RU2719211C1

RU2719211C1 - Device for reduction of metals from minerals

Info

Publication number: RU2719211C1
Application number: RU2019125380A
Authority: RU
Inventors: Андрей Валерьевич Шеленин
Original assignee: Андрей Валерьевич Шеленин
Priority date: 2019-08-12
Filing date: 2019-08-12
Publication date: 2020-04-17

Abstract

FIELD: metallurgy.

SUBSTANCE: invention relates to metallurgy, particularly, to devices for metal reduction from minerals. Device comprises a container for raw mineral crumbs, a supply channel, a collider nano grinder machine CNGM, decomposing the mineral into separate molecules, air and gas compressors, ignition unit, reaction channel made in form of coil, thermal circuit with steam turbine and electric generator, gas-permeable filter, reservoir for collection of powder and fan for gas removal.

EFFECT: providing a continuous cycle of reducing metals from minerals to obtain a final product of high purity with particle size of up to 20 nm.

1 cl, 1 dwg, 2 tbl

Description

Изобретение относится к металлургии.The invention relates to metallurgy.

Известно устройство для производства магния электролизом расплавленных солей в поточной линии (RU 2354754, опубликован 10.05.2009). Полученный из хлормагниевых растворов синтетический карналлит обезвоживают в печи кипящего слоя до концентрации 0,3-0,5% MgO и 0,3-0,5% Н₂О. Обезвоженный карналлит загружают в головной аппарат поточной линии непрерывно и совместно с оборотным электролитом, поступающим из сепаратора только в головной аппарат поточной линии. Одновременно с плавлением в головном аппарате ведут электрохимическую очистку расплава постоянным током при расходе тока 8000-15000 А⋅ч на каждую тонну загружаемого твердого карналлита. Оставшуюся часть отработанного электролита из сепаратора с концентрацией хлористого магния 7-9% направляют на получение карналлита из хлормагниевых растворов вместе с шламоэлектролитной смесью, извлеченной из электролизеров поточной линии. Недостатком устройства является большие энергозатраты и ограниченность его применения в других магнийсодержащих минералах.A device for the production of magnesium by electrolysis of molten salts in a production line (RU 2354754, published 05/10/2009). Synthetic carnallite obtained from chloromagnesium solutions is dehydrated in a fluidized bed furnace to a concentration of 0.3-0.5% MgO and 0.3-0.5% H ₂ O. Dehydrated carnallite is loaded into the head unit of the production line continuously and together with reverse electrolyte, coming from the separator only to the head unit of the production line. Simultaneously with melting in the head apparatus, electrochemical cleaning of the melt is carried out with direct current at a flow rate of 8000-15000 Ah per each ton of solid carnallite loaded. The remaining part of the spent electrolyte from the separator with a concentration of magnesium chloride of 7-9% is directed to the production of carnallite from chlorine-magnesium solutions together with the sludge-electrolyte mixture extracted from the production line electrolyzers. The disadvantage of this device is the high energy consumption and the limitations of its use in other magnesium-containing minerals.

Известен способ, который включает стадии взаимодействия магнийсодержащего материала с потоком паров соляной кислоты последующей очистки суспензии MgCl₂ и образованием чистого раствора MgCl₂, его сушки с получением порошка MgCl₂, дегидратационное плавление порошка MgCl₂ с получением расплавленного безводного MgCl₂, проведение электролиза расплавленного безводного MgCl₂ с получением металлического Mg и Cl₂ и рециркуляция Cl₂, образующегося при электролизе (US 4800003, опубликован 24.01.1989). Недостатком способа является высокие энергозатраты и токсичность продуктов реакции (Cl₂).The known method, which includes the stage of interaction of the magnesium-containing material with a stream of hydrochloric acid vapor, subsequent purification of the MgCl ₂ suspension and the formation of a pure MgCl ₂ solution, drying it to obtain MgCl ₂ powder, dehydration melting of MgCl ₂ powder to obtain molten anhydrous MgCl ₂ , electrolysis of the molten anhydrous MgCl ₂ to obtain metallic Mg and Cl ₂ and recirculation of Cl ₂ formed by electrolysis (US 4800003, published 01.24.1989). The disadvantage of this method is the high energy consumption and toxicity of the reaction products (Cl ₂ ).

Известно устройство, в котором алюминий подают в печь для восстановления магния в виде алюминиево-кремниевого сплава и где оксид магния подают в количествах, меньших, чем стехиометрические, так что восстанавливается не весь алюминий, такие добавки производят пары магния и два жидких слоя: алюминиево-кремниевый сплав с пониженным содержанием алюминия и шлак MgO.CaO.Al2O3.TiO2. Слой алюминиево-кремниевого сплава выпускается и извлекается из печи (US 4204860, опубликован 27.05.1980). Недостатком устройства является ограниченность в выборе сырья и высокие энергозатраты при разогреве печи.A device is known in which aluminum is supplied to the furnace for magnesium reduction in the form of an aluminum-silicon alloy and where magnesium oxide is supplied in amounts less than stoichiometric, so that not all aluminum is reduced, such additives produce magnesium vapor and two liquid layers: aluminum silicon alloy with a low aluminum content and MgO.CaO.Al2O3.TiO2 slag. A layer of aluminum-silicon alloy is produced and removed from the furnace (US 4204860, published 05/27/1980). The disadvantage of this device is the limited choice of raw materials and high energy consumption when heating the furnace.

