RU2180927C2 - Способы извлечения ценных металлов из тантал-ниобиевых руд, содержащих нерастворимые фториды - Google Patents

Способы извлечения ценных металлов из тантал-ниобиевых руд, содержащих нерастворимые фториды Download PDF

Info

Publication number
RU2180927C2
RU2180927C2 RU98119306A RU98119306A RU2180927C2 RU 2180927 C2 RU2180927 C2 RU 2180927C2 RU 98119306 A RU98119306 A RU 98119306A RU 98119306 A RU98119306 A RU 98119306A RU 2180927 C2 RU2180927 C2 RU 2180927C2
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
metal
complexing agent
starting material
tin
acid
Prior art date
Application number
RU98119306A
Other languages
English (en)
Other versions
RU98119306A (ru
Inventor
Роберт А. ХАРД (US)
Роберт А. Хард
Патрик М. БРАУН (US)
Патрик М. Браун
Джеймс Е. РЕЙНОЛДС (US)
Джеймс Е. Рейнолдс
Original Assignee
Кабот Корпорейшн
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Кабот Корпорейшн filed Critical Кабот Корпорейшн
Publication of RU98119306A publication Critical patent/RU98119306A/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2180927C2 publication Critical patent/RU2180927C2/ru

Links

Images

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B60/00—Obtaining metals of atomic number 87 or higher, i.e. radioactive metals
    • C22B60/02—Obtaining thorium, uranium, or other actinides
    • C22B60/0291—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining thorium
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B34/00—Obtaining refractory metals
    • C22B34/20—Obtaining niobium, tantalum or vanadium
    • C22B34/24—Obtaining niobium or tantalum
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B60/00—Obtaining metals of atomic number 87 or higher, i.e. radioactive metals
    • C22B60/02—Obtaining thorium, uranium, or other actinides
    • C22B60/0204—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium
    • C22B60/0217—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes
    • C22B60/0221—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching
    • C22B60/0226—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes by leaching using acidic solutions or liquors
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B60/00—Obtaining metals of atomic number 87 or higher, i.e. radioactive metals
    • C22B60/02—Obtaining thorium, uranium, or other actinides
    • C22B60/0204—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium
    • C22B60/0217—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes
    • C22B60/0252—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes treatment or purification of solutions or of liquors or of slurries
    • C22B60/026—Obtaining thorium, uranium, or other actinides obtaining uranium by wet processes treatment or purification of solutions or of liquors or of slurries liquid-liquid extraction with or without dissolution in organic solvents
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Landscapes

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Inorganic Compounds Of Heavy Metals (AREA)

Abstract

Предложенные способы относятся к гидрометаллургии. Они предусматривают выщелачивание минеральной кислотой металлсодержащего материала, такого как рудный шлам, в состав которого входят фтористые соединения металлов, в присутствии комплексообразующего агента, содержащего алюминий, кремний, титан или их смеси и вызывающего комплексообразование ионов фторида. Предложенные способы позволяют выделить ценные металлы, фториды и радионуклиды из загружаемого материала с высоким содержанием минералов, в котором металлы и радионуклиды присутствуют в форме практически нерастворимых в воде фторидов или захвачены в матрицу металлического фтора, практически нерастворимого в типичных системах химических реагентов. 6 с. и 7 з.п. ф-лы, 6 табл., 3 ил.

