RU2103391C1 - METHOD FOR PRODUCING REFRACTORY METALS FROM ORE CONCENTRATES - Google Patents

METHOD FOR PRODUCING REFRACTORY METALS FROM ORE CONCENTRATES Download PDF

Info

Publication number
RU2103391C1
RU2103391C1 RU94026003A RU94026003A RU2103391C1 RU 2103391 C1 RU2103391 C1 RU 2103391C1 RU 94026003 A RU94026003 A RU 94026003A RU 94026003 A RU94026003 A RU 94026003A RU 2103391 C1 RU2103391 C1 RU 2103391C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
slag
slag bath
metal
bath
added
Prior art date
Application number
RU94026003A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU94026003A (en
Inventor
Евгений Михайлович Баранов
Владимир Михайлович Григорьев
Original Assignee
Евгений Михайлович Баранов
Владимир Михайлович Григорьев
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 Евгений Михайлович Баранов, Владимир Михайлович Григорьев filed Critical Евгений Михайлович Баранов
Priority to RU94026003A priority Critical patent/RU2103391C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2103391C1 publication Critical patent/RU2103391C1/en
Publication of RU94026003A publication Critical patent/RU94026003A/en

Links

Images

Abstract

Изобретение относится к способу получения тугоплавких металлов из рудных концентратов, включающему наведение шлаковой ванны в кристаллизаторе, проведение восстановления в шлаковом расплаве пропусканием электрического тока. Сущность: температуру шлаковой ванны выдерживают в пределах 0,41 - 0,9 температуры плавления получаемого металла, который осаждают в твердом состоянии на подложку, стенках кристаллизатора или в шлаке в виде гранул, при этом восстановление металла проводят электролизом в дуговом режиме или плазменном режиме для увеличения степени восстановления металла применяют вакуумирование или в шлаковую ванну добавляют элементы восстановители: по отдельности углерод, кремний, алюминий, марганец, серу, или в ванну добавляют вещества восстановители: по отдельности хлорид аммония, тиосульфаты, а для создания зоны проводимости и разжижения шлаковой ванны дополнительно вводят криолит или фторцирконат кальция. 7 з. п. ф-лы. 1 табл.The invention relates to a method for producing refractory metals from ore concentrates, including inducing a slag bath in a mold, performing reduction in a slag melt by passing an electric current. Essence: the temperature of the slag bath is maintained within the range of 0.41 - 0.9, the melting point of the obtained metal, which is deposited in the solid state on the substrate, the walls of the mold or in the slag in the form of granules, while the metal is reduced by electrolysis in an arc mode or plasma mode for to increase the degree of metal reduction, vacuum is used or reducing agents are added to the slag bath: individually carbon, silicon, aluminum, manganese, sulfur, or reducing agents are added to the bath: ammonium chloride and thiosulfates are separately used, and cryolite or calcium fluorozirconate is additionally added to create a conduction and liquefaction zone of the slag bath. 7 s. P. f-ly. 1 tab.

Description

Изобретение относится к металлургии, а именно к способам электрохимического восстановления металлов. The invention relates to metallurgy, and in particular to methods of electrochemical reduction of metals.

Известны следующие способы получения металлов. The following methods for producing metals are known.

Алюминий получают электролизом расплавленного криолита, в котором растворен глинозем. Электролизер состоит из сварного металлического корпуса, футерованного внутри угольными блоками, в подовую часть которого с помощью шин подведен катод источника тока. Над корпусом подвешен угольный анод. Температура заливаемого криолита равна 1000oC, что на 350oC превышает температуру плавления восстанавливаемого электролизом металла. Электролит поддерживается в расплавленном состоянии за счет теплоты, выделяющейся при прохождении через него электрического тока. Жидкий алюминий оседает на дне подовой части электролизера. Магний получают электролизом расплавленных хлоридов магния, калия, натрия и кальция. Анодами служат графитовые плиты, катодами - стальные пластины. Так как плотность расплава электролита больше плотности магния, выделяющийся на катоде жидкий магний всплывает на поверхность. Электролиз протекает при температуре 700-750oC, что на 50-100oC превышает температуру плавления восстанавливаемого металла.Aluminum is obtained by electrolysis of molten cryolite, in which alumina is dissolved. The electrolyzer consists of a welded metal case lined with carbon blocks inside, into the bottom part of which a current source cathode is connected using tires. A carbon anode is suspended above the casing. The temperature of the poured cryolite is 1000 o C, which is 350 o C higher than the melting temperature of the metal recovered by electrolysis. The electrolyte is maintained in the molten state due to the heat released during the passage of electric current through it. Liquid aluminum settles at the bottom of the bottom of the cell. Magnesium is obtained by electrolysis of molten chlorides of magnesium, potassium, sodium and calcium. Graphite plates serve as anodes, and steel plates serve as cathodes. Since the melt density of the electrolyte is higher than the density of magnesium, liquid magnesium released at the cathode floats to the surface. The electrolysis proceeds at a temperature of 700-750 o C, which is 50-100 o C exceeds the melting temperature of the recovered metal.

