WO2004106230A1 - 金属の複合酸化物の製造方法 - Google Patents

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Definitions

  • the present invention relates to a metal oxide and / or a precursor thereof or a metal oxide.
  • the present invention relates to a method for producing a composite oxide with Z or an alkaline earth metal.
  • mechanochemical treatment As a method of causing a reaction without heating, mechanochemical treatment is known.
  • the treatment generally involves mechanical energy applied to the solid material, for example, shear, compression, impact, crushing, bending, stretching, etc., causing the surface of the solid material to undergo a physicochemical change, and the gas, liquid material existing around the solid material. It is a method of affecting the chemical state by causing a chemical change to the surface or directly inducing or promoting a chemical change between them and the surface of the solid material.
  • mechanical energy applied to the solid material for example, shear, compression, impact, crushing, bending, stretching, etc.
  • a method for leaching an indium-containing compound has been proposed in which an indium-containing compound is subjected to mechanochemical treatment in the presence of a ceramic powder and then leached into a low-concentration acid at room temperature.
  • Japanese Unexamined Patent Publication No. 2001-111 A method has also been proposed in which quicklime is mixed with coal ash and subjected to mechanochemical treatment to produce a hydraulically treated product powder.
  • the mechanochemical treatment is based on the fact that the reaction proceeds by point contact at the active point on the surface of the solid material that has been updated by impact or the like. Therefore, to increase the reaction amount, that is, increase the product, it is necessary to continue the treatment for a long time and take measures to repeat the surface renewal, which is basically unsuitable for industrial-scale production. It is. Disclosure of the invention
  • the present inventor has applied the treatment to the reaction between an oxide of a valuable metal and an alkali (earth) metal salt. It has been found that when the treatment product is heated to a specific temperature, the reaction proceeds at an unexpected rate. That is, the inventor of the present invention has intensively studied a method of increasing the productivity by taking advantage of the mechanochemical treatment.
  • the coexisting alkali (earth) metal salt is heated so as to be in contact with the surface, the alkali (earth) metal salt diffuses from the solid surface of the oxide of the valuable metal to the inside, and even inside the solid.
  • FIG. 1 is a view showing a result of a thermal analysis of a co-ground product of vanadium-containing magnetite of Example 1 of the present invention.
  • FIG. 2 is a view showing a result of a thermal analysis of the pulverized Huobn's nioballoy of Example 2 of the present invention.
  • FIG. 3 is a view showing a result of a thermal analysis of a co-ground product of iron niobate of Example 2 of the present invention.
  • FIG. 4 is a view showing a result of a thermal analysis of a co-ground product of iron niobate of Example 3 of the present invention.
  • FIG. 5 is a diagram showing a result of a thermal analysis of a co-ground product of ore containing manganese heavy stone of Example 4 of the present invention.
  • FIG. 6 is a view showing a result of a thermal analysis of a co-ground product of ore containing scheelite in Example 5 of the present invention.
  • FIG. 7 is a view showing a result of a thermal analysis of a co-milled product of the nickel silicate ore of Example 6 of the present invention.
  • FIG. 8 is a diagram showing a result of a thermal analysis of a co-milled ore containing zircon of Example 7 of the present invention.
  • FIG. 9 is a view showing a result of a thermal analysis of a kneaded material containing vanadium-containing magnetite of Comparative Example 2 of the present invention.
  • the present invention is based on the periodic table 13 group 4, group 4, group 5, group 6, group 7, cobalt and nickel. Reacting an oxide of at least one metal selected from the group consisting of Z and Z or a precursor thereof or a substance containing them with an alkali metal salt and z or an alkaline earth metal salt to form the metal and alkali metal And / or a method for producing a composite oxide with an alkaline earth metal, comprising: mixing the oxide of the metal and / or a precursor thereof or a substance containing the same with the alkali metal and Z or an alkaline earth metal salt.
  • the metal oxide and Z or its precursor or a substance containing them are co-ground until the particle diameter becomes 1 O ⁇ m or less, and the co-ground product is brought to a temperature of 200 ° C or more.
  • the method for producing a composite oxide according to the present invention comprises the steps of: forming at least one metal selected from the group consisting of Groups 13, 4, 5, 6, 7, cobalt and nickel, alkali metal, and Z; Alternatively, it is preferable that the composite oxide is recovered in the aqueous solvent by extraction from a reaction product containing the composite oxide with the alkaline earth metal using an aqueous solvent.
  • the substance containing the metal oxide is preferably ore, concentrate, incinerated ash, industrial waste, or general waste.
  • the precursor of the metal oxide is preferably a ferroalloy, an alloy, a metal salt, or a sulfide of the metal.
  • the metal oxide is preferably vanadium, zirconium, niobium, nickel or tungsten.
  • the alkali metal salt and the Z or alkaline earth metal salt are preferably a carbonate, a halide, a sulfate, a borate or a hydroxide.
  • the alkali metal salt and Z or alkaline earth metal salt are preferably sodium carbonate, potassium carbonate, sodium sulfate, calcium carbonate, or sodium hydroxide.
  • the reaction between the metal oxide and / or a precursor thereof or a substance containing the metal oxide and the alkali metal and Z or an alkaline earth metal salt is 250 or more, It is preferable to carry out the reaction in a temperature range lower than the lower one of the decomposition temperature and the melting temperature of the alkali metal and Z or the alkaline earth metal salt.
  • the type and structure of the mill used in the present invention are not particularly limited as long as the oxide of valuable metal and Z or its precursor or a substance containing these can be milled to 10 m or less.
  • a kneader such as a pressure kneader or a two-roll mill, a vibration mill, a rotating ball mill, or the like can be used.
  • Preferred is a vibratory mill.
  • the particle size of the raw material is not crushed to a median value of 10 m or less, preferably 5 m or less, the number of active points on the surface of the raw material is small, and the amount of alkali (earth) metal salt in contact with the active point is also small.
  • the progress of the solid-phase reaction between the raw material and the alkali (earth) metal salt on the raw material surface during co-milling becomes insufficient, and a stable interface is not formed.
  • a stable interface is not formed, so that it becomes difficult for the alkali (earth) metal salt to penetrate into the raw material, , And the progress of the solid-phase reaction becomes insufficient. Therefore, it is very important to co-mill the raw materials until the median value becomes 10 m or less, preferably 5 m or less.
  • the median value is a particle size having a median value on a mass basis in the particle size distribution of the raw material.
  • the particle size distribution can be obtained on a mass basis by using a laser diffraction method, and the median particle size in this particle size distribution is mesian. Value.
  • the oxide of a valuable metal that is an object of the present invention is at least one metal oxide selected from the group consisting of Group 13, Group 4, Group 5, Group 6, Group 7, cobalt and nickel. And a substance containing Z or a precursor thereof, or an oxide of the metal and / or a precursor thereof.
  • Group 3 metals are gallium, indium, thallium, group 4 metals are zirconium, group 5 metals are vanadium, niobium, tantalum, group 6 metals are chromium, molybdenum, tungsten, and group 7 metals are Technetium, rhenium, etc.
  • the substance containing an oxide of a valuable metal of interest in the present invention includes ore, concentrate, Incinerated ash, industrial waste, and general waste.
  • the ore is a vanadium-containing ore, a chromium-containing ore, a zircon-containing ore, a niobium-containing ore, a nickel-containing ore, a tungsten ore
  • the concentrate is a mineral in the ore, a vanadate-containing ore, chromium It is a concentrate of iron ore, zircon, scheelite (silite), nickel silicate ore (garnierite), iron spar, and manganese spar (orfuramite).
  • Industrial waste is waste such as soot, slag, waste catalyst, scrap, coal ash, electronic components and materials.
  • the precursor of the valuable metal oxide is a compound that can be converted into the valuable metal oxide, and is a compound such as a ferroalloy, an alloy, a metal salt, or a sulfide.
  • metal salts include carbonates, halides, sulfates, borates, silicates, aluminates, and hydroxides.
  • the alloys include tungsten in the mouth, niobium in the mouth, ferrovanadium, nickel in the mouth, and molybdenum in the mouth. For example, in the case where a composite oxide of niobium is to be obtained, a niobium alloy having a ferrite content containing about two-thirds of niobium is preferable.
  • the alkali metal salt and the Z or alkaline earth metal salt that react with the oxide of the valuable metal include carbonates, halides, sulfates, borates and the like.
  • hydroxides and oxides are also included in the metal salts for convenience. Of course, these mixtures can also be used.
  • the alkali metal is preferably sodium or potassium, and the alkaline earth metal is calcium. Demuka is preferred.
  • alkali metal salts and z or alkaline earth metal salts specifically, carbonates such as sodium carbonate, potassium carbonate, lithium carbonate, calcium carbonate, hydroxides such as sodium hydroxide and potassium hydroxide, and bicarbonate Examples include bicarbonates such as sodium, octogenides such as sodium chloride and lithium fluoride, and borates such as sodium borate and sodium metaborate. Particularly preferred are sodium carbonate and potassium carbonate.
  • the alkali (earth) metal salt is used in an amount equal to or greater than the theoretical molar amount at which a complex oxide is formed by reacting with a valuable metal oxide.
