Способ переработки кианитового концентрата

Изобретение относится к способу переработки кианитового концентрата и может быть использовано при производстве глинозема, корундовых огнеупоров, керамики, силумина и алюминия. Способ включает смешение концентрата, углеродистого восстановителя и поризующей добавки в виде сульфата аммония, окомкование полученной шихты, обжиг с выдержкой при максимальной температуре с восстановлением диоксида кремния до газообразного монооксида, измельчение полученного спека, его обработку бифторидом аммония и прокаливание реакционной массы с получением алюминийсодсржащего продукта, при этом сульфат аммония берут в количестве 10-20% от массы концентрата, перед окомкованием шихты осуществляют ее помол до получения частиц с крупностью 50-75 мкм в количестве не менее 80%, обжиг шихты осуществляют при температуре 1690-1750°С, бифторид аммония берут в количестве 0,4-14% от массы спека, а прокаливание реакционной массы ведут при 700-900°С. Перед обработкой бифторидом аммония спек может быть обработан 10-20% соляной кислотой. Обеспечивается повышение на 1,3-9,9% степени извлечения оксида алюминия из концентрата. Содержание оксида алюминия в целевом продукте достигает 97,7% при содержании примеси оксида кремния 0,13-1,0%. 2 з.п. ф-лы, 6 пр.

 

Изобретение относится к области переработки алюмосиликатного сырья, в частности кианитов, и может быть использовано при производстве глинозема, корундовых огнеупоров, керамики, силумина и алюминия.

Известен способ переработки алюмосиликатного сырья, преимущественно бокситов (см. пат. 2136378 РФ, МПК6 В03С 1/02, В03В 1/02, 1999), включающий помол предварительно прокаленного при температуре около 800°С боксита с содержанием, мас.%: Al2O3 - 69, SiO2 - 9, Fe2O3 - 2, смешивание его с углеродистым восстановителем, взятым в количестве, необходимом для восстановления диоксида кремния SiO2 до монооксида кремния SiO и восстановления оксида железа Fe2O3 до образования карбида железа Fe3C, брикетирование массы путем прессования, обжиг брикетов в вакууме при 1200-1300°С в течение 1 часа с удалением SiO и магнитную сепарацию для удаления карбида железа. Доля оксидных соединений алюминия в конечном продукте повышается в интервале концентраций углерода 1-5 мас.%. В результате обжига при 1200°С содержание диоксида кремния уменьшается примерно вдвое, а при 1300°С - происходит его полное удаление. Общее содержание железосодержащих соединений уменьшается до 0,5 мас.%.

Недостатком данного способа является невозможность его использования для переработки алюмосиликатов с высоким содержанием диоксида кремния: кианита, андалузита, силлиманита, так как при температуре 665°С и выше начинается образование устойчивого соединения муллита, что блокирует процесс. Кроме того, проведение обжига брикетов в вакууме усложняет процесс, а брикетирование препятствует более полному удалению образующегося монооксида кремния.

Известен также принятый в качестве прототипа способ переработки кианитового концентрата (см. Гришин Н.Н., Белогурова О.А, Иванова А.Г. Обогащение кианита путем карботермического восстановления // Новые огнеупоры. 2010. №6. С.11-20), включающий смешение кианитового концентрата, содержащего, мас.%: Al2O3 - 63,17, SiO2 - 31,85, TiO2 - 1,1, Fe2O3 - 2,0, с углеродистым восстановителем, взятым в количестве 4-15 мас.%, и поризующей добавкой в виде сульфата аммония в количестве 21,5 мас.%. Полученную шихту окомковывают и подвергают восстановительному обжигу с выдержкой при температуре 1700-1800°С в течение 2-4 часов с восстановлением диоксида кремния до газообразного монооксида и его удалением. Полученный спек измельчают, обрабатывают бифторидом аммония и прокаливают реакционную массу при 1200-1250°С для полного удаления летучих соединений. Алюминийсодержащий продукт, полученный после восстановительного обжига при температуре 1800°С с выдержкой в течение 4 часов и обработки бифторидом аммония, содержит, мас.%: Al2O3 - 93,49, SiO2 - 1,05, TiO2 - 2,2, Fe2O3 - 1,78.

