Enriquecimiento de minerales y placeres de estaño y tungsteno. Mantenimiento del método principal de enriquecimiento de minerales de tungsteno y el uso de procesos auxiliares de deshidratación en el esquema tecnológico.

El elemento químico es tungsteno.

Antes de describir la producción de tungsteno, es necesario hacer una pequeña digresión en la historia. El nombre de este metal se traduce del alemán como “crema de lobo”, el origen del término se remonta a finales de la Edad Media.

Al obtener estaño de varios minerales, se notó que en algunos casos se perdía, pasando a una escoria espumosa, "como un lobo que devora su presa".

La metáfora echó raíces, dando el nombre al metal recibido más tarde, actualmente se usa en muchos idiomas del mundo. Pero en inglés, francés y algunos otros idiomas, el tungsteno se llama de manera diferente, de la metáfora "piedra pesada" (tungsteno en sueco). El origen sueco de la palabra está asociado con los experimentos del famoso químico sueco Scheele, quien obtuvo por primera vez óxido de tungsteno de un mineral que luego recibió su nombre (scheelita).

químico sueco Scheele, quien descubrió el tungsteno.

La producción industrial de tungsteno metálico se puede dividir en 3 etapas:

• beneficio de minerales y producción de anhidrita de tungsteno;
• reducción a polvo de metal;
• obtención de un metal monolítico.

enriquecimiento de mineral

El tungsteno no se encuentra en estado libre en la naturaleza, está presente solo en la composición de varios compuestos.

• wolframitas
• scheelitas

Estos minerales a menudo contienen pequeñas cantidades de otras sustancias (oro, plata, estaño, mercurio, etc.), a pesar del contenido muy bajo de minerales adicionales, a veces su extracción durante el enriquecimiento es económicamente factible.

1. El enriquecimiento comienza con la trituración y trituración de la roca. Luego, el material pasa a un procesamiento posterior, cuyos métodos dependen del tipo de mineral. El enriquecimiento de minerales de wolframita generalmente se lleva a cabo por el método gravitacional, cuya esencia es el uso de las fuerzas combinadas de la gravedad terrestre y la fuerza centrífuga, los minerales se separan por propiedades químicas y físicas: densidad, tamaño de partícula, humectabilidad. Así es como se separa la roca estéril y el concentrado se lleva a la pureza requerida mediante separación magnética. El contenido de wolframita en el concentrado resultante oscila entre el 52 y el 85 %.
2. La Scheelita, a diferencia de la wolframita, no es un mineral magnético, por lo que no se le aplica separación magnética. Para los minerales de scheelita, el algoritmo de enriquecimiento es diferente. El método principal es la flotación (el proceso de separación de partículas en una suspensión acuosa) seguido del uso de la separación electrostática. La concentración de scheelita puede llegar hasta el 90% a la salida. Los minerales también son complejos y contienen wolframitas y scheelitas al mismo tiempo. Para su enriquecimiento se utilizan métodos que combinan esquemas de gravedad y flotación.
   
   Si se requiere una mayor purificación del concentrado según los estándares establecidos, se utilizan diferentes procedimientos según el tipo de impurezas. Para reducir las impurezas de fósforo, los concentrados de scheelita se tratan en frío con ácido clorhídrico, mientras que la calcita y la dolomita se eliminan. Para eliminar el cobre, el arsénico, el bismuto, se usa tostado, seguido de un tratamiento con ácidos. También hay otros métodos de limpieza.

Para convertir tungsteno de un concentrado a un compuesto soluble, se utilizan varios métodos diferentes.

1. Por ejemplo, se sinteriza un concentrado con un exceso de sosa, obteniendo así wolframita sódica.
2. Se puede utilizar otro método: lixiviación: el tungsteno se extrae con una solución de sosa bajo presión a alta temperatura, seguida de neutralización y precipitación.
3. Otra forma es tratar el concentrado con cloro gaseoso. En este proceso se forma cloruro de tungsteno, que luego se separa de los cloruros de otros metales por sublimación. El producto resultante puede convertirse en óxido de tungsteno o procesarse directamente en metal elemental.

El principal resultado de varios métodos de enriquecimiento es la producción de trióxido de tungsteno. Además, es él quien se dedica a la producción de tungsteno metálico. De él también se obtiene carburo de tungsteno, que es el componente principal de muchas aleaciones duras. Hay otro producto del procesamiento directo de concentrados de mineral de tungsteno: el ferrotungsteno. Por lo general, se funde para las necesidades de la metalurgia ferrosa.

Recuperación de tungsteno

El trióxido de tungsteno resultante (anhidrita de tungsteno) en la siguiente etapa debe reducirse al estado del metal. La restauración se lleva a cabo con mayor frecuencia mediante el método de hidrógeno ampliamente utilizado. Un contenedor en movimiento (bote) con trióxido de tungsteno se alimenta al horno, la temperatura aumenta en el camino y se suministra hidrógeno hacia él. A medida que se reduce el metal, aumenta la densidad aparente del material, el volumen de carga del contenedor disminuye a más de la mitad, por lo que, en la práctica, se utiliza una corrida en 2 etapas, a través de diferentes tipos de hornos.

1. En la primera etapa, el dióxido se forma a partir del trióxido de tungsteno, en la segunda etapa, se obtiene polvo de tungsteno puro a partir del dióxido.
2. Luego, el polvo se tamiza a través de una malla, las partículas grandes se muelen adicionalmente para obtener un polvo con un tamaño de grano determinado.

A veces se utiliza carbono para reducir el tungsteno. Este método simplifica un poco la producción, pero requiere temperaturas más altas. Además, el carbón y sus impurezas reaccionan con el tungsteno, formando varios compuestos que conducen a la contaminación por metales. Hay una serie de otros métodos utilizados en la producción en todo el mundo, pero en términos de parámetros, la reducción de hidrógeno tiene la mayor aplicabilidad.

Obtención de metal monolítico

Si los metalúrgicos conocen bien las dos primeras etapas de la producción industrial de tungsteno y se han utilizado durante mucho tiempo, entonces se requería el desarrollo de una tecnología especial para obtener un monolito a partir de polvo. La mayoría de los metales se obtienen por simple fusión y luego se vierten en moldes, con tungsteno debido a su principal propiedad, la infusibilidad, tal procedimiento es imposible. El método de obtención de tungsteno compacto a partir de polvo, propuesto a principios del siglo XX por el estadounidense Coolidge, se sigue utilizando con diversas variantes en nuestra época. La esencia del método es que el polvo se convierte en un metal monolítico bajo la influencia de una corriente eléctrica. En lugar de la fusión habitual, para obtener tungsteno metálico, se deben pasar varias etapas. En el primero de ellos, el polvo se presiona en barras especiales. Luego, estas varillas se someten a un procedimiento de sinterización, y esto se realiza en dos etapas:

1. 1. Primero, a temperaturas de hasta 1300ºС, la varilla se presinteriza para aumentar su resistencia. El procedimiento se lleva a cabo en un horno especial sellado con suministro continuo de hidrógeno. El hidrógeno se utiliza para una reducción adicional, penetra en la estructura porosa del material y, con una exposición adicional a altas temperaturas, se crea un contacto puramente metálico entre los cristales de la barra sinterizada. El shtabik después de esta etapa se endurece significativamente, perdiendo hasta un 5% de tamaño.
   2. Luego proceda al escenario principal: soldadura. Este proceso se realiza a temperaturas de hasta 3 milºC. El poste se fija con contactos de sujeción y se hace pasar una corriente eléctrica a través de él. El hidrógeno también se usa en esta etapa; es necesario para evitar la oxidación. La corriente utilizada es muy alta, para varillas con una sección transversal de 10x10 mm, se requiere una corriente de aproximadamente 2500 A, y para una sección transversal de 25x25 mm, aproximadamente 9000 A. El voltaje utilizado es relativamente pequeño, de 10 a 20 V. Para cada lote de metal monolítico, primero se suelda una varilla de prueba, se usa para calibrar el modo de soldadura. La duración de la soldadura depende del tamaño de la varilla y suele oscilar entre 15 minutos y una hora. Esta etapa, al igual que la primera, también conduce a una reducción del tamaño de la varilla.

La densidad y el tamaño de grano del metal resultante dependen del tamaño de grano inicial de la varilla y de la temperatura máxima de soldadura. La pérdida de dimensiones después de dos pasos de sinterización es de hasta un 18 % de longitud. La densidad final es de 17 a 18,5 g/cm².

