Claims (2)
Изобретение относитс к способам переработки вольфрамовых концентратов и может быть использовано в хими ко-металлургической переработке воль рамовых промпродуктов. Известен способ переработки шеели товых концентратов сплавлением с содой и кремнеземом при 1400-1500.С Ш Расслоение продуктов сплавлени на два несмешивающихс сло (силикат ный шлак и вольфраматный расплав), высока степень превращени шеелита в вольфрамат натри (до 98%) достигаютс при температуре не ниже 1400 и расходе соды 160-165% от теоретически необходимого количества (ТНК) Состав исходной шихты: шеелитовый концентрат, кремнезем и сода, вз тые в соотношении 1,0:0,17:0,46. Недостатком способа вл етс высока температура процесса сплавлени (1400-1500°С) . Наиболее близким по технической сущности и достигаемому результату вл етс способ переработки гюбнери тового концентрата сплавлением с содой и технической силикат-глыбой при 1000-1100 С. Шихту, состо щую и гюбнеритового концентрата, силикатглыбы и соды, вз тых в соотношении 1,0:0,16-0,20гО,38-0,40, плав т при 1000-1100°С в течение 2 ч. Хорошее расслоение продуктов сплавлени на два несмешивак цихс сло (силикатный шлак и вольфраматный расплав), высока степень превращени гюбнеритового концентрата в вольфрамат натри (до 97%) получаютс при расходе соды 110-115% от ТНК 2J. Недостатком способа вл етс невозможность его использовани дл переработки бедных по вольфраму концентратов. Цель изобретени - обеспечение возможности переработки промпродуктов , содержащих кроме .гюбнерита значительное количество пирита и галенита. Это достигаетс тем, что гюбнеритовый промпродукт обжигают без доступа воздуха, смешивают с технической силикат-глыбой и содой в соотношении 1, 0:0,4 -О, 5:0,5-0,7 и плав т при температуре 1000-1100°С в течение одного часа. Хорошее расслоение продуктов сплав 1ени на два несмешивающихс сло (силикатный шлак и сульфатовольфраматный расплав) получаетс при расходе соды 110-140% от ТНК. В целевой продукт извлекают до 95% WO и до 92% S. . Полученный сульфатовольфраматный расплав легко выпиваетс из тигл , в сипикатном шлаке содержитс не более 2% WOg и 2% S. П р и. м е р 1. 10,0 кг гюбнеритового промпродукта (21,3% WO, 25,72% So(5iu,.) , обржженного в течение часа при 700 без доступа воздуха, смешивают с 4,0 кг молотой силикатглыбы и 7,0 кг сойы (соотношение ком понентов в шихте 1,0:0,4:0,7 соответ ственно) .Шихту плав т при в т чение одного часа. Осуществл ют раздельный слив сульфатовольфраматного расплава и силикатного шлака. Выход сульфатовольфрамата натри по весу составл ет 43,2%. Содержание WO в нем составл ет 24,8%, ,r 13,7% Извлечение WOja сульфатовольфрамат натри - 95,6%, 5о5ш,.- 92,5%. Содержание WO в шлаке - 0,86%, Sbs. 0,84%. Пример 2. 10,0 кг гюбнеритового промпродукта (21,3% W0% , 25,72 SosJ . обожженного ,в течение часа при без доступа воздуха, смешивает с с 5,0 кг молотой силикат-глыбы и 5,0 кг соды (соотношение компонентов в шихте 1,0:0,5:0,5 соответствен но) . Шихту плав т при в течение часа. Осуществл ют раздельный слив сульфатовольфраматного расплава и силикатного шлака. Выход сульфа товольфрамата натри составл ет 32,8 содержание М/Од-34, 8% ,So6w,-11,3%. Извлечение N /Oij- 93,0%,Sobui,- 92,0%. Содержание wo/j, в шлаке - 1,32% ,306,1 ,2%. Предлагаемый способ позволит перерабатывать низкосортные вольфргшовые промпродукты с большим содержанием сульфидов на получение сульфатовольфрамата натри , что значительно сократит существующую схему гравитационного обогащени гюбнеритовых руд, даст возможность нар ду с вольфраматом натри получать в виде товарного продукта сульфат натри в количестве 0,45-0,55 т на 1 т вольфрамата натри . Формула изобретени jCnoco6 переработки гюбнеритовых концентратов сплавлением с силикатглыбой и содой при 100-1100°С с последующим отделением соединени вольфра ма от силикатного шлака, отличающийс тем, что, с целью обеспечени возможности переработки бедных по вольфраму промпродуктов, содержащих пирит и галенит, концентрат предварительно обжигают без доступа воздуха и сплавление ведут при соотношении концентрата, силикат-глыбы и соды 1:0,4-0,5:0,5-0,7. Источники информации, прин тые во внимание при экспертизе 1.Резниченко В.А., Соловьев В.И., Бочков В.А. В.