NO132473B - - Google Patents
Download PDFInfo
- Publication number
- NO132473B NO132473B NO145/72A NO14572A NO132473B NO 132473 B NO132473 B NO 132473B NO 145/72 A NO145/72 A NO 145/72A NO 14572 A NO14572 A NO 14572A NO 132473 B NO132473 B NO 132473B
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- niobium
- concentrate
- filter cake
- solution
- acid
- Prior art date
Links
- 229910052758 niobium Inorganic materials 0.000 claims description 55
- 239000010955 niobium Substances 0.000 claims description 55
- GUCVJGMIXFAOAE-UHFFFAOYSA-N niobium atom Chemical compound [Nb] GUCVJGMIXFAOAE-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 54
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims description 38
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 36
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 32
- 239000012065 filter cake Substances 0.000 claims description 29
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 29
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 28
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 25
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 25
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 claims description 16
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 14
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 11
- 150000002822 niobium compounds Chemical class 0.000 claims description 9
- 150000008044 alkali metal hydroxides Chemical class 0.000 claims description 8
- 239000012535 impurity Substances 0.000 claims description 7
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 claims description 5
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 claims description 3
- 239000012670 alkaline solution Substances 0.000 claims description 3
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 25
- 239000000463 material Substances 0.000 description 24
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 11
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 11
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 10
- MUBZPKHOEPUJKR-UHFFFAOYSA-N Oxalic acid Chemical compound OC(=O)C(O)=O MUBZPKHOEPUJKR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N Fluorane Chemical compound F KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 6
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 6
- 239000000047 product Substances 0.000 description 6
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 5
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 5
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 5
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 5
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M Potassium hydroxide Chemical compound [OH-].[K+] KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 4
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 4
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 4
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 4
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 4
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 4
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 3
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 3
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 3
- 230000007062 hydrolysis Effects 0.000 description 3
- 238000006460 hydrolysis reaction Methods 0.000 description 3
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 3
- 235000006408 oxalic acid Nutrition 0.000 description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 3
- 238000000638 solvent extraction Methods 0.000 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 description 2
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 229910052921 ammonium sulfate Inorganic materials 0.000 description 2
- TZCXTZWJZNENPQ-UHFFFAOYSA-L barium sulfate Chemical compound [Ba+2].[O-]S([O-])(=O)=O TZCXTZWJZNENPQ-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 230000029087 digestion Effects 0.000 description 2
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 2
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 2
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 2
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 2
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 2
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000000126 substance Substances 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
- GWEVSGVZZGPLCZ-UHFFFAOYSA-N titanium dioxide Inorganic materials O=[Ti]=O GWEVSGVZZGPLCZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- ZSLUVFAKFWKJRC-IGMARMGPSA-N 232Th Chemical compound [232Th] ZSLUVFAKFWKJRC-IGMARMGPSA-N 0.000 description 1
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O Ammonium Chemical compound [NH4+] QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O 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
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- -1 FeO^ Inorganic materials 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
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N Nitric acid Chemical compound O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- 241000488925 Thesium Species 0.000 description 1
- 229910052776 Thorium Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000002411 adverse Effects 0.000 description 1
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 1
- 229910052783 alkali metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052936 alkali metal sulfate Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000001340 alkali metals Chemical class 0.000 description 1
- 229910000287 alkaline earth metal oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 description 1
- BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N ammonium sulfate Chemical compound N.N.OS(O)(=O)=O BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000001166 ammonium sulphate Substances 0.000 description 1
- 235000011130 ammonium sulphate Nutrition 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
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 1
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 1
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003518 caustics 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
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 238000001035 drying Methods 0.000 description 1
- 239000003337 fertilizer 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
- 239000013505 freshwater Substances 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
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 1
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- YHBDIEWMOMLKOO-UHFFFAOYSA-I pentachloroniobium Chemical compound Cl[Nb](Cl)(Cl)(Cl)Cl YHBDIEWMOMLKOO-UHFFFAOYSA-I 0.000 description 1
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 1
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 1
- 229910001404 rare earth metal oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011435 rock Substances 0.000 description 1
- 229910001758 simpsonite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011780 sodium chloride Substances 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
- 229910021653 sulphate ion Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 description 1
- 239000006228 supernatant Substances 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
Oppfinnelsen angår utvinning av niobinnholdet i niob-
holdige materialer, og mer spesielt behandling av niobholdige materialer slik at det fås sterkt konsentrerte oppløsninger hvorfra ■• niobinnholdet kan utvinnes.
