RU2465357C1 - Tungstenite concentrate processing method - Google Patents

Tungstenite concentrate processing method Download PDF

Info

Publication number
RU2465357C1
RU2465357C1 RU2011126453/02A RU2011126453A RU2465357C1 RU 2465357 C1 RU2465357 C1 RU 2465357C1 RU 2011126453/02 A RU2011126453/02 A RU 2011126453/02A RU 2011126453 A RU2011126453 A RU 2011126453A RU 2465357 C1 RU2465357 C1 RU 2465357C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
tungsten
solution
concentrate
decomposition
manganese
Prior art date
Application number
RU2011126453/02A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Юрий Андреевич Крюков (RU)
Юрий Андреевич Крюков
Борис Витальевич Ларионов (RU)
Борис Витальевич Ларионов
Геннадий Викторович Сакович (RU)
Геннадий Викторович Сакович
Сергей Викторович Сысолятин (RU)
Сергей Викторович Сысолятин
Original Assignee
Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт проблем химико-энергетических технологий Сибирского отделения Российской академии наук (ИПХЭТ СО РАН)
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 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт проблем химико-энергетических технологий Сибирского отделения Российской академии наук (ИПХЭТ СО РАН) filed Critical Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт проблем химико-энергетических технологий Сибирского отделения Российской академии наук (ИПХЭТ СО РАН)
Priority to RU2011126453/02A priority Critical patent/RU2465357C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2465357C1 publication Critical patent/RU2465357C1/en

Links

Abstract

FIELD: metallurgy.
SUBSTANCE: method involves decomposition of concentrate with alkali liquor in presence of oxidiser for oxidation of ferrous iron and manganese. Then, sodium tungstate solution is obtained and processed. As oxidiser there used is nitric-acid sodium and/or potassium salt taken with excess of 20% from the theoretically required quantity for oxidation of iron and manganese. Decomposition of concentrate is performed by means of water solution of sodium hydroxide with concentration of 25-30% at temperature of 130-140°C. The reaction mass obtained during decomposition is leached with water so that solution of sodium tungstate is obtained.
EFFECT: possibility of processing both of rich and poor tungstenite concentrates with high penetration degree without specifying any special requirements for their crushing quality.
2 tbl

Description

Изобретение относится к цветной металлургии, а именно к производству тугоплавких редких металлов.The invention relates to ferrous metallurgy, and in particular to the production of refractory rare metals.

Сущность способа: вскрытие вольфрамита осуществляют обработкой концентрата 25-30%-м раствором щелочи с добавлением в качестве окислителя для окисления двухвалентных железа и марганца нитрата калия и/или натрия с 20%-м избытком от теоретически необходимого количества (ТНК) для окисления железа и марганца при температуре 130-140°С. Полученный раствор вольфрамата натрия подвергают гидрометаллургической переработке по известной технологии с получением вольфрамового товарного продукта. Извлечение вольфрама в товарный продукт составляет 96,5-98,5%. Изобретение позволяет осуществить высокую степень вскрытия как богатых, так и бедных концентратов при небольшом избытке щелочи.The essence of the method: the opening of tungsten is carried out by treating the concentrate with a 25-30% alkali solution with the addition of potassium and / or sodium nitrate as oxidizing agent for the oxidation of divalent iron and manganese with a 20% excess of the theoretically necessary amount (TNC) for iron oxidation and manganese at a temperature of 130-140 ° C. The resulting solution of sodium tungstate is subjected to hydrometallurgical processing according to known technology to obtain a tungsten commercial product. The extraction of tungsten in a commercial product is 96.5-98.5%. The invention allows a high degree of opening of both rich and poor concentrates with a small excess of alkali.

Изобретение может быть использовано в производстве вольфрама, его соединений и сплавов.The invention can be used in the production of tungsten, its compounds and alloys.

Из многочисленных способов вскрытия вольфрамсодержащих материалов для вольфрамитовых концентратов более предпочтительными считаются гидрометаллургические методы разложения растворами щелочи.Of the many methods for opening tungsten-containing materials for tungsten concentrates, hydrometallurgical methods of decomposition with alkali solutions are considered more preferable.

