Способ термохимической переработки редкометального сырья



Способ термохимической переработки редкометального сырья
Способ термохимической переработки редкометального сырья
Способ термохимической переработки редкометального сырья
Способ термохимической переработки редкометального сырья
Способ термохимической переработки редкометального сырья
Способ термохимической переработки редкометального сырья
Способ термохимической переработки редкометального сырья

 


Владельцы патента RU 2592655:

Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Объединенный институт высоких температур Российской академии наук (ОИВТ РАН) (RU)

Изобретение относится к способу переработки редкометального сырья. Способ включает подготовку шихты в две стадии, на первой усредняют состав фосфатно-силикатного минерального сырья по содержанию основных компонентов. Затем добавляют в сырье фторид натрия и гранулируют в атмосфере воздуха при 800-850°С. На второй стадии гранулированный материал направляют в отражательную плавильную печь при температуре 1000-1200°С для ликвационной плавки материала. Гравитационно разделенные фосфатно-солевой и железосодержащий алюмосиликатный расплавы гранулируют и перерабатывают в целевые продукты путем кислотного разложения фосфатно-солевого расплава для получения редких земель и фосфатных удобрений и путем восстановительной углетермической плавки железосодержащего алюмосиликатного расплава для получения феррониобия и целевых продуктов в виде тяжелых металлов, после чего отходы переработки направляют в голову процесса. Техническим результатом является повышение эффективности преработки редкометального сырья путем разделения его фосфатных составляющих и железо-алюмосиликатных соединений с последующим извлечением редких земель, ниобия, тантала, циркония и других тяжелых металлов. 6 табл., 5 пр.

 

Изобретение относится к металлургии цветных и редких металлов, более конкретно к способу термохимической переработки редкометального сырья, и может найти применение в промышленной технологии извлечения редких и редкоземельных металлов при переработке руды, содержащей фосфаты, силикаты, оксиды железа, глинистые минералы и их шламы.

Традиционная промышленная технология или система переработки комплексного фосфатно-редкометального (TR2O3, Nb, Та, Zr, Hf) и других типов природного и техногенного минерального сырья включает средства для механического обогащения (флотация, гравитация, магнитная сепарация) и химико-металлургических переделов (кислотных, щелочных, термических, экстракционных или сорбционных).

При механических методах получения редкометальных концентратов образуется большое количество отвальных твердых и жидких шламовых отходов, с которыми теряется до 40-50% редких металлов. При гидрометаллургических методах переработки концентратов (сернокислотном или щелочном) также образуется значительное количество твердых и жидких шламовых отходов в виде неразложившихся редкоземельных минералов (монацит, бастенезит и др.), которые направляются в отвалы (см. Химия и технология редких и рассеянных элементов. Ч.П. Под ред. К.А. Большакова. Ч. 2. М.: Высшая школа. 1976. С. 99-106).

Для снижения потерь целевых продуктов при извлечении из различных типов редкометального сырья используются термохимические методы и системы, связанные с плавлением рудной шихты. Приведем несколько примеров таких технологий.

Известен способ термохимической переработки редкометалльного сырья, включающий извлечение титана в «синтетические титанаты» из бедных титаномагнетитовых концентратов с использованием 2-3 стадиальной термохимической плавки в восстановительных условиях в типовой рудотермической печи (см. Резниченко В.А., Шабалин Л.И. Титаномагнетиты. Месторождения, металлургия, химическая технология. - М.: Наука, 1986. С. 293).

Недостатком указанного способа извлечения титана является сравнительно высокие энергозатраты на плавление сырья при высоких температурах (1550-1650°С).

Известен способ термохимической переработки редкометального сырья, включающий подготовку и переработку шихты в рудотермической печи с последующим извлечением из продуктов плавки концентратов целевых продуктов (см. Садыков А.О. «Комплексная переработка свинцовых шламов медного производства» в Сб. материалов У111 Международной конференции «Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные технологии освоения недр», г. Таллин, Эстония, 14-18 сентября 2009).

