RU2221746C2 - Method of decomposition of wastes of refractory metals with lithium compound monocrystals production - Google Patents
Method of decomposition of wastes of refractory metals with lithium compound monocrystals production Download PDFInfo
- Publication number
- RU2221746C2 RU2221746C2 RU2002107119/15A RU2002107119A RU2221746C2 RU 2221746 C2 RU2221746 C2 RU 2221746C2 RU 2002107119/15 A RU2002107119/15 A RU 2002107119/15A RU 2002107119 A RU2002107119 A RU 2002107119A RU 2221746 C2 RU2221746 C2 RU 2221746C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- lithium
- production
- solution
- niobium
- cake
- Prior art date
Links
Abstract
Description
Изобретение относится к гидрометаллургии и может быть использовано при переработке отходов производства монокристаллов соединений тугоплавких металлов с щелочными металлами, в частности метатанталата и метаниобата лития, с получением высокочистых соединений тугоплавких металлов и лития, пригодных для повторного выращивания монокристаллов. The invention relates to hydrometallurgy and can be used in the processing of waste from the production of single crystals of compounds of refractory metals with alkali metals, in particular metatantalate and lithium methaniobate, to obtain high-purity compounds of refractory metals and lithium suitable for re-growing single crystals.
Известен способ разложения отходов производства монокристаллов метаниобата лития (см. авт. свид. СССР 1011530, МПК3 C 01 G 33/00, 1983), включающий измельчение отходов, их спекание с бифторидом аммония при весовом соотношении NH4HF2:LiNbO3=(1,4-1,6):1 и температуре 127-260oС с получением спека фтораммониевого соединения ниобия с литием и выщелачивание спека водой при весовом отношении Т:Ж=1:1,3-1,6 с переводом лития в осадок в виде фтористого лития, а ниобия в раствор, отделение осадка и осаждение гидроокиси ниобия аммиачной водой. Полученную гидроокись ниобия промывают аммиачной водой, высушивают и прокаливают при 900oС в течение 3 часов с получением пятиокиси ниобия. Извлечение ниобия и лития составляет 95-100%.A known method of decomposition of waste products for the production of single crystals of lithium methaniobate (see ed. Certificate of USSR 1011530, IPC 3 C 01 G 33/00, 1983), including grinding the waste, sintering it with ammonium bifluoride at a weight ratio of NH 4 HF 2 : LiNbO 3 = (1.4-1.6): 1 and a temperature of 127-260 o C to obtain a cake of fluoroammonium compound niobium with lithium and leaching cake with water at a weight ratio of T: W = 1: 1.3-1.6 with the conversion of lithium to the precipitate in the form of lithium fluoride, and niobium in the solution, separation of the precipitate and precipitation of niobium hydroxide with ammonia water. The resulting niobium hydroxide is washed with ammonia water, dried and calcined at 900 ° C. for 3 hours to obtain niobium pentoxide. Extraction of niobium and lithium is 95-100%.
Недостатком данного способа является то, что при относительно высокой степени извлечения ниобия и лития, указанные целевые компоненты концентрируются соответственно в растворе и осадке, что усложняет их дальнейшую переработку с целью получения высокочистых соединений лития и ниобия для повторного выращивания монокристаллов. Образующийся фтористый литий трудно регенерируется в карбонат лития, используемый для подготовки шихты, а получаемая пятиокись ниобия не соответствует марке "высокочистая", так как загрязнена примесями, содержащимися в отходах, а также примесями фтора и аммония. К недостаткам способа можно отнести высокую агрессивность соединений аммония и фтора, поступающих в газовую фазу при спекании, что отрицательно сказывается на экологической безопасности, а также необходимость использования специальных конструкционных материалов и оборудования. The disadvantage of this method is that with a relatively high degree of extraction of niobium and lithium, these target components are concentrated respectively in solution and precipitate, which complicates their further processing in order to obtain high-purity compounds of lithium and niobium for re-growing single crystals. The resulting lithium fluoride is difficult to regenerate into lithium carbonate, used to prepare the charge, and the resulting niobium pentoxide does not correspond to the “high purity” brand, as it is contaminated with impurities contained in the waste, as well as with fluorine and ammonium impurities. The disadvantages of the method include the high aggressiveness of ammonium and fluorine compounds entering the gas phase during sintering, which negatively affects environmental safety, as well as the need to use special structural materials and equipment.
Известен также способ разложения отходов производства монокристаллов метаниобата лития (см. Кулифеев В.К., Мякишева Л.В. Разработка комплексной технологии утилизации ниобия и лития из отходов и брака производства монокристаллов ниобата лития /Проблемы комплексного использования руд, 2-й Международный симпозиум, - 19-24 мая 1996, Санкт-Петербург, 1996, с. 337-338), включающий спекание метаниобата лития с незначительным избытком карбоната лития по отношению к стехиометрии при температуре 700-725oС с получением ортониобата лития и последующей обработкой его раствором соляной кислоты. При этом литий переходит в раствор, а ниобий осаждается в виде сложных соединений, после прокалки которых получается аморфная форма пентоксида ниобия.There is also a method of decomposing waste products for the production of single crystals of lithium methaniobate (see Kulifeyev V.K., Myakisheva L.V. - May 19-24, 1996, St. Petersburg, 1996, pp. 337-338), including sintering of lithium methaniobate with a slight excess of lithium carbonate with respect to stoichiometry at a temperature of 700-725 o With obtaining lithium orthioniobate and subsequent processing its hydrochloric acid solution. In this case, lithium passes into solution, and niobium precipitates in the form of complex compounds, after calcination of which an amorphous form of niobium pentoxide is obtained.