Description

Изобретение относится к способу извлечения ценных металлов из металлсодержащих материалов, таких как руды, рудный шлам и шлаки. Способ особенно пригоден для растворения фтористых соединений металлов из рудного шлама, содержащего тантал и ниобий.
Производство многих коммерчески ценных металлов или металлических соединений из минеральных руд предусматривает варку руды с минеральной кислотой, такой как плавиковая кислота. Операцию варки применяют для превращения металлических составляющих, содержащихся в руде, в металлические составляющие, растворимые в водных системах, чтобы можно было отделить ценные металлические составляющие путем избирательной экстракции или т.п.
Рудные концентраты, содержащие тантал и ниобий, обычно разлагают плавиковой кислотой (HF) или смесями плавиковой и серной кислоты (HF/H2SО4). После этого образовавшиеся гептафторидные соединения тантала и ниобия отделяют и очищают посредством экстракции растворителем.
В частности, в обычном процессе производства пятиокиси тантала (Tа2О5) фракцию тантала после разложения руды удаляют с водной фазой, из которой пятиокись тантала осаждают с помощью аммиака и извлекают методом фильтрации. Точно так же можно получать и пятиокись ниобия.
Промышленные схемы экстракции и извлечения тантала и ниобия из обогащенных руд или шлаков оловянного производства подробно описаны в патентах США 2767047, 2953453, 2962372, 3117833, 3300297, 3658511, 3712939 и 4164417. Общее описание других рудных технологий можно найти в работе "Экстракционная металлургия ниобия, тантала и ванадия" в Международном сб. по металлургии "International Metals Review", 1984, т. 29, 26, с. 405-444, опубликованном Обществом Металлургии (Лондон), а также в Энциклопедии химической технологии, 3-е изд., т. 22, с. 547-550.
В описанных выше процессах и, в частности, в процессах производства тантала и ниобия, после автоклавирования образуется рудный шлам, содержащий целый ряд разных ценных металлических составляющих, включая тантал и ниобий. В патенте США 5384105 раскрыт способ извлечения остатков тантала/ниобия из рудных материалов с высоким содержанием фтористых соединений посредством контактирования этих материалов со смесью минеральных кислот, содержащей борную кислоту (Н3ВО3).
В публикации WO 95/13985 раскрыт способ извлечения ценных металлических составляющих их растворением из металлсодержащего материала, имеющего в своем составе фтористые соединения, включающий контактирование исходного материала с минеральной кислотой и комплексообразующим агентом, способным образовать комплекс с фторидом с растворением части металлических компонентов, присутствующих в рудном исходном материале, с последующим разделением образовавшихся твердых веществ и раствора. Согласно указанному известному техническому решению извлекают уран и торий, а в качестве комплексообразующего агента используют соединение бора (Н3ВО3), чтобы получить из исходного материала фторидные комплексы в виде фторидов бора, таких как BF4. Алюминий упоминается в указанной WO публикации как дополнительный комплексообразующий агент, служащий для превращения фторидов бора во фториды алюминия. Тем не менее, WO 95/13985 не предлагает и не подразумевает, что алюминий, кремний или титан могут использоваться в отсутствие бора для образования комплекса "комплексообразующий агент/фторид".
Из кн. Долежал Я. и др. "Методы разложения горных пород и минералов" (М. : Мир, 1968, с. 53, нижний абзац) известен также способ извлечения олова из оловосодержащего исходного материала, включающий контактирование его с минеральной кислотой при растворении части составляющих растворимых компонентов с последующим разделением образовавшегося оловосодержащего материала и раствора. Данный способ, однако, было бы затруднительно использовать для некоторых типов исходных оловосодержащих материалов, особенно таких, которые содержат радиоактивные компоненты.
Изобретение предлагает способ извлечения ценных металлических составляющих растворением из металлсодержащего материала, имеющего в своем составе фтористые соединения металлов, включающий контактирование металлсодержащего материала с минеральной кислотой и комплексообразующим агентом, содержащим алюминий, кремний, титан или их смеси, нагрев при температуре и давлении, достаточных для образования комплекса комплексообразующего агента и фторида, и растворения по меньшей мере части по меньшей мере одного металлического компонента, присутствующего в металлсодержащем материале, и разделение образовавшихся твердых веществ и раствора, полученного после растворения.
Изобретение также предлагает металлсодержащий продукт, полученный указанным способом из исходного материала, содержащего тантал, ниобий и радиоактивные компоненты, содержащий тантал в концентрации по весу, превосходящей по меньшей мере в два раза его концентрацию в исходном материале, ниобий в концентрации по весу, превосходящей по меньшей мере в два раза его концентрацию в исходном материале, и не более 33 вес.% радиоактивных компонентов, присутствующих в исходном материале.
Еще один объект изобретения касается способа снижения концентрации радиоактивных металлических компонентов, присутствующих в металлсодержащем материале, содержащем радиоактивные металлические компоненты, включающего контактирование металлсодержащего материала с минеральной кислотой и комплексообразующим агентом, содержащим алюминий, кремний, титан или их смеси, нагревание металлсодержащего материала при температуре и давлении, достаточных для образования комплекса комплексообразующего агента и фторида и растворения по меньшей мере части по меньшей мере одного металлического компонента, присутствующего в металлсодержащем материале, и разделение образовавшихся твердых веществ и раствора, полученного после растворения.
И еще один объект изобретения касается способа извлечения металлического олова из оловосодержащего исходного материала, содержащего и фторидные соединения, включающий контактирование оловосодержащего исходного материала с минеральной кислотой и комплексообразующим агентом при температуре и давлении, достаточных для образования комплексов нерастворимых фторидов и растворения по меньшей мере части неоловянных металлических составляющих, присутствующих в исходном материале, и разделение образовавшихся оловосодержащего материала и раствора, полученного после растворения.
Соответственно изобретение также касается металлсодержащего продукта, полученного вышеописанным способом из исходного материала, в состав которого входит металлическое олово и радиоактивные компоненты, содержащего олово в концентрации по весу, превосходящей по меньшей мере в два раза его концентрацию в исходном материале, и не более 33 вес.% радиоактивных компонентов, присутствующих в исходном материале.
Предлагаемый способ позволяет растворить нерастворимые другими способами ценные металлические составляющие. Дополнительное преимущество изобретения состоит в том, что оно позволяет повысить концентрацию металлических компонентов, таких как олово, которые не растворяются.
Термин "металл" в данном контексте используется в своем традиционном значении и относится к элементу, который образует положительные ионы, когда его соединения находятся в растворе. Металл включает щелочные металлы, щелочноземельные металлы, переходные металлы, благородные металлы, платиновые металлы, редкие металлы, редкоземельные металлы, актинидные металлы, легкие металлы и тяжелые металлы.
Преимущество предлагаемого способа заключается в том, что в нем растворимые металлические составляющие рудного шлама отделяются от нерастворимых металлических составляющих, и, в частности, обеспечивается возможность избирательного отделения танталовых и ниобиевых составляющих.