Niob forekommer i en rekke mineraler, hvorav de mest van-
lige er columbit og pyroklor. Columbit er et komplekst jern(II)-
eller mangan(II)-niobat-tantalat med et forhold mellom Nb^ O^ og Ta^ O^ av som re§el ca. 8,5 eller 10 til 1. Pyroklor er et komplekst oxyd som forekommer i alkaliske bergarter inneholdende i det vesentlige kalsium, natrium, niob og tantal sammen méd 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 kal-
siumet øg natriumet kan være erstattet med andre elementær, som barium, strontium, sjeldne jordartår eller thorium. Forholdet mellom Nb2°5°S Ta2°5 er 20:1 °§ kan være 'så n°vt som 100 eller 200:1
i malmkonsentratet.
Niobet konsentreres for tiden ved anrikningsprosesser for malmer under anvendelse av en prosess som utnytter forskjellen i partiklenes egenvekt og en prosess som utnytter partikkeloverflåtenes kjemi. Ved prosessen basert på egenvekt kan det anvendes setlings-apparater eller vaskebord, mens forskjeller hva angår partikkelover-flatenes kjemi i dé forskjellige mineraler som skal separeres, ut-nyttes ved skumfIotasjon.
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 for-hoyede temperaturer for 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 smelting med et kaustisk materiale. Sluttrensingen utfores som regel ehten ved opplosningsmiddelekstraksjon eller hydrolyse. Smeltingen anvendes for å spalte mineralet slik at det kan videre-behandles. Denne fremgangsmåte er ikke bare' kostbar, men det opp-nås 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 for-brukes under rensingen ved opplosningsmiddelekstraksjonen.
Fra norsk patentskrift nr. 89332 er det kjent å oppslutte niobholdige materialer med konsentrert svovelsyre ved forhoyet temperatur, fulgt av en utluting med vann for å fjerne forurensninger fra den gjenværende rest av det oppsluttede konsentrat. De fra for-urensningene efter den vandige utlutning separerte faste niobholdige produkter ekstraheres derefter med f.eks. en kaliumhydroxyd-opplosning under erholdelse av en direkte opplosning av hoveddelen av niobinnholdet. Den således erholdte vandige, alkaliske opplosning av komplekst niobat må behandles med et.overskudd av syre for å oppnå en utfelling av hydratiserte nioboxyder. Det kreves således ifolge den kjente fremgangsmåte en anvendelse av store mengder alkali-metallopplosning for å danne det komplekse, ogploselige niobat og en
påfolgende stor mengde syre for å spalte niobatet under erhdldelse av en utfelling av hydratiserte nioboxyder.
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 nodvendig å anvende store mengder opplosninger for. å oppnå en hoy utvinning av niob fra konsentrater.....
Oppfinnelsen angår således en fremgangsmåte ved utvinning av niobforbindelsér fra et niobkonsentrat, hvor konsentratet oppsluttes med svovelsyre ved forhoyet-temperatur- og det. oppsluttede konsentrat • utlutes-med vann for å fjerne forurensninger og filtreres under erholdelse av en våt,, niobholdig filterkake som behandles med en vandig, alkalisk opplosning, og fremgangsmåten er særpreget ved at 0,2-1 vektdel ammoniakk eller, alkalimetallhydroxyd pr. vektdel niobforbindelse, beregnet som nioboxyd, tilsettes den våte filterkake ved en temperatur på-25-ll0°C, slik at .det fås en blanding med en pH på over 7,0, en våt, niobholdig filterkake separeres fra opplosningen, en syre tilsettes den våte filterkake hvorefter blandingen oppvarmes for å opplose niobforbindelsene, og vann tilsettes den 'sure-opplosning for å sikre en i.det vesentlige fullstendig opplosning av niobinnholdet.
