RU2083710C1 - Способ получения фторидного скандиевого продукта - Google Patents

Способ получения фторидного скандиевого продукта Download PDF

Info

Publication number
RU2083710C1
RU2083710C1 RU93057315A RU93057315A RU2083710C1 RU 2083710 C1 RU2083710 C1 RU 2083710C1 RU 93057315 A RU93057315 A RU 93057315A RU 93057315 A RU93057315 A RU 93057315A RU 2083710 C1 RU2083710 C1 RU 2083710C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
scandium
leaching
fluoride
solution
impurities
Prior art date
Application number
RU93057315A
Other languages
English (en)
Other versions
RU93057315A (ru
Inventor
Юлия Васильевна Соколова
Владимир Борисович Коряков
Петр Георгиевич Перьков
Станислав Александрович Безродный
Виктор Владимирович Пильчик
Виктор Юрьевич Печерсков
Original Assignee
Юлия Васильевна Соколова
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 Юлия Васильевна Соколова filed Critical Юлия Васильевна Соколова
Priority to RU93057315A priority Critical patent/RU2083710C1/ru
Publication of RU93057315A publication Critical patent/RU93057315A/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2083710C1 publication Critical patent/RU2083710C1/ru

Links

Images

Abstract

Изобретение относится к способу получения фторидного скандиевого продукта с содержанием скандия около 30% из растворов сложного солевого состава, включающему экстракцию скандия фосфорсодержащими экстрагентами, его реэкстракцию фторидом натрия и выщелачивние примесей слабым раствором минеральной кислоты при нагревании. Сущность: выщелачивание примесей проводят последовательно в 3 стадии 1%-ным раствором HNO3 при 70-90oC в течение 15 мин и отношении Т:Ж=1:10-30 на каждой стадии. 1 табл.

Description

Изобретение относится к металлургии редких металлов, в частности, к гидрометаллургии скандия.
Известен способ извлечения скандия из растворов сложного солевого состава путем селективной экстракции скандия алкилфосфорной кислотой, разбавленной керосином, последующей реэкстракцией 2 М раствором NaOH [1] Недостатком его является низкое содержание скандия в конечном продукте (6-6,5%). Более высокая степень концентрирования скандия получена при реэкстракции его твердыми фторидами аммония или щелочных металлов [2] с последующим выщелачиванием 3% -ной серной кислотой при Т:Ж=1:25, 100oC в течение 1 ч. Содержание Sc в конечном продукте достигает 12% Этот способ принят за прототип.
Недостатком прототипа является низкое содержание скандия во фторидном продукте из-за неполного отделения примесей в процессе их выщелачивания.
Цель изобретения повышение содержания Sc во фторидном концентрате, что позволило бы использовать его, например, в качестве сырья в производстве лигатуры Al 2% Sc.
Новизна способа заключается в выщелачивании примесей из фторидного продукта, полученного при реэкстракции Sc, слабым раствором минеральной кислоты при нагревании и определенном отношении фаз последовательно в три стадии. Проведение процесса выщелачивания примесей в непрерывном варианте нецелесообразно из-за большего расхода промывного раствора, так как в периодическом процессе на I и II стадиях достигается отделение примесей на уровне растворимости фторида натрия и примесей, а в непрерывном варианте эти значения ниже растворимости последних.
При проведении реэкстракции Sc с использованием NaF (как кристаллического, так и раствора NaF) скандий и большинство 3- и 4-валентных примесей переходит в осадок в виде комплексных солей типа mNaF•MeFn, где 0 < m ≅ 3 и n= 3 или 4. Большинство этих солей неустойчивы в водных растворах и подвергаются гидролизу. Чтобы не происходило выпадение осадка гидроксидов отмываемых катионов примесей, целесообразно использовать слабокислые растворы (pH ≅ 1,0).
Фторидный продукт, полученный нами при твердофазной реэкстракции Sc из смеси 0,3М ТБФ + 0,3М Д2ЭГФК кристаллическим NaF, состоит из 20-42% NaF, 2-2,5% Sc, 10-13% Fe, 1-2% Ti, ≈1% Zr, 0,001% Y, ≈0,005% V и ≈10% Ca, Mg, Al.
На первой стадии выщелачивания отношение фаз выбирается из расчета растворения всего фторида натрия, содержащегося в продукте (РМ 20oC NaF 4,1%), так как растворение примесей комплексных фторидов Ti, Zr, Fe, Al и др. подавлено при наличии в растворе NaF (например, для Al [3, с.532]).
На второй стадии выщелачивания происходит растворение комплексных фторидов катионов примесей и их гидролиз. Отношение фаз выбирается из расчета растворения комплексных солей по данным об их растворимости (например, РМ 100oC Na3AlFc 0,13% [2, с.532]).
На третьей стадии выщелачивания происходит доизвлечение комплексных солей примесей, так как отмыть примеси полностью на II стадии невозможно из-за наличия в промывном растворе фторида натрия, образующегося в результате гидролиза комплексных солей, и подавления процесса растворения примесей, как и на I стадии. Примеси Ca, Al, РЗЭ и некоторые другие, образующие малорастворимые фториды, в основном концентрируются.
Пример 1 (по прототипу). Раствор, содержащий, г/л: Sc 0,026, U 0,1, Zr 0,7, Y 0,017, Fe(III) 23,2, V 0,4, Ti 0,49, Ca 1,0, Mg 12,0, H2SO4 118, обрабатывали 0,4 М раствором Д2ЭГФК при Vo:Vb 1:20. В экстракт добавляли твердый фторид натрия с целью осуществления твердофазной реэкстракции с получением фторидного осадка, содержащего 2,1% Sc. Осадок обрабатывали 3%-ной H2SO4 при 90oC, Т: Ж=1:25 в течение 1 ч. После фильтрации и сушки кек содержал 12% Sc.
Пример 2. Опыт проводили как в примере 1 и с тем же раствором. Фторидный продукт с содержание Sc 2,1% обрабатывали 1%-ным раствором HNO3 в течение 15 мин при температуре 70oC и Т:Ж=1:30 при перемешивании. Осадок после фильтрации повторно обрабатывали 1% -ным раствором HNO3 при тех же условиях дважды. Результаты даны в таблице.
Пример 3. Опыт проводили, как в примере 2, но реэкстракцию проводили раствором NaF при отношении Vb:Vo 1:1. Степень реэкстракции Sc составила 97% Осадок отделяли от раствора фильтрованием, выщелачивание примесей 1%-ным раствором HNO3 проводили в три ступени последовательно при отношении фаз Т:Ж= 1: 10 на I ступени, Т:Ж=1:20 на II ступени и Т:Ж=1:30 на III ступени, температуре 90oC в течение 15 мин на каждой стадии. Результаты даны в таблице. Результаты показывают, что дополнительное четвертое выщелачивание практически не изменяет состав фторидного концентрата.
Таким образом, предложенный способ обеспечивает отличный от прототипа технический результат, а именно, более высокое содержание скандия во фторидном концентрате, что позволяет использовать последний для получения, например, лигатуры Al 2% Sc алюминотермическим способом.