  • This molar ratio varies depending on the target composite oxide. For example, when a composite oxide having a specific composition is obtained using one kind of metal salt and one kind of valuable metal oxide, they are mixed in a theoretical molar ratio, co-ground, and then reacted. Just fine.
  • an oxide of a valuable metal or the like contained in the complex oxide is used to improve the efficiency of the reaction. It is preferable to use an alkali (earth) metal salt having a molar ratio of 1.2 to 3 times the theoretical molar ratio.
  • the co-milled product in the mill or the co-milled product taken out from the mill is heated. Heating promotes the diffusion of the metal salt or its decomposition product from the solid surface of the co-ground product, that is, the valuable metal oxide, into the solid. However, it is presumed that the solid-phase reaction proceeds inside the valuable metal oxide.
  • the heating is performed to promote the diffusion of the alkali (earth) metal salt or its decomposition product from the solid surface of the valuable metal oxide after co-milling to the solid interior. Therefore, it is preferable to carry out the reaction promptly after co-milling.However, even if the time until the start of heating after co-milling is long, the completion time of the solid phase reaction for producing the composite oxide is prolonged. Yes, the heating step may be appropriately controlled from the viewpoint of work management. However, when a deliquescent alkali (earth) metal salt is used, if the time until the start of heating after co-grinding is long, the formation of complex oxides will be delayed. Since the reaction may not proceed, it is preferable to appropriately control the process according to the raw material and the alkali (earth) metal salt.
  • the heating method is not particularly limited, but for example, a method in which the co-milled product is put into a general electric heating furnace and electric heating is performed is simple. Not only this method, but also a method of flowing hot air into the furnace containing the co-pulverized flame product, a method of heating the furnace wall of the furnace containing the co-pulverized product from the outside and radiantly heating the co-pulverized product May be.
  • the heating temperature can be appropriately determined depending on the type of the oxide of the valuable metal, etc. However, if the temperature is lower than 200 ° C., it takes a long time to diffuse in a solid, and therefore, it is not preferable when industrially performed. It is necessary to heat the mixture to at least ° C, preferably at least 250 ° C.
  • the upper limit of the heating temperature must be lower than the lower of the decomposition temperature or melting temperature of the alkali metal salt and / or the earth metal salt. Heating to a higher temperature will give unnecessary heat energy, which is not only economically disadvantageous, but also causes the alkali metal salt and Z or alkaline earth metal salt to become non-solid and volatilize or melt. Therefore, it is not preferable because it causes corrosion and adhesion of reaction products due to heating of the heating furnace.
  • a composite oxide as a final product can be obtained in a state where the impurities are mixed.
  • the composite oxide obtained by the solid phase reaction is water-soluble, an aqueous solvent is added to the heated solid phase reaction product to extract the composite oxide as an aqueous solution according to a standard method, and this is filtered.
  • the extraction temperature is preferably set so as to obtain a high-concentration solution in consideration of the temperature dependence of the solubility of the composite oxide in order to increase the extraction concentration and perform the extraction efficiently.
  • the complex oxide can be separated and recovered by dissolving and removing substances other than the composite oxide with an acid or alkali according to a standard method. .
  • the recovered complex oxides are reduced to valuable metal oxides that make up the composite oxides, and further to valuable metals, according to a standard method.
  • the extraction rate of the composite oxide is calculated by the following equation.
  • the powder having a particle size of 300 m or more obtained by sieving was re-pulverized. This pulverization was repeated until the powder having a particle diameter of 300 m or more disappeared to obtain a crushed concentrate having a median particle diameter of 32.3 im.
  • the median particle size was measured using a laser diffraction particle size analyzer (Cil as Company, HR850B), 1 g of the concentrate after milling and 0.05 g of sodium hexamephosphate as a dispersant were added to 400 ml of ion-exchanged water, and dispersed by an ultrasonic homogenizer for 5 minutes. The particle size was measured in a quartz cell and calculated. table 1
  • the concentration of vanadium in the filtrate and the residue was measured by the ICP method, and the absolute amount of vanadium in the residue and in the filtrate was determined to be 35 mg and 696, respectively, based on the concentration, the residual mass and the liquid volume (250 ml). mg and the extraction ratio of vanadium was calculated by the following formula. The extraction rate was as high as 95.2%.
  • Niobium alloy with an elemental composition (excluding oxygen: mass%) by the ICP method shown in Table 2 was coarsely ground to 0.3 mm or less in advance, and then the average particle size was 200 mesh using the vibrating mill of Example 1. (75 m)
  • the following components were pulverized so as to be 50% by mass to obtain pulverized Nioballoy with a median particle size of 71.0 m.
  • thermobalance the change in mass of the ferronioballoy 5 Omg after the pulverization was measured at a heating rate of 1 OK / min under an air flow of 200 ml / min.
  • the results are shown in a graph (FIG. 2) in which the horizontal axis represents temperature, the left vertical axis represents mass, and the right vertical axis represents differential calorific value. From Fig. 2, it can be seen that at about 900 ° C, the mass increase of Nioballoy at the mouth stopped, and the oxidation ended.
  • the mass change of 50 mg of the mixture containing iron niobate and sodium carbonate after the co-milling was measured at a heating rate of 1 OK / min under a 20 Oml / min air flow using a thermobalance.
  • the results are shown in Darraf (Fig. 3) with the horizontal axis representing temperature, the left vertical axis representing mass, and the right vertical axis representing differential calorific value. From FIG. 3, it can be seen that the mass loss of the mixture started at 400 ° C., ended at 780 ° C., and at the same time, an endothermic peak appeared at 780 ° C.
  • Example 2 200 g of the iron-niobate-containing mixture after cooling in Example 2 and 200 g of sodium carbonate were added to the vibrating mill of Example 1 and 280 alumina poles (19 mm in diameter) were added. Co-milling was performed at 1200 n) m for 120 minutes. The particle size of the mixture containing iron niobate and sodium carbonate after co-milling was 2.5 zm in median particle size.
  • the mass change of 5 Omg of the iron niobate-containing mixture and the sodium carbonate-containing mixture after co-milling was measured using a thermal stove at a heating rate of l OK / min under an air flow of 20 Oml / min. .
  • the results are shown in a graph with temperature on the horizontal axis, mass on the left vertical axis, and differential calorie on the right vertical axis (Fig. 4). From FIG. 4, the mass loss of the mixture starts at 400 ° C. and ends at 800 ° C., and at the same time, an exothermic peak appears at 800 ° C. At the same time, an endothermic peak appears. In the case of the second embodiment, as shown in FIG. 3, only the exothermic peak is present, so that in the case of the third embodiment, it is estimated that some phase change has occurred.
  • the mixture was placed 10 0 g containing the iron niobate-containing mixture and sodium carbonate obtained by co-milling the Matsufuru furnace, 1. heated 5 hours at 80 in an air atmosphere, and the sodium carbonate niobate iron F eNB0 4 After the solid-phase reaction was performed, the mixture was cooled. X-ray diffraction of the solid-phase reaction product after cooling yields a complex oxide of niobium, sodium orthoniobate. It was confirmed that lithium Na 3 Nb 4 was formed.
  • the concentration of the niobium in the filtrate and the residue was measured by the ICP method. From the concentration, the residual mass and the liquid volume (250 ml), the absolute amount of the niobium in the filtrate and the filtrate was 0.06 g, respectively. And 5.38 g, and the extraction rate of niobium was calculated. The extraction rate was as high as 98.9%.
  • the ore containing the iron-manganese heavy stone of the elemental composition (excluding oxygen: mass%) according to the ICP method shown in Table 3 was previously coarsely ground to 0.3 mm or less, and then averaged using the rotating pole mill of Example 1.
  • the ore containing the pulverized iron-manganese heavy stone having a median particle diameter of 52.3 m was obtained by pulverizing the components having a particle size of 400 mesh (36 zm) or less to 80% by mass.
  • 260 g of iron poles (19 mm in diameter) were added to 200 g of the ore containing the crushed iron manganese stone and potassium carbonate, at an amplitude of 4 mm and a rotation speed of 1200 rpm.
  • Co-milling was performed for 90 minutes.
  • the particle size of the mixture containing the ore and potassium carbonate after co-milling was 3.9 im in median particle size.
  • the mass change of 5 Omg of the mixture containing the ore and potassium carbonate after co-milling was measured at a heating rate of 1 OK / min under a 200 ml / min air flow using a thermobalance.
  • the results are shown in a graph (Fig. 5), with the horizontal axis representing temperature, the left vertical axis representing mass, and the right vertical axis representing differential calorific value.
  • the significant endothermic weight loss up to 100 ° C is due to the evaporation of the water absorbed by potassium carbonate.
  • the concentration of tungsten in the filtrate and the residue was measured by the ICP method. From the concentration, the amount of the residue and the amount of the solution (250 ml), the absolute amount of the composite oxide of tungsten in the residue and in the filtrate was 4 g and 4 g, respectively. 15. Calculated as lg and the extraction rate of tungsten was calculated. The extraction rate was as high as 97.4%.
  • Ore containing scheelite with an elemental composition (excluding oxygen:% by mass) according to the ICP method shown in Table 4 was coarsely ground to 0.3 mm or less in advance, and the average particle size was measured using the rotary ball mill of Example 1.
  • the ore containing pulverized scheelite with a median particle size of 49.0 m was obtained by pulverizing the components having a diameter of 400 mesh (36 m) or less to 80% by mass.
