SU808370A1 - Method of sodium tungstate production - Google Patents

Method of sodium tungstate production Download PDF

Info

Publication number
SU808370A1
SU808370A1 SU792735250A SU2735250A SU808370A1 SU 808370 A1 SU808370 A1 SU 808370A1 SU 792735250 A SU792735250 A SU 792735250A SU 2735250 A SU2735250 A SU 2735250A SU 808370 A1 SU808370 A1 SU 808370A1
Authority
SU
USSR - Soviet Union
Prior art keywords
melt
soda
temperature
concentrate
fusion
Prior art date
Application number
SU792735250A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Кузьма Александрович Никифоров
Евгений Владимирович Золтоев
Анатолий Никитич Гуляшинов
Маркс Васильевич Мохосоев
Original Assignee
Институт Естественных Наук Бурят-Ского Филиала Co Ah Cccp
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 Институт Естественных Наук Бурят-Ского Филиала Co Ah Cccp filed Critical Институт Естественных Наук Бурят-Ского Филиала Co Ah Cccp
Priority to SU792735250A priority Critical patent/SU808370A1/en
Application granted granted Critical
Publication of SU808370A1 publication Critical patent/SU808370A1/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Description

Изобретение относится к технологии неорганических веществ, в частности к получению вольфрамата натрия и может быть использовано в технологии переработки вольфрамовых концентратов.The invention relates to the technology of inorganic substances, in particular to the production of sodium tungstate and can be used in the technology of processing tungsten concentrates.

Известен способ переработки шеелитовых концентратов сплавлением с содой и кварцевым песком при температуре 700” 825°С [1]. .A known method of processing scheelite concentrates by fusion with soda and quartz sand at a temperature of 700 ”825 ° C [1]. .

Сйнако в известном способе невозможно выделить продукт из расплава.However, in the known method it is impossible to isolate the product from the melt.

Наиболее близким техническим решением к предлагаемому является способ переработки шеелитовых концентратов путем сплавления с содой и кремнеземом при температуре 1400-1500°С, включающий расслоение продуктов сплавления на два несмешивающихся слоя [2J.The closest technical solution to the proposed one is a method of processing scheelite concentrates by alloying with soda and silica at a temperature of 1400-1500 ° C, including the separation of fusion products into two immiscible layers [2J.

Недостатками этого способа являются высокая температура процесса сплавления (1400-1500®С) и большой расход соды (165% от ТНК).The disadvantages of this method are the high temperature of the fusion process (1400-1500®С) and the high consumption of soda (165% of TNC).

Цель изобретения - понижение темпе-* ратуры .процесса, при которой сохраниIS готся хорошее расслоение и высокая СТО-1 * * * * •пень превращения вольфрамового концентрата в фвольфрамат натрия, а также снижение расхода соды.The purpose of the invention is to lower the temperature * of the process, in which good stratification and high STO- 1 * * * * • stump of conversion of tungsten concentrate to sodium fungstate, as well as a reduction in soda consumption, are maintained.

Поставленная цель достигается тем, что вместо кварца в шихте используется натриевое силикатное стекло - техническая силикат-глыба (модуль 1,80).This goal is achieved by the fact that instead of quartz, the mixture uses sodium silicate glass - technical silicate block (module 1.80).

При этом, шихта, состоящая из воль. фрамового концентрата, силикат- глыбы и соды, взятых в соотношении 1,0:0,16 0,20:0,38 - 0,40, плавится при температуре 1000-1100°С в течениеIn this case, a mixture consisting of wills. framovogo concentrate, silicate blocks and soda, taken in the ratio of 1.0: 0.16 0.20: 0.38 - 0.40, melts at a temperature of 1000-1100 ° C for

ч.hours

сплавХорошее расслоение продуктов ления на два несмешивающихся слоя (силикатный шлак и вольфраматный расплав) высокая степень превращения вольфрамового концентрата в вольфрамат натрия (до 97%) получается при меньшем, по сравнению с известным, расходе соды (110-115% от ТНК). Полученный водь- фраматный расплав жидкотекучий и легко выливается из тигля. В силикатном шлаке содержится не более 4%W0j, а в шла$ переходят 1ОО% Mh и F 6 98% >.alloy A good separation of the products of laziness into two immiscible layers (silicate slag and tungsten melt), a high degree of conversion of tungsten concentrate to sodium tungstate (up to 97%) is obtained at a lower soda consumption (110-115% of TNC) compared to the known one. The resulting water-phramate melt is fluid and easily poured out of the crucible. Silicate slag contains not more than 4% W0j, while 1OO% Mh and F 6 98%> go into the slag $.

