UA91966C2 - METHOD OF OBTAINING TITANIUM CONCENTRATES WITH HIGH CONTENT OF TiO2 AND LOW CONTENT OF RADIONUCLIDE ELEMENTS FROM ANATASE CONCENTRATES - Google Patents
METHOD OF OBTAINING TITANIUM CONCENTRATES WITH HIGH CONTENT OF TiO2 AND LOW CONTENT OF RADIONUCLIDE ELEMENTS FROM ANATASE CONCENTRATES Download PDFInfo
- Publication number
- UA91966C2 UA91966C2 UAA200605774A UAA200605774A UA91966C2 UA 91966 C2 UA91966 C2 UA 91966C2 UA A200605774 A UAA200605774 A UA A200605774A UA A200605774 A UAA200605774 A UA A200605774A UA 91966 C2 UA91966 C2 UA 91966C2
- Authority
- UA
- Ukraine
- Prior art keywords
- product
- leaching
- magnetic separation
- magnetic
- oxidation
- Prior art date
Links
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 70
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 28
- GWEVSGVZZGPLCZ-UHFFFAOYSA-N Titan oxide Chemical compound O=[Ti]=O GWEVSGVZZGPLCZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 25
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 16
- 239000010936 titanium Substances 0.000 title claims abstract description 16
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 16
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 45
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 claims abstract description 38
- 239000000047 product Substances 0.000 claims abstract description 33
- PUZPDOWCWNUUKD-UHFFFAOYSA-M sodium fluoride Chemical compound [F-].[Na+] PUZPDOWCWNUUKD-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 31
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 30
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 25
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 claims abstract description 22
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 claims abstract description 20
- 239000011775 sodium fluoride Substances 0.000 claims abstract description 15
- 235000013024 sodium fluoride Nutrition 0.000 claims abstract description 15
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims abstract description 10
- 230000009467 reduction Effects 0.000 claims abstract description 10
- 238000001035 drying Methods 0.000 claims abstract description 9
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 9
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 claims abstract description 8
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 8
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 4
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims abstract description 4
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 4
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 4
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 18
- 229910052761 rare earth metal Inorganic materials 0.000 claims description 18
- 150000002910 rare earth metals Chemical class 0.000 claims description 17
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 11
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 10
- 239000012467 final product Substances 0.000 claims description 9
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 9
- 229910021486 amorphous silicon dioxide Inorganic materials 0.000 claims description 7
- KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N Fluorane Chemical compound F KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N methane Chemical compound C VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims description 5
- KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-M Fluoride anion Chemical compound [F-] KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 4
- 229910019142 PO4 Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 235000021317 phosphate Nutrition 0.000 claims description 4
- 150000003013 phosphoric acid derivatives Chemical group 0.000 claims description 4
- 238000003756 stirring Methods 0.000 claims description 4
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 239000012535 impurity Substances 0.000 claims description 3
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 claims description 3
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 claims description 3
- 239000011707 mineral Substances 0.000 claims description 3
- 239000003345 natural gas Substances 0.000 claims description 3
- 150000004760 silicates Chemical class 0.000 claims description 3
- GFRMDONOCHESDE-UHFFFAOYSA-N [Th].[U] Chemical compound [Th].[U] GFRMDONOCHESDE-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- IKNAJTLCCWPIQD-UHFFFAOYSA-K cerium(3+);lanthanum(3+);neodymium(3+);oxygen(2-);phosphate Chemical group [O-2].[La+3].[Ce+3].[Nd+3].[O-]P([O-])([O-])=O IKNAJTLCCWPIQD-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims description 2
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 claims description 2
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- 229910052590 monazite Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 claims 2
- 239000011019 hematite Substances 0.000 claims 2
- 125000004435 hydrogen atom Chemical class [H]* 0.000 claims 2
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 2
- 101100182914 Caenorhabditis elegans mak-1 gene Proteins 0.000 claims 1
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims 1
- 239000002826 coolant Substances 0.000 claims 1
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 claims 1
- 238000010791 quenching Methods 0.000 claims 1
- 230000000171 quenching effect Effects 0.000 claims 1
- 230000008569 process Effects 0.000 abstract description 6
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 5
- 238000001816 cooling Methods 0.000 abstract description 5
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 abstract description 5
- 239000000049 pigment Substances 0.000 abstract description 5
- 239000004408 titanium dioxide Substances 0.000 abstract description 5
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 abstract description 4
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 3
- 230000007246 mechanism Effects 0.000 abstract description 3
- 230000006872 improvement Effects 0.000 abstract description 2
- 238000010977 unit operation Methods 0.000 abstract 2
- 238000001354 calcination Methods 0.000 abstract 1
- 239000007795 chemical reaction product Substances 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 16
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 9
- 238000005303 weighing Methods 0.000 description 8
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 7
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 6
- 239000011521 glass Substances 0.000 description 4
- 238000011068 loading method Methods 0.000 description 4
- 238000010907 mechanical stirring Methods 0.000 description 4
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 4
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 3
- 239000000696 magnetic material Substances 0.000 description 3
- 239000006148 magnetic separator Substances 0.000 description 3
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 description 3
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 description 3
- ZSLUVFAKFWKJRC-IGMARMGPSA-N 232Th Chemical compound [232Th] ZSLUVFAKFWKJRC-IGMARMGPSA-N 0.000 description 2
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N Atomic nitrogen Chemical compound N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 229910052776 Thorium Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052770 Uranium Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052784 alkaline earth metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 150000001342 alkaline earth metals Chemical class 0.000 description 2
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 2
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- 230000035939 shock Effects 0.000 description 2
- 239000007858 starting material Substances 0.000 description 2
- JFALSRSLKYAFGM-UHFFFAOYSA-N uranium(0) Chemical compound [U] JFALSRSLKYAFGM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 241001289435 Astragalus brachycalyx Species 0.000 description 1
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000975 Carbon steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000002917 Fraxinus ornus Nutrition 0.000 description 1
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 206010052428 Wound Diseases 0.000 description 1
- 208000027418 Wounds and injury Diseases 0.000 description 1
- 239000000654 additive Substances 0.000 description 1
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 1
- 229910052788 barium Inorganic materials 0.000 description 1
- DSAJWYNOEDNPEQ-UHFFFAOYSA-N barium atom Chemical compound [Ba] DSAJWYNOEDNPEQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 1
- 229910021538 borax Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011449 brick Substances 0.000 description 1
- 239000006227 byproduct Substances 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 1
- 239000010962 carbon steel Substances 0.000 description 1
- 239000002283 diesel fuel Substances 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 1
- 150000002431 hydrogen Chemical class 0.000 description 1
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 1
- NMCUIPGRVMDVDB-UHFFFAOYSA-L iron dichloride Chemical class Cl[Fe]Cl NMCUIPGRVMDVDB-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 1
- 230000005012 migration Effects 0.000 description 1
- 238000013508 migration Methods 0.000 description 1
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000012299 nitrogen atmosphere Substances 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 description 1
- 230000001737 promoting effect Effects 0.000 description 1
- 230000003134 recirculating effect Effects 0.000 description 1
- 238000007873 sieving Methods 0.000 description 1
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 1
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 1
- 239000004328 sodium tetraborate Substances 0.000 description 1
- 235000010339 sodium tetraborate Nutrition 0.000 description 1
- 229910052712 strontium Inorganic materials 0.000 description 1
- CIOAGBVUUVVLOB-UHFFFAOYSA-N strontium atom Chemical compound [Sr] CIOAGBVUUVVLOB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 1
- OGIDPMRJRNCKJF-UHFFFAOYSA-N titanium oxide Inorganic materials [Ti]=O OGIDPMRJRNCKJF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910001735 zirconium mineral Inorganic materials 0.000 description 1
Abstract
Description
Даний винахід стосується способу отримання титанових концентратів з високим вмістом ТіОг і низькими вмістами радіонуклідних елементів з отриманих механічним збагаченням концентратів анатазу.The present invention relates to a method of obtaining titanium concentrates with a high content of TiOg and low contents of radionuclide elements from anatase concentrates obtained by mechanical enrichment.