Известен способ [1] гидрометаллургической переработки вольфрамовых концентратов, включающий измельчение концентратов, разложение вольфрамита раствором гидроокиси натрия при нагревании, нейтрализацию избыточной щелочи, очистку получаемого раствора вольфрамата натрия от примесей с использованием соединений магния, сорбцию вольфрама на анионите, десорбцию вольфрама раствором аммиака с последующей регенерацией ионита и кристаллизацию паравольфрамата аммония из десорбата. Реализация данного способа требует весьма тонкого измельчения материала и высокого содержания в нем трехокиси вольфрама WO3. Но даже при этих условиях, существенно удорожающих производство, извлечение вольфрама не превышает 96-97%. Причиной низкого извлечения является образование гидратированных осадков Fe(OH)2 и Mn(ОН)2, обволакивающих зерна исходного минерала и тормозящих его дальнейшее взаимодействие с реагентом. К недостаткам способа можно отнести и сложную гидрометаллургическую схему переработки раствора вольфрамата натрия в товарный продукт.A known method [1] of hydrometallurgical processing of tungsten concentrates, including grinding concentrates, decomposition of tungsten with a solution of sodium hydroxide when heated, neutralization of excess alkali, purification of the resulting solution of sodium tungstate from impurities using magnesium compounds, sorption of tungsten on anion exchange resin, desorption of tungsten with an ammonia solution followed by regeneration of ammonia, followed by ion exchange resin and crystallization of ammonium paratungstate from desorbate. The implementation of this method requires very fine grinding of the material and its high content of tungsten trioxide WO 3 . But even under these conditions, which significantly increase the cost of production, the extraction of tungsten does not exceed 96-97%. The reason for the low recovery is the formation of hydrated precipitates of Fe (OH) 2 and Mn (OH) 2 , enveloping the grains of the original mineral and inhibiting its further interaction with the reagent. The disadvantages of the method include the complex hydrometallurgical scheme for processing a solution of sodium tungstate into a commercial product.

Для интенсификации щелочного разложения предложен способ проведения процесса в обогреваемых шаровых мельницах [2]. Истирающее воздействие шаров снимает с частиц минерала пленки гидрозакисей железа и марганца, которые тормозят процесс, позволяют сократить время вскрытия концентрата и снизить расход щелочи. Расход гидроокиси натрия для вольфрамитового концентрата составляет в этом случае 125%, а для гюбнеритового - 150% от теоретически необходимого количества (ТНК) при температуре 120-150°С. Применение данного способа связано с усложнением аппаратурно-технологического оформления процесса. Извлечение вольфрама в раствор составляет 99,5 - 99,7%. Несмотря на высокую степень вскрытия концентрата способ не нашел широкого применения в промышленности из-за технических сложностей, связанных с его практической реализацией.To intensify alkaline decomposition, a method for carrying out the process in heated ball mills is proposed [2]. The abrasive effect of the balls removes films of iron and manganese hydroxides from the mineral particles, which inhibit the process, reduce the time of opening the concentrate and reduce the consumption of alkali. The consumption of sodium hydroxide for tungsten concentrate in this case is 125%, and for gubernite - 150% of the theoretically necessary amount (TNC) at a temperature of 120-150 ° C. The application of this method is associated with the complication of the hardware and technological design of the process. The extraction of tungsten in the solution is 99.5 - 99.7%. Despite the high degree of opening of the concentrate, the method did not find wide application in industry due to technical difficulties associated with its practical implementation.

Известен способ [3] разложения богатых вольфрамовых концентратов (73% WO3 и выше) щелочью. Концентрат измельчают до крупности 2,0 -2,5 мкм и обрабатывают 25%-м раствором гидроокиси натрия с 50%-м избытком от ТНК. Разложение проводят при 100-105°С в течение 5-10 ч. Извлечение вольфрама в раствор составляет 90%. Далее по известной гидрометаллургической схеме получают паравольфрамат аммония. Недостатками способа являются низкая степень вскрытия минерала, очень высокие требования к качеству концентрата и степени его измельчения.A known method [3] of the decomposition of rich tungsten concentrates (73% WO 3 and above) with alkali. The concentrate is crushed to a particle size of 2.0 -2.5 μm and treated with a 25% sodium hydroxide solution with a 50% excess of TNCs. The decomposition is carried out at 100-105 ° C for 5-10 hours. The extraction of tungsten in solution is 90%. Then, according to the known hydrometallurgical scheme, ammonium paratungstate is obtained. The disadvantages of the method are the low degree of opening of the mineral, very high requirements for the quality of the concentrate and the degree of grinding.

По способу [4] вольфрамит перед разложением размалывается до такой степени, чтобы весь материал проходил через сито №0045 (16900 отверстий на 1 см2). Разложение ведется 35-40%-м раствором едкого натра при температуре 100-110°С и избытке щелочи не менее 50%. Время процесса составляет 8-14 ч. В этом случае извлечение вольфрама в раствор может достигать 98%. К недостаткам способа можно отнести большой расход щелочи и очень высокие требования к степени измельчения концентрата.According to the method [4], before decomposition, tungsten is ground to such an extent that all the material passes through a No. 0045 sieve (16,900 holes per 1 cm 2 ). Decomposition is carried out with a 35-40% sodium hydroxide solution at a temperature of 100-110 ° C and an excess of alkali of at least 50%. The process time is 8-14 hours. In this case, the extraction of tungsten in the solution can reach 98%. The disadvantages of the method include high consumption of alkali and very high requirements for the degree of grinding of the concentrate.

Известны способы щелочного разложения вольфрамитовых концентратов с добавлением двуокиси кремния в тонко измельченный концентрат [5] перед обработкой щелочью и добавлением фосфорной кислоты или фосфатов в щелочной раствор вольфрамата натрия после разложения минерала [6, 7]. Добавки связывают часть примесей в нерастворимую форму и упрощают процесс очистки раствора вольфрамата натрия.Known methods for the alkaline decomposition of tungsten concentrates with the addition of silicon dioxide in finely ground concentrate [5] before treatment with alkali and the addition of phosphoric acid or phosphates in an alkaline solution of sodium tungstate after decomposition of the mineral [6, 7]. Additives bind part of the impurities to an insoluble form and simplify the process of cleaning the solution of sodium tungstate.

