RU2487183C1 - Method for complex processing of kyanite - Google Patents
Method for complex processing of kyanite Download PDFInfo
- Publication number
- RU2487183C1 RU2487183C1 RU2012100187/02A RU2012100187A RU2487183C1 RU 2487183 C1 RU2487183 C1 RU 2487183C1 RU 2012100187/02 A RU2012100187/02 A RU 2012100187/02A RU 2012100187 A RU2012100187 A RU 2012100187A RU 2487183 C1 RU2487183 C1 RU 2487183C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- kyanite
- atmosphere
- mixture
- aluminum
- halogen
- Prior art date
Links
Landscapes
- Silicon Compounds (AREA)
Abstract
Description
Изобретение может быть использовано в технологии глубокой переработки природных алюмосиликатов, в частности, кианита, который в настоящее время служит сырьем для производства преимущественно огнеупорной керамики на основе муллита.The invention can be used in the technology of deep processing of natural aluminosilicates, in particular kyanite, which currently serves as a raw material for the production of mainly refractory ceramics based on mullite.
Известен способ переработки кианитового концентрата для получения муллита (H.Schneder, S.Komarneni (2005) Mullite. Wiley, VCH, 509 pp.; Dilip Jain. Mullite Formation: A Myth or Reality ? // Kyanite Mining Corporation, U.S.A. St.Louis Section Meeting of the American Ceramic Society, March 29, 2007; Arnold O.Tanner. Kyanite and Related Materials. U.S. Geological Survey Minerals Yearbook - 2010. pp.41.1-41.4). Концентрат с содержанием кианита 90-92% и размером частиц -0.5 мм прокаливают и спекают во вращающейся печи при температуре >1450°C. В результате образуется продукт, содержащий около 80% муллита, 11% тонкодисперсного аморфного кремнезема, 3-6% кварца и около 2% кристобалита. Недостаток способа в том, что основным продуктом в нем является только муллит.A known method of processing kyanite concentrate to obtain mullite (H. Schneder, S. Komarneni (2005) Mullite. Wiley, VCH, 509 pp .; Dilip Jain. Mullite Formation: A Myth or Reality? // Kyanite Mining Corporation, USA St. Louis Section Meeting of the American Ceramic Society, March 29, 2007; Arnold O. Tanner. Kyanite and Related Materials. US Geological Survey Minerals Yearbook - 2010. pp. 41.1-41.4). A concentrate with a kyanite content of 90-92% and a particle size of -0.5 mm is calcined and sintered in a rotary kiln at a temperature> 1450 ° C. The result is a product containing about 80% mullite, 11% finely divided amorphous silica, 3-6% quartz and about 2% cristobalite. The disadvantage of this method is that the main product in it is only mullite.
Известен способ получения алюминиево-кремниевого сплава восстановительной электротермией кианитового концентрата с последующим разделением алюминия и кремния через образование алкилгидридов алюминия (патент США №3954443). Кианитовый концентрат брикетируется с углеродсодержащим восстановителем и подвергается восстановлению в руднотермической электропечи с образованием алюминиево-кремниевого сплава. Затем твердый сплав измельчается до частиц требуемого размера и подвергается действию пропилена и водорода с образованием трипропил- и дипропилалюминий гидрида. После пиролиза полученных алкилгидридов алюминия в масле образуется диспергированный порошок металлического алюминия, который фильтруется, промывается, высушивается и подвергается переплавке в слитки. Остаток от твердого алюминиево-кремниевого сплава, имеющий высокое содержание кремния, используется для получения ферросилиция. Недостатком способа является высокая стоимость и сложность предлагаемого процесса разделения алюминия и кремния из сплава, а также высокие прямые затраты электроэнергии на стадии электротермии.A known method of producing aluminum-silicon alloy by reducing electrothermal kyanite concentrate with subsequent separation of aluminum and silicon through the formation of aluminum alkyl hydrides (US patent No. 3954443). The kyanite concentrate is briquetted with a carbon-containing reducing agent and subjected to reduction in an ore-thermal electric furnace with the formation of an aluminum-silicon alloy. Then the hard alloy is crushed to particles of the required size and subjected to the action of propylene and hydrogen to form tripropyl- and dipropylaluminum hydride. After pyrolysis of the obtained aluminum alkyl hydrides in oil, a dispersed powder of aluminum metal is formed, which is filtered, washed, dried and subjected to remelting into ingots. The remainder of the solid aluminum-silicon alloy having a high silicon content is used to produce ferrosilicon. The disadvantage of this method is the high cost and complexity of the proposed process for the separation of aluminum and silicon from an alloy, as well as the high direct energy costs at the stage of electrothermia.