Para obtener tungsteno de alta pureza, se utilizan varios aditivos que se evaporan durante la soldadura, por ejemplo, óxidos de silicio y metales alcalinos. A medida que se calientan, estos aditivos se evaporan y se llevan consigo otras impurezas. Este proceso contribuye a una purificación adicional. Cuando se usa el régimen de temperatura correcto y la ausencia de rastros de humedad en la atmósfera de hidrógeno durante la sinterización, con la ayuda de dichos aditivos, el grado de purificación del tungsteno se puede aumentar al 99,995%.

Fabricación de productos de tungsteno

Obtenido del mineral original después de las tres etapas de producción descritas, el tungsteno monolítico tiene un conjunto único de propiedades. Además de la refractariedad, tiene una muy alta estabilidad dimensional, retención de resistencia a altas temperaturas y ausencia de tensiones internas. El tungsteno también tiene buena ductilidad y ductilidad. La producción adicional consiste más a menudo en estirar el alambre. Estos son procesos tecnológicamente relativamente simples.

1. Los espacios en blanco ingresan a la máquina de forja rotativa, donde se reduce el material.
2. Luego, al estirar, se obtiene un alambre de varios diámetros (el estirado es tirar de una varilla en un equipo especial a través de orificios cónicos). Por lo tanto, puede obtener el alambre de tungsteno más delgado con un grado de deformación total del 99,9995%, mientras que su resistencia puede alcanzar los 600 kg/mm².

El tungsteno comenzó a usarse para los filamentos de las lámparas eléctricas incluso antes del desarrollo de un método para la producción de tungsteno maleable. El científico ruso Lodygin, que previamente había patentado el principio de usar un filamento para una lámpara, en la década de 1890 propuso usar un alambre de tungsteno retorcido en espiral como tal filamento. ¿Cómo se obtuvo el tungsteno para tales cables? Primero, se preparó una mezcla de polvo de tungsteno con algún plastificante (por ejemplo, parafina), luego se extrajo un hilo delgado de esta mezcla a través de un orificio de un diámetro determinado, se secó y se calcinó en hidrógeno. Se obtuvo un alambre bastante frágil, cuyos segmentos rectilíneos se unieron a los electrodos de la lámpara. Hubo intentos de obtener un metal compacto por otros métodos, sin embargo, en todos los casos, la fragilidad de los hilos se mantuvo críticamente alta. Después del trabajo de Coolidge y Fink, la fabricación de alambre de tungsteno ganó una base tecnológica sólida y el uso industrial del tungsteno comenzó a crecer rápidamente.

Una lámpara incandescente inventada por el científico ruso Lodygin.

mercado mundial de tungsteno

Los volúmenes de producción de tungsteno rondan las 50 mil toneladas por año. El líder en producción, así como en consumo, es China, este país produce alrededor de 41 mil toneladas por año (Rusia, en comparación, produce 3,5 mil toneladas). Un factor importante en la actualidad es el procesamiento de materias primas secundarias, generalmente chatarra de carburo de tungsteno, virutas, aserrín y residuos de tungsteno en polvo, dicho procesamiento proporciona alrededor del 30% del consumo mundial de tungsteno.

Los filamentos de las lámparas incandescentes quemadas prácticamente no se reciclan.

El mercado global de tungsteno ha mostrado recientemente una disminución en la demanda de filamentos de tungsteno. Esto se debe al desarrollo de tecnologías alternativas en el campo de la iluminación: las lámparas fluorescentes y LED están reemplazando agresivamente a las lámparas incandescentes convencionales tanto en la vida cotidiana como en la industria. Los expertos predicen que el uso de tungsteno en este sector disminuirá un 5% anual en los próximos años. La demanda de tungsteno en su conjunto no está disminuyendo, la caída en la aplicabilidad en un sector se compensa con el crecimiento en otros, incluidas las industrias innovadoras.

Minerales de tungsteno, menas y concentrados

El tungsteno es un elemento raro, su contenido promedio en la corteza terrestre es Yu-4% (en masa). Se conocen alrededor de 15 minerales de tungsteno, sin embargo, solo los minerales del grupo de la wolframita y la scheelita tienen importancia práctica.

La wolframita (Fe, Mn) WO4 es una mezcla isomórfica (solución sólida) de tungstatos de hierro y manganeso. Si hay más del 80% de tungstato de hierro en el mineral, el mineral se llama ferberita, en el caso del predominio del tungstato de manganeso (más del 80%) - hübnerita. Las mezclas que se encuentran en composición entre estos límites se denominan wolframitas. Los minerales del grupo de la wolframita son de color negro o marrón y tienen una alta densidad (7D-7,9 g/cm3) y una dureza de 5-5,5 en la escala mineralógica. El mineral contiene 76,3-76,8% W03. La wolframita es débilmente magnética.

Scheelita CaWOA es tungstato de calcio. El color del mineral es blanco, gris, amarillo, marrón. Densidad 5,9-6,1 g/cm3, dureza según la escala mineralógica 4,5-5. Scheelita a menudo contiene una mezcla isomórfica de powellita, CaMo04. Cuando se irradia con rayos ultravioleta, la scheelita emite fluorescencia azul - luz azul. Con un contenido de molibdeno de más del 1%, la fluorescencia se vuelve amarilla. La Scheelita no es magnética.

Los minerales de tungsteno suelen ser pobres en tungsteno. El contenido mínimo de W03 en los minerales, en el que su explotación es rentable, es actualmente del 0,14 al 0,15 % para depósitos grandes y del 0,4 al 0,5 % para depósitos pequeños.

Junto con los minerales de tungsteno, se encuentran en los minerales molibdenita, casiterita, pirita, arsenopirita, calcopirita, tantalita o columbita, etc.

Según la composición mineralógica, se distinguen dos tipos de depósitos: wolframita y scheelita, y según la forma de las formaciones minerales, tipos de vetas y contactos.

En los depósitos de vetas, los minerales de tungsteno se encuentran principalmente en vetas de cuarzo de pequeño espesor (0,3-1 m). El tipo de contacto de los yacimientos está asociado a zonas de contacto entre rocas graníticas y calizas. Se caracterizan por depósitos de skarn que contienen scheelita (skarns son calizas silicificadas). Los minerales de tipo skarn incluyen el depósito Tyrny-Auzskoye, el más grande de la URSS, en el norte del Cáucaso. Durante la meteorización de los depósitos de vetas, se acumulan wolframita y scheelita, formando placeres. En este último, la wolframita se combina a menudo con casiterita.

Los minerales de tungsteno se enriquecen para obtener concentrados estándar que contienen 55-65 % de W03. Se logra un alto grado de enriquecimiento de los minerales de wolframita utilizando varios métodos: gravedad, flotación, separación magnética y electrostática.

Cuando se enriquecen minerales de scheelita, se utilizan esquemas de flotación por gravedad o de flotación pura.

La extracción de tungsteno en concentrados acondicionados durante el enriquecimiento de minerales de tungsteno varía de 65-70% a 85-90%.

Cuando se enriquecen minerales complejos o difíciles de enriquecer, a veces es económicamente ventajoso eliminar productos intermedios con un contenido de 10-20% W03 del ciclo de enriquecimiento para procesamiento químico (hidrometalúrgico), como resultado de lo cual se produce "scheelita artificial" o Se obtiene trióxido de tungsteno técnico. Dichos esquemas combinados proporcionan una alta extracción de tungsteno de los minerales.

El estándar estatal (GOST 213-73) prevé el contenido de W03 en concentrados de tungsteno del 1er grado no menos del 65%, el 2do grado - no menos del 60%. Limitan el contenido de impurezas P, S, As, Sn, Cu, Pb, Sb, Bi en el rango de centésimas por ciento a 1.0%, dependiendo del grado y propósito del concentrado.

Las reservas exploradas de tungsteno a partir de 1981 se estiman en 2903 mil toneladas, de las cuales 1360 mil toneladas se encuentran en la República Popular China. La URSS, Canadá, Australia, EE. UU., Corea del Sur y del Norte, Bolivia, Brasil y Portugal tienen reservas significativas. Producción de concentrados de tungsteno en países capitalistas y en vías de desarrollo en el período 1971 - 1985 fluctuó entre 20 y 25 mil toneladas (en términos de contenido de metal).

Métodos para procesar concentrados de tungsteno.

El principal producto del procesamiento directo de concentrados de tungsteno (además del ferrotungsteno, fundido para las necesidades de la metalurgia ferrosa) es el trióxido de tungsteno. Sirve como material de partida para el tungsteno y el carburo de tungsteno, el componente principal de las aleaciones duras.