Ближайшим аналогом заявляемого изобретения является способ [8-11] разложения вольфрамита 25-40%-м раствором едкого натра при температуре 110-120°С в течение 4-10 ч. Требуемый избыток щелочи составляет не менее 50%. Процесс проводят в стальных реакторах с мешалкой и паровой рубашкой. Железо и марганец окисляют, продувая реакционную массу во время выщелачивания воздухом. Пропускание в раствор воздуха ускоряет процесс благодаря окислению гидрозакисей железа (II) Fe(OH)2 и марганца (II) Mn(ОН)2 в гидратированные оксиды железа (III) Fe2O3·nH2O и марганца (IV) MnO2·nH2O. В процессе вскрытия образуется растворимый вольфрамат натрия, который гидрометаллургическими методами превращают в товарный вольфрамовый продукт. При переработке вольфрамитового концентрата таким способом требуется очень тонкий помол минерала (<0,04 мм) и высокосортный концентрат (65-70% WO3) с небольшим содержанием примеси кремнезема. Извлечение вольфрама составляет 90-97%.The closest analogue of the claimed invention is a method [8-11] decomposition of tungsten with 25-40% sodium hydroxide solution at a temperature of 110-120 ° C for 4-10 hours. The required excess alkali is at least 50%. The process is carried out in steel reactors with a stirrer and a steam jacket. Iron and manganese are oxidized by blowing the reaction mass during air leaching. Passing air into the solution accelerates the process due to the oxidation of iron (II) Fe (OH) 2 and manganese (II) Mn (ОН) 2 hydroxides to hydrated iron (III) oxides Fe 2 O 3 · nH 2 O and manganese (IV) MnO 2 · NH 2 O. During dissection, soluble sodium tungstate is formed, which is converted by hydrometallurgical methods into a commercial tungsten product. When processing tungsten concentrate in this way, a very fine grinding of the mineral (<0.04 mm) and high-grade concentrate (65-70% WO 3 ) with a small content of silica impurity are required. The extraction of tungsten is 90-97%.

Общими недостатками всех способов являются необходимость использования богатых вольфрамитовых концентратов, обеспечения очень тонкого помола материала, большой расход гидроокиси натрия и, как правило, низкая степень вскрытия минерала.Common disadvantages of all methods are the need to use rich tungsten concentrates, to ensure very fine grinding of the material, high consumption of sodium hydroxide and, as a rule, a low degree of opening of the mineral.

Целью заявляемого изобретения является создание технологии, позволяющей перерабатывать как богатые, так и бедные вольфрамитовые концентраты с высокой степенью вскрытия, уменьшить расход щелочи, использовать для реализации способа простые по аппаратурному оформлению гидрометаллургические установки.The aim of the invention is the creation of technology that allows to process both rich and poor tungsten concentrates with a high degree of opening, to reduce alkali consumption, to use simple hydrometallurgical plants for the implementation of the method.

Такой результат достигается тем, что разложение вольфрамита осуществляют при нагревании концентрата в растворе щелочи с добавлением в качестве окислителя для окисления двухвалентных железа и марганца азотнокислой соли калия и/или натрия с 20%-м избытком от ТНК для окисления железа и марганца.This result is achieved by the fact that the decomposition of tungsten is carried out by heating the concentrate in an alkali solution with the addition of potassium and / or sodium nitrate salt as an oxidizing agent for the oxidation of ferrous and manganese with a 20% excess of TNC for the oxidation of iron and manganese.

Присутствие нитратов щелочных металлов ускоряет процесс разложения вольфрамита благодаря окислению гидроксида железа (II) Fe(OH)2 в гидратированный оксид железа (III) Fe2O3·nH2O и гидроксида марганца (II) Mn(ОН)2 в гидратированный оксид марганца (IV) MnO2·nH2O. В отличие от гидроокисей, обволакивающих зерна минерала, оксиды выделяются в отдельную фазу и не оказывают блокирующего действия на реакцию разложения вольфрамита. В результате этого наблюдается практически полное разложение минерала, а проведение процесса при повышенной температуре в герметично закрытом реакционном аппарате позволяет уменьшить расход щелочи. Требуемый избыток гидроокиси натрия при вскрытии бедных (45% и ниже WO3) концентратов составляет 35%, при вскрытии богатых (70% и выше WO3) концентратов - 30%.The presence of alkali metal nitrates accelerates the decomposition of tungsten due to the oxidation of iron (II) Fe (OH) 2 hydroxide into hydrated iron (III) oxide Fe 2 O 3 · nH 2 O and manganese (II) hydroxide Mn (OH) 2 into hydrated manganese oxide (IV) MnO 2 · nH 2 O. In contrast to hydroxides enveloping the grain of a mineral, oxides are released in a separate phase and do not have a blocking effect on the decomposition of tungsten. As a result of this, almost complete decomposition of the mineral is observed, and carrying out the process at an elevated temperature in a hermetically sealed reaction apparatus allows to reduce alkali consumption. The required excess of sodium hydroxide at opening of poor (45% and below WO 3 ) concentrates is 35%, at opening of rich (70% and above WO 3 ) concentrates is 30%.