сб. Металлурги вольфрама , молибдена и ниоби . М., Наука , 1967, с.61-65. The invention relates to methods for processing tungsten concentrates and can be used in the chemical and metallurgical processing of vol by-products. The known method of processing cerium concentrate concentrates by smelting with soda and silica at 1400-1500.W. below 1400 and soda consumption 160-165% of the theoretically required amount (TNC) The composition of the initial mixture: scheelite concentrate, silica and soda, taken in a ratio of 1.0: 0.17: 0.46. The disadvantage of this method is the high temperature of the fusion process (1400-1500 ° C). The closest in technical essence and the achieved result is a method of processing a hubnerite concentrate by fusing with soda and a technical silicate block at 1000-1100 C. A mixture consisting of hubnerite concentrate, silicate clumps and soda, taken in a ratio of 1.0: 0 , 16-0.20 gO, 38-0.40, melt at 1000-1100 ° C for 2 hours. Good separation of fusion products into two nesmeshivak tsikh layer (silicate slag and tungstate melt), a high degree of conversion of hubnerite to tungstate sodium (up to 97%) is obtained at soda consumption 110-115% of TNK 2J. The disadvantage of this method is the impossibility of its use for processing tungsten-poor concentrates. The purpose of the invention is to provide the possibility of processing industrial products containing, in addition to Hubnerite, a significant amount of pyrite and galena. This is achieved by hubnerite middling being burned without air, mixed with technical silicate block and soda in a ratio of 1: 0: 0.4 - O, 5: 0.5-0.7 and melted at a temperature of 1000-1100 ° C for one hour. A good separation of the products of the 1eni alloy into two immiscible layers (silicate slag and sulphate-tungstate melt) is obtained at a soda consumption of 110-140% of TNCs. In the target product, up to 95% of WO and up to 92% of S. are extracted. The resulting sulphate-tungstate melt is easily drunk from crucibles; no more than 2% WOg and 2% S are contained in the calcine slag. meper 1. 10.0 kg of a hubnerite intermediate product (21.3% WO, 25.72% So (5iu, ...), treated for one hour at 700 without air access, are mixed with 4.0 kg of ground silicate clay and 7, 0 kg of soya (the ratio of components in the charge is 1.0: 0.4: 0.7, respectively). The mixture is melted for one hour. Separate discharge of sulfate-tungstate melt and silicate slag is carried out. The output of sulfate-tungstate by weight is e 43.2%. The content of WO in it is 24.8%, r 13.7%. The extraction of WOja sodium sulfate tungstate - 95.6%, 5o5, - 92.5%. The content of WO in the slag - 0.86 %, Sbs. 0.84%. Example 2. 10.0 kg gyu Nerite middling (21.3% W0%, 25.72 SosJ. calcined, for one hour with no air access, mixed with 5.0 kg of ground silicate lumps and 5.0 kg of soda (the ratio of components in the mixture is 1.0 : 0.5: 0.5, respectively.) The mixture was melted at the same time. Separate discharge of the sulfate-tungstate melt and silicate slag was carried out. The output of sodium tungstate sulfate was 32.8% M / Cd-34, 8%, So6w , -11.3%. Extraction of N / Oij- 93.0%, Sobui, - 92.0%. The content of wo / j, in the slag - 1.32%, 306.1, 2%. The proposed method will allow processing low grade tungsten middlings with a high content of sulphides to produce sodium sulfate tungstate, which will significantly reduce the existing gravitational enrichment scheme for hubnerite ores, and, along with sodium tungstate, it will be possible to produce sodium sulfate 0.45-0.55 tons per 1 ton of sodium tungstate. The invention of jCnoco6 processing of hubnerite concentrates by fusing with silicate clay and soda at 100-1100 ° C, followed by separating the tungsten compound from the silicate slag, characterized in that, in order to enable the processing of tunite poor industrial products containing pyrite and galena, the pre-kiln concentrate without air access and fusion is carried out at a ratio of concentrate, silicate-blocks and soda 1: 0.4-0.5: 0.5-0.7. Sources of information taken into account in the examination 1.Reznichenko V.A., Soloviev V.I., Bochkov V.A. V.sb. Metallurgists of tungsten, molybdenum and niobium. M., Science, 1967, pp.61-65.
2. Авторское свидетельство СССР по за вке № 2735250/26, С 01 G 41/00, 1979.2. USSR author's certificate in application number 2735250/26, C 01 G 41/00, 1979.