Другое преимущество предложенного способа состоит в том, что он позволяет получить продукт рудного шлама с повышенным процентным содержанием танталовых и/или ниобиевых составляющих и/или других нерастворимых металлических составляющих.
Еще одно преимущество предлагаемого способа состоит в том, что он позволяет получить продукт рудного шлама с пониженным содержанием растворимых радиоактивных металлических компонентов.
Следующее преимущество заключается в том, что получаемый продукт рудного шлама можно подвергать дальнейшей обработке для извлечения ценных металлических соединений.
Предлагаемый способ также позволяет подвергать дальнейшей обработке раствор после растворения для отделения и извлечения растворимых металлических составляющих.
Предлагаемый способ можно использовать для извлечения танталовых и/или ниобиевых составляющих из металл-фторидных комплексов.
Предлагаемый способ позволяет отделить комплексообразующий агент и восстановить/рециркулировать из раствора после растворения.
Еще одно преимущество предлагаемого способа состоит в том, что его можно использовать для повышения концентрации оловянных составляющих, присутствующих в исходном металлсодержащем материале, который включает в себя олово.
Далее изобретение поясняется примерами его выполнения со ссылкой на прилагаемые чертежи, на которых:
фиг. 1 - технологическая схема возможного варианта выполнения изобретения,
фиг.2 - график, иллюстрирующий влияние соотношения ион Al/ион F на экстракцию тантала и ниобия в описанных ниже опытах, и
фиг. 3 - график, иллюстрирующий экстракцию радиоактивных компонентов в описанных ниже опытах с использованием соляной кислоты в качестве минеральной кислоты и алюминия в качестве комплексообразующего агента.
Предлагаемый способ предусматривает выщелачивание минеральной кислотой металлсодержащего материала, предпочтительно рудного шлама, содержащего металлические составляющие в виде фтористых соединений, в присутствии комплексообразующего агента, который образует комплексы ионов фторида. Предлагаемый способ предусматривает отделение металлических, фторидных и радионуклеотидных составляющих от загружаемого материала с высоким содержанием минералов, в котором металлы и радионуклеотиды присутствуют в виде практически нерастворимых в воде фторидов или захвачены в матрицу металлического фтора, который практически нерастворим во многих системах реагентов.
Согласно изобретению предлагаемый способ растворения ценных металлических составляющих из металлсодержащего материала, такого как рудный шлам, содержащего металлические составляющие в виде фтористых соединений, заключается в том, что:
обеспечивают контактирование рудного шлама с минеральной кислотой и комплексообразующим агентом при температуре и давлении, подходящих для образования комплексов нерастворимых фторидов и для растворения, по меньшей мере части, по меньшей мере одного металлического компонента, присутствующего в рудном шламе, и
разделяют образовавшиеся после растворения рудный шлам и раствор.
При использовании предлагаемого способа с оловосодержащим исходным материалом его можно успешно применять для извлечения металлического олова. Согласно изобретению способ извлечения металлического олова из оловосодержащего исходного материала заключается в том, что обеспечивают контакт оловосодержащего исходного материала с минеральной кислотой и комплексообразующим агентом при температуре и давлении, подходящих для образования комплексов нерастворимых фторидов и растворения по меньшей мере части неоловянных металлических компонентов, присутствующих в рудном шламе,
и разделяют образовавшийся оловосодержащий материал и раствор, полученный после растворения.
Обогащение оловосодержащего исходного материала или дальнейшее повышение концентрации олова в оловосодержащем материале, получаемом с помощью предлагаемого способа, можно осуществлять традиционными методами физической сепарации, например методом сепарации по плотности на столе Дайстера, в винтовом сепараторе Хамфри, вибрацией и/или флотацией. Обогащение оловосодержащего исходного материала до и/или после выполнения этого способа обеспечит повышение концентрации олова в оловосодержащем материале, полученном в данном процессе.
Ниже подробно описывается предлагаемый способ.
Исходным материалом для предлагаемого способа является металлсодержащий материал, в состав которого входят ценные металлические составляющие. Предпочтительно металлсодержащим материалом служит рудный шлам, содержащий металлические составляющие в виде фтористых соединений, например, рудный шлам обычного процесса производства пятиокиси тантала/пятиокиси ниобия. В данном контексте термин "металлические составляющие в виде фтористых соединений" относится к соединению, содержащему по меньшей мере один ион металла и по меньшей мере один ион фторида. Металлические составляющие в виде фтористых соединений, входящие в рудные шламы, включают, но не только, тантал (Та), ниобий (Nb), кальций (Са), алюминий (А1), железо (Fе), титан (Ti), цирконий (Zr), хром (Сr), свинец (Рb), уран (U), торий (Th), барий (Ва), олово (Sn), магний (Мg), скандий (Sc), иттрий (Y) и мышьяк (As), присутствующие в виде следующих соединений/комплексов: ThF4, TaOF3, NbOF3, CaF2, UF4: ВаF2, ScF3, YF3, SiF2, SnO2, А1F3, FeF2, TiО2, ZrF4, CrF3или5, PbF2, MgF2, AsF3или5.
В предлагаемом способе исходный материал (рудный шлам, содержащий фтористое соединение металла, которое может также содержать танталовые и/или ниобиевые составляющие) приводят в контакт с водным раствором минеральной кислоты и комплексообразующим агентом. Пригодные минеральные кислоты включают азотную кислоту (НNО3), серную кислоту (H2SO4) и соляную кислоту (НС1). Выбор минеральной кислоты зависит от ряда факторов, включая химический состав исходных рудных шламов, тип разделительной системы, используемой в процессе и/или при последующей обработке выщелачивающей жидкостью, и стоимости извлечения желательных металлических составляющих. Например, если требуется отделить и извлечь из выщелачивающей жидкости металлический уран, то можно использовать в качестве минеральной кислоты серную кислоту, так как она образует с ураном растворимую соль, кроме того, серная кислота относительно дешевая и совместима с множеством обычно используемых технологий экстракции. Если же требуется отделить и извлечь из выщелачивающей жидкости металлический радий, то серная кислота будет менее пригодной, так как радий нерастворим в сульфатных системах. Поэтому, если требуется извлечь из выщелачивающей жидкости радий, то предпочтительнее соляная или азотная кислота.
Подходящими комплексообразующими агентами могут быть те, которые имеют высокое сродство к иону фторида. Они включают, но не только, алюминий, кремний, титан и их смеси. Комплексообразующий агент можно добавлять как часть соединения, такого как, но не только, гидроксид алюминия, обожженная глина, хлорид алюминия, нитрат алюминия, сульфат алюминия и квасцы. Использование титана в качестве комплексообразующего агента, например в форме ильменита или ТiО2, эффективно в тех случаях, когда основным источником твердофазного фторида является СаF2. Если же основным источником твердофазного фторида является А1F3, то предпочтительно использовать комплексообразователь, содержащий алюминий.
Предпочтительно использовать такое количество комплексообразующего агента, при котором соотношение молярного содержания комплексообразующего агента с молярным содержанием исходного материала соответствует следующей формуле:
Figure 00000002

