RU2020175C1 - Process for recovering tungsten, scandium, iron and manganese from tungsten-containing raw material - Google Patents
Process for recovering tungsten, scandium, iron and manganese from tungsten-containing raw material Download PDFInfo
- Publication number
- RU2020175C1 RU2020175C1 SU5033269A RU2020175C1 RU 2020175 C1 RU2020175 C1 RU 2020175C1 SU 5033269 A SU5033269 A SU 5033269A RU 2020175 C1 RU2020175 C1 RU 2020175C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- tungsten
- iron
- scandium
- manganese
- raw material
- Prior art date
Links
Images
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии и может быть использовано для переработки вольфрамсодержащего сырья. The invention relates to metallurgy and can be used for processing tungsten-containing raw materials.
Известен способ переработки шеелитовых концентратов с извлечением вольфрама и железа (Авторское свидетельство СССР N 1580822, кл. С 22 В 34/36, 1988). A known method of processing scheelite concentrates with the extraction of tungsten and iron (USSR Author's Certificate N 1580822, class C 22 In 34/36, 1988).
Способ предполагает переработку преимущественно низкосортных железосодержащих шеелитовых концентратов путем их плавления в присутствии кокса в рудно-термической электропечи и прогревом расплава через коксиковый слой, выдержку расплава при температуре 1200-1300oC в течение 30-40 мин. Продуктами плавки являются железовольфрамовый сплав, содержащий 21,6% W и 77,6% Fe, при извлечении 96,7% и 94,6% соответственно и шлак, содержащий 0,09% W и 0,7% железа.The method involves the processing of predominantly low-grade iron scheelite concentrates by melting them in the presence of coke in an ore-thermal electric furnace and heating the melt through a coke bed, holding the melt at a temperature of 1200-1300 o C for 30-40 minutes The melting products are iron-tungsten alloy containing 21.6% W and 77.6% Fe, while recovering 96.7% and 94.6%, respectively, and slag containing 0.09% W and 0.7% iron.
Наиболее близким по технической сущности к предполагаемому изобретению является патент США N 4808384, кл. С 22 В 34/36, 1989. В патенте описан процесс извлечения вольфрама, скандия, железа и марганца из вольфрамсодержащего сырья. Closest to the technical nature of the alleged invention is US patent N 4808384, cl. C 22 V 34/36, 1989. The patent describes the process of extraction of tungsten, scandium, iron and manganese from tungsten-containing raw materials.
Указанный процесс включает выщелачивание вольфрамсодержащего материала в серной кислоте при температуре не ниже 80oC в течение 4-7 ч в присутствии угля с целью образования раствора, содержащего скандий, железо и марганец, и осадка, содержащего вольфрам, отделение раствора от осадка и извлечение скандия из раствора жидкостной экстракцией. Скандийсодержащая органическая фаза отделяется от рафината. Вслед за этим раствор после извлечения скандия подвергается электролизу с целью выделения из него основного количества железа в виде железного порошка, марганец остается в растворе.The specified process involves leaching a tungsten-containing material in sulfuric acid at a temperature of at least 80 o C for 4-7 hours in the presence of coal in order to form a solution containing scandium, iron and manganese, and a precipitate containing tungsten, separating the solution from the precipitate and extracting scandium from solution by liquid extraction. The scandium-containing organic phase is separated from the raffinate. Following this, the solution after extraction of scandium is subjected to electrolysis in order to extract the main amount of iron from it in the form of iron powder, manganese remains in the solution.