Основным недостатком известного способа является то, что при температуре обжига выше 1700°С совместно с газообразным монооксидом кремния образуются и удаляются газообразные соединения алюминия, что снижает извлечение оксида алюминия в алюминийсодержащий продукт и не позволяет достигнуть требуемого содержания Al2O3. Кроме того, содержание примеси диоксида кремния является значительным, а энергоемкость способа - относительно высокой.

Настоящее изобретение направлено на достижение технического результата, заключающегося в повышении степени извлечения оксида алюминия при обеспечении его высокого содержания в алюминийсодержащем продукте и снижении содержания примеси оксида кремния. Кроме того, технический результат заключается в снижении энергоемкости способа.

Технический результат достигается тем, что в способе переработки кианитового концентрата, включающем смешение концентрата, углеродистого восстановителя и поризующей добавки в виде сульфата аммония, окомкование полученной шихты, обжиг с выдержкой при максимальной температуре с восстановлением диоксида кремния до газообразного монооксида, измельчение полученного спека, его обработку бифторидом аммония и прокаливание реакционной массы с получением алюминийсодержащего продукта, согласно изобретению сульфат аммония берут в количестве 10-20% по отношению к массе концентрата, перед окомкованием шихты осуществляют ее помол до получения частиц с крупностью 50-75 мкм в количестве не менее 80%, обжиг шихты осуществляют при температуре 1690-1750°С, бифторид аммония берут в количестве 0,4-14% по отношению к массе спека, а прокаливание реакционной массы ведут при 700-900°С.

Достижению технического результата способствует то, что выдержку шихты ведут в течение 4-6 часов.

Достижению технического результата способствует также то, что перед обработкой бифторидом аммония спек обрабатывают 10-20% соляной кислотой.

Существенные признаки заявленного изобретения, определяющие объем правовой охраны и достаточные для получения вышеуказанного технического результата, выполняют функции и соотносятся с результатом следующим образом.

Использование сульфата аммония в количестве 10-20% по отношению к массе концентрата способствует увеличению пористости гранул и повышению реакционной поверхности кианитового концентрата, что интенсифицирует удаление газообразного монооксида кремния и ведет к более полному восстановлению диоксида кремния. Введение сульфата аммония в количестве менее 10% ведет к снижению пористости гранул и реакционной поверхности концентрата, а введение в количестве более 20% вызывает снижение прочности гранул, при этом они разрушаются, заполняя поровое пространство и ограничивая удаление газообразного монооксида кремния.

Помол шихты перед ее окомкованием до получения частиц с крупностью 50-75 мкм в количестве не менее 80% способствует более равномерному распределению компонентов в объеме шихты и обеспечивает плотный контакт частиц, что создает условия для лучшего реагирования компонентов с образованием газообразных продуктов. Помол шихты до крупности менее 50 мкм резко увеличивает энергоемкоемкость процесса измельчения, не приводя к существенному улучшению диффузии восстановителя в зерна кианита и обратной диффузии газообразного SiO. Помол шихты до крупности более 75 мкм нежелателен вследствие ухудшения условий диффузии в зернах кианита.

Выбор температуры обжига шихты в интервале 1690-1750°С обусловлен тем, что при этой температуре уже происходит перераспределение Al2O3 и SiO2 по отдельным фазам с удалением оксида кремния. При этом оксид алюминия в заданном интервале температур остается в спеке, что способствует повышению степени извлечения оксида алюминия и его более высокому содержанию в получаемом алюминийсодержащем продукте. Кроме того, снижается энергоемкость способа. Обжиг шихты при температуре ниже 1690°С не обеспечивает полного восстановления диоксида кремния, содержащегося в кианитовом концентрате, так как значительное количество диоксида кремния (до 50%) остается в термически устойчивом муллите 3Al2O32SiO2. Обжиг шихты при температуре выше 1750°С приводит к частичному образованию и уносу газообразных соединений алюминия и к уменьшению извлечения Al2O3 в целевой продукт.