  • Table 4 250 g of the crushed ore containing the scheelite and 80 g of sodium carbonate were added using the vibrating mill of Example 1 to 260 iron balls (19 mm in diameter) at an amplitude of 4 mm and a rotation speed of 120 Orpm for 1 hour. Co-milling was performed. The particle size of the mixture containing ore containing scheelite and sodium carbonate after co-milling was 3.1 m in median particle size. The mass change of 2 Omg of the mixture containing the ore and sodium carbonate after co-milling was measured at a heating rate of 2 K / min under a 20 Oml / min air flow using a thermobalance. The results are shown in a graph with temperature on the horizontal axis, mass on the left vertical axis, and differential calorific value on the right vertical axis ( Figure ⁇ ).
  • the weight loss after 400 is due to the desorption of carbon dioxide from sodium carbonate, and desorption is completed at 600 ° C.
  • Sodium carbonate has a melting point of 850 ° C and decomposes at higher temperatures. From the mass change, it is presumed that the solid-phase reaction involving carbon dioxide from sodium carbonate is proceeding from a surprisingly low temperature. 100 g of the mixture containing the ore and sodium carbonate after co-milling was put into a Matsufuru furnace, heated at 600 ° C in an air atmosphere for 1.5 hours, and cooled. We applied X-ray diffraction on a part of the cooling products, the generation of C a sodium tungstate lost as a composite oxide of WO 4 N a 2 W_ ⁇ 4 was observed. Therefore, considering the results of the thermal analysis, it is estimated that the solid phase reaction described below was completed by 600 ° C.
  • the concentration of tungsten in the filtrate and the residue was measured by the ICP method. From the concentration, the amount of the residue and the amount of the solution (250 ml), the absolute amount of tungsten in the residue and in the filtrate was 13 g and 7.83, respectively. g and calculate the extraction rate of tungsten Calculated. The extraction rate was as high as 98, 4%.
  • Nickel ore of the elemental composition (excluding oxygen: mass%) according to the ICP method shown in Table 5 was previously coarsely ground to 0.3 mm or less, and the average particle size was measured using the rotating pole mill of Example 1.
  • the components of 400 mesh (36 m) or less were pulverized to 90% by mass to obtain pulverized silica nickel ore having a median particle size of 38.1 zxm.
  • Table 5 300 g of the crushed silica nickel ore was put into a Matsufuru furnace, heated in an air atmosphere at 700 ° C. for 2 hours, dehydrated, and then cooled. Using the vibrating pole mill of Example 1, add 260 g of iron poles (19 mm in diameter) to 200 g of the silica nickel ore and 80 g of sodium sulfate after dehydration, and co-mill with an amplitude of 4 mm and a rotation speed of 1200 rpm for 2 hours. Was done. The particle size of the mixture containing the nickel silicate ore and sodium sulfate after co-milling was 2.1 m in median particle size.
  • the mass change of 3 Omg of the mixture containing nickel nickel ore and sodium sulfate after co-milling was measured using a thermobalance at a heating rate of 1 OK / min under an air flow of 20 Oml / min. did.
  • the results are shown in a graph (FIG. 7) in which the horizontal axis represents temperature, the left vertical axis represents mass, and the vertical axis represents differential calorific value.
  • the weight loss after 520 ° C is due to the desorption of sulfur dioxide from sodium sulfate, which is completed at 660.
  • the melting point of sodium sulfate is 880 ° C, and it decomposes at higher temperatures. From the mass change, it is presumed that the solid-phase reaction accompanied by the removal of sulfur dioxide from sodium sulfate proceeds from a lower temperature of 200 ° C or more than the decomposition of a simple substance.
  • the nickel concentration of the filtrate and the residue was measured by the ICP method. From the concentration, the residual mass and the liquid volume (250 m), the absolute amount of Niggel in the residual and the filtrate was 0.16, respectively. g and 1.95 g, and the nickel extraction rate was calculated. The extraction rate was as high as 92.4%. 7753
