RU2393252C1 - Procedure for production of tin out of kassiterit concentrate - Google Patents
Procedure for production of tin out of kassiterit concentrate Download PDFInfo
- Publication number
- RU2393252C1 RU2393252C1 RU2009125270/02A RU2009125270A RU2393252C1 RU 2393252 C1 RU2393252 C1 RU 2393252C1 RU 2009125270/02 A RU2009125270/02 A RU 2009125270/02A RU 2009125270 A RU2009125270 A RU 2009125270A RU 2393252 C1 RU2393252 C1 RU 2393252C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- concentrate
- tin
- sodium carbonate
- mixture
- melting
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относиться к металлургии редких и цветных металлов, в частности касается получения олова из касситеритовых концентратов.The invention relates to the metallurgy of rare and non-ferrous metals, in particular for the production of tin from cassiterite concentrates.
В настоящее время известны различные способы получения олова из минеральных оловянных концентратов. Применяется щелочное плавление исходного оловянного концентрата при ~800°С для перевода олова в раствор и последующего его выделения из раствора [1]. Известен способ извлечения олова сульфидированием касситерита сульфатом натрия и водным выщелачиванием плава с переводом тиосолей олова в раствор [2]. Известные гидрометаллургические способы предусматривают многоступенчатую технологическую схему переработки минеральных концентратов, включающую сооружения для очистки сточных вод.Currently, various methods for producing tin from mineral tin concentrates are known. Alkaline melting of the initial tin concentrate at ~ 800 ° C is used to transfer tin into the solution and its subsequent isolation from the solution [1]. A known method for the extraction of tin by sulfidation of cassiterite with sodium sulfate and aqueous leaching of melt with the transfer of tin thiosols in solution [2]. Known hydrometallurgical methods include a multi-stage technological scheme for processing mineral concentrates, including facilities for wastewater treatment.
Весьма распространены способы, основанные на переводе олова в возгоны в виде хлоридов при использовании хлорсодержащих солей, например CaCl2 или газообразного хлора [3].Methods based on the conversion of tin to sublimates in the form of chlorides using chlorine salts, for example CaCl 2 or chlorine gas, are very common [3].
К недостаткам известных способов возгонки следует отнести использование сложного оборудования и коррозионную активность среды при высокой температуре процесса.The disadvantages of the known sublimation methods include the use of sophisticated equipment and the corrosiveness of the medium at high process temperatures.
Наибольшее распространение получил способ углетермического восстановления минеральных концентратов, при котором оловянный концентрат подвергают обжигу для удаления серы, мышьяка. Обожженный концентрат обрабатывают раствором кислоты (НСl) для перевода растворимых примесных элементов в раствор. Приготовленный для плавки концентрат смешивают с углем и флюсующими добавками (СаСО3, SiO2). Полученную шихту плавят в печах при температуре 850-1300°С, где SnO2 восстанавливается углем в течение ~10 часов. В результате получают черновое олово с содержанием основного компонента 50-93% мас. в зависимости от его содержания в концентрате.The most widely used is the method of carbon thermal reduction of mineral concentrates, in which the tin concentrate is fired to remove sulfur and arsenic. The calcined concentrate is treated with an acid solution (HCl) to transfer soluble impurity elements to the solution. The concentrate prepared for melting is mixed with coal and fluxing additives (CaCO 3 , SiO 2 ). The resulting mixture is melted in furnaces at a temperature of 850-1300 ° C, where SnO 2 is reduced by coal for ~ 10 hours. The result is a rough tin with a content of the main component of 50-93% wt. depending on its content in concentrate.
Недостатками способа являются усложненная технологическая схема, неполное извлечение олова, большие эксплуатационные затраты [4].The disadvantages of the method are the complicated technological scheme, incomplete extraction of tin, high operating costs [4].
Наиболее близким аналогом к предлагаемому по технологической сущности и достигаемому результату является способ получения олова из касситеритового концентрата [5]. Согласно известному способу процесс ведут путем приготовления шихты смешиванием оловянного концентрата с углем, флюсующими добавками и последующей плавкой шихты при 850-1000°С. В качестве флюсующих добавок используют карбонат натрия и нитрат натрия при массовом соотношении концентрат:уголь:карбонат натрия:нитрат натрия, равном 1:(0,2-0,25):(0,12-0,15):(0,6-0,8), плавку ведут в течение двух часов.The closest analogue to the proposed technological essence and the achieved result is a method for producing tin from cassiterite concentrate [5]. According to the known method, the process is carried out by preparing the mixture by mixing tin concentrate with coal, fluxing additives and subsequent melting of the mixture at 850-1000 ° C. As fluxing additives, sodium carbonate and sodium nitrate are used with a mass ratio of concentrate: coal: sodium carbonate: sodium nitrate equal to 1: (0.2-0.25) :( 0.12-0.15) :( 0.6 -0.8), melting is carried out for two hours.