Известен способ производства алюминиево-кремниевого сплава (патент РФ №2148670). Алюминиево-кремниевый сплав производится из кианитового концентрата, который расплавляют и нагревают до температуры выше 2100°C за счет химической энергии, получаемой при окислении расчетным количеством кислорода части того продукта, который производится из концентрата. Последующее восстановление расплава кианита осуществляют углеводородным восстановителем. Восстановленный из кианита жидкий алюминиево-кремниевый сплав удаляют из плавильного агрегата, а часть его возвращают для следующей операции сжигания. Недостатком этого способа, как и предыдущего, является природное соотношение алюминия и кремния в сплаве, которое не позволяет использовать его как конструкционный материал, а также загрязненность сплава карбидными соединениями.A known method for the production of aluminum-silicon alloy (RF patent No. 2148670). The aluminum-silicon alloy is made from kyanite concentrate, which is melted and heated to a temperature above 2100 ° C due to chemical energy obtained by oxidation with the calculated amount of oxygen of a part of the product that is produced from the concentrate. Subsequent reduction of the kyanite melt is carried out with a hydrocarbon reducing agent. The liquid aluminum-silicon alloy recovered from kyanite is removed from the melting unit, and part of it is returned for the next combustion operation. The disadvantage of this method, as well as the previous one, is the natural ratio of aluminum to silicon in the alloy, which does not allow its use as a structural material, as well as the contamination of the alloy with carbide compounds.
Известен способ переработки кианитового концентрата путем селективного хлорирования примесей в нем оксидов железа и титана (патент США №3704113). Кианитовый концентрат с размером частиц -0,3 мм в печи кипящего слоя при температуре 950-1200°C подвергается хлорированию, в результате чего содержание оксидов железа и титана снижается с 7,1 мас.% и 4,5 мас.% соответственно до 0,8 мас.% для обоих оксидов. Очищенный таким образом кианитовый концентрат далее предлагается перерабатывать в алюминиево-кремниевый сплав электротермическим способом. Недостаток этого способа в отсутствии комплексности переработки, поскольку основной компонент концентрата не претерпевает изменений и требует дальнейшей переработки.A known method of processing kyanite concentrate by selective chlorination of impurities in it oxides of iron and titanium (US patent No. 3704113). A kyanite concentrate with a particle size of -0.3 mm in a fluidized bed furnace at a temperature of 950-1200 ° C is subjected to chlorination, as a result of which the content of iron and titanium oxides decreases from 7.1 wt.% And 4.5 wt.%, Respectively , 8 wt.% For both oxides. The thus purified kyanite concentrate is further proposed to be processed into an aluminum-silicon alloy by the electrothermal method. The disadvantage of this method is the lack of processing complexity, since the main component of the concentrate does not undergo changes and requires further processing.
Известен способ переработки кианитового концентрата карбогалогенированием примесей оксидов железа и титана, входящих в его состав (патент США №3816093). Алюмосиликатный концентрат или руда с размером частиц -0,152 мм смешивается с некоторым избыточным количеством углеродсодержащего восстановителя, требуемым для полного протекания реакции карбогалогенирования оксидов железа и титана. Полученная смесь нагревается в атмосфере хлора или брома в печи с неподвижным слоем при температуре 650-1200°C, в результате чего образуются летучие галогениды железа и титана. Этому способу свойственен тот же недостаток, что и предыдущему.A known method of processing kyanite concentrate by carbohalogenation of impurities of iron and titanium oxides included in its composition (US patent No. 3816093). An aluminosilicate concentrate or ore with a particle size of -0.152 mm is mixed with some excess carbon-containing reducing agent required for the complete carbohalogenation of iron and titanium oxides to proceed. The resulting mixture is heated in an atmosphere of chlorine or bromine in a fixed-bed furnace at a temperature of 650-1200 ° C, resulting in the formation of volatile halides of iron and titanium. This method has the same drawback as the previous one.