Наиболее близким является способу описанный в заявке Великобритании 1317888, предусматривающий способ получения тугоплавких металлов из руд, включающий расплавление электролита (шлаковой ванны) и проведение процесса восстановления пропусканием электрического тока. В качестве одного или обоих электродов используется плазма, электролизер охлаждается для кристаллизации гарниссажа на стенках из электролита. The closest is the method described in the application of the United Kingdom 1317888, providing a method for producing refractory metals from ores, including the melting of an electrolyte (slag bath) and conducting the recovery process by passing an electric current. Plasma is used as one or both electrodes; the electrolyzer is cooled to crystallize the skull on the walls of the electrolyte.

Этот способ позволяет получать металл в виде покрытия. Данным способом невозможно получить массивный продукт и процесс является низкопроизводительным. This method allows to obtain metal in the form of a coating. In this way it is impossible to obtain a massive product and the process is low productivity.

Техническим результатом данного изобретения является повышение скорости процесса и увеличение массы получаемого продукта. The technical result of this invention is to increase the speed of the process and increase the mass of the resulting product.

Сущность заключается в том, что способ получения тугоплавких металлов из рудных концентратов, заключающийся в наведении шлаковой ванны в кристаллизаторе, проведении восстановления в шлаковом расплаве пропусканием электрического тока согласно изобретению, температуру шлаковой ванны выдерживают 0,41-0,9 температуры плавления получаемого металла, который осаждают в твердом состоянии на подложку, стенках кристалли затора или в шлаке в виде гранул, при этом восстановление ведут электролизом или в дуговом или плазменном режимах; при этом используют вакуумирование, а также введение восстановителя, выбранного из группы: углерод, кремний, алюминий, марганец, сера, хлорид аммония, тиосульфаты, а для создания зоны проводимости и разжижения шлаковой ванны дополнительно вводят фторцирконат кальция. The essence lies in the fact that the method of producing refractory metals from ore concentrates, which consists in inducing a slag bath in a mold, performing reduction in a slag melt by passing an electric current according to the invention, the temperature of the slag bath can withstand 0.41-0.9 the melting point of the obtained metal, which precipitated in the solid state on the substrate, the walls of the crystalline mash or in slag in the form of granules, while the restoration is carried out by electrolysis or in arc or plasma modes; they use evacuation, as well as the introduction of a reducing agent selected from the group: carbon, silicon, aluminum, manganese, sulfur, ammonium chloride, thiosulfates, and calcium fluorozirconate is additionally introduced to create a conduction and liquefaction zone for the slag bath.

Пример 1. В предлагаемом способе получения циркония из бадделеитового концентрата графитовым или вольфрамовым электродом возбуждают дугу /плазму/ в металлическом водоохлаждаемом кристаллизаторе. На дне кристаллизатора наводят фторидную шлаковую ванну. Постепенно добавляют в расплав бадделеит порциями не более 20% от объема шлака. Повышают напряжение дуги до значений, обеспечивающих полное растворение добавки концентрата. Доводят шлаковую ванну до краев кристаллизатора добавлением порций бадделеита. При этом следят за тем, чтобы шлак оставался текучим. При необходимости перемешивают свежие порции добавки металлическим стержнем. Засыпают поверхность расплава тонким слоем извести. Процесс можно вести в электрошлаковом, дуговом и плазменном вариантах. В ходе процесса на стенках кристаллизатора и в затвердевающем шлаке осаждается твердый металлический цирконий. Химический состав указан в таблице. Температура шлака равна 1050..1200oC температура плавления циркония 1865oC.Example 1. In the proposed method for producing zirconium from baddeleyite concentrate with a graphite or tungsten electrode, an arc (plasma) is excited in a metal water-cooled crystallizer. At the bottom of the mold induce a fluoride slag bath. Gradually, no more than 20% of the slag volume is added to the baddeleyite melt in portions. Increase the arc voltage to values ensuring complete dissolution of the concentrate additive. Bring the slag bath to the edges of the mold by adding portions of baddeleyite. At the same time, make sure that the slag remains fluid. If necessary, mix fresh portions of the additive with a metal rod. The melt surface is filled with a thin layer of lime. The process can be conducted in electroslag, arc and plasma versions. During the process, solid metal zirconium is deposited on the walls of the mold and in the hardening slag. The chemical composition is indicated in the table. The temperature of the slag is 1050..1200 o C the melting point of zirconium 1865 o C.

