RU2058409C1 - Способ извлечения германия - Google Patents

Способ извлечения германия Download PDF

Info

Publication number
RU2058409C1
RU2058409C1 RU94010874/02A RU94010874A RU2058409C1 RU 2058409 C1 RU2058409 C1 RU 2058409C1 RU 94010874/02 A RU94010874/02 A RU 94010874/02A RU 94010874 A RU94010874 A RU 94010874A RU 2058409 C1 RU2058409 C1 RU 2058409C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
germanium
charge
melting
sulfur
sublimates
Prior art date
Application number
RU94010874/02A
Other languages
English (en)
Other versions
RU94010874A (ru
Inventor
Игорь Николаевич Танутров
Олег Иванович Подкопаев
Марина Николаевна Свиридова
Original Assignee
Игорь Николаевич Танутров
Олег Иванович Подкопаев
Марина Николаевна Свиридова
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Игорь Николаевич Танутров, Олег Иванович Подкопаев, Марина Николаевна Свиридова filed Critical Игорь Николаевич Танутров
Priority to RU94010874/02A priority Critical patent/RU2058409C1/ru
Publication of RU94010874A publication Critical patent/RU94010874A/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2058409C1 publication Critical patent/RU2058409C1/ru

Links

Images

Abstract

Использование: в металлургии при производстве германия. Сущность: способ включает электроплавку окускованной шихты из германийсодержащего материала сульфидизатора и восстановителя. Перед плавкой исходную шихту в процессе окускования увлажняют до влажности 25-30%. Плавку ведут с поддержанием на поверхности расплава слоя шихты толщиной 0,1-0,3 м при нагреве ее со скоростью 5-20 oС/мин. Количество серы в исходной шихте поддерживается 3-8%. 4 табл.