Под молями комплексообразующего агента в данной формуле подразумевается элементарная форма комплексообразующего агента, т.е. алюминия, кремния и т. п. Если, например, комплексообразующим агентом является алюминий, вводимый в виде гидроокиси алюминия, то молярное содержание добавляемого комплексообразующего агента определяется по следующей формуле:
Figure 00000003

Моли фторида в исходном материале можно определить и/или приближенно получить путем анализа материала и/или осуществления минерального баланса известным способом.
Количество используемой кислоты зависит от формы используемого комплексообразующего агента и, следовательно, оно, в свою очередь, зависит от содержания окислов в исходном материале. Количество ионов водорода, обеспечиваемых кислотой, должно быть достаточным, чтобы прореагировать со связанным кислородом в системе после добавления комплексообразующего агента. Например, если комплексообразующим агентом является алюминий, вводимый в виде глинозема (Al2O3), то количество ионов водорода, вводимых в систему кислотой, должно быть достаточным, чтобы прореагировать по существу со всем кислородом, выделившимся при разложении глинозема. Обычно используется 0,1-2,0 фунта (45 г - 907 г) кислоты на фунт (454 г) сухого исходного материала.
Кислоту, комплексообразующий агент и исходный материал суспендируют в воде и варят при повышенных температурах при содержании твердого вещества 5-40 вес.%, предпочтительно 5-30 вес.%, наиболее предпочтительно 10-20 вес. %. Предпочтительно эту смесь перемешивают, чтобы поддерживать практически все твердые вещества во взвешенном состоянии.
Твердые вещества варят до тех пор, пока не растворится какая-то часть растворимых соединений ценных металлов, предпочтительно, пока не растворится большинство растворимых соединений ценных металлов, присутствующих в исходном материале. Температуру смеси предпочтительно поддерживают на уровне 40-110oС, предпочтительно 80-95oС, в течение 0,25-4,0 часов, предпочтительно 1,0-3,0 ч. Этот процесс можно вести при атмосферном давлении, т.е. между 730 и 770 мм рт.ст., в зависимости от высоты над уровнем океана того места, где он выполняется.
Хотя авторы и не желают связывать себя какой-либо теорией, они полагают, что реакции, протекающие во время автоклавирования в том случае, когда комплексообразующий агент вводится в виде глинозема (Al2O3), а растворимым металлом (Раств. М) является соединение ценного металла, можно в обобщенном виде представить следующим образом:
Общая реакция растворения
(Раств.М)xFy+Аl2O3+6НСl<=>3Н2О+(Раств. М)xСlz+2AlFy/2Cl(6-z)/2,
где Н2О, (Раств. М)xСlz и AlFy/2Сl(6-z)/2 находятся в растворе,
х, y, z - целые числа.
Составляющая реакция комплексообразования
(Раств.М)xFy+2АlСl3<=>(Раств.М)xСlz+2AlFyСl(6-z)/2,
где АlСl3 образуется в ходе следующей реакции в варочном растворе:
Аl2О3+6НСl<=>3Н2О+2АlСl3.
Например, для растворимого щелочноземельного элементарного металлического кальция (Са) имеет место следующая реакция:
Общая реакция растворения для Са:
СаF2+Аl2О3+6НСl<=>3Н2O+CaCl2+2AlFCl2
Составляющая реакция комплексообразования для Са
СаF2+2АlСl3<=>CaCl2+2AlFCl2;
более детально:
СаF2+2Al+++<=>Са+++2AlF++.
Для нерастворимых соединений ценных металлов общая реакция будет, очевидно, протекать, как показано ниже, где "Нераств.М" - нерастворимый металл, комплексообразующий агент - глинозем (Al2O3), а минеральная кислота соляная кислота (НСl):
Общая реакция для нерастворимой металлической составляющей
Нa(Нераств.М)bFс+с(АlСl3)+d(Н2О)<=>b/2
(Нераств.М)2bO2d)+c(AlFCl2)+с(НСl),
где b/2 ((нераств.М)2bO2d) - нерастворимый; c(AlFCl2) и с(НСl) находятся в растворе; a, b, c, d - целые числа, и где (АlСl3) получен в ходе представленной выше реакции.
Так, например, для нерастворимого металлического элементарного тантала (Та) имеет место следующая реакция:
Н2ТаF7+7АlСl3+2,5H2O<=>1/2Та2O5+7АlFСl2+7НСl.
По всей вероятности, аналогичные реакции происходят в варочном растворе и для других растворимых и нерастворимых ценных металлических составляющих.
Относительная способность растворять определенные элементы при осуществлении предлагаемого способа частично связана со свободной энергией реакции для образования комплекса фторида алюминия AlF++ в соответствии со следующими общими реакциями:
1 (l/x)MFx+Al3+=AlF+++Mx(+)
11 (1/7)ТаF7 --+Al3++(2,5/7)H2О=(0,5/7)Ta2O5+АlF+++(5/7)Н+.
Свободную энергию реакции для разных фтористых соединений можно оценить следующим образом (см. табл. А).
Чем выше отрицательная величина, тем выше побудительная причина образования комплекса фторида с алюминием. Если свободная энергия реакции становится положительной, реакция образования комплекса фторида алюминия не будет идти. Как показано выше, свободная энергия реакции для фторида иттрия относительно низкая, тем не менее предлагаемый способ можно успешно использовать для отделения фторида иттрия от окислов тантала или ниобия.
После варки в течение выбранного периода времени автоклавированный шлам подвергается операции разделения на жидкость и твердое вещество, в результате чего образуется жидкая фракция (жидкость от выщелачивания) и твердая фракция (выщелоченный металлсодержащий продукт). Для разделения жидкости и твердых веществ в предлагаемом способе можно использовать, не ограничиваясь перечисленным, следующие методы: фильтрацию, центрифугирование и противоточную декантацию. Жидкая фракция содержит растворимые ценные металлические составляющие, которые можно отделить и восстановить известными способами. Если исходный материал рудного шлама содержит фтористые соединения тантала и ниобия, то твердая фракция от автоклавирования будет иметь обогащенный танталом и ниобием состав, который можно подвергнуть дальнейшей обработке для извлечения этих элементов.
Предлагаемый способ можно более детально пояснить со ссылками на следующее подробное описание примерного варианта его выполнения. Как уже описывалось выше, рудный шлам, минеральную кислоту и комплексообразующий агент соединяют в варочном котле и добавляют воду в количестве, необходимом для получения раствора, содержащего 5-40 вес.%, предпочтительно 5-30 вес.% и наиболее предпочтительно 10-20 вес.% твердого вещества. Эту смесь перемешивают в процессе варки, чтобы поддерживать практически все твердые вещества во взвешенном состоянии, и выдерживают при температуре 40-100oС, предпочтительно 80-95oС, на протяжении 0,25-4,0 ч, предпочтительно 1,0-3,0 ч. После варки в течение заданного периода времени выполняют операцию разделения жидкой и твердой фракций, каждую из которых можно подвергнуть дальнейшей обработке для извлечения ценных составляющих.
В альтернативном варианте изобретения до или после варки можно с помощью методов физической сепарации разделить частицы, имеющие разные физические свойства, такие как размер и/или плотность. Операция (операции) физической сепарации может повысить концентрацию танталовых и ниобиевых составляющих в восстанавливаемых впоследствии твердых веществах. Методы физической сепарации включают в себя такие известные методы, как мокрую отсадку, обогащение на концентрационных столах, вибрационные, гравитационные и магнитные методы, а также методы с использованием электростатической тяжелой среды, обычно используемые для отделения твердых веществ на основе плотности, размера и/или других свойств. После физической сепарации оставшийся шлам можно подвергнуть обычному разделению на твердую и жидкую фракцию, например загущением и фильтрацией, с последующей промывкой шламов для получения чистых фракций.
В одном из вариантов предлагаемого способа с применением операции физического разделения рудный шлам, минеральную кислоту и комплексообразующий агент соединяют в варочном котле и добавляют воду в количестве, необходимом для получения раствора, содержащего 5-40 вес.%, предпочтительно 5-30 вес.%, наиболее предпочтительно 10-20 вес.% твердых веществ. Смесь перемешивают при варке так, чтобы практически все твердые вещества находились во взвешенном состоянии, и выдерживают при температуре 40-110oС, предпочтительно 80-95oС, в течение 0,25-4,0 ч, предпочтительно, 1,0-3,0 ч. После варки в течение заданного периода времени полученную смесь подвергают операции разделения частиц с разными физическими свойствами, такими как размер и/или плотность, и получают по меньшей мере два готовых шлама. Операцию разделения на твердую и жидкую фракции выполняют на каждом из полученных шламов. При желании полученные жидкие фракции можно соединить и подвергнуть дальнейшей обработке для извлечения ценных составляющих. Твердые фракции, полученные на стадии разделения на твердую и жидкую фракцию, можно также подвергнуть дальнейшей обработке. В частности, одна из полученных твердых фракций может содержать ценные Та/Nb-составляющие в более высокой концентрации, чем та, которая была получена в процессе, изображенном на фиг.1, что делает эти твердые фракции более пригодными для дальнейшей обработки в целях извлечения Та/Nb-составляющих.