Недостатком известного способа является то, что целевые компоненты в виде ниобия и лития концентрируются соответственно в осадке и растворе, что усложняет их дальнейшую переработку с целью получения высокочистых соединений лития и ниобия для повторного выращивания монокристаллов. Получаемые сложные соединения ниобия содержат невскрытый метаниобат лития, т.к. согласно термовесовому анализу разложение карбоната лития в основном заканчивается при 800-840oС, т. е. в области температур 700-725oС нельзя достичь полного превращения метаниобата лития в ортониобат. Оксид ниобия, выделяемый по известному способу, нельзя отнести к классу высокочистых соединений, т.к. после прокалки он будет содержать примеси, присутствующие в отходах производства монокристаллов ниобата лития, такие как железо, алюминий, кремний и другие.The disadvantage of this method is that the target components in the form of niobium and lithium are concentrated respectively in the precipitate and solution, which complicates their further processing in order to obtain high-purity compounds of lithium and niobium for re-growing single crystals. The resulting complex niobium compounds contain unopened lithium methaniobate, because according to the thermal-weight analysis, the decomposition of lithium carbonate basically ends at 800-840 ° C, i.e., in the temperature range 700-725 ° C, complete conversion of lithium methaniobate to orthioniobate cannot be achieved. Niobium oxide, emitted by a known method, cannot be assigned to the class of highly pure compounds, because after calcination, it will contain impurities present in the waste from the production of lithium niobate single crystals, such as iron, aluminum, silicon, and others.
Настоящее изобретение направлено на решение задачи получения коллективного раствора соединений лития и тантала или ниобия для его последующей экстракционной переработки с получением высокочистых соединений, пригодных для повторного выращивания монокристаллов. Изобретение также решает задачу обеспечения высокой степени извлечения лития и тантала или ниобия в раствор при ограниченной продолжительности операций спекания и выщелачивания. The present invention is directed to solving the problem of obtaining a collective solution of lithium and tantalum or niobium compounds for its subsequent extraction processing to obtain highly pure compounds suitable for re-growing single crystals. The invention also solves the problem of providing a high degree of extraction of lithium and tantalum or niobium in solution with a limited duration of sintering and leaching operations.
Поставленная задача достигается тем, что в способе разложения отходов производства монокристаллов соединений тугоплавких металлов с литием, включающем спекание отходов с карбонатом лития, взятым с избытком по отношению к стехиометрии, с получением спека соединения тугоплавкого металла с литием в ортоформе и его выщелачивание соляной кислотой с переводом лития в раствор, согласно изобретению спекание измельченных отходов ведут при 2-10%-ном избытке карбоната лития и температуре 800-1000oС, а выщелачивание спека осуществляют смесью концентрированных соляной и фтористоводородной кислот при соотношении Т:Ж не более 0,16 и температуре 18-70oС с переводом в раствор наряду с литием и тугоплавкого металла, причем фтористоводородную кислоту вводят в количестве, обеспечивающем молярное отношение тугоплавкого металла и фтора, равное 1:4-7.The problem is achieved in that in the method for decomposing waste products of single crystals of compounds of refractory metals with lithium, including sintering of waste with lithium carbonate taken in excess with respect to stoichiometry, to obtain a cake of the compound of refractory metal with lithium in orthoform and its leaching with hydrochloric acid with translation lithium into a solution according to the invention particulate waste sintering is carried out at 2-10% excess of lithium carbonate and at a temperature 800-1000 o C, and sinter is carried out with a mixture leaching concentra th e hydrochloric and hydrofluoric acids in the ratio S: L of not more than 0.16 and a temperature of 18-70 o C with a transfer to the solution, along with lithium, and the refractory metal, wherein the hydrofluoric acid is administered in an amount providing a molar ratio of the refractory metal and fluorine of 1 : 4-7.
Поставленная задача решается также тем, что в качестве соединения тугоплавкого металла с литием берут метатанталат или метаниобат лития. The problem is also solved by the fact that as a compound of the refractory metal with lithium take metatantalate or lithium methaniobate.
Поставленная задача решается и в случае присутствия в метатанталате лития легирующих добавок хрома и неодима, а в метаниобате лития - добавки магния. The problem is solved in the case of the presence of doping additives of chromium and neodymium in lithium metatantalate, and magnesium additives in lithium metaniobate.
Решение поставленной задачи достигается тем, что перед спеканием отходы измельчают до крупности частиц менее 160 мкм. The solution to this problem is achieved by the fact that before sintering, the waste is crushed to a particle size of less than 160 microns.
Решение поставленной задачи достигается и тем, что спекание отходов ведут в течение 1-2 часов. The solution to this problem is achieved by the fact that the sintering of waste is carried out within 1-2 hours.
