link |
---|---|
US (1) | US3640679A (no) |
JP (1) | JPS4931404B1 (no) |
BE (1) | BE745616A (no) |
DE (1) | DE2004965A1 (no) |
FR (1) | FR2033998A5 (no) |
NO (2) | NO127345B (no) |
SE (1) | SE373388B (no) |
Families Citing this family (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
BE757612A (fr) * | 1970-01-05 | 1971-04-01 | Molybdenum Corp | Procedes ameliores pour la recuperation de columbium |
US4446116A (en) * | 1981-04-02 | 1984-05-01 | Hermann C. Starck Bertin | Process for recovering niobium and/or tantalum compounds from such ores further containing complexes of uranium, thorium, titanium and/or rare earth metals |
US4451438A (en) * | 1982-03-26 | 1984-05-29 | Herman C. Starck Berlin | Process for recovering niobium and/or tantalum metal compounds from such ores further containing complexes of uranium, thorium, titanium and/or rare earth metals |
DE3918691A1 (de) * | 1989-06-08 | 1990-12-13 | Starck Hermann C Fa | Nioboxidpulver (nb(pfeil abwaerts)2(pfeil abwaerts)o(pfeil abwaerts)5(pfeil abwaerts)) sowie verfahren zu dessen herstellung |
CA2930762C (en) * | 2013-11-27 | 2020-10-27 | Outotec (Finland) Oy | Roasting of sulfur-poor metal oxide concentrates |
Family Cites Families (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US2481584A (en) * | 1946-02-21 | 1949-09-13 | Union Carbide & Carbon Corp | Separation of columbium and tantalum |
US2819945A (en) * | 1955-02-15 | 1958-01-14 | Mallinckrodt Chemical Works | Method of separating values of columbium and/or tantalum from a concentrate also containing an element of group iv b |
US3107976A (en) * | 1957-11-29 | 1963-10-22 | Ernest L Koerner | Niobium-tantalum separation |
US2953453A (en) * | 1958-06-20 | 1960-09-20 | Nat Distillers Chem Corp | Recovery of columbium values |
US3058825A (en) * | 1958-09-22 | 1962-10-16 | Paul B Cardon | Process for recovering columbium and tantalum from ores and ore concentrates containing same |
US3003867A (en) * | 1959-05-22 | 1961-10-10 | Gulf Research Development Co | Process for recovery of niobium |
-
1969
- 1969-12-17 US US885965A patent/US3640679A/en not_active Expired - Lifetime
-
1970
- 1970-02-04 DE DE19702004965 patent/DE2004965A1/de active Pending
- 1970-02-04 SE SE7001431A patent/SE373388B/xx unknown
- 1970-02-05 NO NO00405/70*[A patent/NO127345B/no unknown
- 1970-02-05 FR FR7004150A patent/FR2033998A5/fr not_active Expired
- 1970-02-06 BE BE745616D patent/BE745616A/xx unknown
- 1970-02-06 JP JP45010609A patent/JPS4931404B1/ja active Pending
-
1972
- 1972-01-21 NO NO72145A patent/NO132473C/no unknown
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
US3640679A (en) | 1972-02-08 |
SE373388B (sv) | 1975-02-03 |
NO132473B (no) | 1975-08-11 |
BE745616A (fr) | 1970-08-06 |
FR2033998A5 (en) | 1970-12-04 |
NO132473C (no) | 1975-11-19 |
JPS4931404B1 (no) | 1974-08-21 |
DE2004965A1 (de) | 1970-09-03 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US10883157B2 (en) | Process for extracting and recovering lithium values from lithium bearing materials | |
CN111233003A (zh) | 一种完全实现高氟二次铝灰资源化利用的酸碱联合工艺 | |
CN110078099B (zh) | 一种从锂云母浸出净化液制备碳酸锂的方法 | |
JP5146017B2 (ja) | 鉛アノードスライムの塩素浸出方法 | |
CN116716480B (zh) | 一种高酸浸出结晶沉淀法回收赤泥中多种金属的方法 | |
JPH0517832A (ja) | 廃リチウム電池からのリチウム回収方法 | |
US2176610A (en) | Process of working ores of vanadium and uranium | |
CN110453098A (zh) | 稀土电解熔盐废渣综合回收稀土工艺 | |
NO127345B (no) | ||
JP2010138490A (ja) | 亜鉛の回収方法等 | |
US3300297A (en) | Beneficiation of tantalum- and columbium-bearing tin slags | |
US2900231A (en) | Process for extracting rare earths from ores and residues | |
US4071422A (en) | Process for concentrating and recovering gallium | |
JP2001329321A (ja) | タンタル/ニオブ含有原料の処理方法、およびそれを用いたタンタル/ニオブ製品の製造方法 | |
CN111392756A (zh) | 一种用于从荧光粉废料中提取高纯稀土氧化物的工艺 | |
CN116177585A (zh) | 从含氟污泥中提纯氟化钙的方法 | |
US3009777A (en) | Process for preparing zirconium sulphate solutions | |
US2940820A (en) | Process for recovering alkali metal values from lepidolite | |
CN111268655A (zh) | 一种粗碲粉自净化生产二氧化碲的方法 | |
CN111850296B (zh) | 稀土矿中回收制备高纯锶化物的方法 | |
CN115504502A (zh) | 从废弃含锗元素玻璃中回收制备高纯度二氧化锗的方法 | |
JPS6059975B2 (ja) | 銅電解スライムよりの銀の濃縮法 | |
KR100265432B1 (ko) | 세륨회수방법 | |
US3704091A (en) | Extraction of beryllium from ores | |
US2756122A (en) | Process for recovering uranium and vanadium from ores |