Известен способ получения алюминия из металлургического глинозема, который включает плавление непрерывно поступающего глинозема в расплаве жидкого электрокорунда при плазменно-дуговом нагреве в реакторе под вакуумом, с последующим осаждением первичного алюминия и его рафинирования. Глинозем загружается в реактор дозатором в зону плазменной дуги и расплавляется при температуре 1300-1500°С со степенью вакуумирования 1,1-1,3⋅10-4 Па. Расплав электрокорунда переливается в электроосадительную камеру через разделительную диафрагму-перегородку, где под воздействием постоянного тока 150-200 А на поверхности расплава образуется алюминий, являющийся жидким катодом. Металл при достижении расчетного уровня 10-15 см направляют через сливное отверстие вакуумной печи в камеру для рафинирования, при этом в камере постоянно сохраняется необходимый объем металла (RU 2529264, опубликован 27.09.2014). Недостатком способа является высокие энергетические затраты.A known method of producing aluminum from metallurgical alumina, which includes melting continuously incoming alumina in a molten liquid electrocorundum by plasma-arc heating in a reactor under vacuum, followed by deposition of primary aluminum and its refining. Alumina is loaded into the reactor by a dispenser into the plasma arc zone and melts at a temperature of 1300-1500 ° C with a degree of evacuation of 1.1-1.3-10-4 Pa. The molten electrocorundum is poured into the electrodeposition chamber through a separation diaphragm-septum, where, under the influence of a direct current of 150-200 A, aluminum is formed on the surface of the melt, which is a liquid cathode. When the calculated level of 10-15 cm is reached, the metal is directed through the drain hole of the vacuum furnace into the refining chamber, while the necessary volume of metal is constantly stored in the chamber (RU 2529264, published 09.27.2014). The disadvantage of this method is the high energy costs.

Известна конструкция электролизеров для получения алюминия, в которой под каждым анодом, на поверхности подины, размещены перегородки или решетки, или смачиваемые алюминием ячеистые структуры из материала, менее электропроводного, чем алюминий, перпендикулярно или под углом 45-90° к плоскости подины, перпендикулярно или под углом 45-90° к продольной оси катодных стержней, полностью или частично препятствующие протеканию вдоль подины горизонтальных составляющих катодного тока в слое алюминия (RU 2518029, опубликован 10.06.2014). Недостатком конструкции также являются высокие энергетические затраты.A known design of electrolytic cells for producing aluminum, in which beneath each anode, on the surface of the hearth there are partitions or gratings, or cell-wetted aluminum structures of a material less conductive than aluminum, is perpendicular or at an angle of 45-90 ° to the plane of the hearth, perpendicularly or at an angle of 45-90 ° to the longitudinal axis of the cathode rods, fully or partially preventing the horizontal components of the cathode current from flowing along the bottom in the aluminum layer (RU 2518029, published June 10, 2014). The disadvantage of the design are also high energy costs.

Известна конструкция электролизера, которая содержит кожух с днищем и поперечными и продольными боковыми стенками и множество анодных узлов, каждый из которых содержит анодную конструкцию и по меньшей мере один анод, множество проходящих вдоль продольных боковых стенок кожуха подъемных устройств для перемещения анодных узлов, каждое из которых содержит силовой цилиндр, образованный корпусом и штоком, проходящий вдоль продольной оси, приемник для приема одного конца анодной конструкции, при этом силовой цилиндр связан с приемником для сообщения ему поступательного движения вдоль оси перемещения приемника, причем продольная ось силового цилиндра параллельна оси перемещения приемника и не совпадает с ней. Обеспечивается снижение высоты электролизера и уменьшение пространства между двумя смежными электролизерами (RU 2684025, опубликован 03.04.2019). Недостатком конструкции является ее сложность, а также высокие энергетические затраты.A known design of the electrolyzer, which contains a casing with a bottom and transverse and longitudinal side walls and many anode nodes, each of which contains an anode structure and at least one anode, many passing along the longitudinal side walls of the casing of the lifting devices to move the anode nodes, each of which contains a power cylinder formed by the housing and the rod, passing along the longitudinal axis, a receiver for receiving one end of the anode structure, while the power cylinder is connected with the receiver for messages to him of translational motion along the axis of movement of the receiver, and the longitudinal axis of the power cylinder is parallel to the axis of movement of the receiver and does not coincide with it. This provides a reduction in the height of the electrolyzer and a decrease in the space between two adjacent electrolyzers (RU 2684025, published 04/03/2019). The disadvantage of the design is its complexity, as well as high energy costs.

Известен способ, в котором плавка алюминия из глинозема в процессе Холла-Херульта, может быть улучшена за счет использования безуглеродных анодов с использованием подачи положительно заряженного глинозема. Кажущаяся растворимость и реакционная способность оксида алюминия в ваннах с расплавленным фторидом увеличивается за счет изменения отрицательно заряженных частиц гидроксида алюминия Al(ОН)4-, при рН примерно 9, на положительно заряженные частицы, содержащие Al+++ с рН менее двух, используя растворы кислот. Полученный таким образом оксид алюминия является глиноземом Al+++ или положительно заряженным оксидом алюминия. В частности, серная кислота используется для превращения гидроксида алюминия с использованием процесса Байера в семейство основных сульфатов алюминия (US 6221233, опубликован 08.03.1999). Недостатком способа является сложность подготовки реагирующих составов, а также высокие энергетические затраты.A known method in which the smelting of aluminum from alumina during the Hall-Herult process can be improved by using carbon-free anodes using a supply of positively charged alumina. The apparent solubility and reactivity of alumina in molten fluoride baths increases by changing negatively charged particles of aluminum hydroxide Al (OH) 4-, at a pH of about 9, to positively charged particles containing Al +++ with a pH of less than two, using acid solutions. The alumina thus obtained is alumina Al +++ or positively charged alumina. In particular, sulfuric acid is used to convert aluminum hydroxide using the Bayer process into a family of basic aluminum sulfates (US 6221233, published 08.03.1999). The disadvantage of this method is the complexity of the preparation of reactive compounds, as well as high energy costs.