  • Ore containing zircon having an elemental composition (excluding oxygen: mass%) according to the ICP method shown in Table 6 150 g and 203 g of calcium carbonate were co-ground using the vibrating mill of Example 1 with 260 iron poles (diameter 19 mm) at an amplitude of 4 mm and a rotation speed of 1200 m for 2.5 hours. After co-milling, the mixture containing the ore containing zircon and calcium carbonate has a median particle size of 6.0. Met.
  • the mass change of 50 mg of the mixture containing the ore containing zircon and calcium carbonate after co-milling was measured using a thermobalance. The measurement was performed at a heating rate of 101 (/ 111111). The results are shown in a graph (FIG. 8) in which the horizontal axis represents temperature, the left vertical axis represents mass, and the right vertical axis represents differential calorific value.
  • the weight loss after 500 ° C is due to the desorption of carbon dioxide from calcium carbonate, and the desorption is completed at 730 ° C.
  • the decomposition temperature of calcium carbonate is 825 ° C. From the change in mass, it is presumed that the solid-phase reaction involving the removal of carbon dioxide from calcium carbonate proceeds at a lower temperature of 190 ° C. or more than the decomposition of a simple substance.
  • a mixture of the concentrate and sodium carbonate after co-milling with a median particle size of 4.3 m obtained by co-milling the concentrate and sodium carbonate in Example 1 was extracted with hot water without heating. Was done. The extraction rate is as low as 0.24% by weight. The surface of the extract is presumed metavanadate Natoriumu N a V0 3 is a composite oxide.
  • Example 1 The concentrate having a median particle size of 32.3 m in Example 1 was further pulverized using the vibrating mill of Example 1 to obtain a pulverized product having a median particle size of 4.0 m.
  • FIG. 9 shows that the mass reduction of the kneaded product started at 600 ° C., ended at 840 ° C., and at the same time, an endothermic peak appeared at 839 ° C.
  • an alkali (earth) metal salt which is a eutectic agent, is heated from an oxide of a metal, Z or a precursor thereof, or a substance containing the metal, without melting, that is, an extremely high temperature.
  • the reaction rate can be increased, and the selectivity is high, so that the productivity of the composite oxide of the valuable metal is extremely good.
  • the valuable metal oxide can be efficiently separated and recovered from various ores, industrial waste, and general waste. It is expected to be used for manufacturing

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Abstract

 周期律表13族、4~7族、コバルトおよびニッケルからなる群から選ばれる有価金属の酸化物とアルカリ(土類)金属塩とを、有価金属の酸化物またはこれを含む物質の粒径がメジアン値で10μm以下になるまで共粉砕し、共粉砕生成物を200℃以上の温度に加熱して、有価金属の酸化物とアルカリ(土類)金属塩とを固相反応させ、固相反応の反応速度、選択率を向上させ、生産性を上げることからなる有価金属とアルカリ(土類)金属との複合酸化物の製造方法。

Description

金属の複合酸化物の製造方法
技術分野 本発明は、 金属の酸化物および/またはその前駆体あるいは金属の酸化物を含 明
有する物質および Zまたはその前駆体を含有する物質と、 アルカリ金属塩および ノまたはアルカリ土類金属塩との固相反応書により、 該金属とアルカリ金属および
Zまたはアルカリ土類金属との複合酸化物を製造する方法に関する。
背景技術 鉱石、 精鉱、 焼却灰などに含有されている金属の酸化物および Zまたはその前 駆体の含有量は、 精々数質量%以下である。 例えば、 このような少量の酸化バナ ジゥムを含有する鉱石から、 酸化バナジウムを回収するには、 酸化バナジウムを 含有する鉱石をソ一ダ灰 (炭酸ナトリウム) と酸化性雰囲気中で、 9 0 0 ~ 1 2 0 0での高温で、 数時間培焼して、 バナジン酸ナトリウムとし、 これを水で抽出 して、 バナジン酸ナトリウム水溶液を得、 さらに精製して、 最終的に酸化バナジ ゥムを回収する方法が知られている。 (米国特許 第 3 3 2 0 0 2 4号明細書) しかし、 この回収方法は、 数質量%以下しか含有されていない酸化バナジウム を、 1 0 0 0 °C前後の高温で長時間加熱するために、 多大なエネルギーが必要に なるという問題や、 設備が大型化し、 投資額が増大する問題、 設備の高温耐久性 のスペックが厳しいという問題などがあった。 さらに、 アルカリとの高温反応の ために、 設備を構成するレンガのアルカリによる腐食があり、 メンテナンスが面 倒な問題もあった。 (特表 2 0 0 1 - 5 1 9 7 5 1号公報 )
酸化クロムを数十質量%含有するクロム鉱石をアルカリ金属の化合物と焙焼し て、 複合酸化物を製造する場合も、 アルカリ金属の化合物を 1 0 0 0〜1 2 0 0 °Cに加熱する必要があり、 前記酸化バナジウムの場合と同様な問題が共通して存 在した。 (特開昭 4 8— 3 8 8 1 7号公報)
また、 酸化タングステンを含有する鉄マンガン重石や灰重石をアルカリ金属の 化合物と 5 0 0〜8 0 0でで反応させ、 水溶性タングステン有価物を得、 これを 水で抽出する方法が提案されているが、 収率は 低く、 抽出残渣を加熱して再度 反応させる必要があった。 (特開昭 5 5 - 8 9 4 4 6号公報)
一方、 加熱することなく反応させる方法として、 メカノケミカル処理が知られ ている。 該処理は、 一般に固体物質に加えた機械的エネルギー、 例えば、 剪断、 圧縮、 衝撃、 粉碎、 曲げ、 延伸などによって、 固体物質表面が物理化学的変化を し、 その周辺に存在する気体、 液体物質に化学的変化をもたらすか、 あるいはそ れらと固体物質表面との化学的変化を直接誘起し、 または促進するなどして化学 的状態に影響を及ぼす方法であり、 各種提案がある。
例えば、 希土類金属含有物を遊星ミルによるメカノケミカル処理後、 低濃度の 酸に浸出させる希土類金属含有物の抽出方法が提案されている。 (特開平 1 1― 7 1 1 1 1号公報)
インジウム含有化合物を、 セラミックス粉末の共存下に、 メカノケミカル処理 後、 常温で低濃度の酸に浸出させるィンジゥム含有化合物の浸出方法が提案され ている。 (特開 2 0 0 1— 1 1 5 4 9号公報) また、 石炭灰に生石灰を混合してメカノケミカル処理して、 水硬性の処理産物 粉体を製造する方法も提案されている。 (特開平 1 1— 3 1 0 4 4 2号公報) しかし、 メカノケミカル処理は、 衝撃等により更新された固体物質表面の活性 点における点接触で反応を進行させることを基本とするものであるから、 反応量 の増大、 すなわち生成物の増産には、 該処理を長時間継続し、 表面の更新を繰返 す手段を採る必要があり、 工業的規模での生産には、 基本的に不向きである。 発明の開示