Los esquemas de producción para el procesamiento de concentrados de tungsteno se dividen en dos grupos según el método de descomposición aceptado:

Los concentrados de tungsteno se sinterizan con sosa o se tratan con soluciones acuosas de sosa en autoclaves. Los concentrados de tungsteno a veces se descomponen con soluciones acuosas de hidróxido de sodio.

Los concentrados se descomponen con ácidos.

En los casos en que se utilizan reactivos alcalinos para la descomposición, se obtienen soluciones de tungstato de sodio, a partir de las cuales, después de la purificación de las impurezas, se producen productos finales: paratungstato de amonio (PVA) o ácido tungstico. 24

Cuando el concentrado se descompone por medio de ácidos, se obtiene la precipitación de ácido tungstico técnico, que se purifica de impurezas en operaciones posteriores.

Descomposición de concentrados de tungsteno. reactivos alcalinos Sinterización con Na2C03

Sinterización de wolframita con Na2C03. La interacción de la wolframita con la sosa en presencia de oxígeno se desarrolla activamente a 800-900 C y se describe mediante las siguientes reacciones: 2FeW04 + 2Na2C03 + l/202 = 2Na2W04 + Fe203 + 2C02; (l) 3MnW04 + 3Na2C03 + l/202 = 3Na2W04 + Mn304 + 3C02. (2)

Estas reacciones proceden con una gran pérdida de energía de Gibbs y son prácticamente irreversibles. Con la relación en wolframita FeO:MnO = i:i AG°1001C = -260 kJ/mol. Con un exceso de Na2CO3 en la carga de 10-15% por encima de la cantidad estequiométrica, se logra la descomposición completa del concentrado. Para acelerar la oxidación del hierro y el manganeso, a veces se agrega 1-4% de nitrato a la carga.

La sinterización de wolframita con Na2C03 en empresas nacionales se lleva a cabo en hornos rotatorios tubulares revestidos con ladrillos de arcilla refractaria. Para evitar la fusión de la carga y la formación de depósitos (crecimientos) en las zonas del horno con temperatura más baja, se agregan a la carga desechos de la lixiviación de tortas (que contienen óxidos de hierro y manganeso), reduciendo el contenido de W03 en él al 20-22%.

El horno, de 20 m de largo y 2,2 m de diámetro exterior, a una velocidad de giro de 0,4 rpm y una inclinación de 3, tiene una capacidad de carga de 25 t/día.

Los componentes de la carga (concentrado triturado, Na2C03, salitre) se alimentan desde las tolvas al mezclador de tornillo mediante balanzas automáticas. La mezcla ingresa a la tolva del horno, desde la cual se alimenta al horno. Después de salir del horno, las piezas de sinterización pasan por los rodillos trituradores y el molino húmedo, desde donde la pulpa se envía a la pulidora superior (Fig. 1).

Scheelita sinterizada con Na2C03. A temperaturas de 800-900 C, la interacción de scheelita con Na2C03 puede proceder de acuerdo con dos reacciones:

CaW04 + Na2CQ3 Na2W04 + CaCO3; (1.3)

CaW04 + Na2C03 *=*■ Na2W04 + CaO + C02. (1.4)

Ambas reacciones proceden con un cambio relativamente pequeño en la energía de Gibbs.

La reacción (1.4) procede en una medida apreciable por encima de 850 C, cuando se observa la descomposición de CaCO3. La presencia de óxido de calcio en el sinter conduce, cuando el sinter se lixivia con agua, a la formación de tungstato de calcio poco soluble, lo que reduce la extracción de tungsteno en solución:

Na2W04 + Ca(OH)2 = CaW04 + 2NaOH. (1.5)

Con un gran exceso de Na2CO3 en la carga, esta reacción se suprime en gran medida por la interacción de Na2CO4 con Ca(OH)2 para formar CaCO3.

Para reducir el consumo de Na2C03 y evitar la formación de óxido de calcio libre, se agrega arena de cuarzo a la mezcla para unir el óxido de calcio en silicatos insolubles:

2CaW04 + 2Na2C03 + Si02 = 2Na2W04 + Ca2Si04 + 2C02;(l.6) AG°100IC = -106.5 kJ.

Sin embargo, también en este caso, para garantizar un alto grado de extracción de tungsteno en la solución, se debe introducir en la carga un exceso significativo de Na2CO3 (50-100% de la cantidad estequiométrica).

La sinterización de la carga de concentrado de scheelita con Na2C03 y arena de cuarzo se lleva a cabo en hornos de tambor, como se describió anteriormente para la wolframita a 850–900 °C. Para evitar la fusión, se agregan a la carga vertederos de lixiviación (que contienen principalmente silicato de calcio) a razón de reducir el contenido de W03 a 20-22%.

Lixiviación de motas de soda. Cuando las tortas se lixivian con agua, el tungstato de sodio y las sales solubles de impurezas (Na2Si03, Na2HP04, Na2HAs04, Na2Mo04, Na2S04), así como un exceso de Na2C03, pasan a la solución. La lixiviación se lleva a cabo a 80-90 °C en reactores de acero con agitación mecánica, operando en hierio-

Concentrados con soda:

Elevador que alimenta el concentrado al molino; 2 - molino de bolas funcionando en ciclo cerrado con separador de aire; 3 - barrena; 4 - separador de aire; 5 - filtro de bolsa; 6 - dispensadores automáticos de peso; 7 - barrena transportadora; 8 - mezclador de tornillo; 9 - tolva de carga; 10 - alimentador;

horno de tambor; 12 - trituradora de rodillos; 13 - lixiviador de molino de barras; 14 - reactor con agitador

Lixiviadores rotativos de tambor continuo o modo salvaje. Estos últimos están llenos de varillas trituradoras para triturar trozos de pastel.

La extracción de tungsteno del sinterizado a la solución es del 98-99%. Las soluciones fuertes contienen 150-200 g/l W03.

Autoclave o-c Un método de descomposición de concentrados de tungsteno

El método de autoclave-sosa fue propuesto y desarrollado en la URSS1 en relación con el procesamiento de concentrados y harinilla de scheelita. Actualmente, el método se utiliza en varias fábricas nacionales y en países extranjeros.

La descomposición de la scheelita con soluciones de Na2C03 se basa en la reacción de intercambio

CaW04CrB)+Na2C03(pacTB)^Na2W04(pacTB)+CaC03(TB). (1.7)

A 200-225 °C y el correspondiente exceso de Na2C03, dependiendo de la composición del concentrado, la descomposición se desarrolla con suficiente rapidez y de forma completa. Las constantes de equilibrio de concentración de la reacción (1.7) son pequeñas, aumentan con la temperatura y dependen del equivalente de soda (es decir, el número de moles de Na2CO3 por 1 mol de CaW04).

Con una soda equivalente a 1 y 2 a 225 C, la constante de equilibrio (Kc = C / C cq) es 1,56 y

0,99 respectivamente. De esto se deduce que a 225 C el equivalente de soda mínimo requerido es 2 (es decir, el exceso de Na2C03 es 100%). El exceso real de Na2C03 es mayor, ya que la velocidad del proceso disminuye a medida que se acerca al equilibrio. Para concentrados de scheelita con un contenido de 45-55% W03 a 225 C, se requiere un equivalente de soda de 2,6-3. Para las mezclas que contienen 15-20 % de W03, se requieren 4-4,5 moles de Na2C03 por 1 mol de CaW04.

Las películas de CaCO3 formadas sobre las partículas de scheelita son porosas y hasta un espesor de 0,1-0,13 mm no se encontró su influencia en la velocidad de descomposición de la scheelita por las soluciones de Na2CO3. Con agitación intensa, la velocidad del proceso está determinada por la velocidad de la etapa química, lo que se confirma por el alto valor de la energía de activación aparente E = 75+84 kJ/mol. Sin embargo, en caso de velocidad de agitación insuficiente (que

Ocurre en autoclaves de rotación horizontal), se realiza un régimen intermedio: la velocidad del proceso está determinada tanto por la velocidad de suministro del reactivo a la superficie como por la velocidad de interacción química.