Известен электролизер для производства алюминия, который содержит катодный электрод, контактирующий с содержимым ванны, по меньшей мере, один анодный электрод и колпак, ограничивающий внутреннюю площадь, покрывающую, по меньшей мере, часть указанной ванны. Электролизер оборудован для отвода отработанных газов из указанной внутренней области. Электролизер также содержит теплообменник для охлаждения части отходящих газов, отводимых из внутренней области, перед их циркуляцией (US 9771660, опубликован 15.12.2016). Недостатком электролизера являются высокие энергетические затраты.Known electrolyzer for the production of aluminum, which contains a cathode electrode in contact with the contents of the bath, at least one anode electrode and a cap that limits the internal area covering at least part of the specified bath. The electrolyzer is equipped to exhaust gases from the specified internal area. The electrolyzer also contains a heat exchanger for cooling part of the exhaust gases discharged from the internal region before circulation (US 9771660, published December 15, 2016). The disadvantage of the cell is the high energy costs.

Известно устройство и способ получения титана восстановлением его из жидкого тетрахлорида и дисперсного алюминия в качестве восстановителя. Процесс проводят в температурном диапазоне от -23°С до +137°С и массовом соотношении исходных тетрахлорида титана и алюминия не менее, чем 5,27 к 1,00 при интенсивном перемешивании. За счет использования высокодисперсного исходного алюминия и дисперсных продуктов - титана и трихлорида алюминия при относительном избытке жидкой фазы, систему поддерживают в состоянии псевдоньютоновской жидкости. Устройство представляет собой плоскодонный конический реактор, установленный на магнитную мешалку и снабженный дозаторами подачи тетрахлорида и дисперсного алюминия, а также аппаратурой для разделения суспензий титана, трихлорида алюминия и тетрахлорида титана. Последний возвращают в реактор, а твердые фазы разделяют сублимацией и последующей конденсацией трихлорида алюминия. Порошкообразный титан направляют на дальнейшую переработку (RU 2549795, опубликован 10.01.2015). Недостатками этих способа и устройства является дорогостоящая подготовка сырья, высокие энергетические затраты и ограниченность применения других титансодержащих минералов.A device and method for producing titanium by reducing it from liquid tetrachloride and dispersed aluminum as a reducing agent is known. The process is carried out in the temperature range from -23 ° C to + 137 ° C and the mass ratio of the initial titanium tetrachloride and aluminum is not less than 5.27 to 1.00 with vigorous stirring. Due to the use of finely divided starting aluminum and dispersed products - titanium and aluminum trichloride with a relative excess of the liquid phase, the system is maintained in the state of a pseudo-Newtonian liquid. The device is a flat-bottomed conical reactor mounted on a magnetic stirrer and equipped with dispensers for feeding tetrachloride and dispersed aluminum, as well as equipment for separating suspensions of titanium, aluminum trichloride and titanium tetrachloride. The latter is returned to the reactor, and the solid phases are separated by sublimation and subsequent condensation of aluminum trichloride. Powdered titanium is sent for further processing (RU 2549795, published 01/10/2015). The disadvantages of this method and device is the expensive preparation of raw materials, high energy costs and the limited use of other titanium-containing minerals.

Известен способ утилизации жидких отходов, содержащих шестивалентный хром, а также для обезвреживания и утилизации отходов производства, содержащих моноэтаноламин, для осуществления которого проводят обработку растворов, содержащих шестивалентный хром, реагентом-восстановителем, в качестве которого используют моноэтаноламин, выдерживают полученную реакционную смесь в течение времени, достаточного для превращения хрома (+6) в хром (+3). В качестве источника мноэтаноламина используют жидкие отходы получения электрохимических или химических покрытий металлами и сплавами металлов, или используют моноэтаноламин, ставший непригодным для работы, или моноэтаноламин, входящий в состав отработанного водного раствора очистки газа (RU 2675016, опубликован 14.12.2018). Недостатком способа является ограниченность его применения для других хромсодержащих минералов.A known method for the disposal of liquid waste containing hexavalent chromium, as well as for the disposal and disposal of industrial waste containing monoethanolamine, for the implementation of which the processing of solutions containing hexavalent chromium is carried out with a reducing agent, which is used as monoethanolamine, maintain the resulting reaction mixture for a time sufficient to convert chromium (+6) to chromium (+3). As a source of mnethanolamine use liquid waste to obtain electrochemical or chemical coatings with metals and metal alloys, or use monoethanolamine, which has become unsuitable for work, or monoethanolamine, which is part of the spent aqueous gas purification solution (RU 2675016, published on 12/14/2018). The disadvantage of this method is the limited application for other chromium-containing minerals.

Известно устройство для получения порошка карбонильного железа. Установка содержит аппарат разложения пентакарбонила железа с теплообменной рубашкой, испаритель жидкого пентакарбонила железа, подключенный к входному патрубку в верхней части аппарата разложения, и систему выделения порошка карбонильного железа из газового потока, подключенную к нижней части аппарата разложения. При этом установка дополнительно содержит трубчатый нагревательный элемент, подключенный к верхней части аппарата разложения посредством тангенциального патрубка, дополнительный испаритель жидкого пентакарбонила железа, подключенный к трубчатому нагревательному элементу, и трубопроводы для инертного газа и аммиака, подключенные к дополнительному испарителю (RU 2377098, опубликован 27.12.2009). Недостатком устройства является малая производительность и значительные энергозатраты.A device for producing carbonyl iron powder is known. The installation comprises an iron pentacarbonyl decomposition apparatus with a heat exchange jacket, an liquid iron pentacarbonyl vaporizer connected to an inlet pipe at the top of the decomposition apparatus, and a carbonyl iron powder extraction system from the gas stream connected to the lower part of the decomposition apparatus. The installation further comprises a tubular heating element connected to the upper part of the decomposition apparatus by means of a tangential nozzle, an additional evaporator of liquid iron pentacarbonyl, connected to the tubular heating element, and pipelines for inert gas and ammonia connected to the additional evaporator (RU 2377098, published 27.12. 2009). The disadvantage of this device is its low productivity and significant energy consumption.