Ved den foreliggende fremgangsmåte bor det med ' svovelsyre oppsluttede konsentrat utlutes, med tilstrekkelig vann til at faststoffinnholdet fra det oppsluttede konsentrat under utlutingstrinnet vil utgjore 10-50% av vekten av blandingen av vannet og det oppsluttede konsentrat. Ef ter. behandling av den fl-a sulf atopplosningen fraskilte våte filterkake med en syre og efter tilsetning av vann .til den sure opplosning• kan denne hydrolyseres for utfelling ;av Ift^Ojj. Ved den foreliggende fremgangsmåte er det båre nodvendig med en minimal mengde ammoniakk eller alkalimetallhydroxyd, syre og vann for å erholde en vandig opplosning av niobforbindelsér som lett lar seg hydrolysere til Nb20^.
Bet har overraskende vist seg at ved å.behandle det syreopp-sluttede, med vann utlutede niobholdige materiale med ammoniakk eller alkalimetallhydroxyd slik at det kan fraskilles en våt, niob-.holdig filterkake, er det nodvendig med mindre vann under sluttut-vinningstrinnet for å oppnå en hoyere konsentrasjon av niob. Dessuten okes niobutvinningen ved anvendelse av et slikt behandlings-trinn.
Ved foreliggende fremgangsmåte males forst konsentratet av det niobholdige materiale og blandes deretter med svovelsyre og.oppsluttes i en bestemt tid ved en egnet temperatur. Partikkelstor-relsen varierer for de forskjellige materialer og er avhengig av mineralogien til det spesielle materiale hvorfra niobet skal separeres. Svovelsyren som anvendes for oppslutning av konsentratet, blandes med dette fortrinnsvis i et forhold av 1 til 5 deler pr. del tilstedeværende nioboxyd i konsentratet.
Det niobholdige materiale utlutes, etter at det er blitt opp-slutted med svovelsyre, med vann for å oppnå en forelopig rensing, hvorettép'blandingen filtreres og den erholdte våte filterkake behandles med ammoniakk eller et alkalimetallhydroxyd ved en temperatur på 25-110°C og filtreres og vaskes for å pppnå en ammonium- eller alkalimetallsulfatopplosning og en våt, niobholdig filterkake.
<..>
S6m angitt ovenfor anvendes ammoniakk eller et alkalimetallhydroxyd, som natriumhydroxyd og kaliumhydroxyd, for å behandle den
våte filterkake. I ethvert tilfelle tilsettes et overskudd, dvs. nok til å oke pH til over 7,0, i den erholdte blanding av filterkake og alkaliopplosning.
Den våte, niobholdige filterkake blandes deretter med en-konsentrert syre, fortrinnsvis saltsyre. Den surgjorte konsentrat-blanding oppvarmes deretter for å opplbse niobinnholdet. Niobet er nu vannopploselig form, men hele mengden av dette behovér ikke, avhengig av syrekonsentrasjonen, å være opplost. Behandlingen med saltsyre utfores ved et innhold av faste stoffer fra filterkaken av 50-5$. Det er gunstig å anvende .saltsyren i en molkonsentrasjon av é-l^, fortrinnsvis 8-10. Det bor i det minste anvendes HC1 i en mengde av minst ca. >+,0 mol, fortrinnsvis U-,5-5,0 mol^pr. mol nioboxyd.
