RU2003717C1 - Method for decomposition of scheelite concentrates - Google Patents
Method for decomposition of scheelite concentratesInfo
- Publication number
- RU2003717C1 RU2003717C1 SU5047224A RU2003717C1 RU 2003717 C1 RU2003717 C1 RU 2003717C1 SU 5047224 A SU5047224 A SU 5047224A RU 2003717 C1 RU2003717 C1 RU 2003717C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- acid
- tungsten
- decomposition
- scheelite
- cake
- Prior art date
Links
Abstract
Использование касаетс способа двухстадий- ного кислотного разложени вольфрамовых концентратов , в частности шеелита Сущность исходный шеелит на первой стадии измельченный до крупности Ј 74 мкм, разлагают кислотой (преимущественно азотной) при расходе ее 300 - 400% от стехиометрии на взаимодействие с WO при Т Ж 1 /4 - 6/ и температуре 90 - 100°С в течение 2 - 3 ч - времени необходимом дл превращени шеелита в вольфрамовую кислоту не ниже чем на 70 - 80% Отдел ют твердую фазу от жидкой с получением кека, содержащего вольфрамовую кислоту с неразложившимс концентратом и кислого маточного раствора Кек нагревают до 200 - 500°С и выдерживают при указанной температуре в течение 0,5-1 ч до полного обезвоживани вольфрамовой кислоты Образующийс шердый продукт вновь разлагают киепым маточным раствором при тех же растворах, что и исходной кислотой Режим обжига позвол ет достичь 95 - 98% ной степени перевода вольфрама в вольфрамовую кислоту из концешраюв, предварительно очищенных от мышь ка и фосфора 1 тэблThe use relates to a method of two-stage acid decomposition of tungsten concentrates, in particular scheelite. The essence of the initial scheelite, crushed to a particle size of мкм 74 μm, is decomposed with acid (mainly nitric) at a rate of 300 - 400% of stoichiometry for interaction with WO at Т Ж 1 (4-6) and a temperature of 90-100 ° C for 2-3 hours, the time required to convert scheelite into tungsten acid is not lower than 70-80%. The solid phase is separated from the liquid phase to obtain a cake containing tungsten acid with indefinitely The concentrated cake and the acidic mother liquor Kek are heated to 200-500 ° C and kept at the indicated temperature for 0.5-1 hours until the tungsten acid is completely dehydrated. The resulting solid product is again decomposed with a mother liquor in the same solutions as the original acid The roasting mode allows to achieve a 95 - 98% degree of conversion of tungsten to tungsten acid from end-grits, previously purified from arsenic and phosphorus 1 table
Description
Изобретение относитс к области металлургии тугоппаоких редких металлов, в частности к гидрометаллургическому разложению вольфрамового сырь .The invention relates to the field of metallurgy of refractory rare metals, in particular to the hydrometallurgical decomposition of tungsten raw materials.
Известен способ разложени богатых шеелитовых онцентрато8 сол ной кислотой (1,2). Недостатками его вл ютс высокий расход кислоты (до 600% от стехиометрии) и больша длительность процесса (до 12 ч) даже при осуществлении его в (ерметичных реакторах при 100-110°С. Кроме того, в процессе переработки шеели- говых концентратов по этому способу образуютс растворы солей хлоридов, экологически вредные, а сам процесс рэзло- жсни необходимо осуществл ть о реакторах с кислотостойкой футеровкой.A method is known for the decomposition of rich scheelite oncentrate hydrochloric acid (1,2). Its disadvantages are a high acid consumption (up to 600% of stoichiometry) and a longer process time (up to 12 hours) even when carried out in (hermetic reactors at 100-110 ° С). In addition, in the process of processing Scheelig concentrates, this The method produces solutions of chloride salts, which are environmentally harmful, and the decomposition process itself must be carried out on reactors with acid-resistant lining.
Наиболее близкое техническое решение к за вл емому состоит в разложении шеелита азотной кислоты (3). При этом об- разуютс азотнокислые стоки, из которых можно получать азотные удобрени . Азотнокислый способ проще в аппаратурном оформлении по сравнению с сол нокислым, но обладает теми же недостатками: расход кислоты достигает 600% от стехиометрии на взаимодействие с WOa, длительность разложени 4-6 ч. Кроме того, степень разложени о этом случае не превышает 98%.The closest technical solution to the claimed is the decomposition of scheelite nitric acid (3). In this case, nitric acid effluents are formed, from which nitrogen fertilizers can be obtained. The nitric acid method is simpler in hardware design than hydrochloric acid, but has the same disadvantages: the acid consumption reaches 600% of the stoichiometry for interaction with WOa, the decomposition time is 4-6 hours. In addition, the degree of decomposition in this case does not exceed 98%.