Предлагаемое изобретение направлено на решение задачи комплексной безотходной переработки кианитового концентрата для получения галогенидов алюминия, кремния и других элементов, входящих в состав минерала. Далее индивидуальные галогениды могут быть выделены из смеси и использованы для получения чистых элементов, их соединений и сплавов с использованием методов высокоскоростной металлургии [Парфенов О.Г., Пашков Г.Л. Проблемы современной металлургии титана. /Новосибирск: Изд-во СО РАН, 2008. - 279 с.; Парфенов О.Г., Пашков Г.Л. Новый подход в металлургии кремния./ Доклады Академии Наук. - 2008. - Т.433. - №2. - с.202-203.; Закиров Р.А., Парфенов О.Г., Пашков Г.Л. Субхлоридный синтез в металлургии титана. /Доклады Академии Наук. - 2009. - Т.425. - №5. - с.631-633.; Закиров Р.А., Кустов А.Д., Пашков Г.Л., Парфенов О.Г. Универсальные высокоскоростные металлургические процессы./ Цветные металлы - 2010: Сборник докладов второго международного конгресса. - Красноярск: ООО «Версо», 2010 г. - с.134-140].The present invention is aimed at solving the problem of complex waste-free processing of kyanite concentrate to obtain aluminum, silicon halides and other elements that make up the mineral. Further, individual halides can be isolated from the mixture and used to obtain pure elements, their compounds and alloys using high-speed metallurgy methods [Parfenov OG, Pashkov GL Problems of modern titanium metallurgy. / Novosibirsk: Publishing House of the SB RAS, 2008 .-- 279 p .; Parfenov O.G., Pashkov G.L. A new approach in the metallurgy of silicon. / Reports of the Academy of Sciences. - 2008. - T. 433. - No. 2. - p.202-203 .; Zakirov R.A., Parfenov O.G., Pashkov G.L. Subchloride synthesis in titanium metallurgy. / Reports of the Academy of Sciences. - 2009. - T. 425. - No. 5. - p. 631-633 .; Zakirov R.A., Kustov A.D., Pashkov G.L., Parfenov O.G. Universal high-speed metallurgical processes. / Non-ferrous metals - 2010: Collection of reports of the Second International Congress. - Krasnoyarsk: LLC “Verso”, 2010 - p.134-140].
В предлагаемом способе исходный концентрат, содержащий 90-92% кианита, с размером частиц -0,1 мм смешивается с твердым углеродом в весовом соотношении от 1:0,37 до 1:1,85. Затем полученная смесь нагревается в атмосфере галогенсодержащего газа (хлора или брома) при температуре 1250-1350°C и давлении 0,1 МПа. В процессе карбогалогенирования кианитового концентрата протекают следующие основные химические реакции:In the proposed method, the initial concentrate containing 90-92% kyanite, with a particle size of -0.1 mm, is mixed with solid carbon in a weight ratio of 1: 0.37 to 1: 1.85. Then the resulting mixture is heated in an atmosphere of a halogen-containing gas (chlorine or bromine) at a temperature of 1250-1350 ° C and a pressure of 0.1 MPa. In the process of carbohalogenation of kyanite concentrate, the following basic chemical reactions proceed:
Al2SiO5+5C+5Hal2=2AlHal3+SiHal4+5СО;Al 2 SiO 5 + 5C + 5Hal 2 = 2AlHal 3 + SiHal 4 + 5CO;
и вспомогательные реакции с примесными оксидамиand auxiliary reactions with impurity oxides
Fe2O3+3C+3Hal2=2FeHal3+3CO,Fe 2 O 3 + 3C + 3Hal 2 = 2FeHal 3 + 3CO,
TiO2+2C+2Hal2=TiHal4+2CO.TiO 2 + 2C + 2Hal 2 = TiHal 4 + 2CO.
Аналогичный результат можно получить при использовании газообразных галогенидов углерода CCl4, C2Cl6, CBr4 и др.A similar result can be obtained using gaseous carbon halides CCl 4 , C 2 Cl 6 , CBr 4 and others.