В альтернативном процессе этап физического разделения может предшествовать первоначальной операции варки. Предварительное физическое разделение можно использовать для отделения фракции исходного рудного шлама или другого металлсодержащего материала, которую можно обрабатывать дальше для извлечения ценных металлических составляющих. Например, рудный шлам, содержащий олово, ниобий и тантал, можно подвергнуть предварительному физическому разделению для получения двух фракций: фракции с высоким содержанием олова и низким содержанием тантала и ниобия, фракции с низким содержанием олова и высоким содержанием тантала и ниобия. Фракцию с низким содержанием олова и высоким содержанием тантала и ниобия можно подвергнуть варке и обработать в соответствии с предлагаемым способом для дальнейшего повышения концентрации ценных металлических составляющих тантала и/или ниобия. Фракцию с высоким содержанием олова и низким содержанием тантала и ниобия можно обрабатывать дальше в соответствии с предлагаемым способом или другими методами в целях дальнейшего повышения концентрации олова.
На фиг.1 схематически изображен предлагаемый способ, который включает в себя операции извлечения комплексообразующего реагента. Стадии обработки описаны только в качестве примера и не должны толковаться как ограничивающие объем изобретения. В частности, последующая обработка полученных при использовании предлагаемого способа твердой и жидкой фракций может производиться любым способом, в частности известными способами.
На фиг.2 показан график влияния отношения Al/F на экстракцию Ta и Nb.
На фиг.3 показаны результаты экстракции после выщелачивания с HCl и Al.
Как видно на фиг.1, после разделения на жидкую и твердую фракции ценные металлические составляющие могут извлекаться из выщелачивающей жидкости путем экстракции другой жидкостью. Например, полученный раствор можно привести в контакт с плавиковой кислотой (HF) для осаждения твердых фторидов алюминия (АlF3), которые можно отделить путем фильтрации и восстановить. Полученный раствор можно известковать (обеспечить контакт с окисью кальция (СаО) или едким натром (NaOH)) для осаждения гидроокисей металлов, которые можно отделить путем фильтрации и восстановить. Полученный раствор можно привести в контакт с серной кислотой (H2SO4) для осаждения гипса (CaSO•2Н2О) и регенерации азотной кислоты (HNO3). Гипс можно отделить путем фильтрации и восстановить, а раствор азотной кислоты можно рециркулировать в раствор минеральной кислоты, используемый при первоначальной варке рудного шлама.
Специалистам будет понятно, что операции обработки, проиллюстрированные на фиг.1, можно выполнять на жидких фракциях или соединенных жидких фракциях, полученных после операций разделения на твердую и жидкую фракции в предлагаемом способе, когда используется одна или несколько операций физического разделения.
Также специалистам будет понятно, что предлагаемый способ можно описать как способ уменьшения количества составляющих радиоактивных металлов в металлсодержащем материале. Как отмечалось выше, преимущество предлагаемого способа состоит в том, что он дает конечный выщелоченный материал с повышенным содержанием ценных металлических составляющих, включая тантал, ниобий и/или олово, которые не растворяются в этом процессе, и пониженным содержанием металлических составляющих, включая радиоактивные металлы, которые растворяются в этом процессе. Таким образом, настоящее изобретение включает в себя новые продукты.
Согласно изобретению предлагается также выщелоченный металлосодержащий твердый продукт, получаемый из исходного металлсодержащего материала, в состав которого входят металлические тантал и ниобий и радиоактивный металл, содержащий:
по меньшей мере 5 вес.%, предпочтительно 6-12 вес.%,тантала,
по меньшей мере 5 вес.%, предпочтительно 7-14 вес.%, ниобия и
не более 5 вес.%, предпочтительно не более 1 вес.% радиоактивного металла, присутствующего в исходном материале.
Если исходный металлсодержащий материал включает в себя ниобий и минимальные количества (менее 1 вес.%) тантала, то выщелоченный металлсодержащий твердый продукт содержит:
по меньшей мере 5 вес.%, предпочтительно 7-14 вес.% ниобия и
не более 5 вес.%, предпочтительно не более 1 вес.% радиоактивного металла, присутствующего в исходном материале.
Аналогично, если исходный металлсодержащий материал включает в себя тантал и минимальные количества (менее 1 вес.%) ниобия, то выщелоченный металлосодержащий твердый продукт содержит:
по меньшей мере 5 вес.%, предпочтительно 7-14 вес.% тантала и
не более 5 вес.%, предпочтительно не более 1 вес.% радиоактивного металла, присутствующего в исходном материале.
Согласно изобретению предлагается также выщелоченный металлсодержащий твердый продукт, получаемый из исходного металлсодержащего материала, имеющий
по меньшей мере в 2 раза, предпочтительно в 2-30 раз, более высокую концентрацию тантала по весу, чем исходный материал,
по меньшей мере в 3 раза, предпочтительно в 2-30 раз, более высокую концентрацию ниобия по весу, чем исходный материал, и
не более 33 вес.%, предпочтительно не более 5 вес.%, наиболее предпочтительно не более 1 вес. %, радиоактивных составляющих, присутствующих в исходном материале.
Тантал как компонент предлагаемых продуктов представляет собой, в основном, окись тантала (Та2O5). Аналогично ниобий как компонент предлагаемых продуктов представляет собой, в основном, окись ниобия (Nb2O5).
Если исходный металлсодержащий материал содержит в своем составе металлическое олово, то тогда согласно изобретению выщелоченный оловосодержащий твердый продукт, получаемый из исходного оловосодержащего материала, содержит
по меньшей мере в 2 раза, предпочтительно в 2-30 раз, более высокую концентрацию олова по весу, чем исходный материал,
не более 33 вес.%, предпочтительно не более 5 вес.%, наиболее предпочтительно не более 1 вес.% радиоактивных составляющих, присутствующих в исходном материале.
Предлагаемые согласно изобретению продукты можно получать с использованием предлагаемого способа, который позволяет удалить до 99% радиоактивных металлических составляющих из исходного металлсодержащего материала.
Существенные признаки и преимущества предлагаемого способа далее иллюстрируются на примере конкретных вариантов реализации изобретения. В этих примерах использовались следующие процедуры тестирования.
Элементный анализ по большинству элементов, входящих в рудный шлам, варочный шлам и жидкость от выщелачивания, проводили методом индуктивно связанной плазмы на установке Leeman PS 1000, компании Leeman Corporation of Massachusetts, и/или атомной абсорбции на установке Perkin-Elmer 5000, компании Реrkin-Elmer Corporation of Massachusetts, известных специалистам.
Концентрацию фтора определяли с помощью ион-специфичного электрода, известного специалистам.
Концентрацию сульфата определяли известным методом гравиметрического анализа.
Концентрацию урана определяли известным методом флуориметрического анализа.
Концентрацию тория определяли известным методом колориметрии.
Уровни альфа- и бетаизлучения определяли с помощью пропорциональных проточных газовых счетчиков излучения известным специалисту образом.
Примеры 1-16
Серию из 16 лабораторных опытов выполняли на образце рудного шлама весом 30 г, взятого из промышленного процесса производства тантала и ниобия. Исходный рудный шлам имел следующий состав (по сухой основе) (см. табл. Б).
Из 10 вес.% твердого вещества рудного шлама, воды и минеральной кислоты получали водный раствор. В качестве минеральной кислоты в каждом опыте использовали серную, азотную или соляную кислоту. Количество использованной кислоты определяли из расчета 2 г ионов водорода (Н+) на 100 г твердого вещества рудного шлама.
Варку проводили в течение 4 ч при температуре 80-95oС. Опыты 1, 2 и 3 были контрольными без использования комплексообразующего агента. В опытах 4-16 в начале варки в водный раствор добавляли комплексообразующий агент кремний или алюминий. Количество добавляемого комплексообразующего агента варьировали от 0,29 до 1,37 моля комплексообразующего реагента на моль комплексного фторида в исходных рудных шламах. В опытах 1-3, 5 и 6 использовали флоккулянт (полиакриламид Реrсоl 351 компании Allied Colloids Inc.), для флоккуляции выщелоченного шлама, чтобы способствовать фильтрации медленно фильтрующихся твердых веществ.
После 4-часовой варки жидкость и остаточные твердые вещества разделяли на жидкую фракцию (жидкость от выщелачивания) и твердую фракцию и анализировали. Твердую фракцию промывали, например, в 40-133 мл воды, которую добавляли в жидкость от выщелачивания.
В таблице В суммируются экспериментальные условия.
В таблицах представлен анализ твердых веществ и жидкости от выщелачивания, где "М" означает отношение молей комплексообразователя к молям фторида в исходном материале, "компл." - комплексообразующий реагент, "--" - отсутствие измерений, "Щ" - жидкость от выщелачивания и "Т" - выщелоченные твердые вещества.