Недостатком способа является относительно высокая температура (~1000°С) плавки.The disadvantage of this method is the relatively high temperature (~ 1000 ° C) of the melt.
Технической задачей, на решение которой направлено предлагаемое изобретение, является снижение температуры плавки при достаточно полном извлечении олова из концентрата.The technical problem to which the invention is directed is to reduce the melting temperature with a sufficiently complete extraction of tin from the concentrate.
Поставленная задача решается тем, что в предлагаемом способе получения олова из касситеритового концентрата, включающем приготовление шихты смешиванием оловянного концентрата с углем, флюсующими добавками, содержащими карбонат натрия, плавку шихты при 850-870°С, охлаждение расплава, отделение металла от шлака, согласно изобретению в качестве флюсующей добавки при приготовлении шихты используют смесь хлорида натрия и карбоната натрия при массовом соотношении концентрат:уголь:хлорид натрия:карбонат натрия, равном 1:(0,2-0,25):(0,12-0,15):(0,12-0,15), плавку ведут в течение 1,5 часов.The problem is solved in that in the proposed method for producing tin from cassiterite concentrate, including the preparation of a mixture by mixing tin concentrate with coal, fluxing additives containing sodium carbonate, melting the mixture at 850-870 ° C, cooling the melt, separating the metal from slag, according to the invention as a fluxing agent in the preparation of the mixture using a mixture of sodium chloride and sodium carbonate in a mass ratio of concentrate: coal: sodium chloride: sodium carbonate, equal to 1: (0.2-0.25) :( 0.12-0.15): (0.12-0.15), pl taste lead within 1.5 hours.
Преимущество предлагаемого технологического решения заключается в следующем:The advantage of the proposed technological solution is as follows:
- применение солевых расплавов NaCl, Nа2СО3 в заданном соотношении к концентрату позволяет вести процесс при пониженной, в сравнении с известным способом, температуре (870°С) и обеспечивает высокую степень извлечения олова в черновой сплав (95-97%);- the use of salt melts of NaCl, Na 2 CO 3 in a predetermined ratio to the concentrate allows the process to be carried out at a lower temperature compared to the known method (870 ° C) and provides a high degree of extraction of tin in the rough alloy (95-97%);
- применение солевых расплавов NaCl, Nа2СО3 создает условия для ошлаковывания значительной части примесных элементов (например, железа).- the use of salt melts of NaCl, Na 2 CO 3 creates the conditions for slagging a significant part of impurity elements (for example, iron).
Примеры реализации способаMethod implementation examples
1. Навеску касситеритового концентрата (~40% SnO2) смешивают с реагентами в соотношении: на одну массовую долю концентрата приходится 0,2 мас. долей угля, 0,12 мас. долей хлорида натрия, 0,12 мас. долей карбоната натрия. Приготовленную шихту плавят в печи при ~850°С в течение 1,5 часов. По окончании плавки расплав сливают в изложницу, охлаждают, затвердевший металл отделяют от шлака. Выход олова в черновой сплав составляет 95%.1. A portion of cassiterite concentrate (~ 40% SnO 2 ) is mixed with reagents in the ratio: 0.2 wt. Per one mass fraction of concentrate. fractions of coal, 0.12 wt. fractions of sodium chloride, 0.12 wt. fractions of sodium carbonate. The prepared mixture is melted in an oven at ~ 850 ° C for 1.5 hours. At the end of melting, the melt is poured into the mold, cooled, the hardened metal is separated from the slag. The output of tin in the rough alloy is 95%.
2. Навеску касситеритового концентрата (~40% SnO2) смешивают с компонентами шихты подобно вышеописанному примеру: на одну массовую долю концентрата приходится 0,25 мас. долей угля, 0,15 мас. долей хлорида натрия, 0,15 мас. долей карбоната натрия. Приготовленную шихту плавят в печи при ~870°С в течение 1,5 часов. По окончании плавки расплав сливают в изложницу, охлаждают, затвердевший металл отделяют от шлака. Выход олова в черновой сплав составляет 97%.2. A portion of cassiterite concentrate (~ 40% SnO 2 ) is mixed with the components of the mixture similar to the example described above: 0.25 wt. fractions of coal, 0.15 wt. fractions of sodium chloride, 0.15 wt. fractions of sodium carbonate. The prepared mixture is melted in an oven at ~ 870 ° C for 1.5 hours. At the end of melting, the melt is poured into the mold, cooled, the hardened metal is separated from the slag. The output of tin in the rough alloy is 97%.