Известен способ получения металлического продукта на месторождении оолитовых железных руд, который включает подземное выщелачивание железа путем первоначального растворения скорлупы оолитов в условиях перемешивания оолитов и раствора соляной кислоты в выемочной камере посредством организованного кругового вращательного движения смеси рудной массы с растворителем вокруг скважинного добычного снаряда, подъем полученного продуктивного раствора хлорида железа на дневную поверхность по скважине, перевод железа из жидкого в твердое агрегатное состояние в виде порошка железа. Подъем первого продуктивного раствора железа по скважине сочетают с его гидрометаллургическим переделом с использованием теплопередачи и восстанавливающих свойств вертикального газового потока путем организации эрлифтно-струйного подъема раствора хлорида железа, его испарения и восстановления железа нагретым водородом с последующей выдачей твердо-паро-газовой смеси на поверхности и циклонирование с выделением железного порошка и паро-газовой смеси регенерированной соляной кислоты и избыточного водорода. Железный порошок используется для получения вблизи добычной скважины металлического продукта методами порошковой металлургии. Парогазовая смесь охлаждается с разделением на газ (водород) и жидкость (соляная кислота), которые возвращаются в процесс на следующей добычной скважине и выемочной камере. Затем получают второй продуктивный раствор из оолитов в виде концентрата железа и полезных примесей, который эрлифтным подъемом доставляют на поверхность для гидрометаллургического передела. Технологическая линия для осуществления способа включает участок подземного выщелачивания железа, скважинный участок передельного продукта и наземный передельный участок, содержащие, соответственно, скважинное оборудование для подачи в выемочную камеру растворителя, выдачи продуктивного раствора и гидрометаллургическое оборудование. Оконечная часть скважинного оборудования выполнена в виде добычного снаряда, содержащего торцевую, две радиальные и две тангенциальные гидромониторные насадки для выдачи под давлением струй растворителя, обеспечивающих формирование выемочной камеры и вращательное перемешивание смеси оолитов и растворителя, эрлифтно-газоструйное подъемное устройство, обеспечивающее подъем промежуточного продукта и его внутрискважинный гидрометаллургический передел. Наземное оборудование представлено разделительным циклоном, разделительным холодильником и оборудованием для получения металлического продукта методами порошковой металлургии, включая металлические формы для формирования порошкообразных изделий путем холодного прессования под давлением 30-100 МПа, печь для спекания прессовки при температуре ниже температуры плавления металла в восстановительной атмосфере водорода с превращением прессовки в монолитное изделие (RU 2572896, опубликован 10.06.2015). Недостатком устройства является дорогостоящее оборудование.There is a method of producing a metal product in an oolitic iron ore deposit, which includes underground leaching of iron by initially dissolving the oolite shell under conditions of mixing of the oolites and a solution of hydrochloric acid in the extraction chamber by means of organized circular rotational movement of the mixture of ore mass with solvent around the borehole mining projectile, raising the obtained productive solution of iron chloride on the surface in the well, the conversion of iron from liquid to solid gregatnoe state in the form of iron powder. The rise of the first productive iron solution in the borehole is combined with its hydrometallurgical redistribution using heat transfer and the restoring properties of the vertical gas stream by organizing the air-lift jet lifting of the iron chloride solution, its evaporation and reduction of iron with heated hydrogen, followed by the production of a solid-vapor-gas mixture on the surface and cyclonation with the release of iron powder and a vapor-gas mixture of regenerated hydrochloric acid and excess hydrogen. Iron powder is used to obtain a metal product near a production well by powder metallurgy methods. The gas-vapor mixture is cooled with separation into gas (hydrogen) and liquid (hydrochloric acid), which are returned to the process at the next production well and extraction chamber. Then, a second productive solution is obtained from oolites in the form of an iron concentrate and useful impurities, which are delivered to the surface for hydrometallurgical redistribution by airlift lift. The technological line for the implementation of the method includes an underground leaching of iron, a downhole section of a by-product and a surface conversion section, respectively containing downhole equipment for supplying solvent to a extraction chamber, dispensing a productive solution and hydrometallurgical equipment. The end part of the downhole equipment is made in the form of a production projectile containing an end, two radial and two tangential hydromonitor nozzles for issuing solvent jets under pressure, providing the formation of a extraction chamber and rotational mixing of a mixture of oolites and solvent, airlift-gas-jet lifting device, providing lifting of the intermediate product and its downhole hydrometallurgical redistribution. The ground equipment is represented by a separation cyclone, a separation refrigerator and equipment for producing a metal product by powder metallurgy methods, including metal molds for forming powder products by cold pressing under a pressure of 30-100 MPa, a furnace for sintering pressing at a temperature below the melting temperature of the metal in a hydrogen reducing atmosphere with turning the compact into a monolithic product (RU 2572896, published 06/10/2015). The disadvantage of this device is expensive equipment.

Известен способ производства железного порошка, пригодного для использования в тепловых батареях, который включает получение гомогенного, плотного осадка гидроксида оксида железа путем осаждения из водной смеси соли трехвалентного железа, муравьиной или серной кислоты, гидроксида аммония и мочевины в качестве осаждающего агента и затем восстановление гидроксида оксида железа обработкой водородом для приготовления порошка железа (US 4414021, опубликован 08.11.1983). Недостатком способа является малая производительность и значительные затраты для подготовки многокомпонентного сырья.A known method for the production of iron powder suitable for use in heat batteries, which includes obtaining a homogeneous, dense precipitate of iron hydroxide by precipitation from an aqueous mixture of salts of ferric iron, formic or sulfuric acid, ammonium hydroxide and urea as a precipitating agent, and then reducing the hydroxide oxide iron by treatment with hydrogen to prepare iron powder (US 4414021, published 08.11.1983). The disadvantage of this method is low productivity and significant costs for the preparation of multicomponent raw materials.