0,2 0,3 0, 0,5 0,5 0,7 0,8

Como puede verse en la Fig. 2, la velocidad de reacción específica disminuye aproximadamente en proporción inversa al aumento en la relación de concentraciones molares de Na2W04:Na2CO3 en solución. Este es

Ryas. Fig. 2. Dependencia de la tasa específica de descomposición de scheelita por una solución de sosa en un autoclave j en la relación molar de las concentraciones de Na2W04/Na2CO3 en la solución a

Provoca la necesidad de un exceso importante de Na2C03 frente al mínimo requerido, determinado por el valor de la constante de equilibrio. Para reducir el consumo de Na2C03 se realiza una lixiviación a contracorriente en dos etapas. En este caso, los relaves después de la primera lixiviación, en los que hay poco tungsteno (15-20% del original), se tratan con una solución fresca que contiene un gran exceso de Na2C03. La solución resultante, que está circulando, entra en la primera etapa de lixiviación.

La descomposición con soluciones de Na2C03 en autoclaves también se utiliza para los concentrados de wolframita, sin embargo, la reacción en este caso es más complicada, ya que va acompañada de la descomposición hidrolítica del carbonato de hierro (el carbonato de manganeso solo se hidroliza parcialmente). La descomposición de la wolframita a 200-225 °C se puede representar mediante las siguientes reacciones:

MnW04(TB)+Na2C03(paCT)^MiiC03(TB)+Na2W04(paCTB); (1.8)

FeW04(TB)+NaC03(pacT)*=iFeC03(TB)+Na2W04(paCTB); (1.9)

FeC03 + HjO^FeO + H2CO3; (1.10)

Na2C03 + H2C03 = 2NaHC03. (l.ll)

El óxido de hierro FeO resultante a 200-225 °C sufre una transformación según la reacción:

3FeO + H20 = Fe304 + H2.

La formación de bicarbonato de sodio conduce a una disminución de la concentración de Na2CO3 en la solución y requiere un gran exceso de reactivo.

Para lograr una descomposición satisfactoria de los concentrados de wolframita, es necesario triturarlos finamente y aumentar el consumo de Na2C03 a 3,5-4,5 g-eq, según la composición del concentrado. Las wolframitas con alto contenido de manganeso son más difíciles de descomponer.

La adición de NaOH o CaO a la suspensión esterilizada en autoclave (que provoca la caustificación del Na2C03) mejora el grado de descomposición.

La velocidad de descomposición de la wolframita se puede aumentar introduciendo oxígeno (aire) en la pulpa del autoclave, que oxida Fe (II) y Mil (II), lo que conduce a la destrucción de la red cristalina del mineral en la superficie de reacción.

vapor secundario

Ryas. 3. Unidad de autoclave con autoclave giratorio horizontal: 1 - autoclave; 2 - tubería de carga para la pulpa (a través de ella se introduce vapor); 3 - bomba de pulpa; 4 - manómetro; 5 - reactor-calentador de pulpa; 6 - autoevaporador; 7 - separador de gotas; 8 - entrada de pulpa al autoevaporador; 9 - astilladora de acero blindado; 10 - tubería para eliminación de pulpa; 11 - colector de pulpa

La lixiviación se realiza en autoclaves rotativos horizontales de acero calentados con vapor vivo (Fig. 3) y autoclaves continuos verticales con agitación de la pulpa con vapor burbujeante. Modo de proceso aproximado: temperatura 225 presión en el autoclave ~ 2,5 MPa, relación T: W = 1: (3,5 * 4), duración en cada etapa 2-4 horas.

La Figura 4 muestra un diagrama de una batería de autoclave. La pulpa inicial del autoclave, calentada con vapor a 80-100 °C, se bombea a autoclaves, donde se calienta a

vapor secundario

Abandone. Fig. 4. Esquema de una planta de autoclave continua: 1 - reactor para calentar la pulpa inicial; 2 - bomba de pistón; 3 - autoclave; 4 - acelerador; 5 - autoevaporador; 6 - colector de pulpa

200-225 °C vapor vivo. En funcionamiento continuo, la presión en el autoclave se mantiene descargando la suspensión a través de un estrangulador (arandela de carburo calibrada). La pulpa ingresa al autoevaporador, un recipiente bajo presión de 0,15-0,2 MPa, donde la pulpa se enfría rápidamente debido a la evaporación intensiva. Las ventajas de la descomposición en autoclave con sosa de los concentrados de scheelita antes de la sinterización son la exclusión del proceso del horno y un contenido algo menor de impurezas en las soluciones de tungsteno (especialmente fósforo y arsénico).

Las desventajas del método incluyen un gran consumo de Na2C03. Una alta concentración de exceso de Na2C03 (80-120 g/l) conlleva un mayor consumo de ácidos para la neutralización de las soluciones y, en consecuencia, altos costes de eliminación de las soluciones residuales.

Descomposición de tungstato conc.

Las soluciones de hidróxido de sodio descomponen la wolframita según la reacción de intercambio:

Me WC>4 + 2Na0Hi=tNa2W04 + Me(0 H)2, (1.13)

Donde Me es hierro, manganeso.

El valor de la constante de concentración de esta reacción Kc = 2 a temperaturas de 90, 120 y 150 °C es igual a 0.68, respectivamente; 2.23 y 2.27.

La descomposición completa (98-99%) se logra tratando el concentrado finamente dividido con una solución de hidróxido de sodio al 25-40% a 110-120°C. El exceso requerido de álcali es del 50% o más. La descomposición se lleva a cabo en reactores estancos de acero equipados con agitadores. El paso de aire a la solución acelera el proceso debido a la oxidación del hidróxido de hierro (II) Fe (OH) 2 en óxido de hierro (III) hidratado Fe203-«H20 y el hidróxido de manganeso (II) Mn (OH) 2 en manganeso hidratado (IV) óxido MnO2-1H2O.

El uso de descomposición con soluciones alcalinas es aconsejable solo para concentrados de wolframita de alto grado (65-70% W02) con una pequeña cantidad de sílice e impurezas de silicato. Al procesar concentrados de baja calidad, se obtienen soluciones altamente contaminadas y precipitados difíciles de filtrar.

Procesamiento de soluciones de tungstato de sodio

Las soluciones de tungstato de sodio que contienen 80-150 g/l W03, para obtener trióxido de tungsteno de la pureza requerida, se han procesado hasta ahora principalmente según el esquema tradicional, que incluye: purificación a partir de compuestos de elementos de impureza (Si, P, como, F, Mo); precipitación

Magnesio de tungsteno cálcico (scheelita artificial) con su posterior descomposición con ácidos y obtención de ácido tungstico técnico; disolución de ácido wolfrámico en agua amoniacal, seguida de evaporación de la solución y cristalización de paratungstato amónico (PVA); calcinación de PVA para obtener trióxido de tungsteno puro.

El principal inconveniente del esquema es su naturaleza de múltiples etapas, realizando la mayoría de las operaciones en un modo periódico, y la duración de una serie de redistribuciones. Se ha desarrollado una tecnología de extracción e intercambio de iones para convertir soluciones de Na2W04 en soluciones de (NH4)2W04 y ya se está utilizando en algunas empresas. Las principales redistribuciones del esquema tradicional y las nuevas variantes de extracción e intercambio iónico de la tecnología se consideran brevemente a continuación.

Purificación de impurezas

Limpieza de silicona. Cuando el contenido de SiO2 en las soluciones supera el 0,1 % del contenido de W03, es necesaria una purificación preliminar del silicio. La purificación se basa en la descomposición hidrolítica de Na2SiO3 por ebullición de una solución neutralizada a pH=8*9 con liberación de ácido silícico.

Las soluciones se neutralizan con ácido clorhídrico, se añaden en un chorro fino con agitación (para evitar la peroxidación local) a una solución calentada de tungstato de sodio.

Purificación de fósforo y arsénico. Para eliminar los iones de fosfato y arseniato, se utiliza el método de precipitación de sales de amonio y magnesio Mg (NH4) P04 6H20 y Mg (NH4) AsC) 4 6H20. La solubilidad de estas sales en agua a 20 C es 0,058 y 0,038%, respectivamente. En presencia de un exceso de iones Mg2+ y NH4, la solubilidad es menor.

La precipitación de impurezas de fósforo y arsénico se realiza en frío:

Na2HP04 + MgCl2 + NH4OH = Mg(NH4)P04 + 2NaCl +

Na2HAsQ4 + MgCl2 + NH4OH = Mg(NH4)AsQ4 + 2NaCl +

Después de un reposo prolongado (48 horas), de la solución precipitan precipitados cristalinos de sales de amonio y magnesio.

Purificación a partir de iones de fluoruro. Con un alto contenido de fluorita en el concentrado original, el contenido de iones de fluoruro alcanza los 5 g/L. Las soluciones se purifican de fluoruro - iones por precipitación con fluoruro de magnesio de una solución neutralizada, a la que se agrega MgCl2. La purificación del flúor se puede combinar con el aislamiento hidrolítico del ácido silícico.