Пример 1. 10,0 кг гюбнеритово- 1 го концентрата состава, 66,9/ МНОExample 1. 10.0 kg of gubnerite- 1 concentrate composition, 66.9 / INR

17,79;СаО 3,504. Мс$О,16,‘ S^2,83f Рели з.зб’А^с^о.бб*,^ 0,20; Nap 0,10/ S 1,19, Ра0э 0,06’₽t> o,65i 6 0,082 измельчаются до крупности зерен - 0,15 мм и смешиваются с 1,6 кг молотой (до-0,15 мм) силикатной глыбы ' и 3,8 кл соды (соотношение компонентов в шихте соответственно 1,0:0,16: 0,38). Шихту плавят при температуре1 1000-1100°C в течение 2ч. Осушествля. ют раздельный слив вольфраматного расплава и силикатного шлака. Выход вольфрамата натрия составляет 59,1%17.79; CaO 3.50 4 . Ms $ O, 16, 'S ^ 2.83f Reli s.zb'A ^ s ^ o.bb *, ^ 0.20; Nap 0.10 / S 1.19, P a 0 e 0.06'Rt> o, 65i 6 0.082 are crushed to a grain size of 0.15 mm and mixed with 1.6 kg of ground (up to 0.15 mm ) silicate block 'and 3.8 cells of soda (the ratio of components in the mixture, respectively, 1.0: 0.16: 0.38). The mixture is melted at a temperature of 1 1000-1100 ° C for 2 hours. Osuschestvlya. separate discharge of tungstate melt and silicate slag. The output of sodium tungstate is 59.1%

59.1 вес;% расплава, содержание 410^ -59.1 weight;% melt, content 410 ^ -

77,52%, извлечение - 96,55%. Содержание WOj в шлаке - 2,84%, ’ П р и м е р2.10,0кгшеелитосодержаще го гюбнеритового концентрата состава,% 63,56,’KttO 15,08’, СоЮ 5,019( 3,64,г 77.52%, recovery 96.55%. WOj content in slag is 2.84%, 'Example 2.10.0 kg of gheelite-containing gubernite concentrate,% 63.56,' KttO 15.08 ', CoU 5.019 (3.64, g

Н0г1,82? АМЧ 0,63).Р&,0* 5,84,*ΚίξΟ 0,14? Н»а0 0,12)1^00/20)5^ 0,92/ РЬ0,68; 8 0,06 измельчают, до*круп ности зерна -0,15 мм· , и смешиваются с 2,0 кг молотой силикат-глыбы и 4,0 кг соды (соотношение компонентов в шихте соответственно 1,0:0,20:0,40). Сплавление шихты и слив вольфраматного расплава проводят аналогично примеру 1. Выход вольфрамата натрия составляетN0 g 1.82? АМЧ 0.63) .Р &, 0 * 5.84, * ΚίξΟ 0.14? H " a 0.12) 1 ^ 00/20) 5 ^ 0.92 / Pb0.68; 8 0.06 is crushed, to * grain size -0.15 mm ·, and mixed with 2.0 kg of ground silicate block and 4.0 kg of soda (the ratio of components in the charge, respectively, 1.0: 0.20: 0 , 40). The fusion of the mixture and the discharge of the tungstate melt is carried out analogously to example 1. The output of sodium tungstate is

56.1 вес.% расплава, содержание 76,62%, извлечение - 96,99%. Содержание WOt, в силикатном шлаке - 3,О4%.35 56.1 wt.% Melt, content 76.62%, recovery 96.99%. WOt content, in silicate slag - 3, O4%. 35

Извлечение повышается до 99% при контрольном выщелачивании водой силикатного шлака.The recovery is increased to 99% during the control leaching of silicate slag by water.

toto

Осуществление предлагаемого способа позволит значительно снизить температуру процесса расслоения расплава (на 4О0-500°С), сократить расход соды.Implementation of the proposed method will significantly reduce the temperature of the process of separation of the melt (4O0-500 ° C), reduce soda consumption.