Особенностью известного способа является использование сульфатно-натриевой термохимической восстановительной плавки свинцовых шламов медного производства в рудотермической печи. При плавке шламов с 20-30% раствором сульфата натрия и 4-6% расходом кокса при температуре 1100-1150°С получают черновой свинец (60-65%), натриевый шлак (28-30%) и возгоны (2-5%). При этом в плаве чернового свинца концентрируется значительное количество осмия, а также других ценных металлов. В натриевом шлаке в значительном количестве концентрируется рений и другие менее ценные элементы. Последующее извлечение рения и осмия из указанных продуктов переработки осуществляется с использованием кислотных методов.

Наиболее близким техническим решением является система, реализующая способ термохимической переработки редкометального сырья, включающий подготовку шихты, ликвационную плавку в рудотермической печи и термохимическую переработку ликвантов в целевые продукты (патент РФ №110735, опубл. 27.11.2011 - прототип).

Особенностью известного технического решения является то, что подготовку шихты осуществляют путем помола и смешивания шихты с добавками флюсов в виде галоидов щелочных металлов, термообработку шихты осуществляют в рудотермической печи, выполненной в виде индукционной тигельной печи на рабочую температуру 1000-1300°С, выпуск из тигельной печи промежуточных продуктов обогащения в виде ликвантов расслоенного расплава осуществляют через донное и боковое отверстия, а извлечение концентратов целевых продуктов выполняют путем вторичной термохимической или химической переработки ликвантов расслоенного расплава.

Недостатком известного технического решения является то, что эффективность способа термохимической переработки редкометального сырья снижается из-за отрицательного влияния на процесс ликвационной плавки оксидов алюминия, железа, кремния, редких земель и влияние на процесс термохимической переработки массового соотношения в исходной шихте составляющих компонентов P2O5: SiO2: Fe2O3. Кроме того, используемая в известном способе индукционная тигельная печь работает с недостаточной производительностью и избыточной нагрузкой, поскольку в одном аппарате происходит удаление из шихты летучих компонентов, обезвоживание, декарбонизация минералов и ликвационная плавка.

Техническим результатом изобретения является повышение эффективности способа преработки редкометального сырья путем разделения его фосфатных составляющих и железо-алюмосиликатных соединений с последующим извлечением из них при минимальных потерях целевых продуктов в виде редких земель, ниобия, тантала, циркония и других тяжелых металлов.

Указанный технический результат достигается тем, что в способе преработки редкометального сырья, включающем подготовку шихты, ликвационную плавку в рудотермической печи и термохимическую переработку ликвантов в целевые продукты, согласно изобретению, подготовку шихты проводят в две стадии, на первой усредняют состав фосфатно-силикатного минерального сырья до содержания основных компонентов, добавляют в сырье фторид натрия в диапазоне 6-20 масс. % и гранулируют шихтовый материал во вращающейся обжиговой барабанной печи в атмосфере воздуха при рабочей температуре 800-850°С, на второй стадии гранулированный шихтовый материал направляют в отражательную плавильную печь при рабочей температуре 1000-1200°С для ликвационной плавки материала; гравитационно разделенные фосфатно-солевой и железосодержащий алюмосиликатный расплавы выпускают из плавильной печи, гранулируют и перерабатывают в целевые продукты путем кислотного разложения фосфатно-солевого расплава для получения редких земель и фосфатных удобрений и путем восстановительной углетермической плавки железосодержащего алюмосиликатного расплава для получения феррониобия и целевых продуктов в виде тяжелых металлов, после чего отходы переработки направляют в голову процесса.