Использование в качестве окислителя для окисления двухвалентных железа и марганца нитратов щелочных металлов и увеличение температуры позволили осуществить вскрытие как богатых, так и бедных вольфрамитовых концентратов, не предъявляя особых требований к качеству их помола. Невысокие абсолютные значения избыточного давления (0,30-0,35 МПа) при проведении щелочного разложения минерала позволяют реализовать способ в стандартных реакторах, оборудованных манометром и предохранительным клапаном. Процесс осуществляют нагреванием вольфрамитового концентрата в 25-30%-м растворе гидроокиси натрия с добавкой азотнокислой соли калия или натрия с 20%-м избытком от ТНК для окисления двухвалентных железа и марганца. После загрузки компонентов люк реактора герметизируют, реакционную массу нагревают до 130-140°С и выдерживают при интенсивном перемешивании 6-8 ч. Давление в аппарате поддерживается предохранительным клапаном. Процесс осуществляется по следующим основным реакциям (на примере нитрата натрия):The use of alkali metal nitrates as an oxidizing agent for the oxidation of divalent iron and manganese and an increase in temperature made it possible to open both rich and poor tungsten concentrates without imposing special requirements on the quality of their grinding. The low absolute values of excess pressure (0.30-0.35 MPa) during alkaline decomposition of the mineral allow the method to be implemented in standard reactors equipped with a pressure gauge and safety valve. The process is carried out by heating a tungsten concentrate in a 25-30% sodium hydroxide solution with the addition of potassium nitrate or sodium nitrate with a 20% excess of TNC for the oxidation of ferrous and manganese. After loading the components, the reactor hatch is sealed, the reaction mass is heated to 130-140 ° C and maintained with vigorous stirring for 6-8 hours. The pressure in the apparatus is maintained by a safety valve. The process is carried out according to the following main reactions (for example, sodium nitrate):

Figure 00000001
Figure 00000001

Figure 00000002
Figure 00000002

Figure 00000003
Figure 00000003

Figure 00000004
Figure 00000004

Полученную после разложения реакционную массу подвергают гидровыщелачиванию трех-четырехкратным объемом горячей воды, после чего перерабатывают по известным гидрометаллургическим схемам с переводом примесей в нерастворимую форму, а вольфрамата натрия - в товарный продукт.The reaction mass obtained after decomposition is subjected to hydro-leaching with a three to four times volume of hot water, after which it is processed according to known hydrometallurgical schemes with the conversion of impurities to an insoluble form, and sodium tungstate to a marketable product.

Экспериментальная проверка способа была осуществлена в укрупненном лабораторном масштабе. Щелочное разложение концентратов проводили в реакционном аппарате объемом 2,5 л, изготовленном из нержавеющей стали и оборудованном перемешивающим устройством, манометром и предохранительным клапаном. Навеску вольфрамитового концентрата весом 200-250 г помещали в щелочной раствор и добавляли азотнокислую соль щелочного металла в заданном соотношении. После загрузки компонентов реактор герметизировали. Реакционную массу нагревали и выдерживали при перемешивании в течение различного времени, после чего выливали в трехкратный объем воды при температуре 85-90°С и проводили гидровыщелачивание в течение 1,0-1,5 ч. Полученную суспензию отстаивали, вольфрамсодержащий раствор декантировали и подвергали дальнейшей гидрометаллургической переработке с получением вольфрамовой кислоты. Осадок фильтровали на вакуумном фильтре и промывали горячей водой. Промывной раствор объединяли и перерабатывали вместе с вольфрамсодержащим раствором. Извлечение вольфрама в раствор составило 92,0-99,8% в зависимости от параметров процесса.An experimental verification of the method was carried out on an enlarged laboratory scale. Alkaline decomposition of the concentrates was carried out in a 2.5 L reaction apparatus made of stainless steel and equipped with a stirrer, pressure gauge and safety valve. A weighed portion of a tungsten concentrate weighing 200-250 g was placed in an alkaline solution and nitric acid salt of an alkali metal was added in a predetermined ratio. After loading the components, the reactor was sealed. The reaction mass was heated and kept under stirring for various times, after which it was poured into a three-fold volume of water at a temperature of 85-90 ° C and water leaching was carried out for 1.0-1.5 hours. The resulting suspension was settled, the tungsten-containing solution was decanted and subjected to further hydrometallurgical processing to produce tungsten acid. The precipitate was filtered on a vacuum filter and washed with hot water. The washing solution was combined and processed together with a tungsten-containing solution. The extraction of tungsten in the solution was 92.0-99.8%, depending on the process parameters.