Головна перевага даного способу складається в отриманні титанової концентрату кращої якості в порівнянні з іншими вихідними матеріалами, що використовуються в хлоридному способі виробництва пігментів на основі діоксиду титану.The main advantage of this method consists in obtaining a titanium concentrate of better quality compared to other raw materials used in the chloride method of producing pigments based on titanium dioxide.
Така технологія складає основне досягнення в переробці отриманих механічним збагаченням концентратів анатазу, проілюстроване на фіг.This technology is the main achievement in the processing of anatase concentrates obtained by mechanical enrichment, illustrated in Fig.
Даний винахід стосується також унікального використання декількох відомих з рівня техніки індивідуальних операцій таким чином, що їх відповідна послідовність стає цілююм ефективною при отриманні титанового збагаченого концентрату з отриманих механічним збагаченням концентратів анатазу. Для цілей даного винаходу "отриманим механічним збагаченням концентратом анатазу" називають матеріал, отриманий в результаті використання наступної послідовності індивідуальних операцій при переробці незбагачених руд анатазу: промивання в промивному барабані, дроблення, просіювання, сортування, подрібнення таким чином, що розподіл розмірів частинок концентрату знаходиться в діапазоні від 1,0мм до 0,074мм, після чого йдуть магнітні сепарації в слабкому полі (800 Гаус) і в середньому полі (2000 Гаус), причому 2000-гаусна немагнітна фракція стає концентратом анатазу.The present invention also relates to the unique use of several individual operations known from the state of the art in such a way that their respective sequence becomes completely effective in obtaining a titanium-enriched concentrate from anatase concentrates obtained by mechanical enrichment. For the purposes of this invention, the material obtained by using the following sequence of individual operations in the processing of non-enriched anatase ores: washing in a washing drum, crushing, sieving, sorting, grinding in such a way that the size distribution of the concentrate particles is in range from 1.0mm to 0.074mm, followed by magnetic separations in a weak field (800 Gauss) and in a medium field (2000 Gauss), and the 2000-Gauss non-magnetic fraction becomes an anatase concentrate.
Спосіб, що стосується даного винаходу, починається з випалення (А) в діапазоні температур від 400"С до 550"С протягом від 30 хвилин до 1 години з вдуванням повітря, потім здійснюють відновлення (В) воднем, монооксидом вуглецю, природним газом або будь-яким іншим відновлювальним газом в тому ж самому діапазоні температур при часі перебування від 5 до 30 хвилин, після чого йде магнітна сепарації в слабкому полі (від 600 до 1000 Гаус) (С). З відомого на даний момент рівня техніки відоме використання випалення перед стадією відновлення, хоч і при більш високій температурі (7507С). Було виявлено, що шляхом зниження температури випалення від 7507С до 500"С можна знизити час відновлення від 60 хвилин до 5-30 хвилин.The method related to this invention begins with firing (A) in the temperature range from 400"C to 550"C for 30 minutes to 1 hour with air blowing, then reduction (B) is carried out with hydrogen, carbon monoxide, natural gas or any - any other reducing gas in the same temperature range with a residence time of 5 to 30 minutes, followed by magnetic separation in a weak field (from 600 to 1000 Gauss) (C). From the currently known state of the art, the use of firing before the recovery stage is known, albeit at a higher temperature (7507C). It was found that by lowering the firing temperature from 7507C to 500"C, the recovery time can be reduced from 60 minutes to 5-30 minutes.
Магнітну фракцію на виході з магнітної сепарації в слабкому полі - синтетичний магнетит - викидають, а немагнітну фракцію піддають сухій магнітній сепарації в сильному полі (від 16000 до 20000 Гаус) (0) рідкісноземельним магнітом, барабанним або валковим, щоб виділити силікати, вторинні фосфати, моназит, кальциртит, цирконоліт і уран- і торійвмісні мінерали. У цей час для тієї ж мети відоме також використання електростатичного розділення. Однак було виявлено, що магнітна сепарація в сильному полі в магнітних сепараторах з рідкісноземельними постійними магнітами дає магнітні титанові концентрати високої чистоти завдяки кращому витяганню вищезгаданих мінералів.The magnetic fraction at the exit from the magnetic separation in a weak field - synthetic magnetite - is thrown away, and the non-magnetic fraction is subjected to dry magnetic separation in a strong field (from 16,000 to 20,000 Gauss) (0) with a rare-earth magnet, drum or roll, to isolate silicates, secondary phosphates, monazite, calcirtite, zirconolite and uranium- and thorium-containing minerals. At this time, the use of electrostatic separation is also known for the same purpose. However, high-field magnetic separation in magnetic separators with rare-earth permanent magnets has been found to yield high-purity magnetic titanium concentrates due to better extraction of the aforementioned minerals.
Потім отриману в сильному полі магнітну фракцію піддають першому вилуговуванню (Е) у відповідному обладнанні (резервуарі з перемішуванням або резервуарі колонного типу) хлористоводневою кислотою з концентрацією від 20,095 до 30,095 мас/мас, при відношенні тверда речовина/рідина 1/2 мас/мас, температурі в діапазоні від 907С до 107"С протягом часу вилуговування від 2 до 4 годин. Зараз відоме використання подібної технології, хоч в ній використовується 18,595 розчин НСІ. Однак було встановлено, що використання розчинів, які містять 2095-2595 НСІ, забезпечує велику розчинність первинних фосфатів, оксидів заліза, алюмінію, марганцю і лужноземельних металів, таких як кальцій, барій і стронцій.Then, the magnetic fraction obtained in a strong field is subjected to the first leaching (E) in the appropriate equipment (stirring tank or column type tank) with hydrochloric acid with a concentration of 20.095 to 30.095 wt/wt, with a solid/liquid ratio of 1/2 wt/wt, temperature in the range from 907C to 107"C for a leaching time of 2 to 4 hours. The use of a similar technology is now known, although it uses an 18.595 NCI solution. However, it was found that the use of solutions containing 2095-2595 NCI provides greater solubility primary phosphates, oxides of iron, aluminum, manganese and alkaline earth metals such as calcium, barium and strontium.
Після стадії розділення твердої речовини/рідини лугів від першого вилуговування направляють в пристрій виділення рідкісноземельних елементів і регенерації НСІ (9).After the solid/liquid separation stage, the alkalis from the first leaching are sent to the device for the selection of rare earth elements and the regeneration of NSI (9).