Claims (12)

1. Способ извлечения ценных металлических составляющих растворением из металлсодержащего материала, имеющего в своем составе фтористые соединения металлов, включающий контактирование металлсодержащего материала с минеральной кислотой и комплексообразующим агентом, содержащим алюминий, кремний, титан или их смеси, нагрев при температуре и давлении, достаточных для образования комплекса комплексообразующего агента и фторида растворением, по меньшей мере, части, по меньшей мере, одного металлического компонента, присутствующего в металлсодержащем материале, и разделение образовавшихся твердых веществ и раствора, полученного после растворения.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что исходный металлсодержащий материал, кислоту и комплексообразующий агент суспендируют в воде при содержании 5-40% твердых веществ и полученную смесь перемешивают для поддержания практически всех твердых веществ во взвешенном состоянии.
3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что температуру поддерживают на уровне 40-110oС на протяжении 0,25-4,0 ч.
4. Способ по п. 1, отличающийся тем, что минеральной кислотой является азотная кислота, серная кислота, соляная кислота и/или их смеси.
5. Способ по п. 4, отличающийся тем, что комплексообразующим агентом является алюминий, кремний и/или их смеси.
6. Способ по п. 5, отличающийся тем, что комплексообразующий агент используют в количестве, при котором соотношение молярного содержания комплексообразующего агента с молярным содержанием исходного материала соответствует расчетной формуле
Figure 00000004

7. Способ по п. 6, отличающийся тем, что кислоту используют в количестве, при котором количество ионов водорода, обеспечиваемых кислотой, достаточно, чтобы прореагировать со связанным кислородом в системе после добавления комплексообразующего агента.
8. Способ по п. 7, отличающийся тем, что на 0,454 кг сухого исходного материала используют 0,045-0,91 кг кислоты.
9. Продукт, полученный способом по п. 1.
10. Металлсодержащий продукт, полученный способом по п. 1 из исходного материала, содержащего тантал, ниобий и радиоактивные компоненты, содержащий тантал в концентрации по весу, превосходящей, по меньшей мере, в два раза его концентрацию в исходном материале, ниобий в концентрации по весу, превосходящей по меньшей мере в два раза его концентрацию в исходном материале, и не более 33 вес. % радиоактивных компонентов, присутствующих в исходном материале.
11. Способ снижения концентрации радиоактивных металлических компонентов, присутствующих в металлсодержащем материале, содержащем радиоактивные металлические компоненты, включающий контактирование металлсодержащего материала с минеральной кислотой и комплексообразующим агентом, содержащим алюминий, кремний, титан или их смеси, нагревание металлсодержащего материала при температуре и давлении, достаточных для образования комплекса комплексообразующего агента и фторида, и растворения, по меньшей мере, части, по меньшей мере, одного металлического компонента, присутствующего в металлсодержащем материале, и разделение образовавшихся твердых веществ и раствора, полученного после растворения.
12. Способ извлечения металлического олова из оловосодержащего исходного материала, содержащего и фторидные соединения, включающий контактирование оловосодержащего исходного материала с минеральной кислотой и комплексообразующим агентом при температуре и давлении, достаточных для образования комплексов нерастворимых фторидов и растворения, по меньшей мере, части неоловянных металлических составляющих, присутствующих в исходном материале, и разделение образовавшихся оловосодержащего материала и раствора, полученного после растворения.
13. Металлсодержащий продукт, полученный способом по п. 1 из исходного материала, в состав которого входит металлическое олово и радиоактивные компоненты, содержащий олово в концентрации по весу, превосходящей, по меньшей мере, в два раза его концентрацию в исходном материале, и не более 33 вес. % радиоактивных компонентов, присутствующих в исходном материале.
RU98119306A 1996-03-26 1997-03-14 Способы извлечения ценных металлов из тантал-ниобиевых руд, содержащих нерастворимые фториды RU2180927C2 (ru)

Applications Claiming Priority (2)

Application Number Priority Date Filing Date Title
US62269896A 1996-03-26 1996-03-26
US08/622,698 1996-03-26

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU98119306A RU98119306A (ru) 2000-06-27
RU2180927C2 true RU2180927C2 (ru) 2002-03-27

Family

ID=24495164

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU98119306A RU2180927C2 (ru) 1996-03-26 1997-03-14 Способы извлечения ценных металлов из тантал-ниобиевых руд, содержащих нерастворимые фториды

Country Status (8)

Country Link
US (1) US6979429B2 (ru)
JP (1) JP4375630B2 (ru)
CN (2) CN1097094C (ru)
AU (1) AU2581797A (ru)
BR (1) BR9710413A (ru)
DE (1) DE19781674T1 (ru)
RU (1) RU2180927C2 (ru)
WO (1) WO1997036014A1 (ru)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2237738C2 (ru) * 2002-04-01 2004-10-10 Открытое акционерное общество "Ульбинский металлургический завод" Способ получения пентоксида ниобия