Description

Изобретение относится к металлургии редких металлов, в частности к переработке германийсодержащего сырья с извлечением германия и получением в дальнейшем германиевого концентрата.
Известен способ извлечения германия с переводом его в возгоны, включающий плавку германийсодержащих материалов в открытой (например в отражательной печи) или закрытой (например в тигельной печи) плавильной зоне, которую осуществляют в присутствии шлакообразующих компонентов (флюсов) и серы, количество которой находится в интервале на 5% меньше и на 10% больше (от массы шихты) минимального количества серы, необходимого для получения однородного расплава без выделения слоев металла или шпейзы (патент США N 2889196, кл. 23-17, 1959).
В известном способе расплав поддерживается в жидком состоянии для выделения из него германия в возгоны, что затрудняет сам процесс возгонки, который гораздо легче осуществлять из твердой фазы материала, чем из расплава. Способ позволяет получить концентрированный германий, при этом степень извлечения германия может быть довольно высокой (до 97%). Однако это достигается лишь при определенных условиях, а именно, при очень высоком содержании серы (до 35% от веса шихты), что приводит к ухудшению качества получаемого продукта из-за большого количества примесей, в частности в виде сульфидной серы. Так, при отсутствии добавок серы в шихте на основе медьсодержащих материалов степень извлечения германия составляет 35% при добавке 25% серы от массы шихты 95% при добавке 33% 97% Кроме того, в известном способе используют элементарную серу, а при применении ее соединений расход серосодержащего материала будет еще больше.
Необходимость применения большого количества серы для обеспечения интенсификации процессов сульфидирования и восстановления германия в шихте объясняется недостаточной влажностью шихты, которая составляет, как правило, 15-20% и отсутствием в ее составе восстановителя. Возгонка германия осуществляется из расплава, что также является недостатком известного способа.
Наиболее близким к заявляемому по технической сущности и достигаемому результату является способ извлечения германия, включающий плавку в электропечи шихты из германийсодержащего сырья, представляющего собой зольные уносы с повышенным содержанием германия от промышленного сжигания углей, с сульфидизатора и восстановителя. Исходную шихту окусковывают и увлажняют предварительно или непосредственно перед плавкой, а плавку ведут с получением шлака заданного состава и обогащенных германием возгонов.
Недостатки известного способа невысокая кратность обогащения возгонов (20-25) и степень извлечения германия в возгоны (85-88%) обусловлены неполным сульфидированием и восстановлением соединений германия в шихте, так как в качестве восстановителя используются менее активные, чем водород, углерод и оксид углерода (II). Большое количество соединений серы, вводимых в исходную шихту (≈ 25%), необходимое ввиду недостаточной влажности шихты, загружаемой в печь, для интенсификации процесса сульфидирования, ухудшает качество получаемой продукции, так как появляется большое количество примесей, в частности в виде сульфидной серы, в возгонах электроплавки. Извлечение возгонов осуществляется также из расплава, что является недостатком известного способа.
Цель изобретения повышение кратности обогащения возгонов и увеличение степени извлечения германия в возгоны.
Указанная цель достигается тем, что в способе извлечения германия, включающем электроплавку окускованной шихты их германийсодержащего материала, сульфидизатора и восстановителя, перед плавкой исходную шихту в процессе окускования увлажняют до влажности 25-30% плавку ведут с поддержанием на поверхности расплава слоя шихты толщиной 0,1-0,3 м при нагреве ее со скоростью 5-20оС/мин. Количество серы в исходной шихте поддерживают 3-8% Увлажнение исходной шихты непосредственно перед плавкой в процессе окускования до влажности 25-30% (именно с такой влажностью шихта загружается в печь) позволяет интенсифицировать процесс возгонки германия на стадиях нагрева и плавки шихты за счет взаимодействия паров воды с углеродом с образованием высокоэффективного газообразного восстановителя смеси водорода и окиси углерода, что увеличивает степень сульфидирования соединений германия, повышает кратность обогащения возгонов и увеличивает извлечение германия. Увлажнение исходной шихты до влажности менее 25% не способствует интенсификации процесса возгонки, так как в восстановлении и сульфидировании участвует преимущественно окись углерода и углерод, которых в данном случае недостаточно, а при увлажнении исходной шихты до влажности более 30% ухудшаются сыпучие свойства увлажненной шихты, что исключает возможность ее транспортировки и загрузки в печь.