Основная трудность карбогалогенирования самого минерала кианита состоит в том, что при относительно низких температурах (<1200-1250°C) скорость химических превращений кианита мала для практического применения этого способа из-за недостаточной активности химических реагентов, а при относительно высоких температурах (>1350-1400°C) скорость превращений падает из-за образования упорного к карбохлорированию муллита. Оптимальный температурный диапазон 1250-1350°C характеризуется преобладанием скорости химических превращений над скоростью муллитизации кианита.The main difficulty of carbohalogenation of the kyanite mineral itself is that at relatively low temperatures (<1200-1250 ° C), the rate of chemical transformations of kyanite is low for the practical application of this method due to the insufficient activity of chemicals, and at relatively high temperatures (> 1350- 1400 ° C) the conversion rate decreases due to the formation of mullite resistant to carbochlorination. The optimum temperature range of 1250–1350 ° C is characterized by the predominance of the rate of chemical transformations over the rate of mullitization of kyanite.
Образующаяся в результате карбогалогенирования смесь газов поступает в конденсатор, где осаждаются галогениды элементов, входящих в состав кианитового концентрата (Al, Si, Fe, Ti). Полученная смесь галогенидов затем подвергается разделению с помощью конденсации, десублимации и дистилляции, в результате чего выделяются чистые индивидуальные галогениды.The mixture of gases formed as a result of carbohalogenation enters the condenser, where the halides of the elements that make up the kyanite concentrate (Al, Si, Fe, Ti) are deposited. The resulting halide mixture is then separated by condensation, desublimation and distillation, whereby pure individual halides are isolated.
Для синтеза индивидуальных оксидов галогениды соответствующих элементов нагреваются в кислородсодержащей атмосфере. Для синтеза сложных оксидов галогениды смешиваются в нужном соотношении в кислородсодержащей атмосфере:For the synthesis of individual oxides, the halides of the corresponding elements are heated in an oxygen-containing atmosphere. For the synthesis of complex oxides, halides are mixed in the right ratio in an oxygen-containing atmosphere:
2n·AlCl3+SiCl4+(3/2n+1)O2=n·Al2O3·SiO2+(3n+2)Cl2.2n AlCl 3 + SiCl 4 + (3 / 2n + 1) O 2 = n Al 2 O 3 SiO 2 + (3n + 2) Cl 2 .
Для получения индивидуальных элементов соответствующие галогениды смешиваются с водородом, субхлоридом алюминия или с щелочными или щелочноземельными металлами. Например, при субхлоридном способе получения элементного кремния протекает реакция:To produce individual elements, the corresponding halides are mixed with hydrogen, aluminum subchloride or with alkali or alkaline earth metals. For example, with the subchloride method for producing elemental silicon, the reaction proceeds:
SiCl4+2AlCl=Si+2AlCl3.SiCl 4 + 2AlCl = Si + 2AlCl 3 .
При водородном восстановлении железа идет реакцияWith hydrogen reduction of iron, a reaction occurs
2FeCl3+3Н2=2Fe+6HCl.2FeCl 3 + 3H 2 = 2Fe + 6HCl.
Водородное восстановление хлорида алюминия протекает по более сложной схеме, но также с получением элементного алюминия.Hydrogen reduction of aluminum chloride proceeds according to a more complex scheme, but also with the production of elemental aluminum.
Соединения внедрения (карбиды, нитриды, бориды, гидриды) можно получать по описанной выше схеме с добавлением требуемого компонента в реакционную смесь. Например, диборид титана можно синтезировать в трехкомпонентной смеси:Interstitial compounds (carbides, nitrides, borides, hydrides) can be prepared according to the scheme described above with the addition of the required component to the reaction mixture. For example, titanium diboride can be synthesized in a three-component mixture:
TiCl4+2BCl3+5AlCl=TiB2+5AlCl3.TiCl 4 + 2BCl 3 + 5AlCl = TiB 2 + 5AlCl 3 .
Сплавы можно получать, смешивая в нужной пропорции хлориды металлов и субхлорид алюминия:Alloys can be obtained by mixing in the right proportion metal chlorides and aluminum subchloride:
2TiCl4+7AlCl=2TiAl+5AlCl3 2TiCl 4 + 7AlCl = 2TiAl + 5AlCl 3
2TiCl4+2FeCl3+13AlCl=2Al2FeTi+9AlCl3.2TiCl 4 + 2FeCl 3 + 13AlCl = 2Al 2 FeTi + 9AlCl 3 .