このように、 生産性の点に大きな問題があるメカノケミカル処理ではあるが、 本発明者は、 有価金属の酸化物とアルカリ (土類) 金属塩との反応に、 該処理を 適用後、 該処理生成物を特定温度に加熱すると、 該反応が予想以上の速度で進行 することを見出した。 すなわち、 本発明者は、 メカノケミカル処理の利点を活か して、 生産性を上げる方法を鋭意検討した結果、 混合、 粉碎により微粒子とな り、 表面が更新された該有価金属の酸化物の固体表面に接するようにして、 共存 するアルカリ (土類) 金属塩を加熱すると、 該アルカリ (土類) 金属塩が該有価 金属の酸化物の固体表面から内部に拡散して行き、 該固体内部でも該有価金属の 酸化物と該アルカリ (土類) 金属塩とが接触する機会、 すなわち反応する機会が 急激に増大することにより、 反応速度が上がり、 また、 反応開始温度が従来法よ り低くなるので、 同一温度においては、 反応量が増すことから、 従来法より生産 性が増大することを見出し、 本発明に到達したのである。 図面の簡単な説明
第 1図は、 本発明の実施例 1のバナジウム含有磁鉄鉱の共粉砕物の熱分析の結 果を示す図である。
第 2図は、 本発明の実施例 2のフエ口ニオブァロイの粉砕物の熱分析の結果を 示す図である。
第 3図は、 本発明の実施例 2のニオブ酸鉄の共粉碎物の熱分析の結果を示す図 である。
第 4図は、 本発明の実施例 3のニオブ酸鉄の共粉砕物の熱分析の結果を示す図 である。
第 5図は、 本発明の実施例 4の鉄マンガン重石を含む鉱石の共粉碎物の熱分析 の結果を示す図である。
第 6図は、 本発明の実施例 5灰重石を含む鉱石の共粉碎物の熱分析の結果を示 す図である。
第 7図は、 本発明の実施例 6の珪ニッケル鉱石の共粉碎物の熱分析の結果を示 す図である。
第 8図は、 本発明の実施例 7のジルコンを含む鉱石の共粉碎物の熱分析の結果 を示す図である。
第 9図は、 本発明の比較例 2のバナジウム含有磁鉄鉱を含む混練物の熱分析の 結果を示す図である。 発明を実施するための最良の形態
本発明は、 周期律表 1 3族、 4族、 5族、 6族、 7族、 コバルトおよびニッケ ルからなる群から選ばれる少なくとも 1種の金属の酸化物および Zまたはその前 駆体あるいはそれらを含む物質を、 アルカリ金属塩および zまたはアルカリ土類 金属塩と反応させて、 該金属とアルカリ金属および/またはアルカリ土類金属と の複合酸化物を製造する方法において、 該金属の酸化物および/またはその前駆 体あるいはそれらを含む物質と該アルカリ金属および Zまたはアルカリ土類金属 塩との混合物を、 該金属の酸化物および Zまたはその前駆体あるいはそれらを含 む物質の粒径がメジアン値で 1 O ^ m以下になるまで共粉砕し、 共粉碎生成物を 2 0 0 °C以上の温度に加熱して固相反応させることを特徴とする周期律表 1 3 族、 4族、 5族、 6族、 7族、 コバルトおよびニッケルからなる群から選ばれる 少なくとも 1種の金属とアルカリ金属および Zまたはアルカリ土類金属との複合 酸化物の製造方法である。
本発明の複合酸化物の製造方法は、 周期律表 1 3族、 4族、 5族、 6族、 7 族、 コバルトおよびニッケルからなる群から選ばれる少なくとも 1種の金属とァ ルカリ金属および Zまたはアル力リ土類金属との複合酸化物を含有する反応生成 物から、 水性溶媒を用いて、 該複合酸化物を抽出により水性溶媒中に回収するこ とが好ましい。
本発明の複合酸化物の製造方法において、 前記金属の酸化物を含む物質は、 鉱 石、 精鉱、 焼却灰、 産業廃棄物または一般廃棄物であることが好ましい。
本発明の複合酸化物の製造方法において、 前記金属の酸化物の前駆体は、 前記 金属のフエロアロイ、 合金、 金属塩または硫化物であることが好ましい。
本発明の複合酸化物の製造方法において、 前記金属の酸化物はバナジウム、 ジ ルコニゥム、 ニオブ、 ニッケルまたはタングステンであることが好ましい。 本発明の複合酸化物の製造方法において、 前記アルカリ金属塩および Zまたは アルカリ土類金属塩は、 炭酸塩、 ハロゲン化物、 硫酸塩、 ホウ酸塩または水酸化 物であることが好ましい。
本発明の複合酸化物の製造方法において、 前記アルカリ金属塩および Zまたは アルカリ土類金属塩は、 炭酸ナトリウム、 炭酸カリウム、 硫酸ナトリウム、 炭酸 カルシウムまたは水酸化ナトリゥムであることが好ましい。
本発明の複合酸化物の製造方法において、 前記金属の酸化物および またはそ の前駆体あるいはそれらを含む物質と該アルカリ金属および Zまたはアルカリ土 類金属塩との反応は、 2 5 0 以上、 該アルカリ金属および Zまたはアルカリ土 類金属塩の分解温度または融解温度のいずれか低い方の温度未満の温度範囲で行 うことが好ましい。
以下、 本発明をより詳細に説明する。
本発明に使用される粉碎装置は、 有価金属の酸化物および Zまたはその前駆体 あるいはこれらを含む物質を 1 0 m以下に粉碎できるものであれば、 装置の種 類、 構造は特に限定されない。 例えば、 加圧ニーダー、 二本ロールなどの混練 機、 振動ミル、 回転ボールミルなどを使用することができる。 好ましいのは振動 ミルである。
粉砕条件は、 使用する装置によって異なるので一概には言えない。 振動ミルの 場合でも、 バッチ式か連続式で、 また、 ポット容量で振幅は変わるが、 一般的に は振動数が十数 H zとなるように駆動力が設定されているので、 ポット内に原 料、 アルカリ (土類) 金属塩、 媒体ポールなどを入れ、 原料の特性に応じて、 そ れらの充填率を調整して、 目標とする粒径になるまでの共粉碎時間を 3 0分〜 8 時間程度になるように条件設定する。 原料の粒径がメジアン値で 1 0 m以下、 好ましくは 5 m以下に粉碎しない場合には、 原料表面の活性点が少なく、 かつ 該活性点に接するアルカリ (土類) 金属塩の量も少ないため、 共粉碎中の原料表 面での原料とアルカリ (土類) 金属塩との固相反応の進行が不充分となり、 安定 した界面が形成されない。 さらに、 このような共粉砕生成物を加熱した場合に は、 安定した界面が形成されていないため、 該アルカリ (土類) 金属塩が原料内 部まで浸透することが困難になり、 また原料内部までの移動距離が長くなり、 や はり該固相反応の進行が不充分となる。 したがって、 原料の粒径をメジアン値で 1 0 m以下になるまで、 好ましくは 5 m以下になるまで共粉碎することが極 めて重要である。
メジアン値とは、 原料の粒径分布で質量基準で中央値となる粒径である。 本発 明における原料のような微細な粉末の場合、 例えば、 レーザ一回折法を使用して 、 質量基準で粒径分布を求めることができ、 この粒径分布における中央値となる 粒径をメシアン値と決定できる。
本発明が対象とする有価金属の酸化物は、 周期律表 1 3族、 4族、 5族、 6 族、 7族、 コバルトおよびニッケルからなる群から選ばれる少なくとも 1種の金 属の酸化物および Zまたはその前駆体あるいは該金属の酸化物および/またはそ の前駆体を含む物質である。
周期律表 1 3族の金属はガリウム、 インジウム、 タリウム、 4族の金属はジル コニゥム、 5族の金属はバナジウム、 ニオブ、 タンタル、 6族の金属はクロム、 モリブデン、 タングステン、 7族の金属はテクネチウム、 レニウムなどである。 本発明において対象とする有価金属の酸化物を含有する物質は、 鉱石、 精鉱、 焼却灰、 産業廃棄物、 一般廃棄物などである。 例えば、 鉱石はバナジウム含有鉱 石、 クロム含有鉱石、 ジルコン含有鉱石、 ニオブ含有鉱石、 ニッケル含有鉱石、 タングステン鉱石などであり、 精鉱は前記鉱石中の鉱物である、 バナジン酸塩含 有鉱石、 クロム鉄鉱、 ジルコン、 灰重石 (シ一ライト) 、 珪ニッケル鉱石 (ガー 二エライト) 、 鉄重石、 鉄マンガン重石 (ゥオルフラマイト) などが濃縮された ものである。 産業廃棄物は煤煙、 スラグ、 廃触媒、 スクラップ、 石炭灰、 電子部 品 ·材料などの廃棄物である。
前記有価金属の酸化物の前駆体は該有価金属の酸化物に変化し得る化合物であ り、 フエロアロイ、 合金、 金属塩、 硫化物などの化合物である。 金属塩としては 炭酸塩、 ハロゲン化物、 硫酸塩、 ホウ酸塩、 珪酸塩、 アルミン酸塩、 水酸化物な どが挙げられる。 合金としてはフエ口タングステン、 フエ口ニオブ、 フエロバナ ジゥム、 フエ口ニッケル、 フエ口モリブデンなどが挙げられる。 例えば、 ニオブ の複合酸化物を得ようとする場合には、 ニオブが約三分の二含まれているフエ口 ニオブァロイが好ましい。
本発明において有価金属の酸化物と反応するアル力リ金属塩および Zまたはァ ルカリ土類金属塩は、 炭酸塩、 ハロゲン化物、 硫酸塩、 ホウ酸塩などである。 本 発明においては、 水酸化物、 酸化物も便宜的に金属塩に含める。 もちろん、 これ らの混合物も使用することができる。 該金属塩、 特にアルカリ土類金属塩の中に は、 溶融する前に分解するものもあるが、 分解生成物が活性な状態にあれば、 溶 融物と同様に本発明おける反応物として十分に作用することができる。 好ましい のは分解性のある炭酸塩と水酸化物である。
アルカリ金属はナトリウム、 カリウムが好ましく、 アルカリ土類金属はカルシ ゥムカ好ましい。
アルカリ金属塩および zまたはアルカリ土類金属塩として、 具体的には、 炭酸 ナトリウム、 炭酸カリウム、 炭酸リチウム、 炭酸カルシウムなどの炭酸塩、 水酸 化ナトリウム、 水酸化カリウムなどの水酸化物、 重炭酸ナトリウムなどの重炭酸 塩、 塩化ナトリウム、 フッ化リチウムなどの八ロゲン化物、 ホウ酸ナトリウム、 メタホウ酸ナトリゥムなどのホウ酸塩が挙げられる。 特に好ましいのは炭酸ナト リウムと炭酸カリウムである。
該アルカリ (土類) 金属塩は、 有価金属の酸化物と反応して複合酸化物が生成 する理論モル量以上で使用される。 このモル比は目的とする複合酸化物により異 なる。 例えば、 1種の金属塩と 1種の有価金属の酸化物を用いて特定組成の複合 酸化物を得る場合には、 理論モル比となる量で混合して共粉砕し、 その後、 反応 させればよい。 また、 例えば、 精鉱などの複雑系化合物から効率的に目的の複合 酸化物を得て、 抽出、 回収する際には、 反応の効率化を図るために、 それに含ま れる有価金属の酸化物等に対して理論モル比の 1 . 2〜 3倍のアルカリ (土類) 金属塩を使用することが好ましい。