Согласно изобретению исходную богатую и бедную руду подвергают классификации на грохоте на две фракции: 0-2 мм и крупнее 2 мм. Фракцию крупнее 2 мм подвергают дроблению в щековой дробилке до классов меньше 2 мм и объединяют с фракцией 0-2 мм, выделенной на грохотах. Богатые и бедные руды накапливают в бункерах-дозаторах, откуда по ленточному транспортеру направляют в промежуточный бункер-дозатор и затем в шнековый смеситель. В головную часть шнекового смесителя из бункера-дозатора вводят солевую добавку в количестве 6-20% от массы руды, в качестве которой используют фторид натрия технический с содержанием, масс. %: NaF - 75, SiO2 - 21, CaO - 1-2, Na2SiF - 6. Из шнекового смесителя смесь руды с фторидом натрия подают на доизмельчение в шаровую мельницу до фракции - 74 мкм, где осуществляют окончательное усреднение шихты. Шихту с влажностью 10-12% подают на тарельчатый гранулятор и получают гранулированный материал с размером гранул 5-20 мм. При этом в фосфатно-силикатном сырье с добавкой фторида натрия уменьшают содержание P2O5 по сравнению с рядовыми рудами с 10-15% до 6 - 8% масс, для бедных руд.

Гранулированую шихту с влажностью 10-12% подают во вращающуюся печь, в которой обжиг ведут при температуре 800-850°С. Обожженные гранулы в горячем виде через питатель-дозатор бункерного типа подают в плавильный аппарат. Засыпка гранул происходит вдоль стенки плавильного аппарата так, чтобы они сформировали откосы, на которых при температуре 1100-1200°С осуществляют процесс плавления с образованием двух несмешивающихся расплавов: фосфатно-солевого и железо алюмосиликатного. Двухфазный гетерогенный расплав по поду печи перетекает через бортик в обогреваемый до 1150-1250°С копильник, в котором происходит его отстаивание и гравитационное разделение несмешивающихся расплавов на два жидких слоя и усреднение их состава. Разделение расплавов происходит в соответствии с их плотностью: нижний более тяжелый фосфатно-солевой расплав, а верхний менее тяжелый железо-алюмосиликатный, при этом до 4-5% частиц расплавов проникают в каждый из расплавов.

Таким образом, процесс осуществляется в две стадии (дуплекс - процесс): спекание шихты при температуре 800-850°С и ликвационная плавка при 1100-1200°С. На первой стадии происходит сушка шихты, ее обезвоживание, разложение карбонатных и глинистых минералов, удаление органики. В этом же интервале температур происходит выплавление легкоплавких фосфатно-солевых и силикатно-солевых эвтектик, которые образуются за счет реакций взаимодействия между фосфатными, силикатными и солевыми компонентами, входящими в состав шихты. Образующиеся эвтектические расплавы цементируют твердые фазы с образованием гранулированного материала.

Температурный интервал обжига по данным экспериментальных исследований в системе Cas(PO4)3F - NaF и LaPO4 - NaF лимитируется тем, что в составе шихты появление расплава за счет реакции взаимодействия фосфатов с фторидом натрия происходит при температуре 770-780°С, а появление расплавов при взаимодействии кремнезема и NaF происходит при температуре 980-990°С. В более сложных тройных и многокомпонентных природных системах, в которых принимают участие оксиды кальция, магния, железа, щелочей, именно в интервале 800-900°С происходит появление жидкоплавких эвтектических расплавов, вызывающих спекание шихты. При увеличении температуры до 1000-1100°С происходит расплавление шихты, что недопустимо по условиям получения обожженного гранулированного материала. Соответственно, чтобы вращающаяся печь работала в стабильных условиях без образования настылей и подплавов оптимальная температура обжига должна находиться в интервале 800-850°С, что обеспечивает получение на выходе из печи гранулированного материала, который в горячем виде направляется непосредственно в отражательную плавильную печь через бункерное устройство, расположенное на крышке печи.

На второй стадии в отражательной плавильной печи происходит ликвационная плавка с образованием двух несмешивающихся расплавов. Нижняя температура плавки, равная 1100°С, определяется начальной температурой образования двух несмешивающихся расплавов. Верхняя температура плавки, равная 1200°С, определяется тем, что выше 1200°С над фосфатно-солевыми расплавами повышается давление паров солевых компонентов. По данным экспериментальных исследований в системе Cas(PO4)3F - NaF до 1250°С давление насыщенного пара не превышает 0,5-1,0 мм рт.ст. При данных условиях отражательная печь работает в режиме плавильного аппарата. Плавка гранулированного материала происходит в спокойных условиях на боковых откосах. Образующиеся гетерогенные расплавы не перемешиваются и перетекают в копильник, где происходит их отстаивание и разделение по плотности: нижний расплав - фосфатно-солевой и верхний расплав - железо-алюмосиликатный. Выпуск расплавов из копильника осуществляют последовательно через две летки, расположенные на разных уровнях. Вначале выпускают верхний - железо-алюмосиликатный расплав, затем - нижний - фосфатно-солевой. Часть расплава оставляют в копильнике, на поверхность которого из плавильного аппарата перетекает новая порция гетерогенного расплава.