Пример 2. В предлагаемом способе получения вольфрама из вольфраматов в металлическом кристаллизаторе плавят дугой смесь фторидов. Аналогично предыдущему примеру наводят шлаковую ванну, подмешивая вольфраматов тех же объемных пропорциях, что и бадделеит. В виду больших значений тока, в цепь дуги необходимо ввести дополнительное сопротивление. Обязательная также засыпка поверхности ванны известью. Результатом является осаждение вольфрама на стенках кристаллизатора и в толще шлака. Температура электролиза 1400^0^ температура плавления вольфрама более 3000oС. Пример 3.Example 2. In the proposed method for producing tungsten from tungstates in a metal mold, an arc mixture of fluorides is melted. Similarly to the previous example, a slag bath is induced by mixing tungstates in the same volumetric proportions as baddeleyite. In view of the large current values, additional resistance must be introduced into the arc circuit. Mandatory also filling the surface of the bath with lime. The result is the deposition of tungsten on the walls of the mold and in the thickness of the slag. The electrolysis temperature of 1400 ^ 0 ^ the melting point of tungsten is more than 3000 o C. Example 3.

В способе получения ниобия из ниобатов в кристаллизаторе расплавляют смесь хлоридов и фторидов. Последующие действия полностью аналогичны примерам с цирконием и вольфрамом. In the method for producing niobium from niobates, a mixture of chlorides and fluorides is melted in a crystallizer. The subsequent steps are completely analogous to the examples with zirconium and tungsten.

Пример 4. В способе получения титана из ильменитового концентрата используют также фторидный шлак. Температуры процессов не превышают 1200oC, что на 800-300o ниже температур плавления ниобия и титана. Общий объем производства зависит от размеров установки. В среднем при размерах полости кристаллизатора 200 х 40 х 40 производительность составит 5 г в минуту. Выход металла из шлака составляет 10-15% от объема шлака. При проектировании массового производства следует учитывать адгезию металлической фазы и кристаллизатора. Процесс можно вести в непрерывном режиме. Его особенностью является сохранение текучести шлака под током при добавлении в расплав тугоплавких концентратов. Это определяет низкий уровень расхода шлакообразующих материалов. Средний расход энергии составит 0,1 Квт ч на 1 г производимого металла. Способ может быть предложен для нанесения покрытий на металлические изделия. Ценность примеров определяется исключением из металлургии титана, ниобия и циркония стадий восстановительного хлорирования и последующей металлотермии, что обещает исключительную экономическую эффективность.Example 4. In the method for producing titanium from ilmenite concentrate, fluoride slag is also used. The temperatures of the processes do not exceed 1200 o C, which is 800-300 o below the melting points of niobium and titanium. The total production volume depends on the size of the installation. On average, with a crystallizer cavity size of 200 x 40 x 40, productivity will be 5 g per minute. The output of metal from slag is 10-15% of the volume of slag. When designing mass production, the adhesion of the metal phase and the mold should be considered. The process can be conducted continuously. Its feature is the preservation of fluidity of slag under current when refractory concentrates are added to the melt. This determines the low level of consumption of slag-forming materials. The average energy consumption will be 0.1 kWh per 1 g of metal produced. A method can be proposed for coating metal products. The value of the examples is determined by the exclusion from the metallurgy of titanium, niobium and zirconium of the stages of reductive chlorination and subsequent metallothermy, which promises exceptional economic efficiency.