Целью изобретени вл етс разработ- ка двухстадмйного кислотного разложени шеелитовых концентратов. Сущность технического решени состоит в том, что на первой стадии измельченный до крупности 74 мкм концентрат разлагают кислотой (преимущественно азотной) при расходе ее 300-400% от стехиометрии на взаимодействии с WOa при Т:Ж 1:{4-б) и температуре 90-100°С о течение 2-3 ч - времени, необхо- димом дл превращени шеелита в вольф- ромовую кислоту не ниже, чем на 70-80%. Затем отдел ют твердую фазу от жидкой с получением кекэ. содержащего вольфрамовую кислоту с нераэложившимс концентратом , и кислого маточного раствора. Кек нагревают до 200-500°С и выдерживают при указанной температуре п течение 0,5-1 ч до полного обезвоживани вольфрамовой кис- логы. Образующийс твердый продукт вновь разлагают кислым маточным рэство- ром при тех же растворах, что и исходной кислотой.An object of the invention is to provide a two-step acid decomposition of scheelite concentrates. The essence of the technical solution is that in the first stage, the concentrate crushed to a particle size of 74 microns is decomposed with acid (mainly nitric) at a flow rate of 300-400% of stoichiometry by interaction with WOa at T: W 1: {4-b) and a temperature of 90 -100 ° C for 2-3 hours - the time required to convert scheelite to tungsten acid is not lower than 70-80%. Then, the solid phase is separated from the liquid phase to obtain keke. containing tungsten acid with an unreconstituted concentrate; and an acidic mother liquor. The cake is heated to 200-500 ° C and kept at this temperature for 0.5-1 hours until the tungsten acid is completely dehydrated. The resulting solid product is again decomposed with an acidic mother liquor in the same solutions as the starting acid.
Пример 1. Шеелитовый концентрат, содержащий 52,0% WOs, обрабатывали на холоде слабым раствором кислоты с целью очистки от фосфора и мышь ка. 20 г полученного продукта разлагали 17,5%-ной азотной кислотой при Т:Ж 1:6 и температуре 90°С в течение 4 ч с получением кислого маточного раствора и кекэ. СтепеньExample 1. Scheelite concentrate containing 52.0% WOs was treated in the cold with a weak acid solution to purify phosphorus and arsenic. 20 g of the obtained product was decomposed with 17.5% nitric acid at T: W 1: 6 and a temperature of 90 ° C for 4 hours to obtain an acidic mother liquor and keke. Power
разложени концентрата определ ли по содержанию вольфрама в твердой фазе, оставшейс после аммиачного выщелачивани кека, которое вели 25%-ным водным раствором аммиака при 85°С в течение 2 ч. Степень разложени составила 85%.decomposition of the concentrate was determined by the solid phase tungsten content remaining after the ammonia leaching of the cake, which was carried out with a 25% aqueous ammonia solution at 85 ° C for 2 hours. The decomposition degree was 85%.
Пример 2, Тот же концентрат разлагали азотной кислотой по варианту, описанному в примере 1, в течение 2 ч. Полученный после кислотного разложени кек загружали в муфельную печь и выдерживали в ней при 250°С в течение 1 ч. При этом происходило полное обезвоживание кека с превращением вольфрамовой кислоты, обволакивающей частицы непрореагиро- ванного концентрата, в вольфрамовый ангидрид . Полученный продукт повторно обрабатывали кислым маточным раствором от первого разложени концентрата при90°С в течение 2 ч, после чего пульпу фильтровали, а кек подвергали аммиачному выщелачиванию так же, как в примере 1. Степень разложени концентрата составила 98,5%.Example 2, The same concentrate was decomposed with nitric acid according to the variant described in Example 1 for 2 hours. The cake obtained after acid decomposition was loaded into a muffle furnace and kept in it at 250 ° C for 1 hour. At that, the cake was completely dehydrated with the conversion of tungsten acid, enveloping particles of unreacted concentrate, into tungsten anhydride. The resulting product was re-treated with an acidic mother liquor from the first decomposition of the concentrate at 90 ° C for 2 hours, after which the pulp was filtered and the cake was subjected to ammonia leaching in the same manner as in Example 1. The degree of decomposition of the concentrate was 98.5%.