Limpieza de molibdeno. Las soluciones de tungstato de sodio "deben limpiarse de molibdeno si su contenido supera el 0,1% del contenido de W03 (es decir, 0,1-0,2 t / l). A una concentración de molibdeno de 5-10 g / l (por ejemplo, en el procesamiento de scheelita- concentrados de powellita Tyrny-Auzsky), el aislamiento de molibdeno es de particular importancia, ya que tiene como objetivo obtener un concentrado químico de molibdeno.

Un método común es precipitar el trisulfuro de molibdeno MoS3, poco soluble, de una solución.

Se sabe que cuando se agrega sulfuro de sodio a soluciones de tungstato o molibdato de sodio, se forman sulfosales Na23S4 u oxosulfosales Na23Sx04_x (donde E es Mo o W):

Na2304 + 4NaHS = Na23S4 + 4NaOH. (1.16)

La constante de equilibrio de esta reacción para Na2Mo04 es mucho mayor que para Na2W04(^^0 » Kzr). Por lo tanto, si se agrega una cantidad de Na2S a la solución, suficiente solo para la interacción con Na2Mo04 (con un ligero exceso), entonces se forma predominantemente sulfosal de molibdeno. Con la posterior acidificación de la solución a pH = 2,5 * 3,0, la sulfosal se destruye con la liberación de trisulfuro de molibdeno:

Na2MoS4 + 2HC1 = MoS3j + 2NaCl + H2S. (1.17)

Las oxosulfosales se descomponen con la liberación de oxosulfuros (por ejemplo, MoSjO, etc.). Junto con el trisulfuro de molibdeno, coprecipita una cierta cantidad de trisulfuro de tungsteno.Al disolver el precipitado de sulfuro en una solución de sosa y reprecipitar el trisulfuro de molibdeno, se obtiene un concentrado de molibdeno con un contenido de W03 de no más del 2% con una pérdida de tungsteno 0.3-0.5% de la cantidad inicial.

Después de la tostación oxidativa parcial del precipitado de trisulfuro de molibdeno (a 450-500°C), se obtiene un concentrado químico de molibdeno con un contenido de 50-52% de molibdeno.

La desventaja del método de precipitación de molibdeno en la composición de trisulfuro es la liberación de sulfuro de hidrógeno según reacción (1.17), lo que requiere gastos para la neutralización de gases (utilizan la absorción de H2S en un lavador irrigado con hidróxido de sodio). solución). La selección del trisulfuro de molibdeno se realiza a partir de una solución calentada a 75-80 C. La operación se realiza en reactores de acero sellados, engomados o recubiertos con esmalte resistente a los ácidos. Los precipitados de trisulfuro se separan de la solución por filtración en un filtro prensa.

Obtención de ácido tungstico a partir de soluciones de tungstato de sodio

El ácido tungstico se puede aislar directamente de una solución de tungstato de sodio con ácido clorhídrico o nítrico. Sin embargo, este método rara vez se usa debido a la dificultad de lavar los precipitados de los iones de sodio, cuyo contenido en trióxido de tungsteno es limitado.

En su mayor parte, el tungstato de calcio se precipita inicialmente de la solución, que luego se descompone con ácidos. El tungstato de calcio se precipita agregando una solución de CaCl2 calentada a 80-90 C a una solución de tungstato de sodio con una alcalinidad residual de la solución de 0,3-0,7%. En este caso, cae un precipitado blanco, finamente cristalino, fácilmente sedimentable, los iones de sodio permanecen en las aguas madres, lo que asegura su bajo contenido en ácido túngstico. Precipita 99-99,5% W de la solución, las soluciones madre contienen 0,05-0,07 g/l W03. El precipitado de CaW04 lavado con agua en forma de pasta o pulpa entra para descomposición con ácido clorhídrico cuando se calienta a 90°:

CaW04 + 2HC1 = H2W04i + CaCl2. (1.18)

Durante la descomposición, se mantiene una alta acidez final de la pulpa (90–100 g/l HCI), lo que asegura la separación del ácido túngstico de las impurezas de fósforo, arsénico y, en parte, compuestos de molibdeno (el ácido molíbdico se disuelve en ácido clorhídrico). Los precipitados de ácido tungstico requieren un lavado completo de las impurezas (especialmente de las sales de calcio

y sodio). En los últimos años se ha dominado el lavado continuo de ácido túngstico en columnas pulsantes, lo que simplificó enormemente la operación.

En una de las empresas en la URSS, cuando se procesan soluciones de tungstato de sodio, en lugar de ácido clorhídrico, se usa ácido nítrico para neutralizar las soluciones y descomponer los precipitados de CaW04, y la precipitación de este último se lleva a cabo introduciendo Ca(N03)2 en las soluciones. En este caso, las aguas madres de ácido nítrico se eliminan, obteniendo sales de nitrato utilizadas como fertilizante.

Purificación de ácido tungstico técnico y obtención de W03

El ácido tungstico técnico, obtenido por el método descrito anteriormente, contiene 0,2-0,3% de impurezas. Como resultado de la calcinación ácida a 500-600 C, se obtiene trióxido de tungsteno, adecuado para la producción de aleaciones duras a base de carburo de tungsteno. Sin embargo, la producción de tungsteno requiere trióxido de mayor pureza con un contenido total de impurezas de no más del 0,05 %.

Generalmente se acepta el método del amoníaco para purificar el ácido túngstico. Es fácilmente soluble en agua amoniacal, mientras que la mayoría de las impurezas permanecen en el sedimento: sílice, hidróxidos de hierro y manganeso y calcio (en forma de CaW04). Sin embargo, las soluciones de amoníaco pueden contener una mezcla de molibdeno, sales de metales alcalinos.

De la solución de amoníaco, como resultado de la evaporación y posterior enfriamiento, se aísla un precipitado cristalino de PVA:

Evaporación

12(NH4)2W04 * (NH4)10H2W12O42 4N20 + 14NH3 +

En la práctica industrial, la composición del PVA suele escribirse en forma de óxido: 5(NH4)20-12W03-5H20, que no refleja su naturaleza química como sal de isopoliácido.

La evaporación se lleva a cabo en dispositivos discontinuos o continuos fabricados en acero inoxidable. Por lo general, el 75-80% del tungsteno se aísla en cristales. No es deseable una cristalización más profunda para evitar la contaminación de los cristales con impurezas. Es significativo que la mayor parte de la impureza de molibdeno (70-80%) permanece en las aguas madres. A partir de las aguas madres enriquecidas con impurezas, se precipita el tungsteno en forma de CaW04 o H2W04, que se devuelve a las etapas adecuadas del esquema de producción.

Los cristales de PVA se exprimen en un filtro, luego en una centrífuga, se lavan con agua fría y se secan.

El trióxido de tungsteno se obtiene por descomposición térmica del ácido tungstico o PVA:

H2W04 \u003d "W03 + H20;

(NH4) 10H2W12O42 4H20 = 12W03 + 10NH3 + 10H20. (1.20)

La calcinación se lleva a cabo en hornos eléctricos rotativos con un tubo de acero resistente al calor 20X23H18. El modo de calcinación depende del propósito del trióxido de tungsteno, el tamaño requerido de sus partículas. Entonces, para obtener alambre de tungsteno de grado VA (ver más abajo), el PVA se calcina a 500-550 ° C, los grados de alambre VCh y VT (tungsteno sin aditivos) - a 800-850 ° C.

El ácido tungstico se calcina a 750-850 °C. El trióxido de tungsteno derivado del PVA tiene partículas más grandes que el trióxido derivado del ácido túngstico. En trióxido de tungsteno, destinado a la producción de tungsteno, el contenido de W03 debe ser de al menos 99,95% para la producción de aleaciones duras - al menos 99,9%.

Métodos de extracción e intercambio de iones para el procesamiento de soluciones de tungstato de sodio

El procesamiento de soluciones de tungstato de sodio se simplifica enormemente cuando el tungsteno se extrae de las soluciones mediante extracción con un extractante orgánico, seguido de una nueva extracción de la fase orgánica con una solución de amoníaco con separación de PVA de una solución de amoníaco.