Твердий залишок від першого вилуговування окисляють (РЕ) у обертовій печі або печі з псевдозрідженим шаром під потоком повітря або кисню при температурі в діапазоні від 10007 до 11007 в присутності суміші фториду натрію (Ман) і аморфного мікродіоксиду кремнію (5іО») з кількістю Мак від 395 до 1095 і 5іО» від 195 до 1095 відносно кількості матеріалу, що подається на окислення, при безперервному вдуванні повітря і протягом часу перебування від 30 до 120 хвилин. Дані умови вибирають так, що на межі розділу зерен анатазу формується багата радіонуклідами склоподібна фаза, в доповнення до сприяння міграції радіонуклідів в багату залізом фазу.The solid residue from the first leaching is oxidized (PE) in a rotary furnace or a fluidized bed furnace under a flow of air or oxygen at a temperature in the range from 10007 to 11007 in the presence of a mixture of sodium fluoride (Mann) and amorphous silicon dioxide (5iO") with an amount of Mak from 395 to 1095 and 5i0" from 195 to 1095 relative to the amount of material supplied for oxidation, with continuous blowing of air and during a residence time of 30 to 120 minutes. These conditions are chosen so that a glassy phase rich in radionuclides is formed at the interface of the anatase grains, in addition to promoting the migration of radionuclides into the iron-rich phase.
Окислений продукт загартовують (швидко охолоджують) у воді (б) з тим, щоб стабілізувати обидві отримані таким чином фази (склоподібну і багату залізом), тим самим роблячи майбутні індивідуальні операції більш ефективними.The oxidized product is quenched (rapidly cooled) in water (b) in order to stabilize both phases obtained in this way (vitreous and iron-rich), thereby making future individual operations more efficient.
Після термоудару окислений продукт піддають другому вилуговуванню хлористоводневою кислотою (Н) у відповідному обладнанні (резервуарі з перемішуванням або резервуарі колонного типу) 20-3095 мас/мас, розчином НС при відношенні тверда речовина/рідина 1/2 мас./мас, температурі в діапазоні від 907С до 10770 протягом 4 годин в присутності Мак або НЕ, прагнучи, головним чином, до збільшення розчинності багатої радіонуклідами склоподібної фази за допомогою впливу генерованого або доданого фторид-іону (Р).After the thermal shock, the oxidized product is subjected to a second leaching with hydrochloric acid (H) in the appropriate equipment (stirring tank or column-type tank) 20-3095 mass/mass, with a solution of NS at a solid/liquid ratio of 1/2 mass/mass, at a temperature in the range from 907C to 10770 for 4 hours in the presence of Mac or HE, aiming mainly to increase the solubility of the radionuclide-rich glassy phase by the influence of the generated or added fluoride ion (P).
Використання даної операції в цей час відоме, хоч в ній використовується 18,595 розчин НСІ, без фторид-іону, але зате з вдуванням повітря.The use of this operation at this time is known, although it uses an 18.595 solution of NSI, without fluoride ion, but with air blowing.
Після розділення твердої речовини/рідини лугів від другого вилуговування також подають в пристрій виділення рідкісноземельних металів і регенерації НСІ (У), причому така регенерація НСІ відбувається за допомогою пірогідролізу.After the solid/liquid separation of alkalis from the second leaching, they are also fed into the device for the separation of rare earth metals and the regeneration of NSI (U), and such regeneration of NSI occurs with the help of pyrohydrolysis.
Залишок від другого вилуговування піддають сухій магнітній сепарації в сильному полі (від 16000 до 20000The residue from the second leaching is subjected to dry magnetic separation in a strong field (from 16,000 to 20,000
Гаус) (І) на валковому або барабанному обладнанні з рідкісноземельним магнітом з метою виділення багатої залізом і багатої радіонуклідами фаз, які переходять в магнітну фракцію, причому немагнітна фракція стає кінцевим продуктом, в той час як магнітну фракцію викидають. Використання даної операції було відоме в описаних раніше способах, але з магнітними полями від 7000 до 15000 Гаус і з метою рециркуляції багатої залізом магнітної фракції на стадію відновлення або, в іншому випадку, з розглядом даної магнітної фракції як побічного продукту, оскільки магнітна фракція демонструє в рівній мірі низькі рівні радіонуклідів. Однак використання даної магнітної фракції не розглядається в даному винаході через високі вмісти в ній радіонуклідних елементів. Дана відмінність по відношенню до попередніх способів пояснюється більш високою робочою селективністю при магнітній сепарації в сильному полі. Така селективність зумовлена використанням сепараторів на основі рідкісноземельних постійних магнітів.Gauss) (I) on roll or drum equipment with a rare earth magnet to separate the iron-rich and radionuclide-rich phases that pass into the magnetic fraction, with the non-magnetic fraction becoming the final product, while the magnetic fraction is discarded. The use of this operation was known in the previously described methods, but with magnetic fields from 7000 to 15000 Gauss and with the aim of recirculating the iron-rich magnetic fraction to the recovery stage or, otherwise, considering this magnetic fraction as a by-product, since the magnetic fraction exhibits in equally low levels of radionuclides. However, the use of this magnetic fraction is not considered in this invention due to its high content of radionuclide elements. This difference in relation to the previous methods is explained by higher operating selectivity during magnetic separation in a strong field. Such selectivity is due to the use of separators based on rare earth permanent magnets.
Даний винахід також стосується змін в послідовності відомих процесів, поліпшення практично у всіх використовуваних індивідуальних операціях і унікального використання механізмів видалення радіонуклідів.This invention also relates to changes in the sequence of known processes, improvement in almost all used individual operations and unique use of radionuclide removal mechanisms.
Дані механізми характеризуються використанням сумішей Маг/5іОг» на стадії окислення, після чого йде швидке охолоджування з тим, щоб сформувати, відповідно, склоподібну фазу і багату залізом фазу з високими вмістами радіонуклідних елементів, які можуть бути видалені вилуговуванням хлористоводневою кислотою в присутності фторид-іону (у випадку склоподібної фази) і магнітною сепарацією в сильному полі (для багатої залізом фази).These mechanisms are characterized by the use of Mg/5iOg mixtures at the oxidation stage, followed by rapid cooling to form, respectively, a glassy phase and an iron-rich phase with high contents of radionuclide elements, which can be removed by leaching with hydrochloric acid in the presence of fluoride ion (in the case of a glassy phase) and magnetic separation in a strong field (for an iron-rich phase).
Суть і об'єм даного винаходу можна повністю зрозуміти, основуючись на прикладах, які йдуть нижче.The essence and scope of this invention can be fully understood based on the examples that follow.
Необхідно зазначити, що вказані приклади є виключно ілюстративними і не повинні розглядатися як такі, що обмежують розроблений спосіб.It should be noted that the specified examples are purely illustrative and should not be considered as limiting the developed method.
ПРИКЛАД 1 - Послідовність індивідуальних операцій, відповідних даному прикладу, показана на Фіг.EXAMPLE 1 - The sequence of individual operations corresponding to this example is shown in Fig.