При увеличении длительности разложени на первой стадии до 4 ч степень разложени достигала 99,2%With an increase in the duration of decomposition in the first stage to 4 h, the degree of decomposition reached 99.2%
Пример 3 (прототип). Концентрат. подготовленный так, как описано в примере 1, разлагали концентрированной (64%-ной) азотной кислотой при Т:Ж 1:4 при 90°С в течение 6 ч, после чего кек выщелачивали аммиаком. Степень разложени составила 98%.Example 3 (prototype). Concentrate. prepared as described in example 1, was decomposed with concentrated (64%) nitric acid at T: W 1: 4 at 90 ° C for 6 hours, after which the cake was leached with ammonia. The degree of decomposition was 98%.
Таким образом, из данных примера 2, осуществленного по предлагаемому способу , следует, что он позвол ет значительно сократить расход кислоты по сравнению с прототипом и обеспечить повышение степени разложени шеелита.Thus, from the data of Example 2 carried out by the proposed method, it follows that it can significantly reduce acid consumption compared with the prototype and provide an increase in the degree of decomposition of scheelite.
Нагрев кека от кислотного разложени шеелита при температуре ниже 200°С ведет к резкому увеличению длительности обезвоживани , что экономически не оправдано, а увеличение температуры сверх 700°С ведет к образованию вольфрамового ангидрида, плохо выщелачиваемого аммиака, и к потер м вольфрама с отвальными кеками. Это подтверждают данные таблицы.Heating the cake from acid decomposition of scheelite at a temperature below 200 ° C leads to a sharp increase in the duration of dehydration, which is not economically justified, and an increase in temperature above 700 ° C leads to the formation of tungsten anhydride, poorly leached ammonia, and to the loss of tungsten with dump cakes. This is confirmed by the data table.
Дл более полного извлечени вольфрама в вольфрамовую кислоту и снижени потерь его с маточными растворами в конце разложени в пульпу целесообразно добавл ть в качестве коагул нта вольфрамовой кислоты водный раствор аммиака (до рН 2). Если разложение вести при большом избытке кислоты, как по прототипу, расход аммиака на эту операцию будет велик . По предлагаемому способу он значительно ниже.In order to more fully recover tungsten into tungsten acid and reduce its losses with mother liquors at the end of decomposition into the pulp, it is advisable to add an aqueous solution of ammonia as a coagulant of tungsten acid (to pH 2). If the decomposition is carried out with a large excess of acid, as in the prototype, the consumption of ammonia for this operation will be large. According to the proposed method, it is much lower.
Повышение степени кислотного разложени и сокращение расхода реагентов при переработке шеелитосчх концентратов по предлагаемому двух- стадийному способу обеспечиваетс за счет того, что обезвоживание промежуточного кека приводит к улучшению доступа реагента к границе реакции заAn increase in the degree of acid decomposition and a reduction in the consumption of reagents during processing of crude concentrates by the proposed two-stage method is ensured by the fact that dehydration of the intermediate cake leads to improved reagent access to the reaction boundary beyond
счет изменени структуры внутридиФфузи- онного сло .due to a change in the structure of the intra-diffusion layer.
(56) Sebin R. - Mines et Metallurgy, 1966. №3608, p. 289-291.(56) Sebin R. - Mines et Metallurgy, 1966. No. 3608, p. 289-291.
Зеликман А.Н., Никитина Л.С. Вольфрам , М.: Металлурги , 1978. с. 272.Zelikman A.N., Nikitina L.S. Tungsten, Moscow: Metallurgists, 1978. p. 272.