Решению поставленной задачи способствует то, что для выщелачивания спека используют 35-39%-ную соляную и 40-47%-ную фтористоводородную кислоты. The solution to this problem is facilitated by the fact that 35-39% hydrochloric and 40-47% hydrochloric acid are used to leach cake.
Решению поставленной задачи способствует также то, что выщелачивание ортотанталата лития осуществляют при температуре 40-70oС, а ортониобата лития при температуре 18-50oС.The solution to the problem also contributes to the fact that the leaching of lithium orthothantalate is carried out at a temperature of 40-70 o C, and lithium orthioniobate at a temperature of 18-50 o C.
Спекание отходов при 2-10%-ном избытке карбоната лития необходимо для того, чтобы полностью перевести метатанталат или метаниобат лития соответственно в ортотанталат или ортониобат лития. При избытке карбоната лития менее 2% будет иметь место неполнота взаимодействия отходов с карбонатом лития, а избыток более 10% нежелателен по причине возможных обратных реакций и непродуктивного расхода дефицитного литиевого реагента. Sintering of waste with a 2-10% excess of lithium carbonate is necessary in order to completely convert lithium metatantalate or methaniobate to lithium orthothantalate or orthoniobate, respectively. With an excess of lithium carbonate of less than 2%, there will be incomplete interaction of the waste with lithium carbonate, and an excess of more than 10% is undesirable due to possible reverse reactions and unproductive consumption of scarce lithium reagent.
При спекании отходов в течение менее 1 часа не удается перевести весь тантал или ниобий в ортоформу по причине неполноты протекания реакций, а спекание в течение более 2 часов не приводит к заметному увеличению доли ортоформы танталата или ниобата лития и соответственно росту степени извлечения лития и тантала или ниобия в раствор. When sintering waste for less than 1 hour, it is not possible to convert all tantalum or niobium to the orthoform due to incomplete reactions, and sintering for more than 2 hours does not lead to a noticeable increase in the fraction of orthoform of tantalate or lithium niobate and, accordingly, an increase in the degree of extraction of lithium and tantalum or niobium in solution.
Снижение температуры спекания отходов с карбонатом лития ниже 800oС приводит к неполному превращению метатанталата или метаниобата лития в ортотанталат или ортониобат лития, т.к. в этих условиях происходит неполное разложение карбоната лития на углекислый газ и оксид лития, последний из которых взаимодействует с метатанталатом или метаниобатом лития с образованием ортотанталата или ортониобата лития. Спекание при температуре более 1000oС повышает энергоемкость процесса, не изменяя при этом степень перехода в ортотанталат или ортониобат лития.A decrease in the sintering temperature of the waste with lithium carbonate below 800 ° C. leads to the incomplete conversion of lithium metatantalate or methaniobate to lithium orthotantalate or orthioniobate, since Under these conditions, incomplete decomposition of lithium carbonate into carbon dioxide and lithium oxide occurs, the last of which interacts with lithium metatantalate or methaniobate to form lithium orthothantalate or orthioniobate. Sintering at a temperature of more than 1000 o C increases the energy intensity of the process, without changing the degree of transition to lithium orthothantalate or orthoniobate.
Добавление к концентрированной соляной кислоте фтористоводородной кислоты в количестве, соответствующем молярному отношению тугоплавкого металла и фтора 1: 4-7, позволяет при минимальном вводе фтора в систему практически полностью перевести весь литий и тантал или ниобий в раствор. Данное молярное отношение обеспечивает связывание тантала или ниобия во фторидные комплексы, которые затем хорошо экстрагируются. Свободный фтор при этом полностью отсутствует, что повышает качество получаемых пентаоксидов тантала или ниобия. При соотношении более 1:7 в растворе появляется свободный фтор, что нежелательно с точки зрения чистоты целевых продуктов, а при соотношении менее 1: 4 растворы становятся неустойчивыми и снижается степень извлечения тантала и лития или ниобия и лития. The addition of hydrofluoric acid to concentrated hydrochloric acid in an amount corresponding to a molar ratio of the refractory metal to fluorine of 1: 4-7 allows, with a minimum input of fluorine, all lithium and tantalum or niobium to be transferred into the solution almost completely. This molar ratio provides for the binding of tantalum or niobium to fluoride complexes, which are then well extracted. In this case, free fluorine is completely absent, which increases the quality of the obtained tantalum or niobium pentoxides. With a ratio of more than 1: 7, free fluorine appears in the solution, which is undesirable from the point of view of the purity of the target products, and with a ratio of less than 1: 4, the solutions become unstable and the degree of extraction of tantalum and lithium or niobium and lithium decreases.
Выщелачивание спека смесью концентрированных соляной и фтористоводородной кислот при соотношении Т: Ж не более 0,16 позволяет перевести в раствор литий и тантал или ниобий, исключив образование гидратированных оксидов тантала или ниобия, и обеспечить высокую степень извлечения целевых продуктов при снижении продолжительности операции выщелачивания. Нижний предел Т: Ж ограничен технологической целесообразностью с точки зрения излишнего расхода соляной кислоты. Sinter leaching with a mixture of concentrated hydrochloric and hydrofluoric acids at a T: G ratio of not more than 0.16 allows lithium and tantalum or niobium to be converted into a solution, eliminating the formation of hydrated tantalum or niobium oxides, and ensuring a high degree of extraction of the target products with a decrease in the duration of the leaching operation. The lower limit T: W is limited by technological feasibility in terms of excessive consumption of hydrochloric acid.