Расход фторида натрия для ликвационной плавки находится в пределах 6-20 масс. %. Нижний предел определяется тем, что при расходе фторида натрия меньше масс. % температура плавления шихтового материала увеличивается выше 1200°С. Расход фторида натрия 20% достаточен для ликвационной плавки любых типов сырья в интервале температур 1100-1200°С. Расход фторида натрия больше 20% ни технологически, ни экономически не оправдан.

Железо-алюмосиликатный расплав гранулируют на выпускном желобе струей воды, обезвоживают и дробят до фракции 0-1 мм. Раздробленный шлак методами гравитационного обогащения разделяется на две фракции: одну, содержащую включения фосфатно-солевого расплава, и вторую, очищенную от включений фосфатно-солевого расплава. Как указывалось, фракцию, содержащую включения фосфатно-солевого расплава, направляют в питатель-дозатор бункерного типа для плавки вместе с гранулированной шихтой. Вода отстаивается и возвращается на гранулирование шлака. Шламы направляют в шнековый смеситель для приготовления шихты. Фракцию, очищенную от включений фосфатно-солевого расплава, перерабатывают известными методами на феррониобий и другие ниобийсодержащие продукты.

Фосфатно-солевой расплав гранулируют на выпускном желобе струей воды. Гранулированный продукт обезвоживают и перерабатывают известными сернокислотным или азотнокислотным методами с получением удобрительных фосфатов и концентрата редких земель. Образующиеся после разложения фосфатно-солевого продукта шламы и капельки железо-алюмосиликатного шлака сгущают и направляют в питатель-дозатор бункерного типа для плавки вместе с гранулированной шихтой. Вода отстаивается и возвращается на гранулирование шлака. Шламы направляют в шнековый смеситель для приготовления шихты.

По предложеному способу практически отсутствуют потери ценных компонентов и достигается высокое их извлечение в соответствующие расплавы. Примеры, подтверждающие эффективность способа преработки редкометального сырья, в целом, и процесса ликвационной плавки, в частности, приведены в приведенных ниже примерах реализации способа (см. таблицы 1-6). Режимы преработки редкометального сырья в сооветствии с предложенным способом указаны выше.

Для осуществления предложенного способа могут быть использованы руды различных месторождений редкометального сырья и отходы их переработки. Преимущественным объектом применения предложенного способа могут быть редкометальные руды коры выветривания Томторского, Белозиминского, Бошетагнинского, Чуктуконского и других аналогичных месторождений и отходы их переработки. Промышленные руды могут быть представлены различными типами: монацит - пирохлоровыми, которые богаты по содержанию ниобия, и редких земель, каолинит - крандаллитовыми - бедными по содержанию ниобия и редких земель, но богатыми по содержанию оксидов алюминия и кремния, апатит-пирохлоровыми и другими типами руд. В составе указанных руд обычно присутствуют монацит, апатит, пирохлор, крандаллит, каолинит, оксиды и гидрооксиды железа, марганца, глинистые и шламовые образования.

Для подтверждения эффективности предложенного способа в таблице 1 приведены данные по анализу состава руд и отходов переработки, включающих оксиды фосфора, кремния, алюминия, железа, редких земель, ниобия, циркония, кальция, магния, натрия, калия и фтора. В качестве солевой добавки, повышающей эффективность процесса ликвационной плавки, использованы фторид натрия и смесь фторида натрия и кремнефторида натрия. В составе фторида натрия содержатся, масс. %: SiO2 21-22; СаО 1,0-1,5; Na2O 55-57; F 34-35.