В прототипе можно отметить следующие недостатки:
- невозможность использования этого способа при наличии в перерабатываемом материале соединений кремния из-за образования при обработке кислотой кремниевой кислоты, которая представляет собой гель, что делает невозможным фильтрацию полученной пульпы. Кроме того, присутствие в исходном материале соединений кальция приводит к увеличению расхода кислоты на разложение соединений кальция;
- невысокая степень извлечения вольфрама в конечный продукт, так как в присутствии соединений кремния вольфрам распределяется между раствором (вследствие образования растворимых кремниевольфрамовых гетерополисоединений) и осадком.In the prototype, the following disadvantages can be noted:
- the inability to use this method in the presence of silicon compounds in the processed material due to the formation of silicic acid, which is a gel during acid treatment, which makes it impossible to filter the resulting pulp. In addition, the presence of calcium compounds in the starting material leads to an increase in acid consumption for the decomposition of calcium compounds;
- a low degree of extraction of tungsten into the final product, since in the presence of silicon compounds tungsten is distributed between the solution (due to the formation of soluble silicon-tungsten heteropoly compounds) and the precipitate.
В основу изобретения положено решение задачи создания способа, позволяющего повысить степень извлечения металлов (железа, марганца, вольфрама) из вольфрамсодержащего сырья с содержанием WO3 1-3%, Fe 5-9%, Mn 5-8%, SiO2 20-30%, СаО 12-20% с одновременным расширением сырьевой базы за счет вовлечения в переработку вольфрамсодержащих отвалов вольфрамового производства.The basis of the invention is the solution to the creation of a method that allows to increase the degree of extraction of metals (iron, manganese, tungsten) from tungsten-containing raw materials with a content of WO 3 1-3%, Fe 5-9%, Mn 5-8%, SiO 2 20-30 %, CaO 12-20% with a simultaneous expansion of the raw material base due to the involvement of tungsten-containing dumps of tungsten production in processing.
Поставленная задача достигается за счет того, что перед гидрометаллургической обработкой с целью отделения основного количества кальция и кремния, вольфрамсодержащее сырье расплавляют в восстановительных условиях в присутствии углерода, нагревают до температуры 1450-1550oC и выдерживают при этой температуре до полного восстановления железа, марганца, вольфрама и скандия и отделяют образовавшийся шлак.The problem is achieved due to the fact that before hydrometallurgical treatment in order to separate the main amount of calcium and silicon, the tungsten-containing raw material is melted under reducing conditions in the presence of carbon, heated to a temperature of 1450-1550 o C and kept at this temperature until the reduction of iron and manganese, tungsten and scandium and separate the resulting slag.
Техническая сущность предлагаемого способа заключается в следующем. The technical essence of the proposed method is as follows.
Предлагаемый способ позволяет вовлечь в сферу переработки отвалы, которые до настоящего времени складируются и не перерабатываются. Эти отвалы представляют собой продукт, который образуется в результате совместной переработки шеелитовых и вольфрамитовых концентратов по методу спекания с содой и отличается повышенным содержанием оксида кальция и оксида кремния. The proposed method allows to engage in the scope of processing dumps, which until now are stored and not processed. These dumps are a product that is formed as a result of the joint processing of scheelite and tungsten concentrates by the method of sintering with soda and is characterized by a high content of calcium oxide and silicon oxide.
При прямо-кислотной обработке такого сырья наличие соединений кремния способствует образованию геля, из-за образования которого невозможно отфильтровать пульпу. Присутствие соединений кальция приводит к повышенному расходу кислоты. Расплавление вольфрамсодержащего сырья в восстановительных условиях его выдержка при высокой температуре позволяют выделить оксиды кальция и кремния в шлак и таким образом отделить их от марганца, железа, вольфрама и скандия, которые концентрируются в сплаве. Оставшийся после охлаждения металл перерабатывается на полезные компоненты. During the direct acid treatment of such raw materials, the presence of silicon compounds promotes the formation of a gel, due to the formation of which it is impossible to filter the pulp. The presence of calcium compounds leads to increased acid consumption. The melting of tungsten-containing raw materials under reducing conditions and their exposure at high temperature make it possible to separate calcium and silicon oxides into slag and thus separate them from manganese, iron, tungsten, and scandium, which are concentrated in the alloy. The metal remaining after cooling is processed into useful components.