Families Citing this family (13)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US6416730B1 (en) * 1998-09-16 2002-07-09 Cabot Corporation Methods to partially reduce a niobium metal oxide oxygen reduced niobium oxides
WO2003046234A1 (fr) * 2001-11-29 2003-06-05 Viktor Borisovich Petrov Procede de transformation d'un concentre de loparite
WO2003046236A1 (fr) * 2001-11-29 2003-06-05 Ninel Israelisovna Kasikova Procédé de transformation d'un concentré de loparite
DE102004020213A1 (de) * 2004-04-22 2005-11-24 Kerr-Mcgee Pigments Gmbh Zusammensetzung für das Chemisch-Mechanische Polieren (CMP)
RU2270265C1 (ru) * 2004-08-20 2006-02-20 Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья им. И.В. Тананаева Кольского научного центра Российской академии наук Способ переработки лопаритового концентрата
EP2214853A4 (en) * 2007-10-15 2013-05-22 Hi Temp Specialty Metals Inc PROCESS FOR PREPARING TANTALUM POWDER USING RECYCLED AGENTS AS AN EXISTING MATERIAL
CA2726655A1 (en) * 2008-06-06 2009-12-10 The University Of Sydney Multi-stage leaching process
CN102586598A (zh) * 2012-03-23 2012-07-18 宁夏东方钽业股份有限公司 一种钽铌化合物的分解方法
RU2507281C1 (ru) * 2012-06-01 2014-02-20 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт химии Дальневосточного отделения Российской академии наук (ИХ ДВО РАН) Способ обработки смеси оксидов ниобия и/или тантала и титана
RU2507278C1 (ru) * 2012-06-29 2014-02-20 Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" Способ вскрытия перовскитового концентрата
WO2014138808A1 (en) 2013-03-14 2014-09-18 Orway Mineral Consultants (Wa) Pty Ltd. Hydrometallurgical method for the removal of radionuclides from radioactive copper concentrates
RU2599463C1 (ru) * 2015-06-02 2016-10-10 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья им. И.В. Тананаева Кольского научного центра Российской академии наук (ИХТРЭМС КНЦ РАН) Способ переработки ниобийсодержащего фторидного раствора с примесью сурьмы
RU2623570C1 (ru) * 2016-07-06 2017-06-27 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья им. И.В. Тананаева Кольского научного центра Российской академии наук (ИХТРЭМС КНЦ РАН) Способ переработки танталониобиевого концентрата

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE1806881B2 (de) * 1967-11-03 1976-07-01 PrO3.11.67 Niederlande 6714949 Verfahren zur gewinnung von zinn aus zinnerzen und anderen zinnhaltigen materialien
FR2429746A1 (fr) * 1978-06-27 1980-01-25 Gardinier Inc Procede pour purifier le tetrafluorure d'uranium hydrate et preparer le peroxyde hydrate d'uranium-vi a l'aide d'un agent complexant des fluorures
FR2438623A1 (fr) * 1978-06-27 1980-05-09 Gardinier Inc Procede de purification du peroxyde hydrate d'uranium vi
EP0109327A1 (fr) * 1982-11-10 1984-05-23 Rhone-Poulenc Chimie Procédé de récupération globale de l'uranium, de l'yttrium, du thorium et des terres rares contenus dans un minerai phosphate au cours de la préparation d'acide phosphorique par voie humide
WO1995013958A1 (en) * 1993-11-18 1995-05-26 Rapp Bomek A/S Rescue system for mounting on a vessel

Family Cites Families (43)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2767047A (en) 1953-10-20 1956-10-16 Harley A Wilhelm Process of separating tantalum and niobium values from each other
US2962372A (en) 1958-01-17 1960-11-29 Union Carbide Corp Columbium and tantalum separation
US2953453A (en) 1958-06-20 1960-09-20 Nat Distillers Chem Corp Recovery of columbium values
US3117833A (en) 1958-09-25 1964-01-14 Fansteel Metallurgical Corp Process of purifying and separating columbium and tantalum values from each other
US3300297A (en) 1964-05-26 1967-01-24 Kawecki Chemical Company Beneficiation of tantalum- and columbium-bearing tin slags
US3658511A (en) 1969-12-22 1972-04-25 Kawecki Berylco Ind Upgrading the tantalum and columbium contents of oxidic metallurgical products
US3712939A (en) 1971-03-29 1973-01-23 Union Carbide Corp Method for recovering tantalum and/or columbium
DE2435427A1 (de) * 1974-07-23 1976-02-05 Starck Hermann C Fa Verfahren zur verarbeitung von tantalniob-haltigen schlacken und rueckstaenden
DK449074A (da) 1974-08-22 1976-02-23 Atomenergikommissionen Fremgangsmade til udvinding af tantal og/eller niob i fri eller bunden form fra tantal- og niobholdige oplosninger
US4155982A (en) 1974-10-09 1979-05-22 Wyoming Mineral Corporation In situ carbonate leaching and recovery of uranium from ore deposits
US4233278A (en) 1978-03-24 1980-11-11 Davy Powergas Inc. Process for purifying crude phosphoric acid
US4164417A (en) 1978-04-28 1979-08-14 Kawecki Berylco Industries, Inc. Process for recovery of niobium values for use in preparing niobium alloy products
US4234555A (en) 1978-06-29 1980-11-18 The United States Of America As Represented By The United States Department Of Energy Removal of uranium from aqueous HF solutions
US4278640A (en) 1979-03-19 1981-07-14 International Minerals & Chemical Corporation Method for solvent extraction of metallic mineral values from acidic solutions
DE2927835A1 (de) 1979-07-10 1981-06-04 Hermann C. Starck Berlin, 1000 Berlin Verfahren zur rueckgewinnung von fluorwasserstoffsaeure und deponierfaehigen rueckstaenden bei der verarbeitung niob- und/oder tantal-haltiger rohstoffe
US4320093A (en) 1979-11-13 1982-03-16 Bohumil Volesky Separation of uranium by biosorption
US4293528A (en) 1979-11-19 1981-10-06 Mobil Oil Corporation Yellowcake processing in uranium recovery
JPS56114831A (en) 1980-02-15 1981-09-09 Toshiba Corp Recovery of tantalum from scrap containing tantalum
CA1144376A (fr) * 1980-06-02 1983-04-12 Gilles Legault Procede de lixiviation d'un minerai de niobium et ou de tantale
US4446116A (en) 1981-04-02 1984-05-01 Hermann C. Starck Bertin Process for recovering niobium and/or tantalum compounds from such ores further containing complexes of uranium, thorium, titanium and/or rare earth metals
US4451438A (en) * 1982-03-26 1984-05-29 Herman C. Starck Berlin Process for recovering niobium and/or tantalum metal compounds from such ores further containing complexes of uranium, thorium, titanium and/or rare earth metals
US4477416A (en) 1982-09-27 1984-10-16 Union Carbide Corporation Salt roasting of vanadium ore in the presence of carbon
US4412861A (en) 1982-10-27 1983-11-01 Kreuzmann Alvin B Method for the recovery of uranium values from uranium tetrafluoride
US4743271A (en) 1983-02-17 1988-05-10 Williams Technologies, Inc. Process for producing a clean hydrocarbon fuel
US4536034A (en) 1983-04-14 1985-08-20 Mobil Oil Corporation Method for immobilizing contaminants in previously leached ores
US4672554A (en) * 1983-05-19 1987-06-09 Brother Kogyo Kabushiki Kaisha Software vending instrument
US4695290A (en) 1983-07-26 1987-09-22 Integrated Carbons Corporation Integrated coal cleaning process with mixed acid regeneration
US4663130A (en) 1983-11-14 1987-05-05 Cabot Corporation Process for dissolving tantalum/columbium materials containing alkali metal impurities
US4654200A (en) 1984-06-01 1987-03-31 Inderjit Nirdosh Processes for extracting radium from uranium mill tailings
JPS61146717A (ja) 1984-12-18 1986-07-04 Sumitomo Chem Co Ltd タンタルの精製方法
US4753033A (en) 1985-03-24 1988-06-28 Williams Technologies, Inc. Process for producing a clean hydrocarbon fuel from high calcium coal
US4718996A (en) 1986-01-24 1988-01-12 Gte Products Corporation Recovery of tungsten, scandium, iron, and manganese values from tungsten bearing material
US4808384A (en) 1986-06-23 1989-02-28 Gte Products Corporation Recovery of tungsten, scandium, iron, and manganese from tungsten bearing material
BR8703766A (pt) 1987-07-20 1989-01-31 Mamore Mineracao E Metalurgica Processo para a abertura de minerios
US4778663A (en) 1987-08-27 1988-10-18 American Cyanamid Company Uranium recovery from wet process phosphoric acid unsymmetrical phosphine oxides
FR2636939B1 (fr) * 1988-09-06 1991-08-30 Inst Nat Rech Chimique Procede perfectionne d'obtention de composes de ta et (ou) nb exempts d'impuretes a partir de materiaux contenant ces metaux
US5023059A (en) 1988-11-02 1991-06-11 Bielecki Edwin J Recovery of metal values and hydrofluoric acid from tantalum and columbium waste sludge
US5084253A (en) 1989-11-13 1992-01-28 Nuclear Metals, Inc. Method of removing niobium from uranium-niobium alloy
DE4021207A1 (de) 1990-07-03 1992-01-16 Starck Hermann C Fa Verfahren zur gewinnung und trennung von tantal und niob
US5273725A (en) 1992-05-29 1993-12-28 Eco Tek, Inc. Metal and fluorine values recovery from mineral ore treatment
US5384105A (en) * 1992-05-29 1995-01-24 Eco Tek, Inc. Metal and fluorine values recovery from mineral ore treatment
US5437848A (en) * 1992-07-10 1995-08-01 Cabot Corporation Recovery of metal values from process residues
US5492680A (en) 1994-08-04 1996-02-20 The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior Separation of scandium from tantalum residue using fractional liquid-liquid extraction