Для проверки способа использовали вольфрамитовые концентраты с содержанием 45 и 70% WO3 и степенью измельчения ≤0,1 мм. Разложение концентратов проводили в присутствии нитратов натрия и калия. Результаты опытов представлены в таблицах.To verify the method used tungsten concentrates with a content of 45 and 70% WO 3 and a degree of grinding ≤0.1 mm The decomposition of the concentrates was carried out in the presence of sodium and potassium nitrates. The results of the experiments are presented in tables.

Таблица 1Table 1 Результаты вскрытия 45%-го вольфрамитового концентратаOpening results of 45% tungsten concentrate ОпытExperience Избыток окислителя, % от ТНКThe excess oxidizer,% of TNCs Концентрация раствора NaOH, %The concentration of NaOH solution,% Избыток NaOH, % от ТНКExcess NaOH,% of TNCs Температура, °СTemperature ° C Длительность разложения, чDuration of decomposition, h Вскрытие концентрата, %Opening the concentrate,% В присутствии нитрата натрияIn the presence of sodium nitrate 1one 10,010.0 25,025.0 35,035.0 135135 8,08.0 92,092.0 22 20,020,0 30,030,0 35,035.0 110110 8,08.0 93,593.5 33 20,020,0 30,030,0 35,035.0 120120 8,08.0 95,695.6 4four 20,020,0 30,030,0 35,035.0 130130 8,08.0 99,699.6 55 25,025.0 30,030,0 40,040,0 140140 8,08.0 99,599.5 66 20,020,0 35,035.0 35,035.0 135135 8,08.0 99,699.6 77 20,020,0 30,030,0 30,030,0 130130 8,08.0 97,497.4 88 20,020,0 30,030,0 35,035.0 140140 5,55.5 98,098.0 99 20,020,0 30,030,0 35,035.0 135135 6,06.0 99,599.5 В присутствии нитрата калияIn the presence of potassium nitrate 1010 10,010.0 25,025.0 30,030,0 140140 8,08.0 93,593.5 11eleven 20,020,0 30,030,0 35,035.0 140140 8,08.0 99,599.5 1212 20,020,0 30,030,0 35,035.0 120120 8,08.0 96,096.0 1313 20,020,0 30,030,0 35,035.0 130130 6,56.5 99,599.5 14fourteen 20,020,0 30,030,0 30,030,0 135135 8,08.0 96,996.9 15fifteen 20,020,0 30,030,0 35,035.0 135135 8,08.0 99,699.6

Таблица 2table 2 Результаты вскрытия 70%-го вольфрамитового концентратаThe results of opening a 70% tungsten concentrate ОпытExperience Избыток NaNO3, % от ТНКExcess NaNO 3 ,% of TNCs Концентрация раствора NaOH, %The concentration of NaOH solution,% Избыток NaOH, % от ТНКExcess NaOH,% of TNCs Температура, °СTemperature ° C Длительность разложения, чDuration of decomposition, h Вскрытие концентрата, %Opening the concentrate,% В присутствии нитрата натрияIn the presence of sodium nitrate 1one 10,010.0 25,025.0 30,030,0 140140 8,08.0 95,695.6 22 15,015.0 25,025.0 30,030,0 135135 8,08.0 97,297.2 33 20,020,0 30,030,0 30,030,0 125125 8,08.0 96,596.5 4four 25,025.0 25,025.0 30,030,0 120120 8,08.0 96,096.0 55 20,020,0 25,025.0 30,030,0 135135 8,08.0 99,899.8 66 20,020,0 25,025.0 30,030,0 130130 9,59.5 99,799.7 77 20,020,0 30,030,0 25,025.0 140140 8,08.0 98,098.0 88 25,025.0 30,030,0 30,030,0 135135 6,06.0 99,799.7 99 20,020,0 30,030,0 35,035.0 135135 4,54,5 98,298.2 В присутствии нитрата калияIn the presence of potassium nitrate 1010 15,015.0 25,025.0 30,030,0 130130 8,08.0 96,096.0 11eleven 20,020,0 25,025.0 30,030,0 130130 8,08.0 99,699.6 1212 20,020,0 30,030,0 30,030,0 120120 8,08.0 97,397.3 1313 20,020,0 25,025.0 30,030,0 135135 4,04.0 97,997.9 14fourteen 25,025.0 30,030,0 35,035.0 140140 5,05,0 98,798.7 15fifteen 25,025.0 30,030,0 35,035.0 135135 6,06.0 99,799.7

Из полученных данных следует:From the data obtained it follows:

- при стехиометрическом избытке окислителя меньше 20% от ТНК для окисления двухвалентных железа и марганца вскрытие вольфрамита снижается как для бедного, так и для богатого концентратов; увеличение избытка окислителя приводит к увеличению расхода селитры и удорожанию продукта;- when the stoichiometric excess of the oxidizing agent is less than 20% of the TNC for the oxidation of divalent iron and manganese, the opening of tungsten decreases for both poor and rich concentrates; an increase in the excess of oxidizing agent leads to an increase in the consumption of nitrate and an increase in the cost of the product;