Таким образом, предлагаемое изобретение позволяет решить задачу полного вскрытия кианитового концентрата и получения чистых галогенидов элементов, входящих в состав концентрата, которые можно затем использовать для безотходного производства чистых элементов, их сплавов, соединений внедрения, оксидов и других соединений.Thus, the present invention allows to solve the problem of fully opening the kyanite concentrate and obtaining pure halides of the elements that make up the concentrate, which can then be used for waste-free production of pure elements, their alloys, interstitial compounds, oxides and other compounds.
Пример 1. Исходный карабашский кианитовый концентрат (Урал) с содержанием кианита 92,3% имеет следующий состав, мас.%: Al2O3 58,08; SiO2 39,73; TiO2 1,16; Fe2O3 0,29; MnO 0,10; CaO 0,06; Na2O 0,16; K2O 0,08.Example 1. The original Karabash kyanite concentrate (Ural) with a kyanite content of 92.3% has the following composition, wt.%: Al 2 O 3 58,08; SiO 2 39.73; TiO 2 1.16; Fe 2 O 3 0.29; MnO 0.10; CaO 0.06; Na 2 O 0.16; K 2 O 0.08.
100 г кианитового концентрата, измельченного до крупности - 0,1 мм, смешиваются с 40 г древесного угля с содержанием углерода >95% и нагреваются в реакторе до температуры 1250°C в атмосфере азота при давлении 0,1 МПа. Затем в реактор подается хлор со скоростью 7,3 г/мин в течение 1 ч. В результате карбохлорирования образуется смесь хлоридов, содержащая 151,9 г AlCl3, 112,3 г SiCl4, 2,7 г TiCl4 и 0,59 г FeCl3.100 g of kyanite concentrate, crushed to a particle size of 0.1 mm, are mixed with 40 g of charcoal with a carbon content> 95% and heated in a reactor to a temperature of 1250 ° C in a nitrogen atmosphere at a pressure of 0.1 MPa. Then chlorine is fed into the reactor at a rate of 7.3 g / min for 1 hour. As a result of carbochlorination, a mixture of chlorides is formed containing 151.9 g of AlCl 3 , 112.3 g of SiCl 4 , 2.7 g of TiCl 4 and 0.59 g FeCl 3 .
Пример 2. Выделенные в результате дистилляционной очистки хлориды алюминия и кремния в количестве 151,9 г и 64,5 г соответственно помещаются в дозаторы-испарители и подаются в струю низкотемпературной кислородсодержащей плазмы. В результате плазмохимического синтеза образуется продукт, содержащий 71,8% Al2O3 и 28,2% SiO2, соответствующий соединению 3Al2O3·3SiO2.Example 2. Aluminum chloride and silicon chloride isolated as a result of distillation purification in the amount of 151.9 g and 64.5 g, respectively, are placed in metering evaporators and fed into a stream of low-temperature oxygen-containing plasma. As a result of plasma-chemical synthesis, a product is formed containing 71.8% Al 2 O 3 and 28.2% SiO 2 , corresponding to the compound 3Al 2 O 3 · 3SiO 2 .
Пример 3. 112,3 г тетрахлорида кремния, полученного в результате карбохлорирования 100 г кианитового концентрата и выделенного методом дистилляции, подают в реактор субхлоридного синтеза со скоростью 1,9 г/мин в течение 1 ч, где происходит его смешение при температуре 1500°C и давлении 0,1 МПа с субхлоридом алюминия AlCl, поступающим в реактор со скоростью 1,4 г/мин. Далее реакционная смесь газов поступает в зону реактора с температурой 1100°C для увеличения степени выхода продукта. В результате процесса восстановления образуется 18,5 г элементного кремния.Example 3. 112.3 g of silicon tetrachloride obtained by carbochlorination of 100 g of kyanite concentrate and isolated by distillation are fed to a subchloride synthesis reactor at a rate of 1.9 g / min for 1 h, where it is mixed at a temperature of 1500 ° C and a pressure of 0.1 MPa with aluminum subchloride AlCl entering the reactor at a rate of 1.4 g / min. Next, the reaction mixture of gases enters the zone of the reactor with a temperature of 1100 ° C to increase the degree of product yield. As a result of the reduction process, 18.5 g of elemental silicon is formed.