Известен способ изготовления тонкодисперсных порошков восстановленного железа включает следующие стадии: нагрев тонкодисперсных порошков оксида железа, имеющих средний размер частиц менее 20 мкм, до температуры восстановления более 700°С, чтобы превратить мелкодисперсный порошок оксида железа в порошки железа. Порошок восстановленного железа может быть дополнительно обработан с использованием процесса отжига и второго процесса дробления-сфероизации последовательно для дальнейшего увеличения сферичности, плотности упаковки и плотности отводов порошка восстановленного железа (US 8940075, опубликован 27.01.2015). Недостатком способа является ограниченная производительность и высокие энергетические затраты на разогрев сырья.A known method of manufacturing fine powders of reduced iron includes the following steps: heating the fine powders of iron oxide having an average particle size of less than 20 microns to a reduction temperature of more than 700 ° C, in order to convert the fine powder of iron oxide into iron powders. The reduced iron powder can be further processed using the annealing process and the second crushing-spheroization process in series to further increase the sphericity, packing density and density of the taps of the reduced iron powder (US 8940075, published January 27, 2015). The disadvantage of this method is the limited performance and high energy costs for heating the raw materials.

Известен способ получения парамагнитных частиц никеля, который включает смешивание соединений никеля и спирта, последующий нагрев полученной смеси, ее охлаждение и центрифугирование, промывку и высушивание полученного осадка. Соединение никеля и спирта берут между собой в соотношении от 1 до 2 ммоль/моль, в смесь дополнительно вводят щелочь. Нагрев смеси осуществляют ступенчато: сначала нагревают от комнатной температуры до 120°С со скоростью 10°С/мин, затем - от 120 до 190°С со скоростью 3,5°С/мин. После этого смесь выдерживают не менее 10 мин, проводят охлаждение. После охлаждения, многокомпонентную суспензию центрифугируют, промывают и высушивают в атмосфере воздуха (RU 2514258, опубликован 27.04.2014). Недостатком способа является ограниченная производительность.A known method for producing paramagnetic particles of Nickel, which includes mixing compounds of Nickel and alcohol, subsequent heating of the resulting mixture, its cooling and centrifugation, washing and drying the resulting precipitate. The nickel and alcohol compounds are taken between themselves in a ratio of 1 to 2 mmol / mol, alkali is additionally introduced into the mixture. The mixture is heated in stages: first, it is heated from room temperature to 120 ° C at a speed of 10 ° C / min, then from 120 to 190 ° C at a speed of 3.5 ° C / min. After that, the mixture is kept for at least 10 minutes, cooling is carried out. After cooling, the multicomponent suspension is centrifuged, washed and dried in air (RU 2514258, published 04/27/2014). The disadvantage of this method is limited performance.

Известен способ и устройство для получения черновой меди. Способ включает смешение и реагирование медеплавильного расплавленного шлака, углеродсодержащего восстановителя и инертного газа под давлением. При этом давление инертного газа составляет от 100 кПа до 800 кПа. Устройство включает корпус печи и газовые сопла размещенные на корпусе печи. Газовые сопла расположены на боковой стенке корпуса печи и ориентированы на центр ванны расплава (RU 2633410, опубликован 12.10.2017). Недостатками способа и устройства являются большие энергетические затраты и значительное количество примесей в конечном продукте.A known method and device for producing blister copper. The method involves mixing and reacting the copper smelting molten slag, a carbon-containing reducing agent, and an inert gas under pressure. The inert gas pressure is from 100 kPa to 800 kPa. The device includes a furnace body and gas nozzles located on the furnace body. Gas nozzles are located on the side wall of the furnace body and are oriented towards the center of the molten bath (RU 2633410, published October 12, 2017). The disadvantages of the method and device are high energy costs and a significant amount of impurities in the final product.

Известно устройство для получения порошковой меди с использованием выделения кислорода на аноде в проточной электролитической ванне, что позволяет получать высококачественные металлические порошки, включая медный порошок, из металлсодержащих растворов с использованием прямого электрохимического извлечения (US 7378010, опубликован 27.05.2008). Недостатком устройства являются большие энергетические затраты.A device is known for producing copper powder using oxygen evolution at the anode in a flowing electrolytic bath, which makes it possible to obtain high-quality metal powders, including copper powder, from metal-containing solutions using direct electrochemical extraction (US 7378010, published May 27, 2008). The disadvantage of this device is the high energy costs.

Известно устройство для селективного получения цинка и свинца из пыли металлургического производства. Устройство содержит последовательно расположенные две реакционные камеры для испарения свинца и испарения цинка, при этом над реакционной камерой испарения свинца расположен бункер со шнековым питателем с двигателем и шлюзовым питателем, одна стенка камеры имеет наклон 51°, напротив размещен первый водоохлаждаемый плазмотрон, в верхней части камеры расположена система улавливания паров свинца, в нижней части камеры установлен секторный питатель, соединенный с реакционной камерой испарения цинка, имеющей одну стенку с наклоном 51°, расположенный напротив второй водоохлаждаемый плазмотрон, и систему улавливания паров цинка в верхней части камеры (RU 2623509, опубликован 27.06.2017). Недостатками устройства являются высокие энергетические затраты, необходимость подводки линии высокого напряжения (для питания плазмотронов) и ограниченность для применения непосредственно к минералам, содержащим цинк и свинец.A device for the selective production of zinc and lead from dust from metallurgical production. The device contains two reaction chambers in series for evaporation of lead and evaporation of zinc, and above the reaction chamber for evaporation of lead there is a hopper with a screw feeder with an engine and airlock feeder, one chamber wall has a 51 ° slope, the first water-cooled plasmatron is opposite, in the upper part of the chamber a lead vapor recovery system is located, a sector feeder is installed in the lower part of the chamber, connected to a zinc evaporation reaction chamber having one wall with a 51 ° inclination, Assumption opposed to the second water cooled plasma torch, and a system of collecting Zinc vapor in the upper part of the chamber (RU 2623509, published 27.06.2017). The disadvantages of the device are high energy costs, the need for a high voltage line (for powering the plasma torches) and the limitations for applying directly to minerals containing zinc and lead.