Количество отвалов приблизительно 40 тыс.т. Ежегодно образуется порядка 1000-1500 т отвалов. При переработке таких отвалов можно дополнительно извлечь вольфрам, железо, марганец, скандий. Кроме того, предлагаемый способ предполагает извлечение из этих отвалов железа и особенно марганца, которое до сих пор не проводилось. Такое комплексное раздельное извлечение всех полезных компонентов в существующих способах неизвестно. The number of dumps is approximately 40 thousand tons. About 1000-1500 tons of dumps are formed annually. When processing such dumps, tungsten, iron, manganese, and scandium can be additionally extracted. In addition, the proposed method involves the extraction of these dumps of iron and especially manganese, which has not yet been carried out. Such a comprehensive separate recovery of all useful components in existing methods is unknown.
Расплавление вольфрамсодержащего сырья в восстановительных условиях приводит к восстановлению полезных компонентов, выделению их в сплав и практически полному отделению их от кальция и кремния. The melting of tungsten-containing raw materials under reducing conditions leads to the recovery of useful components, their allocation in the alloy and their almost complete separation from calcium and silicon.
Выдержка расплава при температуре ниже 1450oC приводит к неполному восстановлению полезных компонентов и их потере со шлаком.Exposure of the melt at a temperature below 1450 o C leads to incomplete recovery of useful components and their loss with slag.
Выдержка расплава при температуре выше 1550oC приводит к более активному восстановлению кремния в сплав, что в дальнейшем отрицательно сказывается на переработке сплава.Exposure of the melt at temperatures above 1550 o C leads to a more active reduction of silicon in the alloy, which subsequently affects the processing of the alloy.
П р и м е р. 100 г вольфрамсодержащего материала, состава, %: 9,2 Fe; 8,2 Mn; 24,82 SiO2; 17,55 СаО; 1,4 WO3; 0,0045 Sc, помещалось в графитовый тигель для создания восстановительной среды. Затем в печи Таммана после достижения температуры 1475oC расплав выдерживали в течение 40 мин. На восстановление металла израсходовалось 4,5 г углерода. После удаления шлака в 16,3 г оставшегося металла было извлечено 94% Fe, 95% W, 80% Mn, 85% Sс, 1,5% Si. Подавляющая часть кремния и кальция, содержащихся в исходном материале, осталась в шлаке. После охлаждения окисленный сплав раздробили до порошкообразного состояния. Затем порошок растворяли в кислоте в течение 2 ч при температуре 80-90oC. Процесс дальнейшего селективного извлечения металлов осуществляется по известному способу.PRI me R. 100 g of tungsten-containing material, composition,%: 9.2 Fe; 8.2 Mn; 24.82 SiO 2 ; 17.55 CaO; 1.4 WO 3 ; 0.0045 Sc was placed in a graphite crucible to create a reducing medium. Then, in the Tamman furnace, after reaching a temperature of 1475 ° C, the melt was held for 40 minutes. 4.5 g of carbon was consumed for metal reduction. After slag removal, 16.3 g of the remaining metal recovered 94% Fe, 95% W, 80% Mn, 85% Sс, 1.5% Si. The vast majority of silicon and calcium contained in the starting material remained in the slag. After cooling, the oxidized alloy was crushed to a powder state. Then the powder was dissolved in acid for 2 hours at a temperature of 80-90 o C. The process of further selective extraction of metals is carried out by a known method.
Конечное извлечение элементов из вольфрамсодержащего материала составило: 92% Fe, 88% W, 77% Mn, 80% Sс. The final recovery of elements from a tungsten-containing material was: 92% Fe, 88% W, 77% Mn, 80% Sс.