Dado que en un amplio rango de pH=7,5+2,0 el tungsteno se encuentra en soluciones en forma de aniones poliméricos, para la extracción se utilizan extractantes de intercambio aniónico: sales de aminas o bases de amonio cuaternario. En particular, la sal de sulfato de trioctilamina (i?3NH)HS04 (donde R es С8Н17) se usa en la práctica industrial. Las tasas más altas de extracción de tungsteno se observan a pH=2*4.

La extracción se describe mediante la ecuación:

4 (i? 3NH) HS04 (opr) + H2 \ U120 * "(aq) + 2H + (aq) ї \u003d ї

Ї \u003d ї (D3GSh) 4H4 \ U12O40 (org) + 4H80; (ac.). (l.2l)

La amina se disuelve en queroseno, al que se le añade una mezcla técnica de alcoholes polihídricos (C7 - C9) para evitar la precipitación de una fase sólida (debido a la baja solubilidad de las sales de amina en el queroseno). La composición aproximada de la fase orgánica: aminas 10%, alcoholes 15%, queroseno, el resto.

Las soluciones purificadas de mrlibden, así como las impurezas de fósforo, arsénico, silicio y flúor, se envían para su extracción.

El tungsteno se extrae de la fase orgánica con agua amoniacal (3-4% NH3), obteniendo soluciones de tungstato amónico, de las que se aísla el PVA por evaporación y cristalización. La extracción se realiza en aparatos tipo mezclador-sedimentador o en columnas pulsantes con relleno.

Las ventajas del procesamiento de extracción de soluciones de tungstato de sodio son obvias: se reduce el número de operaciones del esquema tecnológico, es posible llevar a cabo un proceso continuo para obtener soluciones de tungstato de amonio a partir de soluciones de tungstato de sodio y se reducen las áreas de producción.

Las aguas residuales del proceso de extracción pueden contener una mezcla de 80-100 mg/l de aminas, así como impurezas de alcoholes superiores y queroseno. Para eliminar estas impurezas dañinas para el medio ambiente, se utilizan la flotación por espuma y la adsorción en carbón activado.

La tecnología de extracción se utiliza en empresas extranjeras y también se implementa en plantas nacionales.

El uso de resinas de intercambio iónico es una dirección del esquema para procesar soluciones de tungstato de sodio que compite con la extracción. Para ello, se utilizan intercambiadores de aniones de bajo contenido básico que contienen grupos amina (a menudo aminas terciarias) o resinas anfóteras (anfolitos) que contienen grupos carboxilo y amina. A pH=2,5+3,5, los polianiones de tungsteno se absorben en las resinas y, para algunas resinas, la capacidad total es de 1700-1900 mg W03 por 1 g de resina. En el caso de la resina en la forma 8C>5~, la sorción y la elución se describen mediante las ecuaciones, respectivamente:

2tf2S04 + H4W12044; 5^"4H4W12O40 + 2SOf; (1.22)

I?4H4WI2O40 + 24NH4OH = 12(NH4)2W04 + 4DON + 12H20. (l.23)

El método de intercambio iónico fue desarrollado y aplicado en una de las empresas de la URSS. El tiempo de contacto requerido de la resina con la solución es de 8-12 horas El proceso se lleva a cabo en una cascada de columnas de intercambio iónico con lecho de resina suspendido en modo continuo. Una circunstancia complicada es el aislamiento parcial de los cristales de PVA en la etapa de elución, que requiere su separación de las partículas de resina. Como resultado de la elución, se obtienen soluciones que contienen 150-170 g/l W03, que se alimentan a la evaporación y cristalización de PVA.

La desventaja de la tecnología de intercambio iónico en comparación con la extracción es la cinética desfavorable (tiempo de contacto de 8 a 12 horas frente a 5 a 10 minutos para la extracción). Al mismo tiempo, las ventajas de los intercambiadores de iones incluyen la ausencia de soluciones residuales que contengan impurezas orgánicas, así como la seguridad contra incendios y la no toxicidad de las resinas.

Descomposición de concentrados de scheelita con ácidos.

En la práctica industrial, principalmente en el procesamiento de concentrados de scheelita de alto grado (70-75% W03), se utiliza la descomposición directa de scheelita con ácido clorhídrico.

Reaccion de descomposicion:

CaW04 + 2HC1 = W03H20 + CoCl2 (1,24)

Casi irreversible. Sin embargo, el consumo de ácido es mucho mayor que el requerido estequiométricamente (250-300%) debido a la inhibición del proceso por las películas de ácido tungstico sobre las partículas de scheelita.

La descomposición se lleva a cabo en reactores sellados con agitadores, revestidos con esmalte resistente a los ácidos y calentados a través de una camisa de vapor. El proceso se lleva a cabo a 100-110 C. La duración de la descomposición varía de 4-6 a 12 horas, lo que depende del grado de molienda, así como del origen del concentrado (las scheelitas de varios depósitos difieren en reactividad).

Un solo tratamiento no siempre conduce a una apertura completa. En este caso, después de disolver el ácido túngstico en agua amoniacal, el residuo se vuelve a tratar con ácido clorhídrico.

Durante la descomposición de los concentrados de scheelita-powellita con un contenido de 4-5% de molibdeno, la mayor parte del molibdeno pasa a la solución de ácido clorhídrico, lo que se explica por la alta solubilidad del ácido molíbdico en ácido clorhídrico. Entonces, a 20 C en 270 g/l de HCl, las solubilidades de H2Mo04 y H2WO4 son 182 y 0,03 g/l, respectivamente. A pesar de esto, no se logra la separación completa del molibdeno. Los precipitados de ácido túngstico contienen 0,2-0,3% de molibdeno, que no se puede extraer mediante un nuevo tratamiento con ácido clorhídrico.

El método ácido se diferencia de los métodos alcalinos de descomposición de la scheelita por un menor número de operaciones del esquema tecnológico. Sin embargo, cuando se procesan concentrados con un contenido relativamente bajo de W03 (50-55%) con un contenido significativo de impurezas, para obtener paratungstato de amonio acondicionado, se deben realizar dos o tres purificaciones de ácido túngstico con amoníaco, lo cual es antieconómico. . Por lo tanto, la descomposición con ácido clorhídrico se usa principalmente en el procesamiento de concentrados de scheelita ricos y puros.

Las desventajas del método de descomposición con ácido clorhídrico son el alto consumo de ácido, el gran volumen de soluciones residuales de cloruro de calcio y la complejidad de su eliminación.

A la luz de las tareas de creación de tecnologías libres de residuos, el método de descomposición del ácido nítrico de concentrados de scheelita es de interés. En este caso, las soluciones madre son fáciles de desechar, obteniéndose sales de nitrato.

El tungsteno es el metal más refractario con un punto de fusión de 3380°C. Y esto determina su alcance. También es imposible construir componentes electrónicos sin tungsteno, incluso el filamento de una bombilla es tungsteno.

Y, por supuesto, las propiedades del metal determinan las dificultades para obtenerlo...

Primero, necesitas encontrar el mineral. Estos son solo dos minerales: scheelita (tungstato de calcio CaWO 4) y wolframita (tungstato de hierro y manganeso - FeWO 4 o MnWO 4). Este último se conoce desde el siglo XVI con el nombre de "espuma de lobo" - "Spuma lupi" en latín, o "Wolf Rahm" en alemán. Este mineral acompaña a los minerales de estaño e interfiere con la fundición del estaño, convirtiéndolo en escoria. Por tanto, es posible encontrarlo ya en la antigüedad. Los minerales ricos en tungsteno generalmente contienen 0.2 - 2% de tungsteno. En realidad, el tungsteno fue descubierto en 1781.

Sin embargo, encontrar esto es lo más simple en la minería de tungsteno.
A continuación, el mineral debe enriquecerse. Hay un montón de métodos y todos son bastante complejos. Primero, por supuesto. Luego, separación magnética (si tenemos wolframita con tungstato de hierro). Lo siguiente es la separación por gravedad, porque el metal es muy pesado y el mineral se puede lavar, como cuando se extrae oro. Ahora todavía usan la separación electrostática, pero es poco probable que el método sea útil para un asesino a sueldo.

Entonces, hemos separado el mineral de la roca estéril. Si tenemos scheelita (CaWO 4), entonces se puede omitir el siguiente paso, y si tenemos wolframita, entonces debemos convertirla en scheelita. Para ello, se extrae el tungsteno con una solución de soda a presión y a temperatura elevada (el proceso se realiza en autoclave), se neutraliza y se precipita en forma de scheelita artificial, es decir, tungstato de calcio.
También es posible sinterizar wolframita con un exceso de sosa, entonces no obtenemos calcio, sino tungstato de sodio, que no es tan significativo para nuestros propósitos (4FeWO 4 + 4Na 2 CO 3 + O 2 = 4Na 2 WO 4 + 2Fe 2 O3 + 4CO2).