Etter at filterkaken er blitt behandlet med saltsyre, kan det opprinnelige volum inndampes med inntil 80%. Det foretrekkes som regel å inndampe bare inntil 50% av det opprinnelige volum for å oppnå fordelaktige resultater„
Etter avkjbling settes vann til den sure opplosning for å sikre en i det vesentlige fullstendig opplosning av niobinnholdet, hvorefter niobforbindelsene utvinnes fra oppløsningen ved hydrolyse.
Konsentratet hvorfra niobinnholdet utvinnes, kan bestå av forskjellige oxyder, omfattende Nb20(j, Si02, Ti02, FeO^, CaO, BaO, PbO, Th02, U^Og, Zr02 og sjeldne jordartsoxyder. Den storste mengde av oxydene i konsentratet utgjores som regel av Nb20^ og jordalkali-oxyder. Utvinningen av niobinnholdet kan være så hoy som 95% eller derover.
Det er et viktig trekk ved oppfinnelsen at det tilveiebringes en fremgangsmåte', hvor det under oppnåelse av den maksimale mengde niobforbindelsér anvendes mindre saltsyre for behandling av den faste filterkake. I enkelte tilfeller kan utvinningen av niobet, beregnet som Nb20j, være så hoyt som 300 g/liter, men det foretrekkes imidlertid at niobet er tilstede i en mengde av 100-150 g/liter opplosning .for å gjennomføre en effektiv separering av væske og faste stoffer. De forskjellige prosesstrinn ved foreliggende fremgangsmåte utfores under varierende temperaturbetingelser.
Malmkonsentratet oppsluttes med svovelsyre fortrinnsvis ved en temperatur av 175-)+00<o>Co Behandlingen med ammoniakk eller alkalimetallhydroxyd utfores ved en temperatur av 25-110°C, fortrinnsvis ved 50-80°C0 Behandlingen av den med ammoniakk eller alkalimetallhydroxyd behandlede filterkake med saltsyre utfores fortrinnsvis ved en temperatur av 20-110°C„
Produktet erholdt ved den vandige hydrolyse kan eventuelt kalsineres i et egnet' apparat, dvs. en. kal siner ing sovn, ved hoy temperatur, f.eks. 350-1000°C, fortrinnsvis ca„ 600°C, inntil produktet som er i det vesentlige rent nioboxyd, får konstant vekt.
Eksempel 1
En prove av fIotasjonskonsentrat oppnådd ved anrikning av en malmprove fra Araxa, Brasil, og med en analyse som gjengitt i tabell I, ble behandlet ved foreliggende fremgangsmåte. 100 g konsentrat (100% «■ 100 mesh) ble blandet med 100 g svovelsyre
(HgSO^, 96%) og oppsluttet i 1,5 time ved 350°C. Det oppsluttede"-materiale ble derefter utlutet med vann i 1 time ved en temperatur av 27°C og tilsatt i en slik mengde at faststoffinnholdet i det oppsluttede konsentrat utgjorde 20% av vekten av blandingen av vannet og det oppsluttede konsentrat, g>g filtrert for å fjerne sulfatfor-urensninger. Noe jern og andre forurensninger ble også fjernet under denne utluting med vann. Deretter ble den våte filterkake fra sulfatf jernelsestrinnet blandet med en ammoniakkopplosning inneholdende 250 g/l NH^ i en slik mengde at faststoffinnholdet i filterkaken utgjor åe 50 .vekt% av den erholdte blanding som ble omrort i 1 time ved^ 75°C, hvoretter den ble filtrert under dannelse
av en opplosning av ammoniumsulfat som kan anvendes som gjodnings-middel og som hadde folgende analyse (materiale oppnådd ved inn-, dampning av oppløsningen) ved en halvkvantitativ rontgenspektrografisk undersøkelse:
Den ammon,iåijkkbehandlede filterkake ble blandet med saltsyre og vann, og det ble oppnådd en Appslemning inneholdende 8,5 mol HG1 (basert på vanninnholdet i systemet) og 28,2% faste stoffer og det hele ble inndampet ved 96<0i>C inntil volumet var 50% av det opprinngelige. Etter inndampningstrinnet ble blandingen avkjølt og fortynnet med vann, og det ble oppnådd en vandig opplosning inneholdende lW g/l Nb20^ som ble filtrert for å fjerne de faste stoffer som i det vesentlige besto av bariumsulfat. Den dannede oppløsning ble hydro-lysert, og det ble oppnådd et produkt med den i tabell 2 gjengitte analyse.