- при вскрытии бедных вольфрамитов концентрация щелочного раствора должна быть не ниже 30%, а избыток щелочи должен составлять не менее 35%; уменьшение этих параметров приводит к заметному снижению степени вскрытия минерала, а увеличение экономически нецелесообразно, поскольку не дает улучшения результата;- when opening poor wolframites, the concentration of alkaline solution should be at least 30%, and the excess alkali should be at least 35%; a decrease in these parameters leads to a noticeable decrease in the degree of opening of the mineral, and an increase is not economically feasible, since it does not improve the result;

- при вскрытии богатых вольфрамитовых концентратов избыток щелочи должен составлять не менее 30% от ТНК, а концентрация раствора гидроокиси натрия должна быть не ниже 25%;- when opening rich tungsten concentrates, the alkali excess should be at least 30% of TNCs, and the concentration of sodium hydroxide solution should be at least 25%;

- оптимальное время разложения вольфрамита составляет 6-8 ч, при сокращении времени процесса наблюдается заметное снижение степени разложения концентрата, увеличение продолжительности процесса более 8 ч снижает производительность установки без улучшения результатов вскрытия;- the optimal decomposition time of tungsten is 6-8 hours, while reducing the process time, a noticeable decrease in the degree of decomposition of the concentrate is observed, an increase in the duration of the process of more than 8 hours reduces the productivity of the installation without improving the opening results;

- оптимальная температура процесса разложения концентрата находится в диапазоне 130-140°С; уменьшение температуры снижает степень разложения минерала, а увеличение температуры технологически нецелесообразно, поскольку не улучшает результаты вскрытия.- the optimum temperature of the process of decomposition of the concentrate is in the range 130-140 ° C; a decrease in temperature reduces the degree of decomposition of the mineral, and an increase in temperature is technologically impractical because it does not improve the results of the autopsy.

- замена нитрата натрия нитратом калия не изменяет показателей вскрытия концентрата, поэтому экономически целесообразнее использование натриевой селитры.- replacing sodium nitrate with potassium nitrate does not change the performance of opening the concentrate, therefore, it is more economical to use sodium nitrate.

Полученные результаты показывают, что соблюдение приведенных выше параметров процесса разложения вольфрамитового концентрата позволяет достичь целей заявляемого способа, а именно: при 20%-м стехиометрическом избытке окислителя от ТНК для окисления двухвалентных железа и марганца и температуре процесса 130-140°С происходит практически полное разложение минерала в 25%-м растворе щелочи при 30%-м ее избытке в случае богатого концентрата и в 30%-м растворе щелочи при 35%-м ее избытке в случае бедного концентрата.The results show that compliance with the above parameters of the process of decomposition of tungsten concentrate allows us to achieve the goals of the proposed method, namely: with a 20% stoichiometric excess of oxidizing agent from TNCs for the oxidation of divalent iron and manganese and a process temperature of 130-140 ° C mineral in a 25% alkali solution with a 30% excess in the case of a rich concentrate and in a 30% alkali solution with a 35% excess in the case of a poor concentrate.

Преимущества заявляемого способа:The advantages of the proposed method:

- применение способа позволяет перерабатывать как богатые, так и бедные вольфрамитовые концентраты;- the application of the method allows to process both rich and poor tungsten concentrates;

- применение способа позволяет перерабатывать концентраты со степенью измельчения ≤0,1 мм, не предъявляя особых требований к качеству их помола;- the application of the method allows the processing of concentrates with a degree of grinding ≤0.1 mm, without imposing special requirements on the quality of their grinding;

- способ позволяет достичь высокой степени вскрытия концентрата при небольшом избытке щелочи;- the method allows to achieve a high degree of opening of the concentrate with a small excess of alkali;

- при практической реализации способа используется стандартное химическое оборудование;- in the practical implementation of the method, standard chemical equipment is used;

- извлечение вольфрама в раствор составляет 99,5-99,8%, извлечение вольфрама в товарный продукт составляет 95,5-98,0%.- the extraction of tungsten in the solution is 99.5-99.8%, the extraction of tungsten in the commercial product is 95.5-98.0%.

Сравнение заявляемого способа переработки вольфрамитового концентрата с ближайшим аналогом и другими способами показывает, что техническое решение поставленной задачи, в котором бы имело место предложенное сочетание признаков, неизвестно.Comparison of the proposed method for processing tungsten concentrate with the closest analogue and other methods shows that the technical solution to the problem in which the proposed combination of features would take place is unknown.

При проведении процесса щелочного разложения вольфрамита в качестве окислителей для окисления двухвалентных железа и марганца впервые использованы азотнокислые соли щелочных металлов. По этому признаку способ соответствует критерию «новизна».During the process of alkaline decomposition of tungsten, nitric acid salts of alkali metals were first used as oxidizing agents for the oxidation of ferrous and manganese. On this basis, the method meets the criterion of "novelty."