Зразок отриманого механічним збагаченням концентрату анатазу масою 1000Гг і з хімічним складом, показаним в таблиці 1 нижче, піддавали послідовним стадіям випалення на повітрі при 500"С протягом 30 хвилин і відновлення воднем при 500"С протягом 30 хвилин, причому обидві ці стадії проводили в одному і тому ж лабораторному реакторі з псевдозрідженим шаром. Після охолоджування в самій печі в атмосфері азоту з метою уникнути повторного окислення магнітних фаз, що утворилися під час відновлення, 929г відновленого продукту обробляли в лабораторному барабанному вологому сепараторі з постійним магнітом, напруженість поля в якому дорівнює 800 Гаус. Багату магнетитом магнітну фракцію масою 284г викидали. Немагнітну фракцію масою 645г, хімічний склад якої показаний в таблиці 1 нижче, відправляли на магнітну сепарацію в сильному полі, яку здійснювали в лабораторному сухому валковому сепараторі з рідкісноземельним постійним магнітом, з високим градієнтом і напруженістю магнітного поля, яка дорівнює 20000 Гаус. На даній стадії отримували 60бг магнітного концентрату (хімічний склад приведений в таблиці 1 нижче) і 39г немагнітного матеріалу (в основному, силікатів, фосфатів і цирконієвих мінералів), причому останні 39г викидали. Магнітний концентрат масою 60бг вилуговували 2595 мас/мас, розчином НС з відношенням тверда речовина/рідина 1/2 мас/мас, при температурі 1057С протягом 4 годин в стендовому скляному реакторі із зворотною течією і механічним перемішуванням. Після промивання, фільтрування і сушіння витягували 472г проміжного концентрату (хімічний склад показаний в таблиці 1 нижче). Отриманий в результаті луг - багатий хлоридами заліза, алюмінієм, фосфором, рідкісноземельними і лужноземельними металами відділяли і направляли на виділення рідкісноземельних металів і НСІ. Потім вилугуваний концентрат змішували з 11 частинами бури (Маг2В4О7-10Н20) і 4 частинами хлориду натрію (МасСі), потім окисляли в лабораторній горизонтальній обертовій печі при 9507С протягом 60 хвилин. Отриманий в результаті продукт, маса якого дорівнює завантаженню фази окислення, вилуговували 2595 мас/мас, розчином НС! при відношенні тверда речовина/рідина 1/2 мас/мас, при 1057С протягом 4 годин в стендовому скляному реакторі із зворотною течією і механічним перемішуванням. Після промивання, фільтрування і сушіння витягували 382г проміжного концентрату (хімічний склад показаний в таблиці 1). Нарешті, вилугуваний продукт піддавали сухій магнітній сепарації в сильному полі в лабораторному сепараторі (валковий з постійним рідкісноземельним магнітом, високий градієнт і напруженість поля 20000 Гаус). Немагнітна фракція, отримана в результаті даної кінцевої магнітної сепарації (маса 313г і хімічний склад, показаний в таблиці 1), є кінцевим продуктом. Магнітну фракцію масою 79г направляють у відходи. Хоч вміст основних домішок є істотно зниженими, кінцевий продукт все ще містить 87 частин на мільйон (ч/млн) урану і 119 ч/млн торію - кількості, достатньо високі для того, щоб зробити даний продукт невідповідним як вихідний матеріал для хлоридного способу виробництва пігментів на основі діоксиду титану. Використовуючи в ході фази окислення добавки, більш відповідні даній меті, можна отримати матеріал зі значно більш низькими вмістами радіонуклідних елементів, як показано в наступних нижче прикладах.A sample of anatase concentrate obtained by mechanical enrichment with a mass of 1000 g and with a chemical composition shown in Table 1 below was subjected to successive stages of firing in air at 500"C for 30 minutes and reduction with hydrogen at 500"C for 30 minutes, and both of these stages were carried out in one and the same fluidized bed laboratory reactor. After cooling in the furnace itself in a nitrogen atmosphere in order to avoid re-oxidation of the magnetic phases formed during the reduction, 929 g of the reduced product was processed in a laboratory wet drum separator with a permanent magnet, the field strength of which is equal to 800 Gauss. The magnetite-rich magnetic fraction weighing 284 g was discarded. The non-magnetic fraction weighing 645 g, the chemical composition of which is shown in Table 1 below, was sent for magnetic separation in a strong field, which was carried out in a laboratory dry roll separator with a rare-earth permanent magnet, with a high gradient and a magnetic field strength equal to 20,000 Gauss. At this stage, 60bg of magnetic concentrate (chemical composition is given in Table 1 below) and 39g of non-magnetic material (mainly silicates, phosphates and zirconium minerals) were obtained, and the last 39g were discarded. The magnetic concentrate weighing 60bg was leached 2595 wt/wt, with a solution of NS with a solid/liquid ratio of 1/2 wt/wt, at a temperature of 1057C for 4 hours in a bench glass reactor with reverse flow and mechanical stirring. After washing, filtering and drying, 472 g of intermediate concentrate was extracted (the chemical composition is shown in Table 1 below). The alkali obtained as a result - rich in iron chlorides, aluminum, phosphorus, rare earth and alkaline earth metals was separated and directed to the extraction of rare earth metals and NSI. Then the leached concentrate was mixed with 11 parts of borax (Mag2B4O7-10H20) and 4 parts of sodium chloride (MaSi), then oxidized in a laboratory horizontal rotary furnace at 9507C for 60 minutes. The product obtained as a result, the mass of which is equal to the loading of the oxidation phase, was leached with 2595 wt/wt solution of NS! at a solid/liquid ratio of 1/2 wt/wt, at 1057C for 4 hours in a counterflow glass reactor with mechanical stirring. After washing, filtering and drying, 382 g of intermediate concentrate was extracted (the chemical composition is shown in Table 1). Finally, the leached product was subjected to dry magnetic separation in a strong field in a laboratory separator (roll with a permanent rare earth magnet, high gradient and field strength of 20000 Gauss). The non-magnetic fraction obtained as a result of this final magnetic separation (mass 313g and chemical composition shown in Table 1) is the final product. The magnetic fraction weighing 79 g is sent to the waste. Although the major impurities are substantially reduced, the final product still contains 87 parts per million (ppm) of uranium and 119 ppm of thorium, amounts high enough to make the product unsuitable as a starting material for the chloride process of pigment production based on titanium dioxide. By using during the oxidation phase additives that are more suitable for this purpose, it is possible to obtain a material with a much lower content of radionuclide elements, as shown in the following examples below.