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
DE1806881B2 (de) * 1967-11-03 1976-07-01 PrO3.11.67 Niederlande 6714949 Verfahren zur gewinnung von zinn aus zinnerzen und anderen zinnhaltigen materialien
FR2429746A1 (fr) * 1978-06-27 1980-01-25 Gardinier Inc Procede pour purifier le tetrafluorure d'uranium hydrate et preparer le peroxyde hydrate d'uranium-vi a l'aide d'un agent complexant des fluorures
FR2438623A1 (fr) * 1978-06-27 1980-05-09 Gardinier Inc Procede de purification du peroxyde hydrate d'uranium vi
EP0109327A1 (fr) * 1982-11-10 1984-05-23 Rhone-Poulenc Chimie Procédé de récupération globale de l'uranium, de l'yttrium, du thorium et des terres rares contenus dans un minerai phosphate au cours de la préparation d'acide phosphorique par voie humide
WO1995013958A1 (en) * 1993-11-18 1995-05-26 Rapp Bomek A/S Rescue system for mounting on a vessel

Non-Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
SU 140208 БИ №15, 1961. *
ДОЛЕЖАЛ Я. и др. Методы разложения горных пород и минералов - М.: Мир, 1968, с.53. *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2237738C2 (ru) * 2002-04-01 2004-10-10 Открытое акционерное общество "Ульбинский металлургический завод" Способ получения пентоксида ниобия

Also Published As

Publication number Publication date
DE19781674T1 (de) 1999-04-01
CN1097094C (zh) 2002-12-25
JP4375630B2 (ja) 2009-12-02
US20030170158A1 (en) 2003-09-11
CN1219979A (zh) 1999-06-16
AU2581797A (en) 1997-10-17
WO1997036014A1 (en) 1997-10-02
BR9710413A (pt) 1999-08-17
CN1420185A (zh) 2003-05-28
JP2000507307A (ja) 2000-06-13
US6979429B2 (en) 2005-12-27

Similar Documents

Publication Publication Date Title
RU2180927C2 (ru) Способы извлечения ценных металлов из тантал-ниобиевых руд, содержащих нерастворимые фториды
Jamrack Rare metal extraction by chemical engineering techniques: international series of monographs on chemical Engineering
US5531970A (en) Metal and fluorine values recovery from mineral ore treatment
CA2212714A1 (en) Process for recovering tantalum and/or niobium compounds from compositescontaining a variety of metal compounds
WO2021056110A1 (en) Process for the recovery of vanadium oxides from various materials
Ditze et al. Recovery of scandium from magnesium, aluminium and iron scrap
US5273725A (en) Metal and fluorine values recovery from mineral ore treatment
WO2021226661A1 (en) Method for separating radionuclides from ores, ore concentrates, and tailings
JP7206009B2 (ja) タングステンの回収方法
US5384105A (en) Metal and fluorine values recovery from mineral ore treatment
US4964996A (en) Liquid/liquid extraction of rare earth/cobalt values
CN111087114A (zh) 钽铌生产废水的处理方法
KR101031985B1 (ko) 탄탈륨 광석으로부터 습식제련을 이용한 고순도 금속 화합물의 제조방법
US4964997A (en) Liquid/liquid extraction of rare earth/cobalt values
EP0467180A2 (en) Rare earth/transition metal alloy scrap treatment method
US5385713A (en) Metal and fluorine values recovery from mineral ore treatment
RU2205461C2 (ru) Способ переработки и обезвреживания радиоактивных промпродуктов и/или отходов производства
EA004123B1 (ru) Способ получения металла или металлического соединения (варианты), способ получения тантала, ниобия и подобных веществ (варианты) и регулируемый ингредиентом сырьевой материал, применяемый в данном способе (варианты)
CN104975192A (zh) 从含钪物料中提取钪的方法
JP3363646B2 (ja) レアアースメタルの分離方法
CN211350122U (zh) 钽铌生产废水的处理装置
Baigenzhenov et al. Overview of Technologies Used to Extract Scandium from Secondary Raw Materials
US2874041A (en) Process of zinc extraction from ores formed by or containing zinc silicate or other soluble silicates, by means of hydrometallurgy
RU2208852C1 (ru) Способ дезактивации растворов и/или пульп с повышенным содержанием естественных радионуклидов
EA016467B1 (ru) Метод стабилизации радия в отходах, являющихся твёрдыми или содержащих вещества во взвешенном состоянии

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20040315