Claims (1)

  1. Способ получения фторидного скандиевого продукта из растворов сложного солевого состава, включающий экстракцию скандия фосфорсодержащими экстрагентами, реэкстракцию скандия фторидом натрия с получением концентрата скандия в виде комплексной фторидной соли и выщелачивание примесей слабым раствором минеральной кислоты при нагревании, отличающийся тем, что выщелачивание примесей из фторидного концентрата скандия проводят последовательно в три стадии 1% -ным раствором азотной кислоты при 70 - 90oС в течение 15 мин и отношении фаз Т Ж 1:10 1:30 на каждой стадии.
RU93057315A 1993-12-27 1993-12-27 Способ получения фторидного скандиевого продукта RU2083710C1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU93057315A RU2083710C1 (ru) 1993-12-27 1993-12-27 Способ получения фторидного скандиевого продукта

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU93057315A RU2083710C1 (ru) 1993-12-27 1993-12-27 Способ получения фторидного скандиевого продукта

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU93057315A RU93057315A (ru) 1996-12-27
RU2083710C1 true RU2083710C1 (ru) 1997-07-10

Family

ID=20150715

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU93057315A RU2083710C1 (ru) 1993-12-27 1993-12-27 Способ получения фторидного скандиевого продукта

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2083710C1 (ru)

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Коршунов Б.Г. и др. Скандий. - М.: Металлургия, 1987, с. 115 - 123. *

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US9896743B2 (en) Method for re-extraction of rare-earth metals from organic solutions and preparing concentrate of rare-earth metals
JPH02277730A (ja) 希土類元素鉱石の処理方法
US4886648A (en) Process for the recovery of germanium from solutions that contain it
US4207294A (en) Process for recovering uranium from wet-process phosphoric acid
US4241027A (en) Reductive stripping process for the recovery of either or both uranium and vanadium
US3923976A (en) Process for recovery of zinc from solutions that contain it as a result of extraction with solvents for their adaptation to electrolysis
Gongyi et al. Solvent extraction off scandium from wolframite residue
EP2989222B1 (en) A method for concentrating rare-earth metals in phosphogypsum
ES2261944T3 (es) Un proceso para la recuperacion de uranio de alta pureza a partir de acido fosforico debil de calidad fertilizante.
US3112991A (en) Process for recovery of fluoride-free columbium and tantalum pentoxides from organic extracts
JPS5928614B2 (ja) 白金および/またはパラジウムの分離精製方法
RU2083710C1 (ru) Способ получения фторидного скандиевого продукта
EP0189831B1 (en) Cobalt recovery method
US3146063A (en) Process for separating scandium from mixtures containing scandium and thorium values
US4275037A (en) Stripping metals from organic solvent with aqueous solution of polymeric phosphates
US3449074A (en) Process for removing titanium and vanadium from phosphoric acid
RU2211871C1 (ru) Способ переработки лопаритового концентрата
SU945246A1 (ru) Способ извлечени щавелевой кислоты из отработанного травильного раствора
JP2000017347A (ja) 高純度コバルト溶液の製造方法
US4744960A (en) Process for the separation of rare earths and uranium of a UF4 concentrate and for putting them into useful form
JPS6112010B2 (ru)
RU2111274C1 (ru) Способ переработки танталовых концентратов
RU2037548C1 (ru) Способ получения фторидного скандиевого продукта из растворов или пульп сложного солевого состава
JPH0585726A (ja) 硫酸銀の回収方法
US3159453A (en) Beryllium oxide extraction process