本発明においては、 原料の共粉碎終了後、 粉砕装置内の共粉碎生成物または粉 碎装置から取り出した共粉碎生成物を加熱する。 加熱により、 該金属塩またはそ の分解生成物が、 該共粉砕生成物、 すなわち、 有価金属の酸化物の固体表面から 固体内部へ拡散することが促進され、 有価金属の酸化物表面のみならず、 有価金 属の酸化物内部でも固相反応が進行するものと推定される。
前記加熱は、 共粉砕後の有価金属の酸化物の固体表面から固体内部への該アル カリ (土類) 金属塩またはその分解生成物の拡散を促進するために行うものであ るから、 共粉碎後、 速やかに行うことが好ましいが、 共粉砕後、 加熱の開始まで の時間が長くなつても、 その分、 複合酸化物が生成する固相反応完了時間が延び る程度であり、 作業管理の面から適宜加熱工程を管理すればよい。 ただし、 潮解 性のアルカリ (土類) 金属塩を使用したときなどは、 共粉砕後、 加熱の開始まで の時間が長いと、 複合酸化物の生成が遅延したり、 はなはだしい場合には、 固相 反応が進行しないこともあるので、 原料やアルカリ (土類) 金属塩に応じて適宜 工程管理することが好ましい。
加熱方法は、 特段限定されるものではないが、 例えば、 一般的な電気加熱炉へ 共粉碎生成物を入れて電気加熱する方法が簡便である。 この方法に限らず、 共粉 枠生成物を入れた炉内へ熱風を流通させる方法や、 共粉砕生成物を入れた炉の炉 壁を外部から加熱して共粉碎生成物を輻射加熱する方法でもよい。
加熱温度は、 有価金属の酸化物の種類等により、 適宜決定できるが、 2 0 0 °C 未満では固体内の拡散に時間が掛かるため、 工業的に実施する場合には好ましく なく、 2 0 0 °C以上、 好ましくは 2 5 0 °C以上に加熱する必要がある。 加熱温度 の上限は、 アル力リ金属塩および/またはアル力リ土類金属塩の分解温度または 溶融温度のいずれか低い方の温度未満である必要がある。 これより高温に加熱し たのでは、 不要の熱エネルギーを与えることであり、 経済的に不利なだけでな く、 アルカリ金属塩および Zまたはアルカリ土類金属塩が固体でなくなり、 揮発 または溶融するので、 加熱炉のアル力リによる腐食や反応生成物の付着を招くの で、 好ましくない。
原料中に種々の不純物を含む場合には、 不純物が混合した状態で最終生成物で ある複合酸化物が得られる。 固相反応により得られた複合酸化物が水溶性である場合には、 定法に従い、 加 熱後の固相反応生成物に水性溶媒を添加して複合酸化物を水溶液として抽出し、 これをろ過して、 複合酸化物を分離、 回収することができる。 抽出温度は、 抽出 濃度を高めて抽出を効率的に行うために、 該複合酸化物の溶解度の温度依存性を 考慮して、 高濃度溶液が得られるように設定することが好ましい。
固相反応により得られた複合酸化物が不溶性である場合には、 定法に従い、 複 合酸化物以外の物質を酸やアルカリで溶解除去して、 複合酸化物を分離、 回収す ることができる。
回収された複合酸化物は、 定法に従い、 それを構成する有価金属の酸化物、 さ らには有価金属に還元される。
以下、 本発明を実施例により、 より詳細に説明するが、 本発明はこれら実施例 に限定されるものではない。 なお、 複合酸化物の抽出率は次式により計算する。
複合酸化物の抽出率-ろ液中の有価金属の量 Z (ろ液中の有価金属の量 + ろ残中の有価金属の量) X 1 0 0
(実施例 1 )
バナジウム含有磁鉄鉱を磁力選鉱して、 脈石分のシリカやアルミナを低減させ た、 表 1に示す I C P法 (プラズマ発光分光法) による元素組成 (酸素は除く : 質量%) の精鉱を得た。 予め粒径を 0 . 3 mm以下に粗粉碎した該精鉱を、 回転 ポールミル [ (株) 吉田製作所製、 型式 J IS- M=4002] を用い、 1 0分間粉砕し た。 篩分けで得た粒径 3 0 0 m以上の粉末を再粉枠した。 この粉砕を粒径が 3 0 0 m以上の粉末がなくまるまで繰返し、 メジアン粒径 3 2 . 3 i mの粉碎さ れた該精鉱を得た。 なお、 メジアン粒径はレーザー回折式粒度測定装置 (Ci l as 社製、 HR850B) を用い、 400mlのイオン交換水に、 粉碎後の該精鉱 1 gと分 散剤としてへキサメ夕燐酸ナトリウム 0. 05 gを加え、 超音波ホモジナイザー により 5分間分散させた後に、 石英セル中で粒度を測定して、 算出した。 表 1
Figure imgf000013_0001
粉碎後の該精鉱 400 gと炭酸ナトリウム 40 gを、 振動ミル [ (株) 村上精 機工作所製、 「バイプロポット」 YAMP- 6SND] を用いて、 アルミナ製ポール (直 径 1 Omm) 280個を加えて、 振幅 4mm、 回転数 120 Orpmで 90分間共 粉砕を行った。 共粉碎後の該精鉱と炭酸ナトリゥムの混合物の粒度はメジアン粒 径で 4. 3 mであった。
次に、 共粉碎後の該混合物 100 gをマツフル炉に入れ、 大気雰囲気中 600 で 1時間加熱し、 バナジウムの酸化物と炭酸ナトリゥムとの固相反応を行った 後、 冷却した。 冷却後の反応生成物 50 gと沸騰水 (純水) 200mlを、 冷却 管付フラスコに入れ、 マントルヒーターで 90°Cに加熱しながら、 攪拌機で 45 分間攪拌し、 バナジウムの複合酸化物の抽出を行った。 抽出終了後、 熱いうちに 5 Cろ紙で吸引ろ過した。 ろ残は沸縢水で 4回洗浄を行った。 ろ液を回収し、 2 50m 1メスフラスコに入れ、 純水を添加して 250m 1にした。
なお、 共粉碎後の該精鉱と炭酸ナトリウムとの混合物 5 Omgの質量変化を、 熱天秤を用い、 20 Oml/minの大気流通下、 昇温速度 1 OK/minで測定した。 そ の結果を、 横軸を温度、 左縦軸を質量、 右縦軸を示差熱量とするグラフ (図 1) に示した。 図 1から、 約 600°Cで、 共粉砕後の該混合物の質量の減少が終了 し、 同時に吸熱ピークが現れていることが明らかである。 これから、 約 600°C までに炭酸ナトリゥムからの 1^二酸化炭素を伴う反応が生じていることが推定さ れる。
前記ろ液とろ残のバナジウムの濃度を I CP法により測定し、 濃度とろ残質量 および液量 (250ml ) からバナジウムのろ残中およびろ液中の絶対量を、 そ れぞれ 35 mgおよび 696 mgと算出し、 次式によりバナジウムの抽出率を計 算した。 抽出率は 95. 2%の高率であった。
バナジウムが高率で抽出されたことは、 水溶性の複合酸化物であるメタバナジ ン酸ナトリウム NaV〇3が生成したためであり、 下記の脱二酸化炭素を伴う固 相反応が 600°Cまでに進行したことが推定される。
V2O5 + N a2C03 ― 2N a V03 + C02
- (実施例 2)
表 2に示す I CP法による元素組成 (酸素は除く :質量%) のフエ口ニオブァ ロイを予め 0. 3mm以下に粗粉碎した後、 実施例 1の振動ミルを用いて、 平均 粒径 200メッシュ ( 75 m) 以下の成分が 50質量%になるように粉碎し、 メジアン粒径 7 1. 0 mの粉碎されたフエ口ニオブァロイを得た。
熱天秤を用い、 粉碎後の該フエロニオブァロイ 5 Omgの質量変化を、 200 ml/minの大気流通下、 昇温速度 1 OK/minで測定した。 その結果を、 横軸を温度 、 左縦軸を質量、 右縦軸を示差熱量とするグラフ (図 2) に示した。 図 2から、 約 900°Cでフエ口ニオブァロイの質量の増加が停止し、 酸化が終了したことが わかる。 表 2
Figure imgf000015_0001
粉砕後の該フエロニオブァロイ 300 gをマツフル炉に入れ、 大気流通下 95 0°Cで 1時間加熱したのち冷却した。 冷却生成物を X線回折し、 フエ口ニオブァ 口ィがニオブ酸鉄 F e N b O 4に変化したことを確認した。
冷却後の該ニオブ酸鉄含有混合物 400 gと炭酸ナトリウム 40 gを、 前記振 動ミルを用い、 アルミナ製ポール (直径 1 9mm) 280個を加えて、 振幅 4 mm、 回転数 1200 rpmで 90分間共粉砕を行った。 共粉砕後のニオブ酸鉄 含有混合物と炭酸ナトリゥムを含む混合物の粒度はメジアン粒径で 3. 3 mで めった。
共粉砕後の該ニオブ酸鉄含有混合物と炭酸ナトリゥムを含む混合物 50 mgの 質量変化を熱天秤を用い、 20 Oml/minの大気流通下、 昇温速度 1 OK/minで測 定した。 その結果を、 横軸を温度、 左縦軸を質量、 右縦軸を示差熱量とするダラ フ (図 3) に示した。 図 3から、 該混合物の質量の減少が 400°Cで始まり、 7 80°Cで終了し、 同時に 780°Cに吸熱ピークが現れていることがわかる。
次に、 共粉碎後の該ニオブ酸鉄含有混合物と炭酸ナトリウムを含む混合物 10 O gをマツフル炉に入れ、 大気流通下 800°Cで 1時間加熱し、 該ニオブの酸化 物と炭酸ナトリウムとの固相反応を行った後、 冷却した。 冷却後の固相反応生成 物を X線回折し複合酸化物であるメタニオブ酸ナトリウム NaNb03が含有さ れていることを確認した。 冷却後の固相反応生成物から、 水によりメタニオブ酸 ナトリウムを抽出率 94. 7%で抽出することができた。
以上から、 下記の固相反応が進行し、 メタニオブ酸ナトリウムが生成している ものと推定される。
2 F e Nb04 + Na2C03 -→ 2 N a N b 03 + F e 203 + C02 (実施例 3)
実施例 2の冷却後のニオブ酸鉄含有混合物 200 gと炭酸ナトリウム 200 g を、 実施例 1の振動ミルを用い、 アルミナ製ポ一ル (直径 19mm) 280個を 加えて、 振幅 4mm、 回転数 1200 n)mで 120分間共粉砕を行った。 共粉砕 後のニオブ酸鉄含有混合物と炭酸ナトリゥムを含む混合物の粒度はメジアン粒径 で 2. 5 zmであった。