Юркевич Ю.Н., Свиридовска Г М. - Цветные металлы, 1964, Мз 8, с. 71-75.Yurkevich Yu.N., Sviridovsk G.M. - Non-ferrous metals, 1964, Mz 8, p. 71-75.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU5047224 RU2003717C1 (en) | 1992-04-09 | 1992-04-09 | Method for decomposition of scheelite concentrates |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU5047224 RU2003717C1 (en) | 1992-04-09 | 1992-04-09 | Method for decomposition of scheelite concentrates |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2003717C1 true RU2003717C1 (en) | 1993-11-30 |
Family
ID=21606783
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU5047224 RU2003717C1 (en) | 1992-04-09 | 1992-04-09 | Method for decomposition of scheelite concentrates |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2003717C1 (en) |
Cited By (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2496896C1 (en) * | 2012-10-10 | 2013-10-27 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Development method of scheelite concentrates |
RU2532767C1 (en) * | 2010-12-24 | 2014-11-10 | Централ Саус Юниверсити | Method of extracting tungsten from scheelite |
RU2571244C1 (en) * | 2014-09-02 | 2015-12-20 | Андрей Вилорьевич Доронин | Method for obtaining pure tungstic acid |
RU2610187C1 (en) * | 2015-12-03 | 2017-02-08 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Method of alkaline development of scheelite concentrates |
CN116121566A (en) * | 2023-04-14 | 2023-05-16 | 崇义章源钨业股份有限公司 | Leaching method of scheelite |
-
1992
- 1992-04-09 RU SU5047224 patent/RU2003717C1/en active
Cited By (6)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2532767C1 (en) * | 2010-12-24 | 2014-11-10 | Централ Саус Юниверсити | Method of extracting tungsten from scheelite |
RU2496896C1 (en) * | 2012-10-10 | 2013-10-27 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Development method of scheelite concentrates |
RU2571244C1 (en) * | 2014-09-02 | 2015-12-20 | Андрей Вилорьевич Доронин | Method for obtaining pure tungstic acid |
RU2610187C1 (en) * | 2015-12-03 | 2017-02-08 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Method of alkaline development of scheelite concentrates |
CN116121566A (en) * | 2023-04-14 | 2023-05-16 | 崇义章源钨业股份有限公司 | Leaching method of scheelite |
CN116121566B (en) * | 2023-04-14 | 2023-06-09 | 崇义章源钨业股份有限公司 | Leaching method of scheelite |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
RU2743355C1 (en) | Method of extracting vanadium from vanadium slag with high content of calcium and phosphorus | |
CN109666789B (en) | Method for preparing vanadium pentoxide by using vanadium-chromium slag and manganese carbonate | |
US4273745A (en) | Production of molybdenum oxide from ammonium molybdate solutions | |
RU2726540C1 (en) | Method of extracting vanadium and chromium from vanadium-chromium slag | |
CN101717858B (en) | Method for extracting molybdenum, nickel, vanadium and ferrum from polymetallic black-shale paragentic minerals | |
CN1978326A (en) | Process for producing vanadium pentoxide from vanadiferous coal stone | |
US20200140974A1 (en) | Method of removing iron ions from a solution containing neodymium, praseodymium, dysprosium and iron | |
CN101450814A (en) | Novel method for extracting vanadic anhydride from stone coal vanadium ore | |
CN104404274A (en) | Method for precipitating, separating and recovering vanadium from vanadium-containing solution | |
RU2003717C1 (en) | Method for decomposition of scheelite concentrates | |
CN102167400A (en) | Method for preparing vanadium pentoxide from vanadium-containing solution | |
CN102828036B (en) | Method of preparing potassium metavanadate solution from vanadium slag | |
CN113774220B (en) | Method for recovering molybdenum, bismuth and vanadium from waste catalysts of acrylic acid and methacrylic acid and esters thereof | |
CN113957262B (en) | Method for precipitating vanadium from vanadium-chromium leaching solution without ammonium | |
CN110668497A (en) | Method for preparing vanadium and chromium products from vanadium-chromium-containing double salt and application of vanadium and chromium-containing double salt | |
CN1040132C (en) | Settling process for extracting vanadium from bone coal | |
US4933152A (en) | Continuous process for purifying molybdenum | |
CN108675352A (en) | The method for preparing high purity vanadic anhydride using acid solution containing vanadium | |
CN101260470B (en) | Technique for processing low-concentration vanadium-containing pickle liquor | |
JPH0582330B2 (en) | ||
JPS61215219A (en) | Collection from vanadium-containing solution | |
CA1077176A (en) | Process for neutralizing waste sulfuric acids | |
EP0200170A2 (en) | Method for producing ammonium metatungstate from ammonium paratungstate | |
CN1014698B (en) | Method for producing ammonium molybdate and nickel-ammonium sulphate from molybdenucm-nickel ore | |
CN110042248A (en) | The method for preparing ferric vandate as raw material using dephosphorization mud |