Utvinningen.av niobinnholdet i det hydrolyserte produkt ved denne fremgangsmåte var 97,5%.
Eksempel ?
En prove av et konsentrat dannet ved anrikning av en malmprove fra St. Laurence-området i Canada ble behandlet ved foreliggende fremgangsmåte. En halv-kvantitativ rontgenspektrografisk analyse av konsentratet er gjengitt i tabell 3.
l&0^g-'av koiflrerilratet ble blandet med 10O g svovelsyre og oppsluttet i 2 timer ved 350°C. Det torre konsentrat ble malt til -200 mesh. Det oppsluttede materiale ble utlutet med vann i 1 time.ved 60°C og tilsatt i en slik mengde at faststoffinnholdet i det oppsluttede konsentrat utgjorde 23% av vekten av blandingen og vannet og det oppsluttede konsentrat. Det ble utfort en væske-faststoffseparasjon for å fjerne opplost sulfat og jern. Filterkaken- ble deretter blandet i 1 time ved 75°C med en opplosning inneholdende 250 g/l NH^ i en slik mengde at faststoffinnholdet i filterkaken utgjorde 50 vekt% av den erholdte blanding. Det ble igjen utfort en væske-faststoffseparasjon under tilstrekkelig vasking av filterkaken til at det ble oppnådd et svovelinnhold i de ammoniakkbehandlede faste stoffer av 3,1% S. Den ammoniakkbehandlede kake ble oppslemmet i en saltsyreopplosning (8,8 molar) til en oppslemning med 28% faste stoffer og utlutet i 1,5 time ved 95°C. Varme ble tilfort inntil oppslemningens volum var 50% av det opprinnelige. Oppslemningen ble deretter fortynnet til ca. 130 g/l Nb20^ for det ble utfort en væske-faststoffoperasjon og analyse for å bestemme niobutvinningen. Denne var ved dette forsok 63,6%. Det bor bemerkes at
selv om utvinningen var forholdsvis lav, kan foreliggende fremgangsmåte likevel anvendes i forbindelse med et materiale med et
niobinnhold som har en annen analyse enn det i eksempel 1 anvendte materiale. En halvkvantitativ rontgenspektrografisk analyse av et nioboxydmateriale utvunnet fra en saltsyreopplosning er gjengitt i tabell h.
Eksempel " 3
Tetnperaturbegrensningene under oppslutningen med svovelsyre ble undersbkt for å fastslå filterkakens filtreringsegenskaper og utvinningen av niobinnholdet fra et system hvor det anvendes oxal— syre. Opploseligheten av niobinnholdet i en oxalsyreopplosning ble anvendt som et mål for oppslutningstemperaturens virkning og effektivitet hva gjalt å spalte materialet. 100 g niobkonsentrat ble blandet med- svovelsyre og oppsluttet i 2 timer ved forskjellige temperaturer. Det oppsluttede materiale ble utlutet i 1 time med vann sed et opprinnelig innhold av faste stoffer av 20% for å fjerne overskudd av sulfat og filtrert, hvoretter filterkaken i 1 time ved 80°C ble bragt i kontakt med NH^OH-opplosning (250 g/l) ved et opprinnelig innhold av faste stoffer av 30%. Oppslemningen ble filtrert og kaken vasket ved å.gjenoppslemmes i ferskt vann og igjen filtrert. Kaken ble derfor i 15 minutter og en temperatur av 90°C bragt i kontakt med en oxalsyreopplosning (80 g/l) ved et opprinnelig innhold av faste stoffer av 20% og filtrert, og filtratet ble analysert for å fastslå dets niobinnhold. Dataene fra dette forsok .er gjengitt i tabell 5.