Известен способ получения металлического цинка из водной суспензии частиц, содержащих соединения цинка руды, включает генерацию в объеме сырья физических «треугольных» магнитных полей, напряженность которых составляет 8⋅10⁴÷1,0⋅10⁵ А/м. Восстановление цинка осуществляют при подаче к слоям сырья струй газов, состоящих из сжатого атмосферного воздуха и в качестве восстановителя углерода, присутствующего в составе газов. Получаемый металл формируют в виде кольцевого столбчатого монокристалла, целиком состоящего из цинка (RU 2567782, опубликован 10.11.2015). Недостатками способа являются высокие энергозатраты, связанные с формированием магнитных полей и низкая производительность.A known method of producing metallic zinc from an aqueous suspension of particles containing zinc compounds of ore, includes the generation in the volume of raw materials of physical "triangular" magnetic fields, the intensity of which is 8⋅10 ⁴ ÷ 1.0⋅10 ⁵ A / m. Zinc recovery is carried out when gas streams consisting of compressed atmospheric air and as a reducing agent of carbon present in the composition of the gases are supplied to the raw material layers. The resulting metal is formed in the form of an annular columnar single crystal entirely consisting of zinc (RU 2567782, published November 10, 2015). The disadvantages of the method are the high energy costs associated with the formation of magnetic fields and low productivity.

Известно устройство для отделения и извлечения металлического цинка из минеральной золы, содержащей металлический цинк, оксид цинка и другие цинксодержащие вещества. Это устройство содержит блюдцеобразный контейнер с обратным конусом для приема шлака и множество перемешивающих скребковых пластин, расположенных в указанном контейнере для отжима металлического цинка из шлака, разгрузочное средство для металлического цинка и разгрузочное средство для вторичного шлака (US 4003559, опубликован 18.01.1977). Недостатком устройства является загрязненность конечного продукта.A device is known for separating and extracting metallic zinc from mineral ash containing metallic zinc, zinc oxide and other zinc-containing substances. This device contains a saucer-shaped container with a reverse cone for receiving slag and a plurality of mixing scraper plates located in said container for squeezing metallic zinc from slag, a discharge means for metallic zinc and a discharge means for secondary slag (US 4003559, published 01/18/1977). The disadvantage of this device is the contamination of the final product.

Известно устройство получения циркония путем восстановления галогенидов циркония в присутствии восстановителя и инертного газа. Галогенид циркония восстанавливается, находясь в твердом состоянии. Устройство позволяет проводить последовательное восстановление и перегонку порции циркония в вакууме (US 4105192, опубликован 08.08.1978). Недостатком устройства является необходимость дискретного, прерывающегося процесса для извлечения циркония и, следовательно, невысокая производительность.A device for producing zirconium by reducing zirconium halides in the presence of a reducing agent and an inert gas is known. Zirconium halide is reduced in a solid state. The device allows for sequential recovery and distillation of a portion of zirconium in a vacuum (US 4105192, published 08.08.1978). The disadvantage of this device is the need for a discrete, intermittent process for the extraction of zirconium and, therefore, low productivity.

Известен способ получения свинца из сульфидного сырья, включающий плавление содержащих свинец материалов в присутствии солей щелочных металлов и извлечение расплавленного свинца, при этом сульфид свинца загружают в карбонатный солевой расплав при его отношении к солевому расплаву 0,28-0,42:1, температуре 800-1200°С и затем выдерживают в течение 2-4 ч. Карбонатный солевой расплав дополнительно содержит карбонаты щелочноземельных металлов (RU 2118666, опубликован 10.09.1998). Недостатками способа являются высокие энергетические затраты и малая производительность.A known method for producing lead from sulfide raw materials, comprising melting lead containing materials in the presence of alkali metal salts and extracting molten lead, the lead sulfide being loaded into a carbonate salt melt in relation to a salt melt of 0.28-0.42: 1, temperature 800 -1200 ° C and then incubated for 2-4 hours. Carbonate salt melt additionally contains alkaline earth metal carbonates (RU 2118666, published 09/10/1998). The disadvantages of the method are high energy costs and low productivity.

Наиболее близким к заявляемому является устройство для извлечения элементов из оксидных руд, которое содержит плазмотрон, подающий канал, реакционный канал, фильтр и емкость для сбора порошка. Устройство снабжено емкостью для загрузки сырья в виде смеси нанопорошков угля и оксидной руды, форсункой для регулирования скорости подачи сырья из емкости в реакционный канал, расположенной в подающем канале, каналом для теплоносителя, расположенным с охватом реакционного канала и связанным с технологическим контуром, содержащим теплообменник, тепловую турбину и электрогенератор. Упомянутый технологический контур выполнен с возможностью утилизации тепловой энергии в виде разности между энергией, выделяющейся при окислении углерода, и энергией, необходимой для разложения оксидов, в электрическую энергию. Реакционный канал выполнен с расширением по диаметру от входа в него сырья и розжига сырья плазмотроном до зоны образования газов разложения оксидов и окисления углерода, а после реакционного канала установлен многосекционный фильтр (RU 2525881, опубликован 23.06.2014). Недостатками устройства являются необходимость предварительного измельчения угля до наноразмерного порошка, тщательного перемешивания этого порошка с крошкой применяемого минерала до подачи этой смеси в отпускную емкость и необходимость подводки высоковольтной линии для обеспечения работы плазмотрона.Closest to the claimed is a device for extracting elements from oxide ores, which contains a plasma torch, a feed channel, a reaction channel, a filter and a container for collecting powder. The device is equipped with a container for loading raw materials in the form of a mixture of coal and oxide ore nanopowders, an nozzle for regulating the feed rate of the raw materials from the tank into the reaction channel located in the feed channel, a coolant channel located with the coverage of the reaction channel and connected to the technological circuit containing the heat exchanger, a heat turbine and an electric generator. The aforementioned technological circuit is configured to utilize thermal energy in the form of the difference between the energy released during the oxidation of carbon and the energy necessary for the decomposition of oxides into electrical energy. The reaction channel was made with an expansion in diameter from the entrance of the raw materials and ignition of the raw materials by the plasma torch to the zone of formation of gases of decomposition of oxides and carbon oxidation, and a multi-section filter was installed after the reaction channel (RU 2525881, published June 23, 2014). The disadvantages of the device are the need for preliminary grinding of coal to a nanosized powder, thorough mixing of this powder with a crumb of the used mineral before supplying this mixture to the dispensing container and the need for a high-voltage line to ensure the operation of the plasma torch.