Los siguientes dos pasos son la lixiviación con agua de CaWO 4 -> H 2 WO 4 y la descomposición con ácido caliente.
Puede tomar diferentes ácidos: clorhídrico (Na 2 WO 4 + 2HCl \u003d H 2 WO 4 + 2NaCl) o nítrico.
Como resultado, se aísla el ácido de tungsteno. Este último se calcina o se disuelve en una solución acuosa de NH 3 , a partir de la cual se cristaliza el paratungstato por evaporación.
Como resultado, es posible obtener la principal materia prima para la producción de tungsteno - trióxido de WO 3 con buena pureza.

Por supuesto, también existe un método para obtener WO 3 usando cloruros, cuando un concentrado de tungsteno se trata con cloro a una temperatura elevada, pero este método no será simple para un asesino a sueldo.

Los óxidos de tungsteno se pueden utilizar en metalurgia como aditivo de aleación.

Entonces, tenemos trióxido de tungsteno y queda una etapa: reducción a metal.
Aquí hay dos métodos: reducción de hidrógeno y reducción de carbono. En el segundo caso, el carbón y las impurezas que siempre contiene reaccionan con el tungsteno para formar carburos y otros compuestos. Por lo tanto, el tungsteno sale "sucio", quebradizo, y para la electrónica es muy deseable que esté limpio, porque al tener solo un 0,1% de hierro, el tungsteno se vuelve quebradizo y es imposible sacarle el cable más delgado para los filamentos.
El proceso técnico con carbón tiene otro inconveniente: una temperatura alta: 1300 - 1400 ° C.

Sin embargo, la producción con reducción de hidrógeno tampoco es un regalo.
El proceso de reducción tiene lugar en hornos tubulares especiales, calentados de tal manera que, a medida que avanza por la tubería, el “barco” con WO3 pasa por varias zonas de temperatura. Una corriente de hidrógeno seco fluye hacia él. La recuperación ocurre tanto en zonas "frías" (450...600°C) como en zonas "calientes" (750...1100°C); en el "frío" - al óxido más bajo WO 2, luego - al metal elemental. Dependiendo de la temperatura y la duración de la reacción en la zona "caliente", la pureza y el tamaño de los granos de tungsteno en polvo liberados en las paredes del "barco" cambian.

Entonces, obtuvimos tungsteno de metal puro en forma de polvo más pequeño.
Pero esto todavía no es un lingote de metal del que se pueda hacer algo. El metal se obtiene por pulvimetalurgia. Es decir, primero se prensa, se sinteriza en una atmósfera de hidrógeno a una temperatura de 1200-1300 ° C, luego se hace pasar una corriente eléctrica a través de él. El metal se calienta a 3000 °C y se produce la sinterización en un material monolítico.

Sin embargo, no necesitamos lingotes o incluso varillas, sino alambre delgado de tungsteno.
Como comprenderá, aquí nuevamente, no todo es tan simple.
El trefilado se realiza a una temperatura de 1000°C al principio del proceso y de 400-600°C al final. En este caso, no solo se calienta el alambre, sino también la matriz. El calentamiento se realiza mediante la llama de un quemador de gas o un calentador eléctrico.
Al mismo tiempo, después del trefilado, el alambre de tungsteno se recubre con grasa de grafito. La superficie del cable debe limpiarse. La limpieza se realiza mediante recocido, ataque químico o electrolítico, pulido electrolítico.

Como ves, la tarea de obtener un filamento de tungsteno simple no es tan sencilla como parece. Y aquí solo se describen los métodos principales, seguro que hay muchas trampas.
Y, por supuesto, incluso ahora el tungsteno es un metal caro. Ahora un kilogramo de tungsteno cuesta más de $50, el mismo molibdeno es casi dos veces más barato.

En realidad, hay varios usos para el tungsteno.
Por supuesto, los principales son la radio y la ingeniería eléctrica, donde va el alambre de tungsteno.

El siguiente es la fabricación de aceros aleados, que se distinguen por su especial dureza, elasticidad y resistencia. Agregado junto con el cromo al hierro, da los llamados aceros rápidos, que conservan su dureza y nitidez incluso cuando se calientan. Se utilizan para fabricar cortadores, taladros, fresas, así como otras herramientas de corte y perforación (en general, hay mucho tungsteno en una herramienta de perforación).
Interesantes aleaciones de tungsteno con renio: se fabrican termopares de alta temperatura que funcionan a temperaturas superiores a 2000 ° C, aunque solo en una atmósfera inerte.

Bueno, otra aplicación interesante son los electrodos de soldadura de tungsteno para soldadura eléctrica. Dichos electrodos no son consumibles y es necesario suministrar otro alambre de metal al sitio de soldadura para proporcionar un baño de soldadura. Los electrodos de tungsteno se utilizan en la soldadura por arco de argón, para soldar metales no ferrosos como molibdeno, titanio, níquel y aceros de alta aleación.

Como puede ver, la producción de tungsteno no es para la antigüedad.
¿Y por qué hay tungsteno?
El tungsteno solo se puede obtener con la construcción de ingeniería eléctrica, con la ayuda de la ingeniería eléctrica y para la ingeniería eléctrica.
Sin electricidad, sin tungsteno, pero tampoco lo necesitas.

Casiterita SnO 2- el principal mineral industrial de estaño, que está presente en placeres que contienen estaño y minerales de lecho rocoso. El contenido de estaño en él es del 78,8%. La casiterita tiene una densidad de 6900…7100 kg/t y una dureza de 6…7. Las principales impurezas de la casiterita son el hierro, el tantalio, el niobio, así como el titanio, el manganeso, los cerdos, el silicio, el tungsteno, etc. Las propiedades fisicoquímicas de la casiterita, por ejemplo, la susceptibilidad magnética y su actividad de flotación dependen de estas impurezas.

Stannin Cu 2 S FeS SnS 4- el mineral de sulfuro de estaño, aunque es el mineral más común después de la casiterita, no tiene valor industrial, en primer lugar, porque tiene un bajo contenido de estaño (27 ... 29,5%), y en segundo lugar, la presencia de sulfuros de cobre y hierro en él complica el procesamiento metalúrgico de los concentrados y, en tercer lugar, la proximidad de las propiedades de flotación del lecho a los sulfuros dificulta su separación durante la flotación. La composición de los concentrados de estaño obtenidos en plantas concentradoras es diferente. Los concentrados de gravedad que contienen tan solo un 60 % de estaño se liberan de los placeres ricos en estaño, y los concentrados de lodos obtenidos por métodos tanto de gravedad como de flotación pueden contener de 15 a 5 % de estaño.

Los depósitos que contienen estaño se dividen en placer y primario. Aluvial Los yacimientos de estaño son la principal fuente de extracción mundial de estaño. Alrededor del 75% de las reservas mundiales de estaño se concentran en placeres. Indígena Los depósitos de estaño tienen una composición material compleja, según la cual se subdividen en cuarzo-casiterita, sulfuro-cuarzo-casiterita y sulfuro-casiterita.

Los minerales de cuarzo y casiterita suelen ser complejos de estaño y tungsteno. La casiterita en estos minerales está representada por cristales gruesos, medianos y finamente diseminados en cuarzo (de 0,1 a 1 mm o más). Además de cuarzo y casiterita, estos minerales suelen contener feldespato, turmalina, micas, wolframita o scheelita y sulfuros. Los minerales de sulfuro-cassiterita están dominados por sulfuros: pirita, pirrotita, arsenopirita, galena, esfalerita y estanina. También contiene minerales de hierro, clorita y turmalina.

Los placeres de estaño y los minerales se enriquecen principalmente por métodos de gravedad utilizando máquinas calibradoras, mesas de concentración, separadores de tornillo y esclusas. Los placeres suelen ser mucho más fáciles de enriquecer por métodos de gravedad que los minerales de depósitos primarios, porque. no requieren costosos procesos de trituración y molienda. El ajuste fino de los concentrados de gravedad en bruto se lleva a cabo mediante métodos magnéticos, eléctricos y de otro tipo.

El enriquecimiento en esclusas se utiliza cuando el tamaño de grano de la casiterita es superior a 0,2 mm, porque los granos más pequeños se atrapan mal en las cerraduras y su extracción no supera el 50 ... 60%. Los dispositivos más eficientes son las máquinas jigging, que se instalan para el enriquecimiento primario y permiten extraer hasta el 90% de la casiterita. El ajuste fino de concentrados brutos se realiza en tablas de concentración (Fig. 217).