Введение бифторида аммония в количестве 0,4-14% по отношению к массе спека позволяет удалить недовосстановленный диоксид кремния (1-3%), что снижет его содержание в целевом продукте. Добавление бифторида аммония в количестве менее 0,4% является недостаточным, а более 14% избыточным с точки зрения соотношения остаточного диоксида кремния и бифторида аммония для наиболее полного перевода диоксида кремния в летучую форму (NH4)2SiF6.

Прокаливание реакционной массы при 700-900°С обеспечивает дополнительную очистку получаемого продукта от диоксида кремния. При температуре ниже 700°С не происходит полной очистки от летучих соединений кремния, а прокаливание при температуре выше 900°С приводит к необоснованному увеличению энергоемкости способа.

Совокупность вышеуказанных признаков необходима и достаточна для достижения технического результата изобретения, заключающегося в повышении степени извлечения оксида алюминия при обеспечении его высокого содержания в алюминийсодержащем продукте и снижении содержания примеси оксида кремния, а также в снижении энергоемкости способа.

В частных случаях осуществления изобретения предпочтительны следующие конкретные операции и режимные параметры.

Выдержка шихты в течение 4-6 часов при максимальной температуре обжига обеспечивает преимущественное удаление кремния в виде его монооксида по сравнению с соединениями алюминия, что при сохранении высокого извлечения оксида алюминия приводит к увеличению его относительного содержания в получаемом продукте. Выдержка шихты менее 4 часов недостаточна для полного разложения термически устойчивого муллита, вследствие чего наблюдается неполное удаление кремния и возрастание его содержания в конечном продукте. При выдержке более 6 часов совместно с монооксидом кремния образуются и удаляются газообразные соединения алюминия, что приводит к снижению его извлечения в продукт и к неоправданному повышению энергоемкости способа.

Обработка спека 10-20% соляной кислотой перед его обработкой бифторидом аммония обеспечивает более полную очистку от остаточной примеси кремния, а также титана и железа. Обработка спека соляной кислотой с концентрацией менее 10% недостаточна для растворения и удаления примесей из спека. При концентрации соляной кислоты более 20% вместе с примесями удаляются и соединения алюминия, что уменьшает его извлечение в целевой продукт.

Вышеуказанные частные признаки изобретения позволяют осуществить способ в оптимальном режиме.

Сущность предлагаемого способа и достигаемые результаты более наглядно могут быть проиллюстрированы следующими примерами.

Пример 1. Берут 100 г кианитового концентрата, содержащего, мас.%: Al2O3 - 35,09, SiO2 - 58,61, Fe2O3 - 1,37, TiO2 - 1,12, и смешивают с 8 г углеродистого восстановителя (7,5%) и 12 г поризующей добавки в виде сульфата аммония (10%). Полученную шихту размалывают до содержания частиц с крупностью 50-75 мкм 80% и окомковывают. Затем осуществляют обжиг полученных окатышей в углеродистой засыпке при температуре 1690°С с выдержкой 4 часа до образования газообразного монооксида кремния, который удаляют вытяжкой по мере образования. Полученный спек измельчают и обрабатывают 6,5 г бифторида аммония (14% от массы спека). Реакционную массу прокаливают при 700°С с получением алюминийсодержащего продукта, содержащего, мас.%: Al2O3 - 94,05, SiO2 - 1,0. Степень извлечения Al2O3 в алюминийсодержащий продукт составляет 87,4%.

Пример 2. Берут 100 г кианитового концентрата состава по Примеру 1 и смешивают с 8 г углеродистого восстановителя (7,5%) и 12 г поризующей добавки в виде сульфата аммония (10%). Полученную шихту размалывают до содержания частиц с крупностью 50-75 мкм 84% и окомковывают. Затем осуществляют обжиг полученных окатышей в углеродистой засыпке при температуре 1700°С с выдержкой 4 часа до образования газообразного монооксида кремния, который удаляют вытяжкой по мере образования. Полученный спек измельчают и обрабатывают 6 г бифторида аммония (13% от массы спека). Реакционную массу прокаливают при 700°С с получением алюминийсодержащего продукта, содержащего, мас.%: Al2O3 - 94,31, SiO2 - 0,85. Степень извлечения Al2O3 в алюминийсодержащий продукт составляет 87,8%.