Задачей изобретения является разработка технологии непрерывного цикла восстановления металлов из минералов, в которой сырьем является крошка минерала крупностью до 10 мм, а конечный продукт - металлическая пыль высокой чистоты с крупностью частиц до 20 нм, при этом производительность по конечному продукту составляет несколько тонн в час, и технология не требует внешних источников энергии.The objective of the invention is the development of technology for a continuous cycle of metal recovery from minerals, in which the raw material is crushed minerals with a particle size of up to 10 mm, and the final product is high-purity metal dust with a particle size of up to 20 nm, while the productivity of the final product is several tons per hour, and technology does not require external energy sources.

Техническим результатом является устройство, включающее емкость для крошки минерала, коллайдерный наноизмельчитель КНИ, в котором минеральная крошка разлагается на отдельные молекулы минерала, блок зажигания, в котором минеральная пыль, соединяясь с метаном и атмосферным кислородом, разлагается на отдельные атомы, которые вступают в реакции, продукты реакции, проходя через змеевик, нагревают воду в бойлере, тепло перерабатывается в электроэнергию, и на выходе, в приемном блоке, металлическая пыль, представляющая из себя сростки размером до 20 нм, выводится в блок приема готовой продукции, а газы (углекислый газ и водяной пар) выводятся в атмосферу, или подаются на утилизацию.The technical result is a device including a container for crumbling minerals, a collider NNO crusher, in which the crumbling is decomposed into individual molecules of the mineral, the ignition unit, in which the mineral dust, combining with methane and atmospheric oxygen, is decomposed into individual atoms that enter into reactions, reaction products, passing through a coil, heat water in a boiler, heat is converted into electricity, and at the exit, in the receiving unit, metal dust, which is an aggregate of size m to 20 nm, is discharged to the finished product receiving unit, and gases (carbon dioxide and water vapor) are discharged into the atmosphere, or are sent for disposal.

Технический результат достигается тем, что в устройстве применен аппарат КНИ, блок зажигания, включающий одну или несколько свечей зажигания, тепловой блок, перерабатывающий тепло экзотермических реакций в электроэнергию и приемный блок, включающий газопроницаемый фильтр.The technical result is achieved by the fact that the device uses a SOI apparatus, an ignition unit that includes one or more spark plugs, a heat unit that processes the heat of exothermic reactions into electricity and a receiving unit that includes a gas-permeable filter.

Аппарат КНИ основан на встречных столкновениях частиц сырья в узкой кольцевой щели между помольными дисками встречного вращения. Чем больше кинетическая энергия сталкивающихся частиц, тем больше степень их измельчения. Численно, в аппарате КНИ, измельчающая способность аппарата е равна квадрату скорости периферии помольного диска:The KNI apparatus is based on counter-collisions of raw material particles in a narrow annular gap between grinding counter-rotating disks. The greater the kinetic energy of the colliding particles, the greater the degree of grinding. Numerically, in the KNI apparatus, the grinding ability of the apparatus e is equal to the square of the speed of the periphery of the grinding disk:

ε=π²⋅D²⋅ϕε = π ² ⋅D ² ⋅ϕ

где D - диаметр диска, ϕ - частота вращения. Размерность измельчающей способности - м²/с²≡Дж/кг.where D is the diameter of the disk, ϕ is the rotation frequency. The dimension of the grinding ability is m ² / s ² ≡ J / kg.

Условием разложения на отдельные молекулы того или иного минерала является превышение измельчающей способности аппарата ε над удельной энергией связи между молекулами данного минерала ε_мм, определяемой по формуле:The condition for decomposition into individual molecules of a mineral is the excess of the grinding ability of the apparatus ε over the specific binding energy between the molecules of this mineral ε _mm , determined by the formula:

N - число Авогадро, k - постоянная Больцмана, Т - температура плавления, М - вес формульной единицы.N is the Avogadro number, k is the Boltzmann constant, T is the melting point, M is the weight of the formula unit.

Если измельчающая способность аппарата превышает значение ε_мм, то минерал гарантированно разлагается на отдельные молекулы.If the grinding ability of the apparatus exceeds the value of ε _mm , then the mineral is guaranteed to decompose into individual molecules.

Измельчающая способность аппарата КНИ составляет 254 кДж/кг.The grinding capacity of the SOI apparatus is 254 kJ / kg.

Производительность аппарата по сухому веществу определяется соотношением:The dry matter productivity of the apparatus is determined by the ratio:

W - общая мощность электроприводов.W is the total power of the electric drives.

Суммарная мощность аппарата КНИ равна 156 кВт, кпд=0,92.The total power of the SOI apparatus is 156 kW, efficiency = 0.92.