Таблиця 1Table 1
Приклад 1 - Вмісти (мас. 90) основних елементів на різних стадіях способу концентрування о Матебрало | (3 | (2 | (3) | (4 | 85 | (єExample 1 - Contents (wt. 90) of the main elements at different stages of the method of concentration about Matebralo | (3 | (2 | (3) | (4 | 85 | (is
Маса, г 1000 645 6об 472 382 313Mass, g 1000 645 6ob 472 382 313
Ті» 51,60 65,70 68,60 81,90 88,10 91,60Those" 51.60 65.70 68.60 81.90 88.10 91.60
Ее (загалом) 18,40 12,60 10,90 9,28 7,94 5,33Ee (total) 18.40 12.60 10.90 9.28 7.94 5.33
А26Оз 5,74 3,89 1,79 0,47 -0,15 -0,15A26Oz 5.74 3.89 1.79 0.47 -0.15 -0.15
СаО 1,05 1,11 0,78 0,29 0,08 0,07CaO 1.05 1.11 0.78 0.29 0.08 0.07
Рг2О5 4,85 411 3,90 2,49 0,41 0,43Рg2О5 4.85 411 3.90 2.49 0.41 0.43
ЗІ» 0,86 0,67 0,47 0,48 0,47 0,35ZI" 0.86 0.67 0.47 0.48 0.47 0.35
МО2О5 0,71 1,05 0,88 1,17 1,26 1,36 йо» 0,41 0,58 0,73 0,92 0,91 1,07МО2О5 0.71 1.05 0.88 1.17 1.26 1.36 yo» 0.41 0.58 0.73 0.92 0.91 1.07
Ц (ч/млн) 5150 5150 5150 5150 97 87Ts (h/million) 5150 5150 5150 5150 97 87
ТА (ч/млн) »5О00 »5О0 486 256 125 119 (1) - отриманий механічним збагаченням концентрат (2) - концентрат після магнітної сепарації в слабкому полі (3) - концентрат після магнітної сепарації в сильному полі (4) - концентрат після першого вилуговування НСІ (5) - концентрат після другого вилуговування НСІ (6) - кінцевий концентратTA (h/million) »5О00 »5О0 486 256 125 119 (1) - concentrate obtained by mechanical enrichment (2) - concentrate after magnetic separation in a weak field (3) - concentrate after magnetic separation in a strong field (4) - concentrate after of the first leaching of NSI (5) - concentrate after the second leaching of NSI (6) - final concentrate
ПРИКЛАД 2 - Зразок масою 1000г такого ж отриманого механічним збагаченням концентрату, як у вищезгаданому прикладі 1, піддавали послідовним стадіям випалення при 5007"С протягом 30 хвилин і відновлення воднем при 500"С протягом 5 хвилин, причому обидві ці стадії проводили в такому ж лабораторному реакторі з псевдозрідженим шаром. Потім відновлений матеріал піддавали такій же послідовності індивідуальних операцій, описаних у вищезгаданому прикладі 1, до стадії окислення, тобто: вологій магнітній сепарації в слабкому полі, сухій магнітній сепарації в сильному полі і вилуговуванню 25905 мас/мас, хлористоводневою кислотою при 1057С протягом 4 годин. Після промивання, фільтрування і сушіння вилугуваний проміжний концентрат мав масу 414г і хімічний склад, показаний в таблиці 2 нижче. Потім даний матеріал змішували з 6,7 частинами фториду натрію і 3,3 частинами аморфного діоксиду кремнію, щоб після цього піддати випаленню в лабораторній горизонтальній обертовій печі з безперервним потоком повітря при 11007С протягом 60 хвилин. Продукт окислення, маса якого дорівнювала завантаженню, різко охолоджують у водяній бані і потім вилуговують 2595 мас/мас, хлористоводневою кислотою при відношенні тверда речовина/рідина 1/2 мас./мас. протягом 4 годин при 1057"С в стендовому скляному реакторі із зворотною течією і механічним перемішуванням. Після промивання, фільтрування і сушіння витягували 335г проміжного концентрату (хімічний склад показаний в таблиці 2). У кінці вилугуваний продукт проходив через лабораторний сепаратор (валковий з рідкісноземельним постійним магнітом, з високим градієнтом і напруженістю поля 20000 Гаус). Немагнітна фракція, отримана в ході даної кінцевої магнітної сепарації маса 318Гг і хімічний склад, показаний в таблиці 2, є кінцевим продуктом. Магнітну фракцію масою 17г викидають. Використання суміші фториду натрію і аморфного діоксиду кремнію на стадії окислення і використання різкого охолоджування окисленого продукту у воді забезпечили значне зниження вмістів урану і торію в кінцевому продукті. Однак кінцевий концентрат демонстрував відносно високий вміст діоксиду кремнію, з витікаючим звідси зниженням якості ТіО». Дана проблема може бути вирішена шляхом проведення другого вилуговування хлористоводневою кислотою (після окислення) з фторидом натрію з тим, щоб збільшити розчинність багатої радіонуклідами склоподібної фази за допомогою впливу іона Е", що генерується під час вилуговування. Даний факт буде проілюстрований в прикладі З нижче.EXAMPLE 2 - A sample weighing 1000 g of the same concentrate obtained by mechanical enrichment as in the above-mentioned example 1 was subjected to successive stages of firing at 5007"C for 30 minutes and reduction with hydrogen at 500"C for 5 minutes, and both of these stages were carried out in the same laboratory fluidized bed reactors. Then the recovered material was subjected to the same sequence of individual operations described in the above-mentioned example 1, to the oxidation stage, i.e.: wet magnetic separation in a weak field, dry magnetic separation in a strong field and leaching 25905 wt/wt with hydrochloric acid at 1057C for 4 hours. After washing, filtering and drying, the leached intermediate concentrate had a mass of 414g and a chemical composition shown in Table 2 below. This material was then mixed with 6.7 parts of sodium fluoride and 3.3 parts of amorphous silicon dioxide, and then fired in a laboratory horizontal rotary kiln with continuous air flow at 11007C for 60 minutes. The oxidation product, the mass of which was equal to the load, is sharply cooled in a water bath and then leached with 2595 wt/wt hydrochloric acid at a solid/liquid ratio of 1/2 wt/wt. for 4 hours at 1057"C in a bench-top glass reactor with reverse flow and mechanical stirring. After washing, filtering and drying, 335 g of intermediate concentrate was extracted (the chemical composition is shown in Table 2). At the end, the leached product passed through a laboratory separator (roll with rare earth constant magnet, with a high gradient and a field strength of 20,000 Gauss). The non-magnetic fraction obtained during this final magnetic separation with a mass of 318 g and a chemical composition shown in Table 2 is the final product. The magnetic fraction with a mass of 17 g is discarded. The use of a mixture of sodium fluoride and amorphous dioxide of silicon in the oxidation stage and the use of rapid cooling of the oxidized product in water ensured a significant reduction in the uranium and thorium contents of the final product. However, the final concentrate showed a relatively high content of silicon dioxide, with the resulting decrease in TiO quality." This problem can be solved by performing a second leaching hlo hydrofluoric acid (after oxidation) with sodium fluoride in order to increase the solubility of the radionuclide-rich glassy phase through the influence of the E" ion generated during leaching. This fact will be illustrated in example C below.