熱天抨を用い、 共粉碎後の該ニオブ酸鉄含有混合物と炭酸ナトリゥムを含む混 合物 5 Omgの質量変化を、 20 Oml/minの大気流通下、 昇温速度 l OK/minで 測定した。 その結果を、 横軸を温度、 左縦軸を質量、 右縦軸を示差熱量とするグ ラフ (図 4) に示した。 図 4から、 該混合物の質量減少が 400°Cで始まり、 8 00°Cで終了し、 同時に 800°Cに発熱ピークが現れている。 それとともに、 吸 熱ピークも現れている。 実施例 2の場合は、 図 3に見るように、 発熱ピークのみ であることから、 実施例 3の場合には、 何らかの相変化が起きているものと推定 される。
次に、 共粉砕後の該ニオブ酸鉄含有混合物と炭酸ナトリウムを含む混合物 10 0 gをマツフル炉に入れ、 大気雰囲気中 80 で 1. 5時間加熱し、 ニオブ酸 鉄 F eNb04と炭酸ナトリウムとの固相反応を行った後、 冷却した。 冷却後の 固相反応生成物を X線回折し、 ニオブの複合酸化物であるオルトニオブ酸ナト リウム N a3Nb〇4の生成を確認した。 冷却後の固相反応生成物 2 gと沸騰水 (純水) 200m lを、 冷却管付フラスコに入れ、 マントルヒータ一で 90°C に加熱しながら、 攪拌機で 60分間攪拌し、 オルトニオブ酸ナトリウムの抽出 を行った。 抽出終了後、 5 Cろ紙で吸引ろ過した。 ろ残は沸騰水で 4回洗浄を 行った。 ろ液を回収し、 250m lメスフラスコに入れ、 純水を添加して 250 m 1にした。
前記ろ液とろ残のニオブの濃度を I CP法により測定し、 濃度とろ残質量およ び液量 (250m l) からニオブのろ残中およびろ液中の絶対量を、 それぞれ 0. 06 gおよび 5. 38 gと算出し、 ニオブの抽出率を計算した。 抽出率は 9 8. 9%の高率であった。
以上から、 下記の固相反応が進行し、 オルトニオブ酸ナトリウムが生成してい るものと推定される。
2 F eNb04+ 3Na2C03 ― 2 N a 3N b 04+ F e 23+ 3 C 02 (実施例 4)
表 3に示す I CP法による元素組成 (酸素は除く :質量%) の鉄マンガン重石 を含む鉱石を予め 0. 3 mm以下に粗粉枠した後、 実施例 1の回転ポールミルを 用いて、 平均粒径 400メッシュ (36 zm) 以下の成分が 80質量%になるよ うに粉砕し、 メジアン粒径 52. 3 mの粉砕された該鉄マンガン重石を含む鉱 石を得た。 粉碎された該鉄マンガン重石を含む鉱石 200 gと炭酸カリウム 95 gを、 実 施例 1の振動ミルを用い、 鉄製ポール (直径 19 mm) 260個を加えて、 振幅 4mm、 回転数 1200 rpmで 90分間共粉碎を行った。 共粉碎後の該鉱石およ び炭酸カリウムを含む混合物の粒度はメジアン粒径で 3. 9 imであった。 なお、 共粉碎後の該鉱石と炭酸カリウムを含む混合物 5 Omgの質量変化を熱 天秤を用い、 200 ml/mi nの大気流通下、 昇温速度 1 OK/minで測定した。 その 結果を、 横軸を温度、 左縦軸を質量、 右縦軸を示差熱量とするグラフ (図 5) に 示した。 100°Cまでの顕著な吸熱を伴う減量は、 炭酸カリウムが吸湿した水分 の蒸発による。 そして、 300°C過ぎからの減量は炭酸カリウムから二酸化炭素 力 S脱離したことによる。 なお、 炭酸カリウムの融点は 800°Cであり、 それより 高温では分解する。 該混合物の質量変化から、 脱二酸化炭素を伴う固相反応が驚 くべき低温から進行していることが推定される。
共粉碎後の該鉱石と炭酸力リゥムを含む混合物 100 gをマツフル炉に入れ、 大気雰囲気中 400°Cで 2時間加熱し、 冷却した。 冷却後の該混合物の一部に X 線回折を適用したところ、 (F e, Mn) W〇4の消失と複合酸化物であるタン ダステン酸カリウム K2W04の生成が認められた。 したがって、 熱分析の結果と 合わせて考えると、 下記の固相反応が 400°Cまでに完了したものと推定され る。
(Fe, Mn) W04 + K2C03 → (Fe, Mn) 0 + K2W04 + C02 冷却後の該鉱石と炭酸カリウムを含む混合物 50 gと沸騰水 (純水) 200 mlを、 冷却管付フラスコに入れ、 マントルヒーターで 90 に加熱しながら、 攪拌機で 30分間攪拌し、 タングステンの複合酸化物の抽出を行った。 抽出終了 後、 5 Cろ紙で吸引ろ過した。 ろ残は沸騰水で 4回洗浄を行った。 ろ液を回収 し、 250m 1メスフラスコに入れ、 純水を添加して 25 Om 1にした。
前記ろ液とろ残のタングステンの濃度を I CP法により測定し、 濃度とろ残質 量および液量 (250ml) からタングステンの複合酸化物のろ残中およびろ液 中の絶対量を、 それぞれ 4gおよび 15. lgと算出し、 タングステンの抽 出率を計算した。 抽出率は 97. 4%の高率であった。
熱分析と X線回折の結果に加え、 タングステンが水溶液で抽出されたことか ら、 前記の固相反応が進行し、 タングステン酸カリウムが生成しているものと推 定される。
(実施例 5)
表 4に示す I CP法による元素組成 (酸素は除く :質量%) の灰重石を含む鉱 石を予め 0. 3 mm以下に粗粉碎した後、 実施例 1の回転ボールミルを用いて、 平均粒径 400メッシュ (36 m) 以下の成分が 80質量%になるように粉砕 し、 メジアン粒径 49. 0 mの粉碎された灰重石を含む鉱石を得た。
表 4
Figure imgf000019_0001
粉砕された該灰重石を含む鉱石 250 gと炭酸ナトリウム 80 gを、 実施例 1の振動ミルを用い、 鉄製ボール (直径 19mm) 260個を加えて、 振幅 4m m、 回転数 120 Orpmで 1時間共粉砕を行った。 共粉碎後の灰重石を含む鉱石 と炭酸ナトリウムを含む混合物の粒度はメジアン粒径で 3. 1 mであった。 なお、 共粉碎後の該鉱石と炭酸ナトリウムを含む混合物 2 Omgの質量変化を 熱天秤を用い、 20 Oml /mi nの大気流通下、 昇温速度 2 K/m inで測定した。 その 結果を、 横軸を温度、 左縦軸を質量、 右縦軸を示差熱量とするグラフ (図 β) に 示した。
400で過ぎからの減量は炭酸ナトリウムから二酸化炭素が脱離したことによ るもので、 脱離は 600°Cで完了する。 炭酸ナトリウムの融点は 850°Cであ り、 それより高温では分解する。 該質量変化から、 炭酸ナトリウムからの脱二酸 化炭素を伴う固相反応が驚くべき低温から進行していることが推定される。 共粉碎後の該鉱石と炭酸ナトリウムを含む混合物 100 gをマツフル炉に入 れ、 大気雰囲気中 600°Cで 1. 5時間加熱し、 冷却した。 冷却生成物の一部に X線回折を適用したところ、 C a WO 4の消失と複合酸化物であるタングステン 酸ナトリウム N a 2W〇4の生成が認められた。 したがって、 熱分析の結果と合わ せて考えると、 下記の固相反応が 600°Cまでに完了したものと推定される。
C aW04 + Na2C03 → C a 0 + N a 2W04 + C 02 冷却後の該鉱石と炭酸ナトリゥムを含む混合物 50 gと沸騰水 (純水) 200 mlを、 冷却管付フラスコに入れ、 常温で、 攪拌機で 30分間攪拌し、 夕ングス テンの複合酸化物の抽出を行った。 抽出終了後、 5 Cろ紙で吸引ろ過した。 ろ残 は沸騰水で 4回洗浄を行った。 ろ液を回収し、 250mlメスフラスコに入れ、 純水を添加して 25 Omlにした。
前記ろ液とろ残のタングステンの濃度を I CP法により測定し、 濃度とろ残質 量および液量 (250ml ) からタングステンのろ残中およびろ液中の絶対量 を、 それぞれ 13 gおよび 7. 83 gと算出し、 タングステンの抽出率を計 算した。 抽出率は 98, 4%の高率であった。
(実施例 6)
表 5に示す I CP法による元素組成 (酸素は除く :質量%) の珪ニッケル鉱石 を予め 0. 3 mm以下に粗粉枠した後、 実施例 1の回転ポールミルを用いて、 平 均粒径 400メッシュ (36 m) 以下の成分が 90質量%になるように粉碎 し、 メジアン粒径 38. 1 zxmの粉砕された珪ニッケル鉱石を得た。
なお、 粉碎後の該珪ニッケル鉱石 2 mgを、 質量分析計付き熱分析装置 (理学 電機 (株) 製、 Thermo Mass) を用いて、 昇温速度 1 OK/minで減量挙動と放出ガ スの分析を行った。 該ガスの放出は 700°Cで実質的に終了し、 水のみであるこ ヒから、 水酸化物が酸化物に変わる脱水反応が進んだものと推定される。
表 5
Figure imgf000021_0001
粉碎後の該珪ニッケル鉱石 300 gをマツフル炉に入れ、 大気雰囲気中 700 °Cで 2時間加熱し、 脱水を行ったのち冷却した。 脱水後の該珪ニッケル鉱石 20 0 gと硫酸ナトリウム 80 gを、 実施例 1の振動ポールミルを用い、 鉄製ポール (直径 19mm) 260個を加えて、 振幅 4mm、 回転数 1200 rpmで 2時間 共粉碎を行った。 共粉砕後の珪ニッケル鉱石と硫酸ナトリゥ厶を含む混合物の粒 度はメジァン粒径で 2. 1 mであった。
なお、 共粉砕後の珪ニッケル鉱石と硫酸ナトリウムを含む混合物 3 Omgの質 量変化を熱天秤を用い、 20 Oml/minの大気流通下、 昇温速度 1 OK/minで測定 した。 その結果を、 横軸を温度、 左縦軸を質量、 お縦軸を示差熱量とするグラフ (図 7) に示した。
520°C過ぎからの減量は硫酸ナトリウムから二酸化イオウが脱離したことに よるもので、 該脱離は 660 で完了する。 なお、 硫酸ナトリウムの融点は 88 0°Cであり、 それより高温では分解する。 該質量変化から、 硫酸ナトリウムから の脱二酸化イオウを伴う固相反応が、 単体での分解よりも 200°C以上の低温か ら進行していることが推定される。