Сущность изобретения поясняется блок-схемой, на которой минеральная крошка из бака 1 поступает в коллайдерный наноизмельчитель КНИ 2 под воздействием разрежения, создаваемого помольными дисками встречного вращения. После измельчения, минеральная пыль, одновременно с потоком воздуха, создаваемого воздушным компрессором 5 и с потоком метана, создаваемого газовым компрессором 4, попадает в блок зажигания 3, снабженного одной, или несколькими, свечами зажигания. Молекулы минерала, также, как и молекулы атмосферного кислорода и метана разлагаются на отдельные атомы. Кислород соединяется с атомами углерода и с атомами водорода, образуя, соответственно, углекислый газ и водяной пар. Все процессы происходят за время порядка 10^-6-10^-8 с, в непосредственной близости от разряда свечи, перед входом в камеру сгорания 6. Камера сгорания охлаждается в бойлере 7 водой, поступающей из блока водоподготовки 8. Образующийся пар поступает в паровую турбину 9, соединенную с электрогенератором 10. Охлажденная газопылевая смесь попадает в газопроницаемый блок 11, находящийся в приемной камере 12. Газы и пар, с помощью вентилятора 14, выводятся в канал 15, а нанопорошок готового продукта подается в емкость 13.The invention is illustrated in the block diagram, in which the mineral chips from the tank 1 enters the collider nano chopper KNI 2 under the influence of the vacuum created by grinding disks of counter-rotation. After grinding, mineral dust, simultaneously with the stream of air created by the air compressor 5 and with the stream of methane created by the gas compressor 4, enters the ignition unit 3, equipped with one or more spark plugs. The molecules of the mineral, as well as the molecules of atmospheric oxygen and methane, decompose into individual atoms. Oxygen combines with carbon atoms and with hydrogen atoms, forming, respectively, carbon dioxide and water vapor. All processes take place over a period of the order of 10 ^-6 -10 ^-8 s, in the immediate vicinity of the spark plug discharge, before entering the combustion chamber 6. The combustion chamber is cooled in the boiler 7 by water coming from the water treatment unit 8. The generated steam enters the steam turbine 9 connected to the electric generator 10. The cooled gas and dust mixture enters the gas-permeable block 11 located in the receiving chamber 12. Gases and steam, through the fan 14, are discharged into the channel 15, and the nanopowder of the finished product is fed into the tank 13.

В таблице ниже приведены характеристики 10 промышленно важных металлов (которые исследованы в патентном обзоре выше) в порядке возрастания атомного веса и 13 минералов, из которых данные металлы могут быть восстановлены по данной технологии. Значения ε_мм и ε_ат приведены в единицах кДж/кг. Производительность Р по готовому продукту указана в единицах т/ч. Данные об удельной энергии, необходимой для разделения молекул на отдельные атомы ε_ат взяты из справочника (Лидин Р.А., Андреева Л.Л., Молочко В.А. Константы неорганических веществ. М.: Дрофа, 2008 г.).The table below shows the characteristics of 10 industrially important metals (which were investigated in the patent review above) in order of increasing atomic weight and 13 minerals from which these metals can be reduced using this technology. The values of ε _mm and ε _at are given in units of kJ / kg. Productivity P for the finished product is indicated in units of t / h. Data on the specific energy required for the separation of molecules into individual atoms ε _at taken from the directory (Lidin R.A., Andreeva L.L., Molochko V.A. Inorganic substances constants. M: Drofa, 2008).

Ниже приведены уравнения термохимических реакций для этих минералов. В первой строчке расписаны вещества, вступающие в реакцию (до знака равенства) и вещества, образующиеся в результате реакции (после знака равенства). Во второй строчке указаны веса (в г) этих веществ. Все реакции расписаны из расчета 1 кг минерала. В третьей строчке указаны энергии, необходимые для разложения молекул на атомы (в левой части, до знака равенства) и энергии, выделяющиеся при образовании новых веществ (в правой части, после знака равенства).Below are the equations of thermochemical reactions for these minerals. The first line describes the substances that enter into the reaction (before the equal sign) and the substances formed as a result of the reaction (after the equal sign). The second line shows the weight (in g) of these substances. All reactions are scheduled at the rate of 1 kg of mineral. The third line shows the energies necessary for the decomposition of molecules into atoms (on the left side, before the equal sign) and the energies released during the formation of new substances (on the right side, after the equal sign).

В технологической цепочке, при использовании минералов, обозначенных по номерами от 6 по 9 включительно, внутрь блока 11 вставляется магнитный барабан для лучшего сбора железа и никеля из газопылевой смеси.In the technological chain, using minerals designated by numbers from 6 to 9 inclusive, a magnetic drum is inserted into the block 11 to better collect iron and nickel from the gas-dust mixture.

Описанная выше технология менее затратная, чем существующие на текущий момент другие технологии производства металлов. Конечный продукт - тонкодисперсные нанопорошки высокой чистоты. Так как производительность устройства весьма значительна (несколько тонн в час), то устройство перспективно применить в обычной порошковой металлургии для изготовления высококачественных изделий. Кроме того, технология сама себя обеспечивает электроэнергией (как для питания электродвигателей, компрессоров, насосов, так для других производственных нужд).The technology described above is less expensive than the currently existing other metal production technologies. The final product is finely divided nanopowders of high purity. Since the productivity of the device is very significant (several tons per hour), the device is promising to use in conventional powder metallurgy for the manufacture of high-quality products. In addition, the technology itself provides electricity (both for powering electric motors, compressors, pumps, and for other production needs).

Claims

1. Device for the recovery of metals from minerals, containing a container for raw mineral chips, a feed channel, a reaction channel, a heat circuit with a steam turbine and an electric generator, a gas-permeable unit, a container for collecting powder and a fan for venting gases, characterized in that it contains a collider nano chopper (SOI) for the decomposition of the mineral into individual molecules, air and gas compressors, the ignition unit and the reaction channel, made in the form of a coil.

2. The device according to claim 1, characterized in that a drum magnetic separator is installed inside the gas-permeable block for a more complete collection of metal dust during the recovery of minerals containing iron, nickel and rare-earth metals.