Таблиця 2Table 2
Приклад 2 - Вмісти (мас. 90) основних елементів на різних стадіях способу концентрування оо Матевіал.ї/ | (0) | (2 | (83) їЇ є ЇЇ 5 11 6Example 2 - Contents (mass. 90) of the main elements at different stages of the method of concentration oo Matevial.i/ | (0) | (2 | (83) her is her 5 11 6
Маса, г 1000 658 628 414 335 318Mass, g 1000 658 628 414 335 318
Ті» 51,60 65,60 66,40 83,20 84,50 88,20Those" 51.60 65.60 66.40 83.20 84.50 88.20
Ее (загалом) 18,40 10,90 11,60 9,28 7,81 3,32Ee (total) 18.40 10.90 11.60 9.28 7.81 3.32
А26Оз 5,74 2,20 2,00 0,60 -0,15 -0,15A26Oz 5.74 2.20 2.00 0.60 -0.15 -0.15
Сао 1,05 1,07 0,89 0,33 ОО 01оSao 1.05 1.07 0.89 0.33 ОО 01о
РгО5 4,85 4,34 418 3,35 0,62 0,68РгО5 4.85 4.34 418 3.35 0.62 0.68
ЗІ» 0,86 0,84 0,35 0,77 3,99 4,43ZI" 0.86 0.84 0.35 0.77 3.99 4.43
МО2О5 0,71 0,83 0,82 1,36 1,27 1,46 йо» 0,41 0,75 0,79 1,12 0,97 1,12МО2О5 0.71 0.83 0.82 1.36 1.27 1.46 yo» 0.41 0.75 0.79 1.12 0.97 1.12
Ц (ч/млн) 5150 »150 »150 5150 58 62Ts (h/million) 5150 »150 »150 5150 58 62
ТИ (ч/млн) »5О0 466 482 236 73 53 (1) - отриманий механічним збагаченням концентрат (2) - концентрат після магнітної сепарації в слабкому полі (3) - концентрат після магнітної сепарації в сильному полі (4) - концентрат після першого вилуговування НСІ (5) - концентрат після другого вилуговування НСІ (6) - кінцевий концентратTI (h/mln) »5О0 466 482 236 73 53 (1) - concentrate obtained by mechanical enrichment (2) - concentrate after magnetic separation in a weak field (3) - concentrate after magnetic separation in a strong field (4) - concentrate after the first leaching of NSI (5) - concentrate after the second leaching of NSI (6) - final concentrate
ПРИКЛАД З - Зразок масою 1000г такого ж отриманого механічним збагаченням концентрату анатазу, як і у вищезгаданих прикладах 1 і 2, піддавали ідентичній послідовності індивідуальних операцій, описаних в прикладі 2, а саме: випаленню на повітрі (30 хвилин) і відновленню воднем (5 хвилин) в псевдозрідженому шарі при 500"С, вологій магнітній сепарації в слабкому полі, сухій магнітній сепарації в сильному полі і вилуговуванню 2595 мас/мас, хлористоводневою кислотою при 1057С протягом 4 годин, причому всі ці операції проводили в лабораторному масштабі. Після вилуговування, промивання, фільтрування і сушіння витягували 410г проміжного концентрату (хімічний склад показаний в таблиці 3). Потім вилугуваний продукт змішували з 6,7 частинами фториду натрію і 3,3 частинами аморфного діоксиду кремнію, згодом піддавали випаленню в лабораторній горизонтальній обертовій печі з безперервним потоком повітря при 1100"С протягом 60 хвилин.EXAMPLE C - A sample weighing 1000 g of the same anatase concentrate obtained by mechanical enrichment as in the aforementioned examples 1 and 2 was subjected to an identical sequence of individual operations described in example 2, namely: burning in air (30 minutes) and reduction with hydrogen (5 minutes ) in a fluidized bed at 500"С, wet magnetic separation in a weak field, dry magnetic separation in a strong field and leaching 2595 wt/wt with hydrochloric acid at 1057С for 4 hours, and all these operations were carried out on a laboratory scale. After leaching, washing , filtering and drying extracted 410 g of the intermediate concentrate (the chemical composition is shown in Table 3). Then the leached product was mixed with 6.7 parts of sodium fluoride and 3.3 parts of amorphous silicon dioxide, and then subjected to firing in a laboratory horizontal rotary furnace with a continuous flow of air at 1100"C for 60 minutes.
Окислену руду швидко охолоджували у воді і вилуговували 2595 мас./мас. НСІ в присутності фториду натрію (кількість дорівнює 40г Маг на літр вилуговуючого розчину) при відношенні тверда речовина/рідина 1/2 мас/мас, протягом 4 годин при 1057"С в стендовому скляному реакторі із зворотною течією і механічним перемішуванням. Після промивання, фільтрування і сушіння витягували 323г проміжного концентрату (хімічний склад показаний в таблиці 3). У кінці вилугуваний продукт проходив через лабораторний сепаратор (валковий з рідкісноземельним постійним магнітом, високим градієнтом і напруженістю поля 20000 Гаус).Oxidized ore was quickly cooled in water and leached 2595 wt./wt. NSI in the presence of sodium fluoride (the amount is equal to 40 g Mag per liter of leaching solution) at a solid/liquid ratio of 1/2 mass/mass, for 4 hours at 1057"C in a bench glass reactor with reverse flow and mechanical stirring. After washing, filtering and drying extracted 323g of the intermediate concentrate (chemical composition is shown in Table 3). At the end, the leached product passed through a laboratory separator (a roll with a rare-earth permanent magnet, a high gradient and a field strength of 20,000 Gauss).
Отримана в результаті немагнітна фракція (з масою 312г і хімічним складом, показаним в таблиці 3) є кінцевим продуктом. Магнітну фракцію масою 11г направляли у відходи. Використання суміші фториду натрію і аморфного діоксиду кремнію при окисленні і швидке охолоджування окисленого продукту у воді, плюс додання фториду натрію під час другого вилуговування НСІ, давали можливість отримати кінцевий продукт з високою якістю ТіОг і низькими вмістами домішок, які є шкідливими для хлоридного способу виробництва пігментів на основі діоксиду титану. Крім того, кількості радіонуклідів в даному продукті відповідають екологічним стандартам, які стосуються використання вихідних матеріалів і скидання відходів і встановленим в цей час у всьому світі відносно промисловості по виробництву пігментів на основі діоксиду титану.The resulting non-magnetic fraction (with a mass of 312 g and a chemical composition shown in Table 3) is the final product. The magnetic fraction weighing 11 g was sent to waste. The use of a mixture of sodium fluoride and amorphous silicon dioxide during oxidation and rapid cooling of the oxidized product in water, plus the addition of sodium fluoride during the second leaching of NSI, made it possible to obtain a final product with high quality TiOg and low contents of impurities that are harmful to the chloride method of pigment production based on titanium dioxide. In addition, the amount of radionuclides in this product meets the environmental standards related to the use of raw materials and waste disposal and established at this time throughout the world in relation to the industry for the production of pigments based on titanium dioxide.