Пример 4. 2,7 г тетрахлорида титана, полученного в результате карбохлорирования 100 г кианитового концентрата и выделенного методом дистилляции, в атмосфере аргона подают в испаритель со скоростью 0,045 г/с при температуре 150°C в течение 1 мин. Затем газообразный тетрахлорид титана поступает в смеситель, в который подается азот со скоростью 2,67 см3/с в течение 1 мин при давлении 0,1 МПа. Полученная газовая смесь тетрахлорида титана и азота поступает в реактор субхлоридного синтеза, в котором при температуре 1200°C происходит взаимодействие с субхлоридом алюминия, подаваемым со скоростью 0,30 г/с в течение 1 мин.:Example 4. 2.7 g of titanium tetrachloride obtained by carbochlorination of 100 g of kyanite concentrate and isolated by distillation in an argon atmosphere is fed to the evaporator at a rate of 0.045 g / s at a temperature of 150 ° C for 1 min. Then, gaseous titanium tetrachloride enters the mixer, into which nitrogen is supplied at a rate of 2.67 cm 3 / s for 1 min at a pressure of 0.1 MPa. The resulting gas mixture of titanium tetrachloride and nitrogen enters the subchloride synthesis reactor, in which at a temperature of 1200 ° C there is an interaction with aluminum subchloride, supplied at a speed of 0.30 g / s for 1 min:
2TiCl4+N2+4AlCl=2TiN+4AlCl3.2TiCl 4 + N 2 + 4AlCl = 2TiN + 4AlCl 3 .
В результате синтеза образуется 0,88 г нитрида титана.The synthesis produces 0.88 g of titanium nitride.
Пример 5. 2,7 г тетрахлорида титана, полученного в результате карбохлорирования 100 г кианитового концентрата и выделенного методом дистилляции, в атмосфере аргона подают в испаритель со скоростью 0,045 г/с при температуре 150°C в течение 1 мин. Из испарителя тетрахлорид титана подают в реактор субхлоридного синтеза, в котором при температуре 1000°C происходит взаимодействие с субхлоридом алюминия, подаваемым со скоростью 0,53 г/с в течение 1 мин. В результате реакции образуется 1,07 г алюминида титана TiAl.Example 5. 2.7 g of titanium tetrachloride obtained by carbochlorination of 100 g of kyanite concentrate and isolated by distillation in an argon atmosphere is fed to the evaporator at a rate of 0.045 g / s at a temperature of 150 ° C for 1 min. From the evaporator, titanium tetrachloride is fed to a subchloride synthesis reactor, in which, at a temperature of 1000 ° C, it interacts with aluminum subchloride, supplied at a speed of 0.53 g / s for 1 min. The reaction produces 1.07 g of titanium aluminide TiAl.