Источники информацииInformation sources
1. Мурач Н.Н., Севрюков Н.Н. Металлургия олова. М.: Металлургия, 1964, 351 с.1. Murach N.N., Sevryukov N.N. Tin metallurgy. M .: Metallurgy, 1964, 351 p.
2. Колодин С.Н. Вторичное олово и переработка бедного оловянного сырья. М.: Металлургия. 1970, 249 с.2. Kolodin S.N. Secondary tin and processing of poor tin raw materials. M .: Metallurgy. 1970, 249 p.
3. Севрюков Н.Н. Металлургия и технология цветных металлов. М.: Металлургия, 1984.3. Sevryukov N.N. Metallurgy and technology of non-ferrous metals. M .: Metallurgy, 1984.
4. Беляев Д.В. Металлургия олова. М.: Металлургиздат. 1960, 370 с.4. Belyaev D.V. Tin metallurgy. M .: Metallurgizdat. 1960, 370 p.
5. Патент на изобретение №2333268 «Способ получения олова из касситеритового концентрата». Опубликован 10.09.2008. Бюл. №25.5. Patent for invention No. 2333268 "A method for producing tin from cassiterite concentrate." Published September 10, 2008. Bull. Number 25.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2009125270/02A RU2393252C1 (en) | 2009-07-01 | 2009-07-01 | Procedure for production of tin out of kassiterit concentrate |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2009125270/02A RU2393252C1 (en) | 2009-07-01 | 2009-07-01 | Procedure for production of tin out of kassiterit concentrate |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2393252C1 true RU2393252C1 (en) | 2010-06-27 |
Family
ID=42683627
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2009125270/02A RU2393252C1 (en) | 2009-07-01 | 2009-07-01 | Procedure for production of tin out of kassiterit concentrate |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2393252C1 (en) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2528297C1 (en) * | 2013-05-06 | 2014-09-10 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Тихоокеанский государственный университет" | Lead production from tinstone concentrate |
-
2009
- 2009-07-01 RU RU2009125270/02A patent/RU2393252C1/en not_active IP Right Cessation
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2528297C1 (en) * | 2013-05-06 | 2014-09-10 | Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Тихоокеанский государственный университет" | Lead production from tinstone concentrate |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
KR101145957B1 (en) | Process and apparatus for recovery of non-ferrous metals from zinc residues | |
US10758954B2 (en) | Method for immobilizing arsenic, and arsenic-containing vitrified waste | |
RU2479648C1 (en) | Red sludge pyrometallurgical processing method | |
CN105039701A (en) | Treatment method of complicated zinc-rich leaded material | |
WO2007038840A1 (en) | Method and apparatus for lead smelting | |
FI72751B (en) | FOERFARANDE FOER FRAMSTAELLNING AV METALLISKT BLY GENOM SMAELTREDUKTION. | |
CN103526049B (en) | The method of a kind of pyrometallurgical smelting antimony arsenic removal | |
RU2393252C1 (en) | Procedure for production of tin out of kassiterit concentrate | |
CA1086073A (en) | Electric smelting of lead sulphate residues | |
RU2333268C2 (en) | Method of tin manufacturing from cassiterite concentrate | |
CN111334673A (en) | Method for selectively recovering antimony, arsenic and alkali from arsenic-alkali residue | |
CN110195159A (en) | A kind of method that spodumene prepares alusil alloy and enriching lithium | |
JP2012021176A (en) | Method for producing metallic lead | |
AU2008316326B2 (en) | Production of nickel | |
CN105018736A (en) | Method for comprehensive recovery of magnesium, aluminum, chromium and iron in carbon ferrochrome smelting slag | |
RU2528297C1 (en) | Lead production from tinstone concentrate | |
RU2096510C1 (en) | Method of recovering vanadium from titanium-containing slags | |
AU647571B2 (en) | Method for recovering metal contents of metallurgic waste precipitates or waste dusts in a flash smelting furnace | |
RU2607873C1 (en) | Method of processing of ferromanganese concretions | |
RU2563612C1 (en) | Method of silver extraction from scrap of silver-zinc batteries containing lead | |
RU2802932C1 (en) | Method for processing oxidized zinc-lead-containing raw materials | |
RU2515414C1 (en) | Method of secondary lead-bearing stock processing for extraction of silver | |
RU2485189C1 (en) | Method for processing of oxidised gold-arsenious ores | |
RU2639195C1 (en) | Method of processing of nickel-containing sulfide copper concentrates | |
RU2258678C2 (en) | Composition for stabilizing destroyable metallurgic slags and a method for preparation thereof |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20110702 |