Реализация заявленного способа позволяет снизить требования к качеству исходного вольфрамита и степени его измельчения, сократить количество гидроокиси натрия при разложении концентрата. Практическая реализация способа возможна на простых по аппаратурному оформлению технологического процесса гидрометаллургических установках. По перечисленным признакам предложенное техническое решение соответствует критерию промышленной применимости.Implementation of the claimed method allows to reduce the requirements for the quality of the initial tungsten and the degree of grinding, to reduce the amount of sodium hydroxide during decomposition of the concentrate. Practical implementation of the method is possible with simple on the hardware design of the technological process hydrometallurgical installations. According to the listed features, the proposed technical solution meets the criterion of industrial applicability.

ЛитератураLiterature

1. RU 2149200 C1. 28.12.1998. Способ гидрометаллургической переработки вольфрамовых концентратов. Пеганов В.А., Шаталов В.В., Молчанова Т.В. и др.1. RU 2149200 C1. 12/28/1998. The method of hydrometallurgical processing of tungsten concentrates. Peganov V.A., Shatalov V.V., Molchanova T.V. and etc.

2. Меерсон Г.А., Надольский А.П. Изучение условий щелочного разложения вольфрамита и гюбнерита. Краткие сообщения по научно-исследовательским работам 1952-1957. / М.: Металлургия. - 1960. - (МИЦМиЗ. Сб. №32). - С.181-183.2. Meerson G.A., Nadolsky A.P. Studying the conditions of alkaline decomposition of wolframite and gubernite. Brief communications on research projects 1952-1957. / M.: Metallurgy. - 1960. - (MITsMiZ. Sat. No. 32). - S. 181-183.

3. Ryan W. Non-ferrous Extractive Metallurgy in United Kingdom. / L.Institute of Mining and Metallurgy. - 1968. - P.194-200.3. Ryan W. Non-ferrous Extractive Metallurgy in United Kingdom. / L. Institute of Mining and Metallurgy. - 1968. - P.194-200.

4. Г.И. Абашин, Г.М. Погосян. Технология получения вольфрама и молибдена. / М.: Металлургиздат.- 1960. - 257 с.4. G.I. Abashin, G.M. Poghosyan. Technology for producing tungsten and molybdenum. / M.: Metallurgizdat. - 1960 .-- 257 p.

5. CN 1380429 (А). 20.11.2002. High calcium tungsten mineral decomposition method by means of normal pressure alkali boiling process. P. Enshu, X. Qinglin.5. CN 1380429 (A). 11/20/2002. High calcium tungsten mineral decomposition method by means of normal pressure alkali boiling process. P. Enshu, X. Qinglin.

6. US 1388857 A. 30.08.1921. Process of Extracting Tungsten and Similar Metals from their Ores. D.J. Giles and J.E. Giles.6. US 1,388,857 A. 08.30.1921. Process of Extracting Tungsten and Similar Metals from their Ores. D.J. Giles and J.E. Giles

7. CN 86100031 (A). 10.09.1986. Processing of Calcium-Containing Tungstenic Ore. K. Jiajun, M. Xinghui, G. Jianping.7. CN 86100031 (A). 09/10/1986. Processing of Calcium-Containing Tungstenic Ore. K. Jiajun, M. Xinghui, G. Jianping.

8. A.H.Зеликман, О.Е. Крейн, Г.В. Самсонов. Металлургия редких металлов. / М.: Металлургия. - 1978. - 560 с.8. A.H. Zelikman, O.E. Crane, G.V. Samsonov. Metallurgy of rare metals. / M.: Metallurgy. - 1978. - 560 s.

9. А.Н.Зеликман, Г.А. Меерсон. Металлургия редких металлов. / М.: Металлургия. - 1973. - 607 с.9. A.N. Zelikman, G.A. Meerson. Metallurgy of rare metals. / M.: Metallurgy. - 1973. - 607 p.

10. А.Н.Зеликман, Л.С.Никитина. Вольфрам. / М.: Металлургия. - 1978. - 272 с.10. A.N. Zelikman, L.S. Nikitina. Tungsten. / M.: Metallurgy. - 1978.- 272 p.

11. А.Н.Зеликман, Б.Г.Коршунов. Металлургия редких металлов. / М.: Металлургия. - 1991. - 432 с.11. A.N. Zelikman, B.G. Korshunov. Metallurgy of rare metals. / M.: Metallurgy. - 1991 .-- 432 p.

Claims (1)

Способ переработки вольфрамитового концентрата, включающий разложение концентрата раствором щелочи в присутствии окислителя для окисления двухвалентных железа и марганца, получение раствора вольфрамата натрия, переработку раствора, отличающийся тем, что в качестве окислителя используют азотнокислую соль натрия и/или калия, взятую с 20%-ным избытком от теоретически необходимого количества для окисления железа и марганца, разложение концентрата ведут водным раствором гидроокиси натрия с концентрацией 25-30% при температуре 130-140°С, полученную при разложении реакционную массу выщелачивают водой с получением раствора вольфрамата натрия. A method of processing a tungsten concentrate, including decomposing the concentrate with an alkali solution in the presence of an oxidizing agent to oxidize divalent iron and manganese, obtaining a solution of sodium tungstate, processing the solution, characterized in that the nitric acid salt of sodium and / or potassium taken with 20% is used as an oxidizing agent excess of the theoretically necessary amount for the oxidation of iron and manganese, the decomposition of the concentrate is carried out with an aqueous solution of sodium hydroxide with a concentration of 25-30% at a temperature of 130-140 ° C, the reaction mass that was decomposed was leached with water to obtain a solution of sodium tungstate.
RU2011126453/02A 2011-06-27 2011-06-27 Tungstenite concentrate processing method RU2465357C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2011126453/02A RU2465357C1 (en) 2011-06-27 2011-06-27 Tungstenite concentrate processing method