Пример 3. Берут 100 г кианитового концентрата состава по Примеру 1 и смешивают с 8 г углеродистого восстановителя (7,5%) и 26 г поризующей добавки в виде сульфата аммония (20%). Полученную шихту размалывают до содержания частиц с крупностью 50-75 мкм 84 мас.% и окомковывают. Затем осуществляют обжиг полученных окатышей в углеродистой засыпке при температуре 1700°С с выдержкой 6 часов до образования газообразного монооксида кремния, который удаляют вытяжкой по мере образования. Полученный спек измельчают и обрабатывают 4,8 г бифторида аммония (11% от массы спека). Реакционную массу прокаливают при 900°С с получением алюминийсодержащего продукта, содержащего, мас.%: Al2O3 - 96,5, SiO2 - 0,36. Степень извлечения Al2O3 в алюминийсодержащий продукт составляет 95,7%.

Пример 4. Берут 100 г кианитового концентрата состава по Примеру 1 и смешивают с 8 г углеродистого восстановителя (7,5%) и 26 г поризующей добавки в виде сульфата аммония (20%). Полученную шихту размалывают до содержания частиц с крупностью 50-75 мкм 84% и окомковывают. Затем осуществляют обжиг полученных окатышей в углеродистой засыпке при температуре 1750°С с выдержкой 6 часов до образования газообразного монооксида кремния, который удаляют вытяжкой по мере образования. Полученный спек измельчают, обрабатывают 10% соляной кислотой при Т:Ж=1:10, а затем обрабатывают 4,9 г бифторида аммония (11,7% от массы спека). Реакционную массу прокаливают при 800°С с получением алюминийсодержащего продукта, содержащего, мас.%: Al2O3 - 96,3, SiO2 - 0,35. Степень извлечения Al2O3 в алюминийсодержащий продукт составляет 96%.

Пример 5. Берут 100 г кианитового концентрата состава по Примеру 1 и смешивают с 8 г углеродистого восстановителя (7,5%) и 26 г поризующей добавки в виде сульфата аммония (20%). Полученную шихту размалывают до содержания частиц с крупностью 50-75 мкм 84% и окомковывают. Затем осуществляют обжиг полученных окатышей в углеродистой засыпке при температуре 1750°С с выдержкой 6 часов до образования газообразного монооксида кремния, который удаляют вытяжкой по мере образования. Полученный спек измельчают, обрабатывают 20% соляной кислотой при Т:Ж=1:10, а затем обрабатывают 0,17 г бифторида аммония (0,4% от массы спека). Реакционную массу прокаливают при 800°С с получением алюминийсодержащего продукта, содержащего, мас.%: Al2O3 - 97,7, SiO2 - 0,13. Степень извлечения Al2O3 в алюминийсодержащий продукт составляет 92%.

Пример 6 (по прототипу). Берут 100 г кианитового концентрата, содержащего, мас.%: Al2O3 - 63,17, SiO2 - 31,85, Fe2O3 - 2,0, TiO2 - 1,12, и смешивают с 8 г углеродистого восстановителя (7,5%) и 29 г поризующей добавки в виде сульфата аммония (21,5%). Полученную шихту окомковывают и осуществляют обжиг полученных окатышей в углеродистой засыпке при температуре 1800°С с выдержкой 4 часа до образования газообразного монооксида кремния, который удаляют вытяжкой по мере образования. Полученный спек измельчают и обрабатывают 9 г бифторида аммония (21,4% от массы спека). Реакционную массу прокаливают при 1250°С с получением алюминийсодержащего продукта, содержащего, мас.%: Al2O3 - 92,52, SiO2 - 1,15. Степень извлечения Al2O3 в алюминийсодержащий продукт составляет 86,1%.

Из приведенных Примеров видно, что заявляемый способ переработки кианитового концентрата позволяет по сравнению с прототипом повысить на 1,3-9,9% степень извлечения оксида алюминия из концентрата. Содержание оксида алюминия в целевом продукте достигает 97,7% при содержании примеси оксида кремния 0,13-1,0%. Способ является менее энергоемким и может быть реализован с привлечением стандартного технологического оборудования.