Использование для выщелачивания спека смеси соляной и фтористоводородной кислот с концентрацией соответственно 35-39% и 40-47% позволяет наиболее эффективно перевести в раствор литий и тантал или ниобий. Уменьшение концентраций соляной кислоты ниже 35% и фтористоводородной кислоты ниже 40% ведет к снижению степени извлечения тугоплавкого металла в раствор вследствие термогидролиза, а также к увеличению материальных потоков при последующей экстракции. Верхний предел 39% и 47% концентраций соляной и фтористоводородной кислот обусловлен концентрациями этих кислот, выпускаемых промышленностью. The use of a mixture of hydrochloric and hydrofluoric acids with a concentration of 35-39% and 40-47%, respectively, for leaching the cake allows for the most efficient transfer of lithium and tantalum or niobium into the solution. A decrease in the concentration of hydrochloric acid below 35% and hydrofluoric acid below 40% leads to a decrease in the degree of extraction of the refractory metal into the solution due to thermohydrolysis, as well as to an increase in material flows during subsequent extraction. The upper limit of 39% and 47% concentrations of hydrochloric and hydrofluoric acids is due to the concentrations of these acids produced by industry.
Выбранный интервал температур 18-70oС выщелачивания спека обусловлен тем, что при этом достигается высокая степень извлечения в раствор лития, ниобия или тантала, в том числе и легирующих добавок. Выщелачивание ортониобата и ортотанталата лития при температуре соответственно менее 18 и 40oС ведет к снижению степени извлечения в раствор ниобия и тантала, а также лития и увеличению времени выщелачивания, а при температуре более 50 и 70oС не наблюдается существенного роста извлечения целевых компонентов.The selected temperature range of 18-70 o With leaching cake is due to the fact that this achieves a high degree of extraction in a solution of lithium, niobium or tantalum, including alloying additives. Leaching of lithium orthioniobate and lithium orthotanthalate at a temperature of less than 18 and 40 ° C, respectively, leads to a decrease in the degree of extraction of niobium and tantalum, as well as lithium and an increase in leaching time, and at a temperature of more than 50 and 70 ° C there is no significant increase in the extraction of target components.
Измельчение отходов до крупности частиц менее 160 мкм обеспечивает наиболее полный переход метатанталата лития или метаниобата лития в ортотанталат лития или в ортониобат лития при их спекании с карбонатом лития, что способствует переводу лития и тантала или ниобия в раствор. Grinding the waste to a particle size of less than 160 μm provides the most complete conversion of lithium metatantalate or lithium methaniobate to lithium orthothantalate or lithium orthioniobate when they are sintered with lithium carbonate, which facilitates the conversion of lithium and tantalum or niobium into solution.
Метатанталат лития может содержать легирующие добавки в виде хрома и неодима, а метаниобат лития в виде магния, которые в рамках заявленных параметров процесса практически полностью переходят в раствор и отделяются при его последующей экстракционной переработке. Также возможно разложение смеси отходов метатанталата и метаниобата лития с переводом в раствор целевых и легирующих компонентов. Lithium metatantalate may contain alloying additives in the form of chromium and neodymium, and lithium metaniobate in the form of magnesium, which, within the framework of the stated process parameters, almost completely enter the solution and are separated during its subsequent extraction processing. It is also possible decomposition of a mixture of waste metatantalate and lithium methaniobate with the transfer into the solution of target and alloying components.
Сущность и преимущества настоящего изобретения могут быть детально пояснены следующими примерами конкретного выполнения способа. The essence and advantages of the present invention can be explained in detail by the following examples of specific performance of the method.