Для доказательства существенности заявляемых отличительных признаков были проведены эксперименты по известному способу с сырьем, аналогичным прототипу, и с сырьем, содержащим оксиды кремния и кальция, а также по предлагаемому способу с изменением условий проведения эксперимента. Результаты приведены в таблице. To prove the materiality of the claimed distinctive features, experiments were conducted according to the known method with raw materials similar to the prototype, and with raw materials containing silicon and calcium oxides, as well as the proposed method with changing experimental conditions. The results are shown in the table.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU5033269 RU2020175C1 (en) | 1992-03-19 | 1992-03-19 | Process for recovering tungsten, scandium, iron and manganese from tungsten-containing raw material |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU5033269 RU2020175C1 (en) | 1992-03-19 | 1992-03-19 | Process for recovering tungsten, scandium, iron and manganese from tungsten-containing raw material |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2020175C1 true RU2020175C1 (en) | 1994-09-30 |
Family
ID=21599817
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU5033269 RU2020175C1 (en) | 1992-03-19 | 1992-03-19 | Process for recovering tungsten, scandium, iron and manganese from tungsten-containing raw material |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2020175C1 (en) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN106133157A (en) * | 2014-03-28 | 2016-11-16 | 日立金属株式会社 | The recovery method of rare earth element |
CN110016563A (en) * | 2019-04-24 | 2019-07-16 | 江西理工大学 | A kind of method of pyrocarbon vat black tungsten slag higher value application |
-
1992
- 1992-03-19 RU SU5033269 patent/RU2020175C1/en active
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
Патент США N 4808384, кл. C 22B 34/36, 1989. * |
Cited By (4)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN106133157A (en) * | 2014-03-28 | 2016-11-16 | 日立金属株式会社 | The recovery method of rare earth element |
US10316393B2 (en) | 2014-03-28 | 2019-06-11 | Hitachi Metals, Ltd. | Method for recovering rare earth element |
CN110016563A (en) * | 2019-04-24 | 2019-07-16 | 江西理工大学 | A kind of method of pyrocarbon vat black tungsten slag higher value application |
CN110016563B (en) * | 2019-04-24 | 2020-11-06 | 江西理工大学 | High-value utilization method of high-temperature carbon reduction black tungsten slag |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
EP0011475B1 (en) | Recovery of tungsten values from tungsten-bearing materials | |
WO2019193510A1 (en) | Process for obtaining vanadium oxide from a gasifier slag | |
US3929461A (en) | Fusion-oxidation process for recovering vanadium and titanium from iron ores | |
CA2224185A1 (en) | Pyrometallurgical process for treating metal-containing materials | |
CA1057506A (en) | Method of producing metallic lead and silver from their sulfides | |
WO1996012047A1 (en) | Titanium and vanadium recovery process | |
CN112359227B (en) | Method for extracting cobalt from pyrometallurgical nickel smelting process | |
RU2020175C1 (en) | Process for recovering tungsten, scandium, iron and manganese from tungsten-containing raw material | |
RU2003103262A (en) | METHOD FOR PROCESSING RED SLUDGE OF ALUMINUM PRODUCTION | |
US2140800A (en) | Treatment of substances containing tantalum and/or niobium | |
US3684489A (en) | Method of recovering metals from sulfide-containing mixtures | |
JPH09143586A (en) | Method for removing copper in molten iron | |
JPH03199314A (en) | Decoppering method for iron scrap | |
US3254988A (en) | Thermal reduction | |
US2823113A (en) | Process of treating vanadium and molybdenum ores | |
JPH1059722A (en) | Production of high purity diarsenic trioxide from arsenic-containing waste | |
JPS60228623A (en) | Treatment for residue containing nickel and vanadium | |
JP2001253719A (en) | Method for recovering nickel sulfate from nickel- containing sludge | |
KR20160075688A (en) | Method and arrangement of separating arsenic from starting materials | |
US1513200A (en) | Treatment of vanadium ores | |
JPS6314826A (en) | Smelting method for titanium ore | |
US4192674A (en) | Method of obtaining tantalum-niobium from ores having a high titanium content | |
RU2245384C1 (en) | Method for production of pure niobium | |
US1785247A (en) | Recovery of metallic elements and alloys | |
JPH05125464A (en) | Treatment of magnesia nickel silicate ore |