Таблиця ЗTable C
Приклад З - Вмісти (мас. 90) основних елементів на різних стадіях способу концентрування о Матебзалї | (у | (г | (83 ЇЇ (4 | 5 | (6 (Example C - Contents (mass 90) of the main elements at different stages of the method of concentration about Mathebzal | (in | (g | (83 HER (4 | 5 | (6 (
Маса, г 1000 661 627 до 323 312Mass, g 1000 661 627 to 323 312
Ті» 51,60 65,60 66,40 83,20 91,00 92,40Those" 51.60 65.60 66.40 83.20 91.00 92.40
Ее (загалом) 18,40 10,90 11,60 5,13 2,40 2,39Ee (total) 18.40 10.90 11.60 5.13 2.40 2.39
А2О3 5,74 2,20 2,00 0,60 0,25 0,24A2O3 5.74 2.20 2.00 0.60 0.25 0.24
СаО 1,05 1,07 0,89 0,33 0,09 0,08CaO 1.05 1.07 0.89 0.33 0.09 0.08
Рг2О5 4,85 4,34 418 3,35 2,00 1,23Рg2О5 4.85 4.34 418 3.35 2.00 1.23
ЗІ» 0,86 0,84 0,35 0,77 0,55 0,51ZI" 0.86 0.84 0.35 0.77 0.55 0.51
МО2О5 0,71 0,83 0,82 1,36 1,49 1,50 762 0,41 0,75 0,79 112 1,30 1,45МО2О5 0.71 0.83 0.82 1.36 1.49 1.50 762 0.41 0.75 0.79 112 1.30 1.45
Ц (ч/млн) 5150 5150 5150 »5О0 55 52Ts (h/million) 5150 5150 5150 »5О0 55 52
ТА (ч/млн) »5О00 466 482 236 57 50 (1) - отриманий механічним збагаченням концентрат (2) - концентрат після магнітної сепарації в слабкому полі (3) - концентрат після магнітної сепарації в сильному полі (4) - концентрат після першого вилуговування НСІ (5) - концентрат після другого вилуговування НСІ (6) - кінцевий концентратTA (h/mln) »5O00 466 482 236 57 50 (1) - concentrate obtained by mechanical enrichment (2) - concentrate after magnetic separation in a weak field (3) - concentrate after magnetic separation in a strong field (4) - concentrate after the first leaching of NSI (5) - concentrate after the second leaching of NSI (6) - final concentrate
ПРИКЛАД 4 - Зразок масою 1000кг такого ж отриманого механічним збагаченням концентрату анатазу з прикладів 1, 2 і З з хімічним складом, показаним в таблиці 4 нижче, піддавали, в різних завантаженнях, послідовним стадіям випалення на повітрі (5007С протягом 30 хвилин) і відновлення воднем (5007С протягом 5 хвилин). Обидві ці операції проводили в одному і том же реакторі напівпромислового масштабу з псевдозрідженим шаром, здатному переробити аж до 5Окг руди за одне завантаження. В кожному завантаженні відновлену руду охолоджували в потоці азоту в реакторі з псевдозрідженим шаром з тим, щоб уникнути повторного окислення оксидів заліза, які утворюються під час відновлення. У кінці даної стадії витягували 945кг відновленої руди, а потім її піддавали вологій обробці в барабанному магнітному сепараторі з постійним магнітом в напівпромисловому масштабі при напруженості магнітного поля 800 Гаус. На даній стадії отримували 670кг немагнітного матеріалу (хімічний склад показаний в таблиці 4), в той час як 275кКг магнітного продукту направляли у відходи. Немагнітну фракцію піддавали магнітній сепарації в сильному полі з високим градієнтом в напівпромисловому барабанному сепараторі з рідкісноземельним постійним магнітом, здатному переробити аж до 1,5 тонн руди в годину. Дану операцію здійснювали в сухому стані при напруженості магнітного поля 20000 Гаус. У результаті отримували 6бЗОкг магнітного концентрату і 40кг немагнітних відходів. Магнітний концентрат піддавали вилуговуванню хлористоводневою кислотою в напівпромисловій вилуговуючій колоні висотою 1200мм з трьома циліндричними секціями (діаметри ЗО05мм, 255мм і 200мм), здатною переробити 40Окг руди за одне завантаження. Експериментальні умови вилуговування були наступними: час вилуговування 4 години, температура в діапазоні від 100"С до 105"С в середній частині колони і 2595 мас/мас, вилуговуючий розчин НС. У кінці кожного завантаження руду грунтовно промивали водою в самій колоні, причому промивну воду видаляли у відходи. Потім вилугувану руду вивантажували вручну через кришку колони. В результаті даної операції витягували 422кг концентрату (хімічний склад показаний в таблиці 4). Потім з цією масою концентрату змішували 55кг фториду натрію і ЗОкг аморфного діоксиду кремнію, і отриману суміш окисляли в горизонтальній обертовій печі напівпромислового масштабу. Дана піч (внутрішній діаметр 50см, довжина Зм) має зовнішній кожух з вуглецевої сталі, внутрішню футерівку з вогнетривкої цегли і нагрівання за допомогою згоряння дизельного палива. Умови проведення операції окислення були наступними: температура від 10507С до 11007С і час перебування руди 75 хвилин. На виході з печі обпалений продукт вивантажували в приймачі з водою кімнатної температури, щоб таким чином сприяти термоудару руди. В результаті даної операції витягували 400кг окисленої руди, і потім її піддавали другому вилуговуванню хлористоводневою кислотою. Дана операція мала місце в тій же самій, вказаній раніше, напівпромисловій вилуговуючій колоні при наступних умовах: тривалість 4 години, температура суспензії від 1007С до 1057С, 2595 мас/мас. НСІ з доданням у вилуговуючий розчин 40г на літр фториду натрію.EXAMPLE 4 - A sample weighing 1000 kg of the same anatase concentrate obtained by mechanical enrichment from examples 1, 2 and 3 with the chemical composition shown in table 4 below was subjected, in different loadings, to successive stages of combustion in air (5007C for 30 minutes) and reduction with hydrogen (5007C for 5 minutes). Both of these operations were carried out in the same semi-industrial-scale fluidized bed reactor, capable of processing up to 5Okg of ore per charge. In each load, the reduced ore was cooled in a stream of nitrogen in a fluidized bed reactor in order to avoid re-oxidation of the iron oxides formed during the reduction. At the end of this stage, 945 kg of recovered ore was extracted, and then it was subjected to wet processing in a drum magnetic separator with a permanent magnet on a semi-industrial scale at a magnetic field strength of 800 Gauss. At this stage, 670 kg of non-magnetic material was obtained (the chemical composition is shown in Table 4), while 275 kg of the magnetic product was sent to waste. The non-magnetic fraction was subjected to magnetic separation in a strong field with a high gradient in a semi-industrial drum separator with a rare earth permanent magnet capable of processing up to 1.5 tons of ore per hour. This operation was carried out in a dry state at a magnetic field strength of 20,000 Gauss. As a result, 6bZOkg of magnetic concentrate and 40kg of non-magnetic waste were obtained. The magnetic concentrate was subjected to hydrochloric acid leaching in a semi-industrial leaching column 1200 mm high with three cylindrical sections (diameters ЗО05 mm, 255 mm and 200 mm), capable of processing 40 Оkg of ore per loading. The experimental leaching conditions were as follows: leaching time 4 hours, temperature in the range from 100"C to 105"C in the middle part of the column and 2595 wt/wt, leaching solution NS. At the end of each load, the ore was thoroughly washed with water in the column itself, and the washing water was removed as waste. The leached ore was then manually discharged through the column cover. As a result of this operation, 422 kg of concentrate was extracted (the chemical composition is shown in Table 4). Then 55 kg of sodium fluoride and 30 kg of amorphous silicon dioxide were mixed with this mass of concentrate, and the resulting mixture was oxidized in a horizontal rotary furnace of a semi-industrial scale. This furnace (inner diameter 50 cm, length 30 cm) has an outer casing made of carbon steel, an inner lining made of refractory bricks and heated by the combustion of diesel fuel. The conditions for the oxidation operation were as follows: temperature from 10507C to 11007C and ore residence time of 75 minutes. At the exit from the furnace, the burnt product was unloaded into a receiver with water at room temperature in order to promote thermal shock of the ore. As a result of this operation, 400 kg of oxidized ore was extracted, and then it was subjected to a second leaching with hydrochloric acid. This operation took place in the same semi-industrial leaching column mentioned earlier under the following conditions: duration of 4 hours, suspension temperature from 1007C to 1057C, 2595 wt/wt. NSI with the addition of 40 g per liter of sodium fluoride to the leaching solution.
Як і у випадку першого вилуговування, в кінці кожного завантаження вилугувану руду грунтовно промивали водою. У результаті витягували 325кг вилугуваного концентрату (хімічний склад показаний в таблиці 4).As in the case of the first leaching, at the end of each loading, the leached ore was thoroughly washed with water. As a result, 325 kg of leached concentrate was extracted (the chemical composition is shown in Table 4).