При учете только экономии электроэнергии при переработке 1 т концентрата на 330 кВт-ч годовой экономический эффект составит около 100 тыс. руб.If only energy savings are taken into account when processing 1 ton of concentrate per 330 kWh, the annual economic effect will be about 100 thousand rubles.

Claims (2)

.. I Изобретение относитс  к технологии неорганических веществ, в частноств к получению вольфрамата натри  в может быть испЬпьэоаано в технологии оерерабсхгки вольфрамовых KomteHipaTOB. Известен способ переработки шеелвго вых концентратов сплавлением с оодов   кварцевым песком при темп(атуре 7ОО ij. . Однако 9 известном способе HeBoat H но .выделить, продукт из расплава. Наиболее близким техническим ркиением к предлагаемому  вл етс  способ переработки шеелитовых концеогратов. путем сплавлени  с содой а {фемвеэемом при температуре 14ОО-15ОО°С, включающий расслоение продуктов сплавлениа на два несмешиваюошхс  сло  {J2}. Недостатками этого способа  вл ютс  шлсока  температура процесса сплавлени  (14ОО-15ОО С)   большой расход соды (165% от ТНК). Цель изобретени  - понижение темпе ратуры . щэопесса, при которой созфан . . 19ГСЯ хорсэЕпве расс о цга в выссжа  cfd I пень щр&Щ1 ах№&Ш1  во ьф1Ш1 4ового ковдеахрата в 4 зо11Ьфрамат ватрв , а т«жжв С1шжеш е расходе сооы. Пос1 зпевна  аеаь достигаетс  тем, что вместо кшфца в шахте оспользуетс  ватриевое с{шшсатш)е стекло - техническа  сшвкат-гдыба (модуль 1,8О). Пз этом , состо ща  из вольфрамового концешрата, свавкат- гдыбы в ссоы, вз тых в «хютвош шн 1,ОЮДв О ,2ОК,ЗВ - О,4О, плавитс  ор  температуре iOOQ-l в течение 2 ч. Хорошее рсюслоенне щнтукюъ сплавлени  на два несмёшиваюшихс  сло  (силикатный шлак   вольфраматный расплав) высока  степень 1фе ащени  вопь49 вмового концентрата в вопьфрамат натрв  (до 97%) получаетс  при меньшем, ш сравнению с известным, расходе соды (110-115% от ТНК). Полученный воньфр .аматный расплав жидкотекучий и легка выливаетс  из тигл . В силикатном ишаке содержитс  не более , а в riejpexcoHT lOO%hAn и F6 98%;.. Пример. 10,О кг побнеритового коыиентрвта состава, %:WO Мп l7.79-.taO 3,50. .ie, ,83f 3,36}Ae.,66t К.0 0,20; О,ГО., S L,i9,0 0,06,Pt 0,651 &О,О82 измельчаютс  до крупности зерен - 0.15 мм и смешиваютс  с 1,6кг молотой {до-0,15 мм) силикаггаой глыбы и 3,8 кл соды (соотнсниение компонентов в шихте соответственно 1,О:О,16: О,38). Шихту плав т при температуре lOOO-ilOO C. в течение 2ч. Осуществл  ют раздельный слив вопьфраматного расплава и силикатного шлака. Выход вольфрамата натр с  состаал бт 59,1% 59,1 расплава, содержание W/0 77 .52%, извлечение WOj, - 96,55%. Co-держание WOj в шлаке - 2,84%, П р и м е р2.10,дкгшев итосолержащ го гюбнеритовогчэ контвдтрата состава,%: J 63,56.httO la.os; Coo 5.o.,64j ,82гА%.0 0,63i. 5,84,H«gO 0,14, Na,0 0,12; O,2Ot . 0,92. РЪО,68. 0 G,O6 изме ь(ча1дт, до крупности зерна -0.15 мм.. и смешиваютс  с 2,0 кг молотой силикат-глыбы и 4,0 к соды (соотношение компонентов в шихте соответственно 1,О;О.2О:О,4О). Спла ление шихты и слив вольфраматного расплава провод т аналогично примеру 1. Выход вольфрамата натри  составл ет 56,1 вес.% расплава, содержание .62%, извлечение Oj - 96,99%. Содержание WO в силикатном шлаке - 3,04 Извлечение У/О повышаетс  до 99% при контрольном выщелачивании водой си ликатного шлака. Осушествленне предлагаемого способа позволит значительно снизить температуру процесса расслоени  расплава (на 4ОО-500 С), сократить расход содьи При учете только экономии электроэнергии при переработке 1 т концентрата на 330 кВт-ч годовой экономический эффект составит около 1ОО тыс. руб. Формула изобретени  1.Способ получени  вольфрамита натри  .переработкой вольфрамсодержащих концентратов сплавлением с содой и крюмнеземсодержащнм материалом с последующиь отделением расплава целевого 1фодукта от силикатного шлака, личающийс  тем, что, с целью снижени  температуры сплавленира и рас} (ода соды, в качестве кремнеземсодержащего материала используют силикатглыбу .. 2,Способ по п. 1,отличающ и и с   тем, что вольфраматсодержаишй концентрат, соду и силикат-глыбу -берут при соотношении. 1ЮД6 - О,2О: 0.38 - О,40 и процесс ведут при температуре lOOO-llOO C. Источники информации прин тые во внимание при экспертизе 1.