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2011126453/02A RU2465357C1 (en) 2011-06-27 2011-06-27 Tungstenite concentrate processing method

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2465357C1 true RU2465357C1 (en) 2012-10-27

Family

ID=47147446

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2011126453/02A RU2465357C1 (en) 2011-06-27 2011-06-27 Tungstenite concentrate processing method

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2465357C1 (en)

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4083922A (en) * 1976-01-29 1978-04-11 Du Pont Of Canada Limited Process for the manufacture of ammonium and alkali metal tungstates
US4092400A (en) * 1977-04-11 1978-05-30 Engelhard Minerals & Chemicals Corp. Process for recovering high purity tungsten compositions from wolframite ores
EP0077797A1 (en) * 1981-05-07 1983-05-04 Gte Products Corporation Tungsten recovery from tungsten ore concentrates by caustic digestion
GB2213808A (en) * 1986-06-25 1989-08-23 Univ Melbourne Extracting tungsten values
RU2094511C1 (en) * 1995-10-26 1997-10-27 Каминский Юрий Дмитриевич Method for processing of wolframite
CN1380429A (en) * 2002-01-29 2002-11-20 潘恩树 High calcium tungsten mineral decomposition method by means of normal pressure alkali boiling process

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US4083922A (en) * 1976-01-29 1978-04-11 Du Pont Of Canada Limited Process for the manufacture of ammonium and alkali metal tungstates
US4092400A (en) * 1977-04-11 1978-05-30 Engelhard Minerals & Chemicals Corp. Process for recovering high purity tungsten compositions from wolframite ores
EP0077797A1 (en) * 1981-05-07 1983-05-04 Gte Products Corporation Tungsten recovery from tungsten ore concentrates by caustic digestion
GB2213808A (en) * 1986-06-25 1989-08-23 Univ Melbourne Extracting tungsten values
RU2094511C1 (en) * 1995-10-26 1997-10-27 Каминский Юрий Дмитриевич Method for processing of wolframite
CN1380429A (en) * 2002-01-29 2002-11-20 潘恩树 High calcium tungsten mineral decomposition method by means of normal pressure alkali boiling process

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
ЗЕЛИКМАН А.Н., НИКИТИНА Л.С. Вольфрам. - М.: Металлургия, 1978, с.47, 53-55. *

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EP2661513B1 (en) Dissolution and recovery of at least one element nb or ta and of at least one other element u or rare earth elements from ores and concentrates
WO2014181721A1 (en) Method for recovering scandium
RU2302997C2 (en) Method of production of the high-purity ammonium dimolybdate (its versions)
CN108640153B (en) Method for preparing high-purity niobium oxide from niobium-tantalum-iron alloy
JPS5980737A (en) Recovery of metals from waste hydrogenation catalyst
CN110629047B (en) Method for separating and extracting vanadium and chromium from vanadium and chromium-containing solution
CN109593977B (en) Method for removing iron ions in neodymium, praseodymium, dysprosium and iron-containing solution
CN112080651B (en) Method for extracting vanadium by high-calcium low-sodium ammonium composite roasting
WO2021119728A1 (en) Recovery of vanadium from slag materials
EP3526353B1 (en) Process for the preparation of a concentrate of metals, rare metals and rare earth metals from residues of alumina production by bayer process or from materials with a chemical composition similar to said residues, and refinement of the concentrate so obtained
JP6671517B2 (en) Process for the separation of vanadium
CN111422907B (en) Method and system for producing ammonium paratungstate by alkaline extraction
RU2515154C1 (en) Method of producing vanadium pentoxide from vanadium-containing slag
RU2465357C1 (en) Tungstenite concentrate processing method
WO2016201456A1 (en) Method for comprehensive black-shale ore processing
CN110560070B (en) Method for preparing doped nano zinc ferrite from iron-containing waste
US20120204681A1 (en) Molybdenum refining method
AU2020200816A1 (en) Process for leaching rare earth elements
EP3260560B1 (en) Method for processing of technological waste from the processing of copper ore and concentrates containing iron
CN114229905B (en) Preparation method and application of manganese hydroxide
JP7044082B2 (en) Method for producing acidic slurry and method for recovering rare earth elements
RU2693223C1 (en) Method of hydrometallurgical processing of rhenium-containing molybdenum raw material
RU2543122C2 (en) Method of processing brannerite-containing refractory uranium ores
RU2489509C1 (en) Processing method of cobalt-containing wastes
JPS62127485A (en) Method for recovering iron oxide from waste liquor produced by pickling of steel with hydrochloric acid

Legal Events

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

Effective date: 20150628