Пример 5. В способе получения ниобия из ниобатов в кристаллизаторе расплавляют смесь хлоридов и фторидов. Последующие действия аналогичны примерам получения циркония и вольфрама. Для повышения выхода металла в данном процессе применяют небольшие количества различных элементов восстановителей, например, углерод, кремний, алюминий, а также веществ восстановителей, таких как хлорид аммония и тиосульфаты. Для разжижания ванны целесообразно применение фторцирконата. Example 5. In the method for producing niobium from niobates, a mixture of chlorides and fluorides is melted in a crystallizer. Subsequent actions are similar to examples of zirconium and tungsten. To increase the yield of metal in this process, small amounts of various elements of reducing agents are used, for example, carbon, silicon, aluminum, as well as reducing agents such as ammonium chloride and thiosulfates. To dilute the bath, it is advisable to use fluorozirconate.

Claims (8)

1. Способ получения тугоплавких металлов из рудных концентратов, включающий наведение шлаковой ванны в кристаллизаторе, проведение восстановления в шлаковом расплаве пропусканием электрического тока, отличающийся тем, что температуру шлаковой ванны выдерживают в пределах 0,41 - 0,9 температуры плавления получаемого металла, который осаждают в твердом состоянии на подложку, стенках кристаллизатора или в шлаке в виде гранул. 1. A method of producing refractory metals from ore concentrates, including inducing a slag bath in a crystallizer, performing reduction in a slag melt by passing an electric current, characterized in that the temperature of the slag bath is kept within 0.41-0.9 the melting temperature of the resulting metal, which is deposited in the solid state on the substrate, the walls of the mold or in the slag in the form of granules. 2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что восстановление металла проводят электролизом. 2. The method according to p. 1, characterized in that the metal recovery is carried out by electrolysis. 3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что процесс восстановления проводят в дуговом режиме. 3. The method according to p. 1, characterized in that the recovery process is carried out in an arc mode. 4. Способ по п. 1, отличающийся тем, что восстановление ведут в плазменном режиме. 4. The method according to p. 1, characterized in that the recovery is carried out in a plasma mode. 5. Способ по п. 1, отличающийся тем, что при восстановлении используют вакуумирование. 5. The method according to p. 1, characterized in that the recovery using evacuation. 6. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в шлаковую ванну добавляют элементы-восстановители: по отдельности углерод, кремний, алюминий, марганец, серу. 6. The method according to p. 1, characterized in that reducing elements are added to the slag bath: individually carbon, silicon, aluminum, manganese, sulfur. 7. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в шлаковую ванну добавляют вещества-восстановители: по отдельности хлорид аммония, тиосульфаты. 7. The method according to claim 1, characterized in that reducing agents are added to the slag bath: individually, ammonium chloride, thiosulfates. 8. Способ по п. 1, отличающийся тем, что для создания зоны проводимости и разжижения шлаковой ванны дополнительно вводят фторцирконат кальция. 8. The method according to p. 1, characterized in that in order to create a conduction zone and dilute the slag bath, calcium fluorozirconate is additionally introduced.
RU94026003A 1994-07-12 1994-07-12 METHOD FOR PRODUCING REFRACTORY METALS FROM ORE CONCENTRATES RU2103391C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU94026003A RU2103391C1 (en) 1994-07-12 1994-07-12 METHOD FOR PRODUCING REFRACTORY METALS FROM ORE CONCENTRATES

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU94026003A RU2103391C1 (en) 1994-07-12 1994-07-12 METHOD FOR PRODUCING REFRACTORY METALS FROM ORE CONCENTRATES

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2103391C1 true RU2103391C1 (en) 1998-01-27
RU94026003A RU94026003A (en) 1998-02-10

Family

ID=37944336

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU94026003A RU2103391C1 (en) 1994-07-12 1994-07-12 METHOD FOR PRODUCING REFRACTORY METALS FROM ORE CONCENTRATES

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2103391C1 (en)

Cited By (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
WO2001062996A1 (en) * 2000-02-22 2001-08-30 Qinetiq Limited Electrolytic reduction of metal oxides such as titanium dioxide and process applications
US6712952B1 (en) 1998-06-05 2004-03-30 Cambridge Univ. Technical Services, Ltd. Removal of substances from metal and semi-metal compounds
RU2518839C2 (en) * 2009-08-06 2014-06-10 Чинука Лимитед Processing of titanium ores
RU2638868C1 (en) * 2016-06-22 2017-12-18 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Дальневосточный государственный университет путей сообщения" (ДВГУПС) Plant for electric arc production of zirconium
CN110055370A (en) * 2019-04-30 2019-07-26 马鞍山钢铁股份有限公司 A kind of new type high temperature steel slag modification agent and modified pretreating process

Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB1317888A (en) * 1969-08-08 1973-05-23 Nat Res Dev Electrolysis of melts

Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB1317888A (en) * 1969-08-08 1973-05-23 Nat Res Dev Electrolysis of melts

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Гитман Е.Б. Электрохимия титана в расплавленных солях. - Киев, Наукова думка, 1965, с. 52 - 56. Применение плазменной технологии в цветной металлургии за рубедом: Обзорная информация ЦНИИ цветметэкономики и информации. - М., 1981, с. 48 - 49, *

Cited By (12)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US6712952B1 (en) 1998-06-05 2004-03-30 Cambridge Univ. Technical Services, Ltd. Removal of substances from metal and semi-metal compounds
US7790014B2 (en) 1998-06-05 2010-09-07 Metalysis Limited Removal of substances from metal and semi-metal compounds
WO2001062996A1 (en) * 2000-02-22 2001-08-30 Qinetiq Limited Electrolytic reduction of metal oxides such as titanium dioxide and process applications
WO2001062994A1 (en) * 2000-02-22 2001-08-30 Qinetiq Limited Method of manufacture for ferro-titanium and other metal alloys electrolytic reduction
EP1489192A1 (en) * 2000-02-22 2004-12-22 Qinetiq Limited Electrolytic reduction of metal oxides such as titanium dioxide and process applications
EA005348B1 (en) * 2000-02-22 2005-02-24 Квинетик Лимитед Method of electrolytic reduction of metal oxides such as titanium dioxide and process applications
EP1956102A3 (en) * 2000-02-22 2008-08-20 Metalysis Limited Electrolytic reduction of metal oxides such as titanium dioxide and process applications
RU2518839C2 (en) * 2009-08-06 2014-06-10 Чинука Лимитед Processing of titanium ores
US9181604B2 (en) 2009-08-06 2015-11-10 Chinuka Limited Treatment of titanium ores
RU2638868C1 (en) * 2016-06-22 2017-12-18 Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования "Дальневосточный государственный университет путей сообщения" (ДВГУПС) Plant for electric arc production of zirconium
CN110055370A (en) * 2019-04-30 2019-07-26 马鞍山钢铁股份有限公司 A kind of new type high temperature steel slag modification agent and modified pretreating process
CN110055370B (en) * 2019-04-30 2021-06-04 马鞍山钢铁股份有限公司 High-temperature steel slag modifier and modification pretreatment process

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US5024737A (en) Process for producing a reactive metal-magnesium alloy
US7504017B2 (en) Method for electrowinning of titanium metal or alloy from titanium oxide containing compound in the liquid state
CA2334237C (en) Removal of oxygen from metal oxides and solid solutions by electrolysis in a fused salt
JP2904744B2 (en) Method for electrolytic production of magnesium or its alloy
US5185068A (en) Electrolytic production of metals using consumable anodes
CN107532317B (en) Method for producing an aluminium-scandium alloy and reactor for carrying out said method
CZ297064B6 (en) Process of producing metals by electrolysis
Suzuki Direct reduction processes for titanium oxide in molten salt
JP2863058B2 (en) Heat-resistant metal alloy that can be processed into a homogeneous and pure ingot and a method for producing the alloy
US3114685A (en) Electrolytic production of titanium metal
JP5183498B2 (en) Electrolytic production of silicon and scouring method
US3254010A (en) Refining of silicon and germanium
JP3718691B2 (en) Titanium production method, pure metal production method, and pure metal production apparatus
US3405043A (en) Method of producing silicon and electrolytic cell therefor
RU2103391C1 (en) METHOD FOR PRODUCING REFRACTORY METALS FROM ORE CONCENTRATES
US2311257A (en) Electrolytic beryllium and process
Fray Anodic and cathodic reactions in molten calcium chloride
RU2401875C2 (en) Procedure for production of chemically active metals and reduction of slag and device for implementation of this method
RU2401874C2 (en) Procedure by volkov for production of chemically active metals and device for implementation of this procedure
Withers et al. The electrolytic production of Ti from a TiO2 feed (the DARPA sponsored program)
JPH02259092A (en) Production of calcium
RU2731950C2 (en) Method of producing microstructured powders of titanium
SU1721107A1 (en) Method of processing lithium-containing aluminum alloy production slags
WO2010003906A1 (en) Process for the production of copper from sulphide compounds
CA2363648A1 (en) A method for the continuous electrowinning of pure titanium metal from molten titanium slag, ilmenite and other semiconductive titanium oxide compounds