Ведение плавки с поддержанием на поверхности расплава слоя шихты толщиной 0,1-0,3 м при нагреве ее со скоростью 5-20оС/мин позволяет эффективно управлять процессом нагрева германийсодержащей шихты. Это повышает кратность обогащения возгонов и увеличивает степень извлечения германия в возгоны в процессе нагрева, так как обеспечивает процесс извлечения германия из шихты, находящейся в твердой фазе. Оптимальная скорость нагрева слоя шихты дает возможность извлечь 80-85% германия из твердой фазы материала, в случае же слишком быстрого нагрева шихты примерно 40% германия переходит в расплав, откуда его извлечение усложняется. При поддержании на поверхности расплава слоя шихты менее 0,1 м и скорости ее нагрева более 20оС/мин нагрев шихты идет слишком быстро. При этом германий интенсивно переходит в расплав.
Кроме того, уменьшается производительность печи, возрастает расход электроэнергии на плавку из-за высоких теплопотерь с незащищенной поверхности ванны печи.
При поддержании на поверхности расплава шихты слоя более 0,3 м и скорости ее нагрева менее 5оС/мин процесс нагрева идет слишком медленно, что требует дополнительного расхода энергии и уменьшает производительность процесса. Увеличение толщины слоя шихты более 0,3 м приводит к частым обрушениям шихты в зоне электродов, перевороту шихты на расплавленную ванну шлака, хлопкам и выбросам шихты с повышением давления в печи, что отрицательно сказывается на технологическом процессе.
Увлажнение исходной шихты непосредственно перед загрузкой в печь с одновременным регулированием скорости нагрева шихты позволяет использовать в составе шихты минимальное количество сульфидизатора, в то же время достаточное для процесса сульфидирования.
Однако при содержании серы в шихте менее 3% процесс возгонки резко замедляется, повышаются потери недоизвлеченного германия, остающегося в образующемся после электроплавки сульфидно-металлическом сплаве, который является преимущественно металлизированным и растворяет большое количество германия. При содержании серы более 8% увеличивается количество сульфидной составляющей сплава, в результате чего также возрастают потери германия со сплавом. Кроме того, увеличивается содержание сульфидной серы в возгонах, что ухудшает качество получаемого продукта (так, при получении германиевого концентрата из этих возгонов путем окислительного обжига предельное содержание сульфидной серы в них должно составлять 2-4%). При содержании серы в исходной шихте более 8% количество содержащегося в уходящих газах диоксида серы превышает 2% что требует применения специальных методов выделения серы из газов в виде серной кислоты.
На основании проведенного анализа установлено, что изобретение не известно из достигнутого уровня техники и, следовательно, соответствует критерию "новизна".
Поскольку известных решений, содержащих признаки, сходные с отличительными признаками заявляемого изобретения, не выявлено, то есть заявляемое изобретение для специалиста явным образом не следует из достигнутого уровня техники, то оно соответствует также критерию "изобретательский уровень".
Поскольку заявляемое изобретение создает положительный эффект, выражающийся в увеличении степени извлечения германия в возгоны, является работоспособным и может быть использовано в различных отраслях промышленности, т.е. соответствует критерию "промышленная применимость".
Для подтверждения возможности осуществления изобретения германийсодержащий материал подвергался переработке заявляемым способом, для чего из германиевого полупродукта, а именно из возгонов циклонной плавки углеродистого сырья; сульфидизатора, в качестве которого использовался сульфат кальция, приготовленный из оксида кальция, содержащегося в возгонах циклонной плавки, и серной кислоты; и восстановителя углерода в виде бурого угля готовилась смесь, затем ее окомковывали и увлажняли, после чего сразу подавали в руднотермическую электропечь мощностью 1 МВт, где нагревали и плавили при температуре расплава шлака 1450оС.
Окомкованная шихта, подготовленная для плавления, содержала в пересчете на сухую массу следующие компоненты, мас. SiO2 40,1-40,4 CaO + MgO 13,5-13,9 Na2O + K2O 2,4-2,6 Fe2O3 2,2-2,5 Al2O3 15,1-15,3 C 6,8-7,0 S 3-8 Кислород в составе SO3 4,5-12,0 Ge 0,51-0,53.
В шихте указанного состава варьировались влажность шихты после окускования, толщина слоя шихты на поверхности расплава шлака в печи, скорость ее нагревания и количество серы.
Pезультаты переработки окускованной шихты приведены в табл.1-4.
Из приведенных примеров осуществления заявляемого способа видно, что он позволяет увеличить кратность обогащения возгонов в 1,6-2,1 раза и повысить извлечение германия на 5,7-7,6%
Использование заявляемого способа получения германия обеспечивает по сравнению с ближайшим аналогом следующие преимущества:
повышение кратности обогащения возгонов;
увеличение извлечения германия в возгоны;
улучшение качества получаемого продукта за счет снижения в 3-4 раза примесей в возгонах в виде сульфидной серы, мышьяка и SiO2.
Получение возгонов с низким содержанием примесей позволяет получать из них в дальнейшем германиевый концентрат высокого качества путем простой операции низкотемпературным окислительным обжигом.