Claims (5)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2012100187/02A RU2487183C1 (en) | 2012-01-10 | 2012-01-10 | Method for complex processing of kyanite |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2012100187/02A RU2487183C1 (en) | 2012-01-10 | 2012-01-10 | Method for complex processing of kyanite |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2487183C1 true RU2487183C1 (en) | 2013-07-10 |
Family
ID=48788248
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2012100187/02A RU2487183C1 (en) | 2012-01-10 | 2012-01-10 | Method for complex processing of kyanite |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2487183C1 (en) |
Citations (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3816093A (en) * | 1970-05-28 | 1974-06-11 | Ethyl Corp | Halogenating method of reducing iron and titanium content of alumina-silica ore |
| AU4610279A (en) * | 1978-04-21 | 1979-10-25 | Scm Chemicals Limited | Production of titanium chlorides |
| EP0105164A1 (en) * | 1982-09-02 | 1984-04-11 | Scm Chemicals Limited | Process for the chlorination of oxidic materials |
| EP0107310A1 (en) * | 1982-09-29 | 1984-05-02 | David Weston | Production of a purified aluminum monochloride from alumina, bauxites and clays and the subsequent production of aluminum metal |
| CA2001751A1 (en) * | 1988-10-28 | 1990-04-28 | Michael J. Hollitt | Recovery of titanium values from minerals |
| US5417163A (en) * | 1991-05-15 | 1995-05-23 | Sambre Et Meuse (Societe Anonyme) | Railway bogie with frame having selective deformability |
| WO2007127028A1 (en) * | 2006-04-27 | 2007-11-08 | Tronox Llc | Processing of waste or cyclone solids from the chlorination of titanium bearing ores |
| RU2382094C1 (en) * | 2008-06-23 | 2010-02-20 | Андрей Станиславович Клямко | Rolling method of silica-titanic concentrates |
-
2012
- 2012-01-10 RU RU2012100187/02A patent/RU2487183C1/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3816093A (en) * | 1970-05-28 | 1974-06-11 | Ethyl Corp | Halogenating method of reducing iron and titanium content of alumina-silica ore |
| AU4610279A (en) * | 1978-04-21 | 1979-10-25 | Scm Chemicals Limited | Production of titanium chlorides |
| EP0105164A1 (en) * | 1982-09-02 | 1984-04-11 | Scm Chemicals Limited | Process for the chlorination of oxidic materials |
| EP0107310A1 (en) * | 1982-09-29 | 1984-05-02 | David Weston | Production of a purified aluminum monochloride from alumina, bauxites and clays and the subsequent production of aluminum metal |
| CA2001751A1 (en) * | 1988-10-28 | 1990-04-28 | Michael J. Hollitt | Recovery of titanium values from minerals |
| US5417163A (en) * | 1991-05-15 | 1995-05-23 | Sambre Et Meuse (Societe Anonyme) | Railway bogie with frame having selective deformability |
| WO2007127028A1 (en) * | 2006-04-27 | 2007-11-08 | Tronox Llc | Processing of waste or cyclone solids from the chlorination of titanium bearing ores |
| RU2382094C1 (en) * | 2008-06-23 | 2010-02-20 | Андрей Станиславович Клямко | Rolling method of silica-titanic concentrates |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US4401467A (en) | Continuous titanium process | |
| CN103025900B (en) | A kind of method extracting metallic element from ferro-aluminum Ore, titanium iron ore and residue | |
| US9656879B2 (en) | Method for treating titanium-containing feedstock | |
| CN101418383A (en) | Method for preparing TiCl4 from titanium-containing furnace slag | |
| US11780734B2 (en) | Process for the production of commercial grade silicon | |
| RU2062256C1 (en) | Method for production of titanium tetrachloride | |
| CN112981141B (en) | Method for preparing ferrovanadium alloy from titanium tetrachloride refining tailings | |
| CN104195355A (en) | Zirconium and method for preparing zirconium | |
| CN109055781B (en) | Method for preparing titanium product by taking ferrotitanium composite ore as raw material | |
| US4039647A (en) | Production of aluminum chloride | |
| RU2487183C1 (en) | Method for complex processing of kyanite | |
| CN104609375A (en) | Nano oxide composite powder and preparation method | |
| US4521385A (en) | Recovery of titanium values | |
| JPH0417882B2 (en) | ||
| US4363789A (en) | Alumina production via aluminum chloride oxidation | |
| Moodley et al. | Chlorination of titania feedstocks | |
| US3407031A (en) | Process for the manufacture of inorganic chlorides | |
| US4519988A (en) | Two stage chlorination of titaniferous ore | |
| Taylor et al. | Formation of titanium carbide from ilmenite concentrates in a thermal plasma reactor | |
| USRE32612E (en) | Formation of tungsten monocarbide from a molten tungstate-halide phase by gas sparging | |
| Namboothiri et al. | Bauxite Processing via Chloride Route to Produce Chloride Products and Subsequent Electrolysis of Aluminium Chloride to Produce Aluminium Metal | |
| De Beauchamp | Preparation of Anhydrous Aluminum Chloride | |
| Gomes et al. | Preparation of tungsten carbide by gas sparging tungstate melts | |
| JPS61177342A (en) | Refining method of aluminum | |
| NZ239070A (en) | Recovery of titanium values from a complex matrix by chlorinating titanium nitride in the matrix |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20140111 |