В приведенных ниже примерах (примеры 1-5) реализации предложенного способа указано содержание основных и редкометальных компонентов в несмешивающихся расплавах и данные о степени извлечения этих компонентов (см табл. 2-6).

Пример 1. В таблице 2 приведено содержание основных и редкометальных компонентов в фосфатно-солевом и железо-алюмосиликатном расплавах, а также данные об их извлечении при ликвационной плавке руды месторождения №1. Условия плавки: температура 1100°С, длительность плавки - 1 час.

Пример 2. В таблице 3 приведено содержание основных и редких компонентов в фосфатно-солевом и железо-алюмосиликатном расплавах, а также данные об их извлечении при ликвационной плавке шламов №1. Условия плавки: температура 1000°С, продолжительность 1 час.

Пример 3. В таблице 4 приведено содержание основных и редких компонентов в фосфатно-солевом и железо-алюмосиликатном расплавах, а также данные об их извлечении при ликвационной плавке шламов №1. Условия плавки: температура 1100°С, продолжительность 1 час.

Пример 4. В таблице 5 приведено содержание основных и редких компонентов в фосфатно-солевом и железо-алюмосиликатном расплавах, а также данные об их извлечении при ликвационной плавке руды месторождения №2. Условия плавки: температура 1200°С, продолжительность 1 час.

Пример 5. В таблице 6 приведено содержание основных и редких компонентов в фосфатно-солевом и железо-алюмосиликатном расплавах, а также данные об их извлечении при ликвационной плавке шламов №2. Условия плавки: температура 1200°С, продолжительность 1 час.

Таким образом данные, приведенные в таблицах 1-6 в соответствии с примерами 1-5, подтверждают достижение технического результата, связанного с повышением эффективности способа преработки редкометального сырья путем разделения его фосфатных составляющих и железо-алюмосиликатных соединений с последующим извлечением из них при минимальных потерях целевых продуктов в виде редких земель, ниобия, тантала, циркония и других тяжелых металлов.

Именно проведение подготовки шихты в две указанные стадии: усреднение на первой сталии состава фосфатно-силикатного минерального сырья до содержания основных компонентов; добавление в сырье фторида натрия в указанных количествах, и гранулирование шихтового материала во вращающейся обжиговой барабанной печи при указанной температуре. Для второй стадии характерно направление гранулированного шихтового материала, в отражательную плавильную печь при более высокой температуре, при которой происходит ликвационная плавка сырья и гравитационное разделение фосфатно-солевого и железосодержащего алюмосиликатного расплавов. После выпуска расплавов из плавильной печи осуществляют их перерабатку в целевые продукты известными методами для получения редких земель, фосфатных удобрений, феррониобия и других целевых продуктов в виде тяжелых металлов.

Способ переработки редкометального фосфатно-силикатного минерального сырья, включающий подготовку шихты, ликвационную плавку и термохимическую переработку ликвантов в целевые продукты, отличающийся тем, что подготовку шихты проводят путем усреднения состава фосфатно-силикатного минерального сырья по содержанию основных компонентов, перед ликвационной плавкой добавляют в сырье фторид натрия в количестве 6-20 мас.% и гранулируют шихту во вращающейся обжиговой барабанной печи в атмосфере воздуха при температуре 800-850°С, ликвационную плавку гранулированной шихты ведут в отражательной плавильной печи при температуре 1000-1200°С с последующим гравитационным разделением фосфатно-солевого и железосодержащего алюмосиликатного расплавов, которые выпускают из плавильной печи, гранулируют и перерабатывают в целевые продукты путем кислотного разложения фосфатно-солевого расплава с получением редкоземельных металлов и фосфатных удобрений и путем восстановительной углетермической плавки железосодержащего алюмосиликатного расплава с получением феррониобия и целевых продуктов в виде тяжелых металлов, при этом отходы переработки направляют на стадию подготовки шихты в начале процесса.



 

Похожие патенты:

Изобретение относится к переработке фосфогипса. После водной обработки фосфогипс выщелачивают серной кислотой с переводом концентрата редкоземельных элементов (РЗЭ) и примесных компонентов в раствор.