Патент США: N9 1О89913. кл. 423-32, опублик. 1967.   .. I The invention relates to the technology of inorganic substances, in particular, the production of sodium tungstate in can be used in the technology of tungsten tungsten KomteHipaTOB. There is a known method for processing cericulum concentrates by fusing quartz sand at oods at a temp. a {femweem at a temperature of 14OO-15OO ° C, including the separation of fusion products into two immiscible {J2} layers. The disadvantages of this method are the cooling temperature of the fusion process (14OO-15OO C) high soda consumption ( 165% of TNCs.) The purpose of the invention is to reduce the temperature of the cryptossa at which it is soared. 19GSA horsaEpve rssg in vysszha cfd I stump schr & Livestock consumption is achieved by replacing water-based (e) glass (technical module 1.8O) instead of the mine in the mine. Pz this, consisting of a tungsten concentrate, reduced to double bridges, taken in a hot wire 1, OUDD O, 2OK, ZV - O, 4O, melts at iOOQ-l for 2 hours. A good rye layer of fusion Two unmixed layers (silicate slag and tungstate melt) are high, with a degree of drying of 49 ml in concentrate concentrate (up to 97%) with a smaller, compared to the known, consumption of soda (110-115% of TNC). The resulting vonfr. Amate melt is free-flowing and is easily spilled from the crucible. In the silicate asshill there is no more, and in riejpexcoHT lOO% hAn and F6 98%; .. Example. 10, O kg of the secondary content of the composition,%: WO Mn l7.79-.taO 3.50. .ie,, 83f 3.36} Ae., 66t K.0 0.20; O, GO., SL, i9.0 0.06, Pt 0.651 & O, O82 are crushed to a grain size of 0.15 mm and mixed with 1.6 kg ground (up to-0.15 mm) siliceous cob and 3.8 kl soda (the ratio of the components in the mixture, respectively, 1, O: O, 16: O, 38). The mixture is melted at a temperature of lOOO-ilOO C. for 2 hours. Separate melting of the melt and silicate slag is carried out. The output of tungstate sodium with was Bt 59.1% 59.1 of the melt, the content of W / 0 is 77 .52%, the extraction of WOj, is 96.55%. Co-holding of WOj in the slag - 2.84%, Example 2, dkgshev and the total content of the composition,%: J 63,56.httO la.os; Coo 5.o., 64j, 82gA% .0 0.63i. 5.84, H “gO 0.14, Na, 0 0.12; O, 2Ot. 0.92. POM, 68. 0 G, O6 change (ca1dt, to a grain size of -0.15 mm .. and mixed with 2.0 kg of ground silicate lump and 4.0 to soda (the ratio of components in the mixture, respectively, 1, O; O.2O: O, 4O) The fusion of the charge and the discharge of the tungstate melt is carried out analogously to Example 1. The output of sodium tungstate is 56.1% by weight of the melt, the content is .62%, the recovery of Oj is 96.99%. 04 Removing the U / O increases up to 99% during control leaching of silicate slag with water. By the proposed method it will significantly reduce the temperature of the decompression process. Melt (by 4OO-500 C), reduce the consumption of sodi Taking into account only the energy savings when processing 1 ton of concentrate per 330 kWh, the annual economic effect will be about 1OO thousand rubles. by fusing with soda and grain-containing material with the subsequent separation of the melt of the target product from silicate slag, which is characterized by the fact that, in order to reduce the temperature of the fusion alloy and races} (soda, as a silica-containing mat rial used silikatglybu .. 2, The method of claim. 1, and featuring with that volframatsoderzhaishy concentrate, soda and at a ratio silikatglybu -berut. 1SUD6 - O, 2O: 0.38 - O, 40 and the process is carried out at a temperature of lOOO-llOO C. Sources of information taken into account in the examination 1.US Patent: N9 1О89913. cl. 423-32, publ. 1967. 2.Резниченко В. А., Соловьев В. И. и Бочков Б. А. Металлурги  вопъфрйма, молибдена и нйоби .М., Наука , 1967, с. 61-65.2.Reznichenko V.A., Soloviev V.I. and Bochkov B.A. Metallurgists of vofryma, molybdenum and nyobi .M., Nauka, 1967, p. 61-65.
SU792735250A 1979-03-11 1979-03-11 Method of sodium tungstate production SU808370A1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU792735250A SU808370A1 (en) 1979-03-11 1979-03-11 Method of sodium tungstate production