Пример 1
20 г отходов производства монокристаллов метатанталата лития измельчают до крупности частиц менее 160 мкм, смешивают с 6,88 г карбоната лития (избыток составляет 10% от стехиометрии). Полученную шихту спекают при 1000oС в течение 1 часа, после чего полученный спек охлаждают до комнатной температуры. Масса спека составляет 22,5 г. Далее спек измельчают до крупности менее 120 мкм, выделяют навеску массой 20 г и растворяют ее в смеси 37%-ной соляной и 47%-ной фтористоводородной кислот с молярным отношением Ta:F=1:6 в течение 1 часа при Т:Ж=0,1 и температуре 70oС. Образующийся нерастворимый остаток отделяют фильтрацией. Вес остатка 0,182 г. Полученный фильтрат содержит 72,6 г/л Та и 8,3 г/л Li. Степень извлечения в раствор тантала и лития составляет 99,1%. Продолжительность операций спекания и выщелачивания составляет 2 часа. Далее фильтрат направляют на экстракционное разделение тантала от лития и примесей с получением пятиокиси тантала высокой чистоты. Состав примесей в пятиокиси тантала, определенный на масс-спектрометре с двойной фокусировкой JMS-01-BM2, следующий, 10-4%: Fe - 2, Со<0,04, Si - 2, Mn<0,02, Сu - 0,9, Мо<0,6, Ni - 0,3, Pb<2, Cr - 0,5, V<0,05, Nb - 8, Аl - 1, Ti - 0,7, W<2, Li - 0,09, F - 2, Nd<0,8, Mg - 0,7, Са - 3. Полученная пятиокись тантала соответствует требованиям технических условий и может быть использована в производстве монокристаллов метатанталата лития.Example 1
20 g of waste from the production of single crystals of lithium metatantalate are crushed to a particle size of less than 160 microns, mixed with 6.88 g of lithium carbonate (excess is 10% of stoichiometry). The resulting mixture is sintered at 1000 o C for 1 hour, after which the resulting cake is cooled to room temperature. The mass of the cake is 22.5 g. Next, the cake is ground to a particle size of less than 120 microns, a weighed portion of 20 g is isolated and dissolved in a mixture of 37% hydrochloric and 47% hydrofluoric acids with a molar ratio of Ta: F = 1: 6 in within 1 hour at T: L = 0.1 and a temperature of 70 o C. The resulting insoluble residue is separated by filtration. The weight of the residue is 0.182 g. The filtrate obtained contains 72.6 g / l of Ta and 8.3 g / l of Li. The degree of extraction of tantalum and lithium into the solution is 99.1%. The duration of the sintering and leaching operations is 2 hours. Next, the filtrate is directed to the extraction separation of tantalum from lithium and impurities to obtain high purity tantalum pentoxide. The composition of impurities in tantalum pentoxide determined on a JMS-01-BM2 dual-focus mass spectrometer is as follows, 10 -4 %: Fe - 2, Co <0.04, Si - 2, Mn <0.02, Cu - 0 , 9, Mo <0.6, Ni - 0.3, Pb <2, Cr - 0.5, V <0.05, Nb - 8, Al - 1, Ti - 0.7, W <2, Li - 0.09, F - 2, Nd <0.8, Mg - 0.7, Ca - 3. The obtained tantalum pentoxide meets the requirements of technical conditions and can be used in the production of single crystals of lithium metatantalate.
Пример 2
Проводят разложение отходов производства монокристаллов метатанталата лития согласно условиям примера 1 за исключением того, что спекание отходов метатанталата лития с карбонатом лития ведут при 900oС в течение 2 часов. Выщелачивание полученного спека осуществляют при тех же условиях в течение 0,5 часа, но при Т:Ж=0,16. Вес остатка 0,42 г. Продолжительность операций спекания и выщелачивания составляет 2,5 часа. Степень извлечения тантала и лития в раствор 97,9%. Полученная пятиокись тантала соответствует требованиям технических условий.Example 2
Waste decomposition of the production of single crystals of lithium metatantalate according to the conditions of example 1 is carried out, except that sintering of the waste of lithium metatantalate with lithium carbonate is carried out at 900 ° C. for 2 hours. The leaching of the obtained cake is carried out under the same conditions for 0.5 hours, but at T: W = 0.16. The weight of the residue is 0.42 g. The duration of the sintering and leaching operations is 2.5 hours. The degree of extraction of tantalum and lithium in a solution of 97.9%. The obtained tantalum pentoxide meets the requirements of technical conditions.
Пример 3
Проводят разложение отходов производства монокристаллов метатанталата лития согласно условиям примера 1 за исключением того, что спекание отходов метатанталата лития с карбонатом лития ведут при 800oС в течение 2 часов. Выщелачивание полученного спека осуществляют при тех же условиях, но молярном отношении Ta: F= 1: 7. Вес остатка 0,68 г. Продолжительность операций спекания и выщелачивания составляет 3 часа. Степень извлечения тантала и лития в раствор 96,6%. Полученная пятиокись тантала соответствует требованиям технических условий.Example 3
Waste decomposition of the production of single crystals of lithium metatantalate according to the conditions of example 1 is carried out except that the sintering of the waste of lithium metatantalate with lithium carbonate is carried out at 800 ° C. for 2 hours. Leaching of the obtained cake is carried out under the same conditions, but with a molar ratio of Ta: F = 1: 7. The weight of the residue is 0.68 g. The duration of the sintering and leaching operations is 3 hours. The degree of extraction of tantalum and lithium in a solution of 96.6%. The obtained tantalum pentoxide meets the requirements of technical conditions.
Пример 4
Проводят разложение отходов производства монокристаллов метатанталата лития согласно условиям примера 1 за исключением того, что выщелачивание спека ведут при молярном отношении Ta:F=1:4, температуре 40oС и Т:Ж=0,12. Вес остатка 0,56 г. Продолжительность операций спекания и выщелачивания составляет 2 часа. Степень извлечения тантала и лития в раствор 97,2%. Полученная пятиокись тантала соответствует требованиям технических условий.Example 4
Waste decomposition of the production of single crystals of lithium metatantalate according to the conditions of example 1 is carried out except that the leaching of the cake is carried out at a molar ratio of Ta: F = 1: 4, a temperature of 40 o C and T: W = 0.12. The weight of the residue is 0.56 g. The duration of the sintering and leaching operations is 2 hours. The degree of extraction of tantalum and lithium in a solution of 97.2%. The obtained tantalum pentoxide meets the requirements of technical conditions.