Eksempel
Mengden av gjenværende sulfat i den ammoniakkbehandlede filterkake ble fastslått for å undersoke dets virkning på den etterfølgende behandling av materialet ved utluting med saltsyre
hva gjaldt avsetning og filtrering av de faste stoffer og utvinning
- 'av niob ved utlutingen med saltsyre. Den ammoniakkbehandlede filterkake ble utsatt for forskjellige trinn bestående av gjenoppslem-ning, filtrering og vasking for. 'svovelinnholdet ble analysert for utluting med saltsyre. Utlutingen med saltsyre ble utfort ved å blande 5<*>+ g (på torr basis) av den ammoniakkbehandlede kake med 111 ml 9,8 molar HC1 og ved inndampning ved 95° C inntil volumet var 50% av det opprinnelige. Det inndampede materiale ble fortynnet ved 20°C inntil en nioboxydkonsentrasjon av ca. 150 g/l Nb20^. for væske og faststoff ble separert og en kjemisk analyse utfort. Dataene fra dette forsok er gjengitt i tabell 6. Det fremgår at selv om utvinningen av niobinnholdet i saltsyren ikke på-virkes i vesentlig grad av den gjenværende svovelmengde i den ammoniakkbehandlede kake, har et hoyt svovelinnhold en uheldig virkning på supernatantens klarhet.
Eksempel
Saltsyrekonsentrasjonen har en tydelig virkning på opplbse-ligheten av niob, og "dette fremgår av tabell 7.
Resultatene i tabell 7 fremkom ved å inndampe en prove av en HCl-niobopplosning oppnådd ved å torke den ammoniakkbehandlede kake til torrhet ved værélsetemperatur for deretter å tilsette - vann inntil det bare var igjen en liten uopplost rest, hvoretter det hele ble sentrifugert for å skille væsker og faste stoffer. Prover av denne opplosning ble satt til forskjellige konsentra-sjoner av HC1 inntil det ble igjen et permanent bunnfall.. Dette ble sentrifugert for å skille ut de faste stoffer, og den klare opplosning ble analysert for niob og HC1.
Eksempel 6
En prove av et fIotasjonskonsentrat oppnådd ved anrikning av eh malmppove fra Araxa, Brasil, og med en analyse som gjengitt i tabell 1, ble behandlet ved foreliggende fremgangsmåte. 100 g konsentrat (100% f 100 mesh) ble blandet med 100 g svovelsyre (H2S0^, 96%) og opp sluttet i 1,5 time ved 3?0°C.
Det oppsluttede materiale ble deretter malt til et pulver og omrbrt i,vann i en konsentrasjon av 35% faste stoffer (basert på vekten av., det opprinnelige konsentrat). 30 g fast natriumhydroxyd ble sått til denne oppslemning, og temperaturen steg derved til kokepunktet. Blandingen ble omrbrt i 30 minutter og filtrert, og kaken blevasket med 175 g/l natriumkloridopplosning. Filtratet og vaskeopplosningen inneholdt 0,19 g Nb20^ som representerte 0,65% av det NbgO^ som var tilstede i det opprinnelige konsentrat.
Den. vaskede kake ble blandet med saltsyre og vann under dannelse av en oppslemning inneholdende 8,5 molar HC1 (basert på det vandige innhold i opp slemningen) som ble inndampet ved 96°C inntil volumet var 50% av det opprinnelige. Etter inndampningen ble oppslemningen avkjolt og fortynnet med vann under dannelse av en vandig opplosning inneholdende 168,8 g/l Nb20^ som utgjorde over 98% av det niob som var tilstede i det opprinnelige konsentrat.
Foreliggende fremgangsmåte er blitt beskrevet som egnet for utvinning av niobinnhold i columbit og pyroklormalmer. Den kan imidlertid også anvendes for andre malmer og konsentrater av disse, som tantalit, microlit, simpsonit, samarskit, fergusonit, tapiolit, euxenit og ilmeno-rutil etc.