Claims (1)

  1. СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ ГЕРМАНИЯ, включающий электроплавку окускованной шихты германийсодержащего материала, сульфидизатора и восстановителя, отличающийся тем, что перед плавкой исходную шихту в процессе окускования увлажняют до влажности 25 30% плавку ведут с поддержанием на поверхности расплава слоя шихты толщиной 0,1 0,3 м при нагреве ее со скоростью 5 20 град./мин, при этом количество серы в исходной шихте поддерживают 3 8%
RU94010874/02A 1994-03-24 1994-03-24 Способ извлечения германия RU2058409C1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU94010874/02A RU2058409C1 (ru) 1994-03-24 1994-03-24 Способ извлечения германия

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU94010874/02A RU2058409C1 (ru) 1994-03-24 1994-03-24 Способ извлечения германия

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU94010874A RU94010874A (ru) 1996-02-27
RU2058409C1 true RU2058409C1 (ru) 1996-04-20

Family

ID=20154068

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU94010874/02A RU2058409C1 (ru) 1994-03-24 1994-03-24 Способ извлечения германия

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2058409C1 (ru)

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2553109C2 (ru) * 2014-04-25 2015-06-10 Владимир Иванович Лунев Способ концентрирования рассеянных элементов
RU2616750C1 (ru) * 2015-12-28 2017-04-18 Акционерное общество "Российская электроника" Способ переработки германийсодержащего сырья
RU2616751C1 (ru) * 2015-12-28 2017-04-18 Акционерное общество "Российская электроника" Способ переработки германийсодержащего сырья
RU2660444C1 (ru) * 2017-05-30 2018-07-06 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) Способ переработки германийсодержащих материалов

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Шпирт М.Я. Физико-химические основы переработки германиевого сырья. М.: Металлургия, 1977, с.194. *

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2553109C2 (ru) * 2014-04-25 2015-06-10 Владимир Иванович Лунев Способ концентрирования рассеянных элементов
RU2616750C1 (ru) * 2015-12-28 2017-04-18 Акционерное общество "Российская электроника" Способ переработки германийсодержащего сырья
RU2616751C1 (ru) * 2015-12-28 2017-04-18 Акционерное общество "Российская электроника" Способ переработки германийсодержащего сырья
RU2660444C1 (ru) * 2017-05-30 2018-07-06 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт металлургии Уральского отделения Российской академии наук (ИМЕТ УрО РАН) Способ переработки германийсодержащих материалов

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CA2685927A1 (fr) Procede de valorisation de residus riches en zinc et en sulfates
US4741770A (en) Zinc smelting process using oxidation zone and reduction zone
FI68657C (fi) Foerfarande foer autogen braenning av basmetallsulfidmaterial med en syrehaltig gas
NO157779B (no) FremgangsmŸte til fremstilling av 1,2-dikloretan ved oksyklorering av etylen, og katalysator egnet til bruk ved fremgangsmŸten.
RU2058409C1 (ru) Способ извлечения германия
DK144738B (da) Fremgangsmaade til udvinding af raably af materiale indeholdende bly i hovedsagen i form af oxider eller sulfater
US4519836A (en) Method of processing lead sulphide or lead-zinc sulphide ores, or sulphide concentrates, or mixtures thereof
CN109576507B (zh) 一种连续分离锑金精矿中锑金的工艺
FI94538C (fi) Menetelmä nikkelihienokiven ja metallisoituneen kiven valmistamiseksi
US4391632A (en) Process for the separation of lead from a sulfidic concentrate
RU2059009C1 (ru) Способ окислительного обжига германийсодержащих возгонов
JPH0461043B2 (ru)
US3179497A (en) Production of selenium oxide, tellurium oxide or mixture thereof
US2011400A (en) Process of treating zinciferous iron ores
FR2532660A1 (fr) Procede de traitement des minerais galeneux ou plomb-zinc sulfures ou des concentres sulfures ou de leurs melanges
US3353953A (en) Process of purifying an anseniccontaining iron ore
US3912499A (en) Process for obtaining metals from ores or concentrates
SU596624A1 (ru) Способ выплавки молосернистого чугуна в доменной печи
US4082542A (en) Copper precipitate agglomerization process
US4388111A (en) Process for the recovery of lead from a lead-bearing sulfide concentrate
SU1497250A1 (ru) Способ вывода мышь ка из технологического процесса
JP2000026923A (ja) 金属含有廃棄物の炉内での乾式冶金処理方法
JP6474811B2 (ja) 高硫黄固体の処理
US1925391A (en) Process for the recovery of iron from iron and sulphur carrying metallurgical products, especially ores
RU2061075C1 (ru) Способ получения оксидного молибденового концентрата

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20060325