Пример 5
Проводят разложение отходов производства монокристаллов метатанталата лития, содержащих в качестве легирующих добавок 1% хрома и 1% неодима согласно условиям примера 1 за исключением того, что выщелачивание спека ведут смесью 35%-ной соляной и 47%-ной фтористоводородной кислот. Вес нерастворимого остатка 0,205 г. Полученный фильтрат содержит, г/л: Та - 71,26, Li - 8,29, Cr - 0,9 и Nd - 1. Продолжительность операций спекания и выщелачивания составляет 2 часа Степень извлечения тантала и лития в раствор 99%. Полученная пятиокись тантала соответствует требованиям технических условий.Example 5
Waste decomposition is carried out for the production of single crystals of lithium metatantalate containing 1% chromium and 1% neodymium as dopants according to the conditions of Example 1, except that the cake is leached with a mixture of 35% hydrochloric and 47% hydrofluoric acids. The weight of the insoluble residue was 0.205 g. The obtained filtrate contains, g / l: Ta - 71.26, Li - 8.29, Cr - 0.9 and Nd - 1. The duration of the sintering and leaching operations is 2 hours. The degree of extraction of tantalum and lithium in 99% solution. The obtained tantalum pentoxide meets the requirements of technical conditions.
Пример 6
Проводят разложение отходов производства монокристаллов метатанталата лития согласно условиям примера 1 за исключением того, что отходы смешивают с 6,57 г карбоната лития (избыток составляет 5% от стехиометрии), выщелачивание спека ведут смесью 39%-ной соляной и 40%-ной фтористоводородной кислот. Вес нерастворимого остатка 0,236 г. Продолжительность операций спекания и выщелачивания составляет 2 часа. Степень извлечения тантала и лития в раствор 98,8%. Полученная пятиокись тантала соответствует требованиям технических условий.Example 6
The wastes are decomposed for the production of single crystals of lithium metatantalate according to the conditions of Example 1, except that the wastes are mixed with 6.57 g of lithium carbonate (excess is 5% of stoichiometry), the cake is leached with a mixture of 39% hydrochloric and 40% hydrofluoric acids . The weight of the insoluble residue is 0.236 g. The duration of the sintering and leaching operations is 2 hours. The degree of extraction of tantalum and lithium in a solution of 98.8%. The obtained tantalum pentoxide meets the requirements of technical conditions.
Пример 7
30 г отходов производства монокристаллов метаниобата лития измельчают до крупности частиц менее 160 мкм, смешивают с 15,75 г карбоната лития (избыток составляет 5% от стехиометрии). Полученную шихту спекают при 1000oС в течение 1 часа, после чего полученный спек охлаждают до комнатной температуры. Масса спека 36,12 г. Далее спек измельчают до крупности менее 120 мкм, растворяют в смеси 37%-ной соляной и 47%-ной фтористоводородной кислот в молярном отношении Nb:F=1:6 при Т:Ж=0,1 и температуре 50oС. Спек полностью растворяется в течение 20 мин. Продолжительность операций спекания и выщелачивания составляет 1,3 часа. Полученный раствор содержит 56,96 г/л Nb и 12,7 г/л Li. Степень извлечения ниобия и лития составляет 100%. Далее раствор направляют на экстракционное разделение ниобия от лития и примесей с получением пятиокиси ниобия высокой чистоты. Состав примесей в пятиокиси ниобия, определенный на масс-спектрометре с двойной фокусировкой JMS-01-BM2, следующий, 10-4%: Fe - 2, Со <0,1, Si-10, Mn - 0,5, Си - 2, Мо<0,6, Ni - 0,3, Pb<2, Cr - 1, V<0,04, Та - 30, Al - 0,6, Ti - 1, W<2, Li<0,08, F - 1, Nd<0,8, Mg - 4, Ca - 4. Полученная пятиокись ниобия соответствует требованиям технических условий и может быть использована в производстве монокристаллов метаниобата лития.Example 7
30 g of production waste of single crystals of lithium methaniobate are crushed to a particle size of less than 160 microns, mixed with 15.75 g of lithium carbonate (excess is 5% of stoichiometry). The resulting mixture is sintered at 1000 o C for 1 hour, after which the resulting cake is cooled to room temperature. The cake mass was 36.12 g. Then the cake was ground to a particle size of less than 120 microns, dissolved in a mixture of 37% hydrochloric and 47% hydrofluoric acids in a molar ratio of Nb: F = 1: 6 at T: W = 0.1 and a temperature of 50 o C. Speck completely dissolves within 20 minutes The duration of the sintering and leaching operations is 1.3 hours. The resulting solution contains 56.96 g / l Nb and 12.7 g / l Li. The degree of extraction of niobium and lithium is 100%. Next, the solution is directed to the extraction separation of niobium from lithium and impurities to obtain high purity niobium pentoxide. The composition of impurities in niobium pentoxide determined on a JMS-01-BM2 double-focus mass spectrometer is as follows, 10 -4 %: Fe - 2, Co <0.1, Si-10, Mn - 0.5, Cu - 2 , Mo <0.6, Ni - 0.3, Pb <2, Cr - 1, V <0.04, Ta - 30, Al - 0.6, Ti - 1, W <2, Li <0.08 , F - 1, Nd <0.8, Mg - 4, Ca - 4. The obtained niobium pentoxide meets the requirements of technical conditions and can be used in the production of single crystals of lithium methaniobate.