Claims (2)
1„ Fremgangsmåte ved utvinning av niobforbindelsér fra et niobkonsentrat, iivor konsentratet oppsluttes med svovelsyre ved forhoyet temperatur og det oppsluttede konsentrat utlutes med vann for å fjerne forurensninger og filtreres under erholdelse av en våt, niobholdig filterkake som behandles med en vandig, alkalisk opplosning, karakterisert ved at 0,2-1 vektdel ammoniakk eller alkalimetallhydroxyd pr0 vektdel niobforbindelse, beregnet som nioboxyd, tilsettes den våte filterkake ved en temperatur på 25-H0°C, slik at det fås en blanding med en pH på over 7,0, en våt, niobholdig filterkake separeres fra opplbsningen , en syre tilsettes den våte filterkake hvoretter blandingen oppvarmes for å opplose niobforbindelsene, og vann tilsettes den sure opplosning for å sikre en i det vesentlige fullstendig opplosning av niobinnholdet.
2. Fremgangsmåte ifblge krav 1,karakterisert ved at det som syre anvendes saltsyre.
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 (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
NO132473B true NO132473B (no) | 1975-08-11 |
NO132473C NO132473C (no) | 1975-11-19 |
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 Before (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
NO00405/70*[A NO127345B (no) | 1969-02-06 | 1970-02-05 |
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 |
BE745616A (fr) | 1970-08-06 |
FR2033998A5 (en) | 1970-12-04 |
NO132473C (no) | 1975-11-19 |
JPS4931404B1 (no) | 1974-08-21 |
NO127345B (no) | 1973-06-12 |
DE2004965A1 (de) | 1970-09-03 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US20220169521A1 (en) | Processing of lithium containing material including hcl sparge | |
US10883157B2 (en) | Process for extracting and recovering lithium values from lithium bearing materials | |
CA2851786C (en) | Processing of lithium containing material | |
US2516109A (en) | Method of extracting lithium values from spodumene ores | |
CN107934998B (zh) | 一种锂辉石浸出液制备电池级氯化锂的方法 | |
US4069296A (en) | Process for the extraction of aluminum from aluminum ores | |
US20180142325A1 (en) | Processing of lithium containing material | |
EP3494240B1 (en) | Caustic digestion process | |
CN108529658B (zh) | 一种从铝灰中回收氢氧化铝的方法 | |
US5023059A (en) | Recovery of metal values and hydrofluoric acid from tantalum and columbium waste sludge | |
CN104480304B (zh) | 一种在钽铌湿法冶金过程中减少氨气使用量的方法 | |
CA2636642A1 (en) | A method for recovery of precious metals | |
Marsh | 71. Rare-earth metal amalgams. Part I. The reaction between sodium amalgam and rare-earth acetate and chloride solutions | |
NO132473B (no) | ||
AU2019273121B2 (en) | Method for extracting soluble Si from an amorphous Sio2 bearing material | |
US4666688A (en) | Method for recovery and conversion of strontium sulfate to strontium carbonate from low and medium grade celestite ores | |
US4910000A (en) | Method of extracting tungsten values from tungsten containing ores | |
US3619128A (en) | Method for processing rare earth fluorocarbonate ores | |
CN110526265A (zh) | 一种用硫酸法处理锂云母制取碳酸锂的工艺方法 | |
US2940820A (en) | Process for recovering alkali metal values from lepidolite | |
US4552730A (en) | Recovery of titanium from perovskite using sulfuric acid leaching | |
NO115135B (no) | ||
US2176609A (en) | Process of extracting values from complex ores of vanadium and uranium | |
ES2257713T3 (es) | Procedimiento para la neutralizacion y reutilizacion de residuos de desintegracion que se producen en la produccion de dioxido de titanio segun el procedimiento al sulfato. | |
Shaw | Extraction of rare-earth elements from bastnaesite concentrate |