1. Способ переработки кианитового концентрата, включающий смешение концентрата, углеродистого восстановителя и поризующей добавки в виде сульфата аммония, окомкование полученной шихты, обжиг с выдержкой при максимальной температуре с восстановлением диоксида кремния до газообразного монооксида, измельчение полученного спека, его обработку бифторидом аммония и прокаливание реакционной массы с получением алюминийсодержащего продукта, отличающийся тем, что сульфат аммония берут в количестве 10-20% от массы концентрата, перед окомкованием шихты осуществляют ее помол до получения частиц с крупностью 50-75 мкм в количестве не менее 80%, обжиг шихты осуществляют при температуре 1690-1750°С, бифторид аммония берут в количестве 0,4-14% от массы спека, а прокаливание реакционной массы ведут при 700-900°С.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что выдержку шихты ведут в течение 4-6 ч.

3. Способ по п.1, отличающийся тем, что перед обработкой бифторидом аммония спек обрабатывают 10-20%-ной соляной кислотой.



 

Похожие патенты:

Изобретение относится к способу переработки твердых или расплавленных веществ и/или пирофоров, в частности, легких фракций, образующихся при измельчении. .

Изобретение относится к технологиям восстановления металлов из неорганических оксидов. .
Изобретение относится к способу обеднения твердых медно-цинковых шлаков. .

Изобретение относится к способу переработки железотитанового концентрата. .
Изобретение относится к области металлургии олова и может быть использовано для получения олова при переработке касситеритовых концентратов. .

Изобретение относится к металлургии, в частности к восстановлению оксидов металлов углеродсодержащими веществами и получению конечного продукта в различном фазовом состоянии.

Изобретение относится к обогащению низкокачественного угля, не пригодного для производства восстановленного металла обычным углеродно-композитным способом, с получением обогащенного угля, подходящего для этого углеродно-композитного способа.

Изобретение относится к пирометаллургии, в частности к получению ниобия из его оксида, и может быть использовано для производства феррониобия. .

Изобретение относится к цветной металлургии и может быть использовано для переработки сульфидных концентратов, содержащих тяжелые цветные металлы, плавкой во взвешенном состоянии с высоким извлечением полезных металлов в продукт плавки - штейн.

Изобретение относится к получению редкоземельных металлов. Способ включает углетермическое восстановление оксидного соединения редкоземельного металла в вакууме с получением порошка карбида редкоземельного металла, свободного от остатков примеси кислорода. Затем ведут его охлаждение, смешивание его с порошком тугоплавкого металла в соотношении, достаточном для протекания обменных реакций между карбидом редкоземельного металла и тугоплавким металлом, и нагревание смеси горячим объемным плазменным разрядом до температуры ≥1800°C. При этом улавливают испаряющийся редкоземельный металл на конденсаторах и получают твердосплавный карбид тугоплавкого металла. Устройство содержит вакуумную систему, катодный и анодный узлы, размещенные концентрически в камере, соосные с ними паропровод и конденсатор-холодильник. При этом внутренний электрод является анодом сильноточного вакуумного плазменного разряда, горящего в кольцевой разрядной полости, образованной соосными цилиндрическими электродами. Анод изготовлен из тугоплавкого электропроводного материала в виде тигля, имеющего емкость, а окружающий его тонкостенный катод, снаружи которого расположен пусковой нагреватель сопротивления, выполнен также из тугоплавкого электропроводящего материала, например, вольфрама, тантала или графита. Техническим результатом является повышение извлечения редкоземельного металла. 2 н. и 3 з.п. ф-лы, 1 ил.