Настоящее изобретение относится к обработке алюминийсодержащего материала, в частности к извлечению редкоземельных элементов из алюминийсодержащего материала.

Изобретение относится к технологии получения редкоземельных металлов из низкоконцентрированного или вторичного сырья на стадии разделения суммы лантаноидов. Способ разделения эрбия, самария и празеодима из нитратно-хлоридных растворов включает контакт экстрагента и раствора, перемешивание смеси, отстаивание и разделение фаз, использование олеиновой кислоты в качестве экстрагента в инертном разбавителе.

Изобретение относится к получению редкоземельных металлов (РЗМ) или их оксидов из бедного или техногенного сырья с помощью метода флотоэкстракции. Способ извлечения гольмия (III) из водных фаз включает флотоэкстракцию с использованием органической фазы и собирателя.

Изобретение относится к технологии извлечения скандия из различных видов сырья и техногенных отходов и может быть использовано для избирательного извлечения скандия из отходов производства алюминия (красные шламы), титана (отработанные расплавы), диоксида титана (гидролизная серная кислота или солянокислые раствора), циркония, олова, вольфрама, урана.
Изобретение относится к области металлургии редких металлов. Способ очистки скандия от тория, циркония и железа включает их экстракцию путем контактирования водного раствора, содержащего скандий, торий, цирконий и железо, азотную кислоту и хлорид лития с экстрагентом, в качестве которого используют трибутилфосфат (ТБФ) или триизоамилфосфат (ТиАФ).

Изобретение относится к металлургии редких металлов, а именно к извлечению скандия из красного шлама, который является отходом производства глинозема. Способ включает выщелачивание скандия раствором серной кислоты при нагревании в течение 2 часов и фильтрацию пульпы.
Изобретение относится к способу извлечения редкоземельных и благородных металлов из золошлаков. Способ включает смешение их с выщелачивающими растворами, накопление биомассы микроорганизмов рода Acidithiobacillales, бактериальное выщелачивание редкоземельных и благородных металлов.

Заявляемый способ относится к гидрометаллургии редких металлов, в частности к способу извлечения редкоземельных элементов (РЗЭ) из растворов, и может быть использован в технологии получения концентратов редкоземельных элементов.
Изобретение относится к технологии выделения редкоземельных элементов (РЗЭ) из природных фосфорсодержащих концентратов. Монацитовый концентрат обрабатывают при нагревании серной кислотой c получением спека, содержащего сульфаты редкоземельных элементов.
Изобретение относится к способу переработки титаномагнетитового концентрата. .

Изобретение относится к области металлургии, в частности к способу переработки ильменитовых концентратов для производства титановых шлаков, являющихся сырьем для получения пигментного диоксида титана и металлического титана, и передельного чугуна.
Изобретение относится к области пирометаллургии, в частности к способу переработки окисленного медно-кобальтового сырья, с получением металлической меди и сплава.
Изобретение относится к цветной металлургии и, в частности, к способам получения оловянистой бронзы. .

Изобретение относится к горному делу и может найти применение при обогащении полиметаллических сульфидных руд, в частности медно-никелевых руд. .

Изобретение относится к способу получения сплавов, в частности к способу плавки с расходуемым электродом, отличающемуся улучшенными характеристиками плавки и равномерным распределением минимальных количеств испаренного сплавляемого металла по всему деформируемому металлическому продукту.

Изобретение относится к высокотемпературной комплексной технологической переработке минерального сырья и может быть использовано для извлечения труднолетучих редких элементов (TR, Nb, Ta, Ti, Sc, Zr, Hf, U, Th и др.) в железную лигатуру, а породообразующих компонентов в алюмосиликатную фазу, близкую по составу к портландцементному клинкеру.

Изобретение относится к металлургии тугоплавких редких металлов. Способ получения чистого ниобия включает восстановительную плавку шихты с получением черновых слитков, удаление шлака с их поверхности и многократный электронно-лучевой переплав с последующей обточкой слитков.
Наверх