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU792735250A SU808370A1 (en) 1979-03-11 1979-03-11 Method of sodium tungstate production

Publications (1)

Publication Number Publication Date
SU808370A1 true SU808370A1 (en) 1981-02-28

Family

ID=20814619

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU792735250A SU808370A1 (en) 1979-03-11 1979-03-11 Method of sodium tungstate production

Country Status (1)

Country Link
SU (1) SU808370A1 (en)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5882620A (en) * 1995-06-07 1999-03-16 International Carbitech Industries, Inc. Pyrometallurgical process for forming tungsten carbide
WO2008073827A3 (en) * 2006-12-08 2008-10-02 Wild River Consulting Group Ll Fusion process using an alkali metal metalate

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5882620A (en) * 1995-06-07 1999-03-16 International Carbitech Industries, Inc. Pyrometallurgical process for forming tungsten carbide
WO2008073827A3 (en) * 2006-12-08 2008-10-02 Wild River Consulting Group Ll Fusion process using an alkali metal metalate
US9150426B2 (en) 2006-12-08 2015-10-06 Tundra Composites, LLC Fusion process using an alkali metal metalate
US9433038B2 (en) 2006-12-08 2016-08-30 Tundra Composites, LLC Fusion process using an alkali metal metalate

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US4767726A (en) Glass microbubbles
US10287204B2 (en) Pellet
CN1099359A (en) Formula and process of preparing devitroceram using flyash
EP1037861B1 (en) Briquettes for mineral fibre production and their use
US20080087136A1 (en) Ferrosilicate proppant and granule composition
EP0475200A2 (en) Ceramic tile using sludge slag
CN101358296B (en) Method for preparing high nickel matte
SU808370A1 (en) Method of sodium tungstate production
EP2838857B1 (en) A pellet and a method of manufacturing glass
CN108485517A (en) A kind of technique of red mud and ardealite relieving haperacidity coproduction heat resistant powder coating
CN104071984B (en) A kind of calendering technology method utilizing fluorite mine tailing to produce microcrystal glass plate
US8636932B2 (en) Process for the production of granules from powdered materials
US4500350A (en) Disintegration of chromites
RU2162897C1 (en) Method of recovery of noble metals from silver-containing concentrates
CN1024652C (en) Nucleated glass made from tungsten slag and prep. thereof
CN107311210A (en) A kind of sintering process prepares the environmental protection and energy saving sintering formula and thick desilication process of aluminum oxide
JP2005306707A (en) Method for manufacturing sintered body and sintered body
US4366256A (en) Refractory chrome-magnesia bricks and compositions made from granular fused material
Wallace Petrogenetic significance of some feldspars from the Judith Mountains, Montana
RU2078038C1 (en) Method of synnerite processing
EP0815062B2 (en) Method of making mineral fibres
US4165991A (en) Method for the production of synthetic wollastonite material
SU865801A1 (en) Method of producing sodium sulfate
SU986950A1 (en) Method for processing hubnerite intermediate products
RU2156222C1 (en) Method of manufacturing agglomerated silicate