Изобретение относится к способу получения карбида кальция. Способ включает термическую обработку дробленых известняка и угля с отводом газообразных продуктов, которые используют для производства углекислоты. Термическую обработку ведут в одном реакторе. На первом этапе в процессе ввода сырья в реактор его подвергают нагреву до 1000°-1200°С теплопередачей от конструктивных элементов загрузочного канала и воздействием на сырье плазменного луча в зоне свободного перемещения частиц сырья. Термическую обработку сырья осуществляют в атмосфере диоксида углерода. Последующий синтез карбида кальция осуществляют при температуре как минимум 1700-1800° индукционным нагревом реакционной массы. Полученный расплав карбида кальция отводят. Из верхней части реактора отводят газообразные продукты, из которых выделяют окись углерода и диоксид углерода, причем как минимум часть отводимого диоксида углерода используют для заполнения загрузочного канала. Для производства углекислоты используют объем диоксида углерода, оставшийся после заполнения загрузочного канала, и весь объем окиси углерода. Техническим результатом является повышение выхода целевого продукта и снижение энергоемкости процесса. 1 ил.
Изобретение относится к металлургии, а именно к способу получения кальция, в режиме совмещенного карботермического восстановления карбоната кальция в вакууме. Способ включает приготовление шихты из карбоната кальция, преимущественно из химически осажденного мела или высококачественных отсевов при получении известняков, и углерода, преимущественно из оборотного графита, получаемого на конечной стадии совмещенного карботермического процесса. При этом исходную шихту брикетируют, помещают в печь и нагревают в вакууме ступенчато в одном аппарате в три стадии. На первой стадии проводят диссоциацию карбоната кальция в присутствии углерода при нагреве в диапазоне температур 600-700°C в течение 2-4 часов и остаточном давлении 40-50 Па с удалением монооксида углерода. На второй осуществляют синтез карбида кальция (CaC2) при 1400-1500°C и давлении 100-150 Па с удалением монооксида углерода, на третьей - диссоциацию карбида кальция с получением элементарного кальция и графита при 1300-1400°C и давлении менее 10 Па. Технический результат изобретения заключается в повышении удельной производительности, сокращении технологических операций и использовании дешевого восстановителя - углесодержащих материалов. Экологический эффект изобретения заключается в отсутствии отходов - получающийся на последней стадии углерод представляет собой чистый графит и может быть использован по назначению или для получения исходной смеси - карбонат кальция + углерод. 1 табл.
Изобретение относится к металлургии и касается способа вскрытия перовскитового концентрата в вакууме. Способ включает карботермическую обработку в вакууме. При этом перед карботермической обработкой готовят шихту, состоящую из перовскитового концентрата и углеродосодержащего материала в соотношении, пригодном для образования карбида кальция, карбидов и оксикарбидов титана. Вскрытие проводят в одном аппарате в две стадии. На первой стадии карботермическую обработку ведут при температуре 1100-1300°С и остаточном давлении 10-100 Па с образованием твердой смеси карбидов кальция, карбидов и оксикарбидов титана. Вторую стадию проводят при температуре 1400-1500°С и давлении 5-10 Па для диссоциации карбида кальция и его отгонки с получением элементарных кальция и углерода и с концентрированием в остатке содержащихся в перовскитовом концентрате ценных компонентов титана, тантала, ниобия и редкоземельных металлов, которые подвергают хлорированию. Технический результат изобретения заключается в повышении удельной производительности, сокращении технологических операций и использовании дешевого восстановителя - углесодержащих материалов. 1 табл., 1 пр.
Изобретение относится к переработке лопаритового концентрата. Заявляемый способ пирометаллургической переработки лопаритового концентрата включает три этапа: восстановительный, плавильный и окислительный. Восстановительный этап включает углетермическое восстановление концентрата при ограниченном количестве углерода в системе, благодаря чему восстанавливаются только тугоплавкие металлы (ТМ) до их карбидов и получается в итоге технологическая смесь оксидов редкоземельных элементов (РЗЭ) и карбидов ТМ. Второй - плавильный этап обеспечивает разделение оксидов РЗЭ и карбидов ТМ. Разделение РЗЭ и карбидов ТМ осуществляют путем растворения карбидов ТМ в жидком железе. В результате образуется чугун, содержащий ТМ, и шлак, представляющий собой целевой продукт - оксиды РЗЭ. На третьем - окислительном этапе чугун, содержащий ТМ, обрабатывают кислородом, в результате чего образуется сталь и шлак на основе целевого продукта - оксидов ТМ. Техническим результатом является получение двух целевых продуктов - оксидов РЗЭ и оксидов ТМ, которые используются для их переработки по известным технологиям.