Нарешті, матеріал з другого вилуговування НСІ обробляли в напівпромисловому сухому магнітному сепараторі (валковий з рідкісноземельним постійним магнітом, високим градієнтом і напруженістю магнітного поля 20000 Гаус), здатному переробити аж до 0,5 тонни руди в годину. Витягували в загальному 302кг немагнітного продукту і 23кг магнітних відходів. Немагнітний матеріал (склад проілюстрований в таблиці 4) являє собою кінцевий продукт.Finally, the material from the second leaching of NSI was processed in a semi-industrial dry magnetic separator (a roll with a rare earth permanent magnet, a high gradient and a magnetic field strength of 20,000 Gauss), capable of processing up to 0.5 tons of ore per hour. A total of 302 kg of non-magnetic product and 23 kg of magnetic waste were extracted. Non-magnetic material (the composition is illustrated in Table 4) is the final product.
Таблиця 4Table 4
Приклад 4 - Вмісти (мас. 905) основних елементів на різних стадіях способу концентруванняExample 4 - Contents (wt. 905) of the main elements at different stages of the concentration method
Матеріал. | (0) | (2 | (83 | (4 | 5 | 6Material. | (0) | (2 | (83 | (4 | 5 | 6
Маса, кг 1000 670 630 422 325 302Mass, kg 1000 670 630 422 325 302
ТІО» 51,60 63,72 64,00 82,50 93,00 94,00TIO" 51.60 63.72 64.00 82.50 93.00 94.00
Ее (загалом) 18,40 11,50 12,00 4,83 2,15 1,97Ee (total) 18.40 11.50 12.00 4.83 2.15 1.97
А2Оз3 5,74 2,41 2,44 0,68 0,25 0,24A2Oz3 5.74 2.41 2.44 0.68 0.25 0.24
Сао 1,05 1,08 0,91 0,29 012 0,08Sao 1.05 1.08 0.91 0.29 012 0.08
Р2О5 4,85 4,46 4,27 2,95 0,56 0,34Р2О5 4.85 4.46 4.27 2.95 0.56 0.34
ЗІ» 0,86 0,88 0,53 0,82 0,52 0,50ZI" 0.86 0.88 0.53 0.82 0.52 0.50
МО2О5 0,71 0,84 0,83 1,35 1,49 1,49 2162 0,41 0,84 0,83 1,00 1,19 0,91МО2О5 0.71 0.84 0.83 1.35 1.49 1.49 2162 0.41 0.84 0.83 1.00 1.19 0.91
Ц (ч/млн) 5150 5150 5150 5150 79 46Ts (h/million) 5150 5150 5150 5150 79 46
ТА (ч/млн) »5О00 425 430 232 90 44 (1) - отриманий механічним збагаченням концентрат (2) - концентрат після магнітної сепарації в слабкому полі (3) - концентрат після магнітної сепарації в сильному полі (4) - концентрат після першого вилуговування НСІ (5) - концентрат після другого вилуговування НСІ (6) - кінцевий концентратTA (ppm) »5О00 425 430 232 90 44 (1) - concentrate obtained by mechanical enrichment (2) - concentrate after magnetic separation in a weak field (3) - concentrate after magnetic separation in a strong field (4) - concentrate after the first leaching of NSI (5) - concentrate after the second leaching of NSI (6) - final concentrate
БиНМІЙКОМ -й нковдения | АByNMIIKOM - and nkovdeniya | AND
Помінтнмтвольний сере | в пяти і МаннаMemorable sir | in five and Manna
Пуметнісою фрохміх з УКеМОХ ши СМPumetnisoi frohmikh from UKeMOH shi SM
Щ пенні -- нні Яриаця ра Гаснятнння М дент | Є і м ; ! | Ствчня І1- іїкислених -к МАК: Зни пожеие яShpenny -- nni Yariatsya ra Hasnyatnnnia M dent | There are and m; ! | Stvchnya I1- iikislenih -k MAK: Zny pozheye i
Гедеон виткі | А 0-52 й й рони МаечанаGideon coils | And 0-52 and Maechan's wounds
Єтуййня фею ня до пня 1 Нема фрахіняYetuynya fairy to the stump 1 There is no frahinya
Фк.Fk.
Claims (9)
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| BRPI0304443 | 2003-10-28 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| UA91966C2 true UA91966C2 (en) | 2010-09-27 |
Family
ID=50734911
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| UAA200605774A UA91966C2 (en) | 2003-10-28 | 2004-10-18 | METHOD OF OBTAINING TITANIUM CONCENTRATES WITH HIGH CONTENT OF TiO2 AND LOW CONTENT OF RADIONUCLIDE ELEMENTS FROM ANATASE CONCENTRATES |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| UA (1) | UA91966C2 (en) |
-
2004
- 2004-10-18 UA UAA200605774A patent/UA91966C2/en unknown
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2369562C2 (en) | METHOD OF OBTAINING TITANIUM CONCENTRATES WITH HIGH CONTENT OF TiO2 AND LOW CONTENT OF RADIONUCLIDE ELEMENTS FROM ANATASE CONCENTRATES OBTAINED FROM MECHANICAL PREPARATION | |
| RU2430019C2 (en) | Method of enriching anatase mechanical concentrates to obtain synthetic rutile with low content of rare-earth and radioactive elements | |
| CN111170750A (en) | Method for producing refractory material by innocent treatment of secondary aluminum ash | |
| US3295924A (en) | Process for recovering iron, titanium and aluminum from the red slurries obtained in processing bauxite by the bayer process | |
| CN101812595A (en) | Method for producing artificial rutile from titanium slag | |
| CN111286630B (en) | Method for removing impurities and purifying titanium concentrate through suspension roasting | |
| US3950489A (en) | Chlorine treatment of titaniferous ores | |
| US3734996A (en) | Preparation of titanium dioxide concentrates and iron oxide pigments from ilmenite | |
| UA91966C2 (en) | METHOD OF OBTAINING TITANIUM CONCENTRATES WITH HIGH CONTENT OF TiO2 AND LOW CONTENT OF RADIONUCLIDE ELEMENTS FROM ANATASE CONCENTRATES | |
| RU2382094C1 (en) | Rolling method of silica-titanic concentrates | |
| SU726199A1 (en) | Method of siderite ore preparation for blast casting | |
| US3006728A (en) | Preparation of ceramic grade titanium dioxide | |
| RU2184158C1 (en) | Method for cleaning of iron ore concentrate from phosphor contaminants | |
| EP0487479B1 (en) | A method for purifying iron oxide | |
| FI60722C (en) | FOERFARANDE FOER BEHANDLING AV TITANHALTIGA JAERNMALMER OCH SLIG | |
| KR102630333B1 (en) | Method for manufacturing high-purity magnesium oxide from waste refractory material through eco-friendly hydrometallurgical application process and magnesium oxide manufactured thereby | |
| RU2694862C1 (en) | Method for processing of dust wastes formed during cleaning of gases of ore-thermal furnace | |
| RU2094374C1 (en) | Method of extraction of scandium from silicon-containing materials | |
| RU1781173C (en) | Method of processing high-iron and high-silicon bauxites | |
| US2127664A (en) | Separating brookite and rutile from zircon and obtaining titanium oxide therefrom | |
| SU950784A1 (en) | Method for producing magnetite pellets | |
| KR20220116169A (en) | A method for producing copper metal from copper concentrates without generating waste |