そこで、 共粉砕後の珪ニッケル鉱石と硫酸ナトリウムを含む混合物 100 gを マツフル炉に入れ、 大気雰囲気中 700°Cで 1時間加熱し、 冷却した。 冷却後の 該混合物の一部に X線回折を適用したところ、 複合酸化物 NaN i〇2の生成が 認められた。 したがって、 熱分析の結果と合わせて考えると、 下記の固相反応が 700°Cまでに完了したものと推定される。
2N i 0 + Na2S04 → 2NaN i 02 + S02
冷却管付フラスコに、 冷却後の該珪ニッゲル鉱石と硫酸ナトリウムを含む混合 物 50 gと 0. 1 N硫酸水溶液 200mlを入れ、 常温で、 攪拌機で 30分間攪 拌し、 ニッケルの複合酸化物の抽出を行った。 抽出終了後、 5 Cろ紙で吸引ろ過 した。 ろ残は 0. 1N硫酸水溶液で 4回洗浄を行った。 ろ液を回収し、 250m 1メスフラスコに入れ、 純水を添加して 250mlにした。
前記ろ液とろ残のニッケルの濃度を I CP法により測定し、 濃度とろ残質量お よび液量 (250m】) からニッゲルのろ残中およびろ液中の絶対量を、 それぞ れ 0. 16 gおよび 1. 95 gと算出し、 ニッケルの抽出率を計算した。 抽出率 は 92. 4%の高率であった。 7753
22
(実施例 7)
表 6に示す I CP法による元素組成 (酸素は除く :質量%) のジルコンを含む 鉱石 (粒径 250 以下が 100質量%、 粒径 100 以下が 30質量%、 メジアン粒径 98. 2 m) 150 gと炭酸カルシウム 203 gを、 実施例 1の 振動ミルを用い、 鉄製ポール (直径 19mm) 260個を加えて、 振幅 4mm、 回転数 1200卬 mで 2. 5時間共粉砕を行った。 共粉碎後の該ジルコンを含 む鉱石と炭酸カルシウムを含む混合物の粒度はメジアン粒径で 6. 0
Figure imgf000023_0001
で あった。
なお、 共粉碎後の該ジルコンを含む鉱石と炭酸カルシウムを含む混合物 50m gの質量変化を熱天秤を用い、
Figure imgf000023_0002
昇温速度101(/111111 で測定した。 その結果を、 横軸を温度、 左縦軸を質量、 右縦軸を示差熱量とする グラフ (図 8) に示した。
500°C過ぎからの減量は炭酸カルシウムから二酸化炭素が脱離したことによ るもので、 該脱離は 730°Cで完了する。 なお、 炭酸カルシウムの分解温度は 8 25°Cである。 該質量変化から、 炭酸カルシウムからの脱二酸化炭素を伴う固相 反応が、 単体での分解よりも 190°C以上の低温から進行していることが推定さ れる。
表 6
Figure imgf000023_0003
共粉砕後の該ジルコンを含む鉱石と炭酸カルシウムを含む混合物 100 gを マツフル炉に入れ、 大気雰囲気中 750°Cで 2時間加熱し、 冷却した。 冷却後 の該混合物を X線回折し、 複合酸化物であるジルコニウム酸カルシウム C a Z r 03 と メタ珪酸カルシウム C a S i〇3のピークを確認した。 したがって、 熱分 折の結果と合わせて考えると、 下記の固相反応が 750°Cまでに完了したものと 推定される。
Z r S i 04+ 2 C a C03 ― CaZ r03+CaS i 03+2C02 次に、 冷却後の該ジルコンを含む鉱石と炭酸カルシウムとの反応生成物 50 g と 0. 1N塩酸水溶液 200mlをフラスコに入れ、 常温で、 攪拌機で 30分間 攪拌し、 メ夕珪酸カルシウムなどの溶解除去を行った。 得られた固体を 0. 1N 塩酸水溶液で 4回洗浄し、 ついで純水で 4回洗浄を行った。 該固体の一部に X線 回折を適用したところ、 ジルコニウム酸カルシウムの生成が認められた。
(比較例 1 )
実施例 1における精鉱と炭酸ナトリウムとを共粉碎して得たメジアン粒径 4. 3 mの共粉碎後の精鉱と炭酸ナトリウムとの混合物を、 加熱することな く、 熱水で抽出処理を行った。 抽出率は 0. 24質量%の低さである。 抽出物の 表面は複合酸化物であるメタバナジン酸ナトリゥム N a V03と推定される 。
(比較例 2)
実施例 1におけるメジァン粒径 32. 3 mの精鉱を、 さらに実施例 1の振動 ミルを用いて粉碎し、 メジアン粒径 4. 0 mの粉碎生成物を得た。
該粉砕後の精鉱 400 と炭酸ナトリウム 40 gに水 200 m 1を加えて、 混 練後、 120でで 8時間乾燥した。
なお、 該乾燥後の混練生成物 5 Omgの質量変化を熱天秤を用い、 200ml /minの大気流通下、 昇温速度 1 O k/minで測定した。 その結果を、 横軸を温度、 左縦軸を質量、 右縦軸を示差熱量とするグラフ (図 9 ) に示した。 図 9から、 該 混練生成物の質量減少が 6 0 0 °Cで始まり、 8 4 0 °Cで終了し、 同時に 8 3 9 °C に吸熱ピークが現れていることがわかる。
次に、 乾燥後の混練生成物 1 0 0 gをマツフル炉に入れ、 大気雰囲気中 6 0 0 °Cで 1時間加熱した後、 冷却した。 冷却後の混練生成物 5 0 gと沸騰水 (純水) 2 0 0 m lを、 冷却管付フラスコに入れ、 マントルヒータ一で 9 (TCに加熱しな がら、 攪拌機で 4 5分間攪拌し、 抽出を行った。 抽出終了後、 熱いうちに 5 Cろ 紙で吸引ろ過した。 ろ残は沸騰水で 4回洗浄を行った。 ろ液を回収し、 2 5 0 m lメスフラスコに入れ、 純水で 2 5 O m 1にした。 抽出率は 3 . 8 %の低率で めった。 産業上の利用可能性
本発明により、 金属の酸化物および Zまたはその前駆体あるいはそれらを含有 する物質から、 共融剤であるアルカリ (土類) 金属塩を溶融させることなく、 す なわち、 極端な高温に加熱することなく、 有価金属の複合酸化物の生成反応速度 を早め、 反応率を上げることができ、 かつ選択率も高いので、 有価金属の複合酸 化物の生産性が極めてよい。 また有価金属の酸化物の含有量の多寡によらず、 各 種鉱石や産業廃棄物、 一般廃棄物から該有価金属の酸化物を効率よく分離 ·回収 することが可能であり、 工業的規模での製造に活用が期待される。

Claims

請 求 の 範 囲
1 . 周期律表 1 3族、 4族、 5族、 6族、 7族、 コバルトおよびニッケルから なる群から選ばれる少なくとも 1種の金属の酸化物およびノまたはその前駆体あ るいはそれらを含む物質を、 アルカリ金属塩および Zまたはアルカリ土類金属塩 と反応させて、 該金属とアルカリ金属および Zまたはアルカリ土類金属との複合 酸化物を製造する方法において、 該金属の酸化物および Zまたはその前駆体ある いはそれらを含む物質と、 アルカリ金属塩および Zまたはアルカリ土類金属塩と の混合物を、 該金属の酸化物および Zまたはその前駆体あるいはそれらを含む物 質の粒径がメジアン値で 1 0 m以下になるまで共粉砕し、 共粉砕生成物を 2 0 0で以上の温度で加熱して固相反応させることを特徴とする周期律表 1 3族、 4 族、 5族、 6族、 7族、 コバルトおよびニッケルからなる群から選ばれる少なく とも 1種の金属とアルカリ金属および Zまたはアルカリ土類金属との複合酸化物 の製造方法。
2 . 周期律表 1 3族、 4族、 5族、 6族、 7族、 コバルトおよびニッケルから なる群から選ばれる少なくとも 1種の金属とアルカリ金属および Zまたはアル力 リ土類金属との複合酸化物を含有する反応生成物から、 水性溶媒を用いて、 該複 合酸化物を抽出により水性溶媒中に回収することを特徴とする請求項 1に記載の 複合酸化物の製造方法。
3 . 前記金属の酸化物を含む物質が、 鉱石、 精鉱、 焼却灰、 産業廃棄物または 一般廃棄物であることを特徴とする請求項 1または 2に記載の複合酸化物の製造 方法。
4 . 前記金属の酸化物の前駆体が、 前記金属のフエロアロイ、 合金、 金属塩ま たは硫化物であることを特徴とする請求項 1または 2に記載の複合酸化物の製造 方法。
5 . 前記金属の酸化物がバナジウム、 ジルコニウム、 ニオブ、 ニッケルまたは 夕ングステンの酸化物であることを特徴とする請求項 1または 2に記載の複合酸 化物の製造方法。
6 . 前記アルカリ金属塩および/またはアルカリ土類金属塩が、 炭酸塩、 ハロ ゲン化物、 硫酸塩、 ホウ酸塩または水酸化物であることを特徴とする請求項 1ま たは 2に記載の複合酸化物の製造方法。
7 . 前記アルカリ金属塩および/またはアルカリ土類金属塩が、 炭酸ナトリウ ム、 炭酸カリウム、 硫酸ナトリウム、 炭酸カルシウムまたは水酸化ナトリウムで あることを特徴とする請求項 6に記載の複合酸化物の製造方法。
8 . 前記金属の酸化物および Zまたはその前駆体あるいはそれらを含む物質 と、 アルカリ金属塩および Zまたはアルカリ土類金属塩との固相反応を、 2 5 0 °C以上、 該アルカリ金属塩およびノまたはアルカリ土類金属塩の分解温度または 融解温度のいずれか低い方の温度未満の温度範囲で行うことを特徴とする請求項 1または 2に記載の複合酸化物の製造方法。
9 . 周期律表 1 3族、 4族、 5族、 6族、 7族、 コバルトおよびニッケルから なる群から選ばれる少なくとも 1種の金属の酸化物および zまたはその前駆体あ るいはそれらを含む物質を、 アルカリ金属塩および Zまたはアルカリ土類金属の 塩基性塩と反応させて、 該金属とアルカリ金属および/またはアルカリ土類金属 との複合酸化物を製造する方法において、 該金属の酸化物および Zまたはその前 駆体あるいはそれらを含む物質と、 アルカリ金属および Zまたはアルカリ土類金 属の塩基性塩との混合物を、 該金属の酸化物および Zまたはその前駆体あるいは それらを含む物質の粒径がメジアン値で 1 O / m以下になるまで共粉砕し、 共粉' 砕生成物を 2 5 0 °C以上、 該塩基性塩の分解温度または溶融温度のいずれか低い 方の温度未満の温度で加熱し反応させることを特徴とする周期律表 1 3族、 4 族、 5族、 6族、 7族、 コバルトおよびニッケルからなる群から選ばれる少なく とも 1種の金属とアルカリ金属および Zまたはアルカリ土類金属との複合酸化物 の製造方法。
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