Пример 8
Проводят разложение отходов производства монокристаллов метаниобата лития согласно условиям примера 7 за исключением того, что полученный спек растворяют при молярном отношении Nb:F=1:4 в течение 0,8 часа и Т:Ж=0.16. Вес остатка 0,42 г. Продолжительность операций спекания и выщелачивания составляет 1,8 часа. Степень извлечения в раствор ниобия и лития составляет 98,8%. Полученная пятиокись ниобия соответствует требованиям технических условий.Example 8
Waste decomposition of the production of single crystals of lithium methaniobate according to the conditions of example 7 is carried out, except that the obtained spec is dissolved at a molar ratio of Nb: F = 1: 4 for 0.8 hours and T: W = 0.16. The weight of the residue is 0.42 g. The duration of the sintering and leaching operations is 1.8 hours. The degree of extraction of niobium and lithium into the solution is 98.8%. The resulting niobium pentoxide meets the requirements of technical specifications.
Пример 9
Проводят разложение отходов производства монокристаллов метаниобата лития согласно условиям примера 7 за исключением того, что отходы смешивают с 15,3 г карбоната лития (избыток составляет 2% от стехиометрии) и полученный спек растворяют при температуре 18oС. Полное растворение спека наблюдается через 1 час, при этом ниобий и литий полностью переходят в раствор. Продолжительность операций спекания и выщелачивания составляет 2 часа. Степень извлечения ниобия и лития в раствор составляет 100%. Полученная пятиокись ниобия соответствует требованиям технических условий.Example 9
The wastes are decomposed for the production of single crystals of lithium methaniobate according to the conditions of Example 7, except that the wastes are mixed with 15.3 g of lithium carbonate (the excess is 2% of stoichiometry) and the resulting cake is dissolved at a temperature of 18 o C. Complete dissolution of the cake is observed after 1 hour , while niobium and lithium completely go into solution. The duration of the sintering and leaching operations is 2 hours. The degree of extraction of niobium and lithium in the solution is 100%. The resulting niobium pentoxide meets the requirements of technical specifications.
Пример 10
20 г отходов производства монокристаллов метаниобата лития измельчают до крупности частиц менее 50 мкм, смешивают с 10,5 г карбоната лития (избыток составляет 5% от стехиометрии). Полученную шихту спекают при 800oС в течение 2 часов, после чего полученный спек охлаждают до комнатной температуры. Масса спека составляет 24,11 г. Затем спек измельчают до крупности менее 120 мкм и выщелачивание осуществляют по примеру 7 при тех же условиях. Образующийся нерастворимый остаток отделяют фильтрацией. Продолжительность операций спекания и выщелачивания составляет 2,3 часа. Вес остатка 0,4 г. Степень извлечения в раствор ниобия и лития составляет 98,3%. Полученная пятиокись ниобия соответствует требованиям технических условий.Example 10
20 g of waste from the production of single crystals of lithium methaniobate are crushed to a particle size of less than 50 microns, mixed with 10.5 g of lithium carbonate (excess is 5% of stoichiometry). The resulting mixture is sintered at 800 o C for 2 hours, after which the resulting cake is cooled to room temperature. The weight of the cake is 24.11 g. Then the cake is ground to a particle size of less than 120 microns and the leaching is carried out according to example 7 under the same conditions. The resulting insoluble residue is separated by filtration. The duration of the sintering and leaching operations is 2.3 hours. The weight of the residue is 0.4 g. The degree of extraction of niobium and lithium into the solution is 98.3%. The resulting niobium pentoxide meets the requirements of technical specifications.
Пример 11
20 г отходов производства монокристаллов метаниобата лития, содержащих в качестве легирующей добавки 5% магния, измельчают до крупности частиц менее 160 мкм, смешивают с 10,5 г карбоната лития (избыток составляет 5% от стехиометрии). Полученную шихту спекают при 1000oС в течение 1 часа, после чего полученный спек охлаждают до комнатной температуры. Масса спека составляет 24,05 г. Далее спек измельчают до крупности менее 120 мкм, растворяют в смеси 39%-ной соляной и 42%-ной фтористоводородной кислот с молярным отношением Ta: F= 1:6 при Т:Ж=0,1 и температуре 50oС. Спек полностью растворяется в течение 20 мин. Продолжительность операций спекания и выщелачивания составляет 1,3 часа. Полученный фильтрат содержит, г/л: Nb - 54,88, Li - 12,66 и Mg - 5,43. Степень извлечения в раствор ниобия и лития составляет 100%. Полученная пятиокись ниобия соответствует требованиям технических условий.Example 11
20 g of waste from the production of single crystals of lithium methaniobate containing 5% magnesium as a dopant are crushed to a particle size of less than 160 microns, mixed with 10.5 g of lithium carbonate (excess is 5% of stoichiometry). The resulting mixture is sintered at 1000 o C for 1 hour, after which the resulting cake is cooled to room temperature. The weight of the cake is 24.05 g. Next, the cake is ground to a particle size of less than 120 microns, dissolved in a mixture of 39% hydrochloric and 42% hydrofluoric acids with a molar ratio of Ta: F = 1: 6 at T: W = 0.1 and a temperature of 50 o C. Speck completely dissolves within 20 minutes The duration of the sintering and leaching operations is 1.3 hours. The obtained filtrate contains, g / l: Nb - 54.88, Li - 12.66 and Mg - 5.43. The degree of extraction of niobium and lithium into the solution is 100%. The resulting niobium pentoxide meets the requirements of technical specifications.