Изобретение относится к переработке лопаритового концентрата. Способ включает измельчение концентрата и пирометаллургическое вскрытие концентрата в два этапа. На первом этапе проводят углетермическое восстановление натрия из концентрата путем испарения натрия при давлении p=10-50 Па, температуре Т=1000 К и содержании углерода относительно концентрата mC=2,9 мас.%, пары натрия выводят из реакционного объема и конденсируют при температуре Т=300 К. На втором этапе проводят дальнейшее углетермическое восстановление полученного обогащенного концентрата при давлении p=10-50 Па, температуре Т=2000 К и содержании углерода относительно обогащенного концентрата mC=28 мас.% с восстановлением оксидов тугоплавких металлов до карбидов в конденсированной фазе и переходом оксидов редкоземельных элементов в газовую фазу, которую отводят из реакционного объема и конденсируют при температуре Т=300 К. Обеспечивается пирометаллургическая переработка лопаритового концентрата без применения вредных реагентов, повышается степень извлечения натрия, редкоземельных элементов и тугоплавких металлов. 1 ил.
Изобретение относится к области металлургии, в частности к получению олова из касситеритовых концентратов. Способ получения олова включает приготовление шихты смешиванием касситеритового концентрата с углем и флюсующими добавками, состоящими из карбоната натрия и хлорида натрия, и восстановительную плавку шихты при температуре 870°C. Затем ведут охлаждение полученного расплава и отделение металла от шлака. При этом расплав шихты при плавке облучают наносекундными электромагнитными импульсами в течение 10-30 мин. Техническим результатом изобретения является повышение содержания олова в составе чернового металла и сокращение продолжительности плавки. 1 табл., 2 пр.

Группа изобретений относится к получению металла карботермическим восстановлением оксида металла. Способ включает карботермическое восстановление оксида металла для получения смешанного газового потока, содержащего металл и оксид углерода, поддержание смешанного газового потока при повышенной температуре, достаточной для предотвращения повторного образования оксида металла, выпуск смешанного газового потока из реактора через присоединенное к нему суживающееся-расширяющееся сопло для мгновенного охлаждения этого потока до температуры, при которой не происходит повторное образование оксида металла, отделение и сбор металла. Сопло дополнительно нагревают за счет непосредственного взаимодействия с реактором, и/или за счет использования системы индукционного нагрева, и/или за счет прямой теплопередачи. Температуру поверхности сопла, находящейся в контакте со смешанным газовым потоком, поддерживают на уровне, достаточном для предотвращения осаждения на указанной поверхности продуктов из указанного смешанного газового потока. Реактор содержит суживающееся-расширяющееся сопло для выпуска смешанного газового потока, выполненное с возможностью упомянутого нагрева. Обеспечивается исключение образования осадка на поверхности сопла. 2 н. и 3 з.п. ф-лы, 13 ил., 1 пр.

Изобретение относится к области цветной металлургии и может быть применено для обеднения медных шлаков. Способ обеднения медных шлаков включает обработку шлака оксидом кальция в присутствии восстановителя при повышенной температуре. При этом массовое отношение медного шлака к углероду твердого углеродистого восстановителя составляет 1:(0,05-0,09). Поверхность смеси продувают кислородсодержащим окислителем с использованием верхнего непогружного дутья c расходом кислородсодержащего окислителя в количестве, определяемом по содержанию в нем кислорода, 50-100 кг на тонну шлака. Техническим результатом является снижение содержания цветных металлов в обедненном шлаке и упрощение процесса за счет устранения сложности, связанной с подготовкой смеси соединений щелочноземельного металла и восстановителя и их загрузкой. 1 табл., 1 ил.

Группа изобретений относится к получению металлического олова из его рудных пород. Способ получения металлического олова из водной суспензии частиц, содержащих соединения олова руды, включает генерацию в объеме сырья физических треугольных магнитных полей, напряженность которых составляет 8·104÷1,0·105 А/м. Восстановление олова осуществляют при подаче к слоям сырья струй газов, состоящих из сжатого атмосферного воздуха, и в качестве восстановителя углерода, присутствующего в составе газов. Получаемый металл формируют в виде кольцевого столбчатого монокристалла, целиком состоящего из олова. Предложено также устройство для реализации данного способа. Обеспечивается получение олова с соответствующей степенью чистоты непосредственно из рудного сырья. 2 н.п. ф-лы, 5 ил., 3 пр.
Наверх