Из приведенных примеров следует, что заявляемый способ позволяет получить коллективный раствор соединений лития и тантала или ниобия при обеспечении высокой степени извлечения в раствор целевых компонентов и ограниченной продолжительности операций спекания и выщелачивания. При последующей экстракционной переработке раствора получаются высокочистые соединения тантала или ниобия, а также хлорид лития, который легко регенерируется в карбонат лития. Все полученные продукты могут быть повторно использованы для подготовки шихты в производстве монокристаллов метатанталата или метаниобата лития. При реализации способа используется стандартное оборудование. From the above examples it follows that the claimed method allows to obtain a collective solution of lithium and tantalum or niobium compounds while ensuring a high degree of extraction of the target components into the solution and a limited duration of sintering and leaching operations. Subsequent extraction processing of the solution results in high-purity compounds of tantalum or niobium, as well as lithium chloride, which is easily regenerated into lithium carbonate. All the obtained products can be reused for the preparation of the mixture in the production of single crystals of metatantalate or lithium methaniobate. When implementing the method, standard equipment is used.
Claims (7)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2002107119/15A RU2221746C2 (en) | 2002-03-19 | 2002-03-19 | Method of decomposition of wastes of refractory metals with lithium compound monocrystals production |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2002107119/15A RU2221746C2 (en) | 2002-03-19 | 2002-03-19 | Method of decomposition of wastes of refractory metals with lithium compound monocrystals production |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2002107119A RU2002107119A (en) | 2003-09-10 |
| RU2221746C2 true RU2221746C2 (en) | 2004-01-20 |
Family
ID=32090845
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2002107119/15A RU2221746C2 (en) | 2002-03-19 | 2002-03-19 | Method of decomposition of wastes of refractory metals with lithium compound monocrystals production |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2221746C2 (en) |
-
2002
- 2002-03-19 RU RU2002107119/15A patent/RU2221746C2/en not_active IP Right Cessation
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| КУЛИФЕЕВ В.К. и др. Разработка комплексной технологии утилизации ниобия и лития из отходов и брака производства монокристаллов ниобата лития./Проблемы комплексного использования руд, 2-й Международный симпозиум, 19-24 мая 1996, Санкт-Петербург, 1996, с. 337-338. * |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2562989C1 (en) | Method of preparing vanadium oxide | |
| EP2450312A1 (en) | Recovery of tungsten from waste material by ammonium leaching | |
| CN101537499A (en) | A method of producing titanium | |
| US5635146A (en) | Method for the dissolution and purification of tantalum pentoxide | |
| Peters et al. | Recovery of scandium by crystallization techniques | |
| CN103397209B (en) | Method for extracting vanadium from high-calcium and high-phosphorus vanadium slag | |
| US6383459B1 (en) | Method for purifying a tantalum compound using a fluoride compound and sulfuric acid | |
| CN105948104A (en) | Method for preparing sodium stannate by using tin anode slime oxygen pressure alkaline leaching | |
| JP5431780B2 (en) | A processing method for obtaining a niobium raw material or a tantalum raw material, a method for separating and purifying niobium or tantalum, and a method for producing niobium oxide or tantalum oxide. | |
| RU2221746C2 (en) | Method of decomposition of wastes of refractory metals with lithium compound monocrystals production | |
| US20090202405A1 (en) | Chemical Beneficiation of Raw Material Containing Tantalum-Niobium | |
| US3712942A (en) | Method of producing vanadium compounds by alkaline leaching | |
| EA017080B1 (en) | Method for production of titanium trifluoride | |
| KR20200138496A (en) | Extraction and composition technology of metals from waste secondary battery using eco-friendly organic acid | |
| JP3102331B2 (en) | Method for recovering valuable metals from waste Ni catalyst | |
| EP4087819B1 (en) | Integrated method for the commercial and industrial utilisation of calcium sulphate whilst obtaining rare earth elements from the production of phosphoric acid | |
| JPH06329414A (en) | Production of rare earth fluoride | |
| RU2314259C1 (en) | Method of processing tungsten-containing material | |
| CN103011286B (en) | Process for producing bismuth subcarbonate with crude bismuth oxide | |
| RU2667932C1 (en) | Method of processing monazite raw materials | |
| US10141080B2 (en) | Insoluble cesium glass | |
| JPH01313333A (en) | Production of niobium hydroxide or tantalum hydroxide having high purity | |
| JPH04198017A (en) | Purification of scandium oxide | |
| RU2168556C1 (en) | Method of processing loparit concentrate | |
| CN116940698B (en) | Liquefaction treatment method for niobium and tantalum, niobium solution, and method for producing tantalum solution |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20120320 |