Fig. 217. Esquema de enriquecimiento de placeres de estaño.

El enriquecimiento primario de los placeres también se lleva a cabo en dragas, incluidas las dragas marinas, donde se instalan tamices de tambor con orificios de 6 a 25 mm de tamaño para el lavado de arena, según la distribución de la casiterita por clase de tamaño y la lavabilidad de la arena. Para enriquecer el producto subdimensionado de las pantallas, se utilizan máquinas jigging de varios diseños, generalmente con lecho artificial. También se instalan puertas de enlace. Los concentrados primarios se someten a operaciones de limpieza en máquinas jigging. El acabado, por regla general, se lleva a cabo en las estaciones de acabado costeras. La extracción de casiterita de los placeres suele ser del 90…95%.

El enriquecimiento de los minerales primarios de estaño, que se distinguen por la complejidad de la composición del material y la distribución desigual de la casiterita, se lleva a cabo de acuerdo con esquemas de etapas múltiples más complejos utilizando no solo métodos de gravedad, sino también flotación por gravedad, flotación y separación magnética.

Cuando se preparan minerales de estaño para el enriquecimiento, es necesario tener en cuenta la capacidad de la casiterita para formar lodos debido a su tamaño. Más del 70% de la pérdida de estaño durante el enriquecimiento se debe a la casiterita sedimentada, que se lleva con los desagües de los aparatos de gravedad. Por lo tanto, la molienda de los minerales de estaño se realiza en molinos de barras, que operan en ciclo cerrado con cribas. En algunas fábricas se utiliza en la cabeza del proceso el enriquecimiento en suspensiones pesadas, lo que permite separar hasta un 30...35% de los minerales de la roca hospedante en relaves de botadero, reducir los costos de molienda y aumentar la recuperación de estaño.

Para aislar cosmiterita de grano grueso en la cabeza del proceso se utiliza jigging con un tamaño de alimentación de 2…3 a 15…20 mm. A veces, en lugar de máquinas jigging, con un tamaño de material de menos 3 + 0,1 mm, se instalan separadores de tornillo, y cuando se enriquece un material con un tamaño de 2 ... 0,1 mm, se utilizan tablas de concentración.

Para los minerales con una distribución desigual de la casiterita, se utilizan esquemas de etapas múltiples con trituración secuencial no solo de relaves, sino también de concentrados pobres y productos intermedios. En el mineral de estaño, que se enriquece según el esquema que se muestra en la Fig. 218, la casiterita tiene un tamaño de partícula de 0,01 a 3 mm.

Arroz. 218. Esquema de enriquecimiento gravitacional de minerales primarios de estaño.

El mineral también contiene óxidos de hierro, sulfuros (arsenopirita, calcopirita, pirita, estanina, galena), wolframita. La parte no metálica está representada por cuarzo, turmalina, clorita, sericita y fluorita.

La primera etapa de enriquecimiento se realiza en máquinas jigging con un tamaño de mineral de 90% menos 10 mm con liberación de concentrado de estaño grueso. Luego, luego del remolido de los relaves de la primera etapa de enriquecimiento y clasificación hidráulica de acuerdo a igual caída, se realiza el enriquecimiento en mesas de concentración. El concentrado de estaño obtenido de acuerdo con este esquema contiene 19 ... 20% de estaño con una extracción de 70 ... 85% y se envía para el acabado.

Al terminar, los minerales de sulfuro, minerales de rocas huésped, se eliminan de los concentrados de estaño grueso, lo que permite aumentar el contenido de estaño al estándar.

Los minerales sulfurados de dispersión gruesa con un tamaño de partícula de 2…4 mm se eliminan por flotación por gravedad en mesas de concentración, antes de lo cual los concentrados se tratan con ácido sulfúrico (1,2…1,5 kg/t), xantato (0,5 kg/t) y queroseno ( 1…2 kg/t).t).

La casiterita se recupera del lodo de concentración por gravedad mediante flotación utilizando colectores selectivos y depresores. Para minerales de composición mineral compleja que contienen cantidades significativas de turmalina, hidróxidos de hierro, el uso de colectores de ácidos grasos permite obtener concentrados de estaño pobres que no contienen más del 2-3% de estaño. Por lo tanto, cuando se flota casiterita, se utilizan colectores selectivos como Asparal-F o aerosol-22 (succinamatos), ácidos fosfónicos y el reactivo IM-50 (ácidos alquilhidroxámicos y sus sales). El vidrio de agua y el ácido oxálico se utilizan para deprimir los minerales de las rocas huésped.

Antes de la flotación de casiterita, el material con un tamaño de partícula de menos 10–15 µm se elimina del lodo, luego los sulfuros son flotados, de los cuales los relaves a pH 5 cuando el ácido oxálico, el vidrio líquido y el reactivo Asparal-F (140–150 g/t) se alimentan como un colector, la casiterita se hace flotar (Fig. 219). El concentrado de flotación resultante contiene hasta un 12 % de estaño cuando se extrae hasta un 70...75 % de estaño de la operación.

Las esclusas orbitales Bartles-Moseley y los concentradores Bartles-Crosbelt a veces se utilizan para extraer casiterita del lodo. Los concentrados brutos obtenidos en estos dispositivos, que contienen 1 ... 2,5% de estaño, se envían para el acabado a mesas de concentración de lodo con la producción de concentrados de estaño en lodo comerciales.

Tungsteno en los minerales está representado por una gama más amplia de minerales de importancia industrial que el estaño. De los 22 minerales de tungsteno conocidos actualmente, cuatro son los principales: wolframita (Fe,Mn)WO 4(densidad 6700 ... 7500 kg / m 3), hubnerita MnWO 4(densidad 7100 kg / m 3), ferberita FeWO 4(densidad 7500 kg/m 3 ) y scheelita CaWO 4(densidad 5800 ... 6200 kg / m 3). Además de estos minerales, la molibdoscheelita, que es scheelita y una mezcla isomórfica de molibdeno (6...16%), tiene una importancia práctica. La wolframita, la hübnerita y la ferberita son minerales débilmente magnéticos; contienen magnesio, calcio, tantalio y niobio como impurezas. La wolframita se encuentra a menudo en minerales junto con minerales de casiterita, molibdenita y sulfuro.

Los tipos industriales de minerales que contienen tungsteno son cuarzo-wolframita veteado y cuarzo-casiterita-wolframita, stockwork, skarn y aluvial. en depósitos vena tipo contienen wolframita, hubnerita y scheelita, así como minerales de molibdeno, pirita, calcopirita, estaño, arsénico, bismuto y minerales de oro. EN trabajo de stock En los depósitos, el contenido de tungsteno es 5 ... 10 veces menor que en los depósitos de vetas, pero tienen grandes reservas. EN skarn Los minerales, junto con el tungsteno, representado principalmente por scheelita, contienen molibdeno y estaño. Aluvial los depósitos de tungsteno tienen reservas pequeñas, pero juegan un papel importante en la extracción de tungsteno.El contenido industrial de trióxido de tungsteno en los placeres (0.03 ... 0.1%) es mucho más bajo que en los minerales primarios, pero su desarrollo es mucho más simple y económico. más rentable. Estos placeres, junto con la wolframita y la scheelita, también contienen casiterita.

La calidad de los concentrados de tungsteno depende de la composición del material del mineral enriquecido y de los requisitos que se les aplican cuando se utilizan en diversas industrias. Entonces, para la producción de ferrotungsteno, el concentrado debe contener al menos 63% WO3, el concentrado de wolframita-huebnerita para la producción de aleaciones duras debe contener al menos un 60 % WO3. Los concentrados de Scheelita típicamente contienen 55% WO3. Las principales impurezas dañinas en los concentrados de tungsteno son sílice, fósforo, azufre, arsénico, estaño, cobre, plomo, antimonio y bismuto.

Los placeres y minerales de tungsteno se enriquecen, como los de estaño, en dos etapas: enriquecimiento gravitacional primario y refinamiento de concentrados en bruto por varios métodos. Con un bajo contenido de trióxido de tungsteno en el mineral (0,1 ... 0,8%) y altos requisitos para la calidad de los concentrados, el grado total de enriquecimiento es de 300 a 600. Este grado de enriquecimiento solo se puede lograr combinando varios métodos. , de la gravedad a la flotación.

Además, los placeres de wolframita y los minerales primarios suelen contener otros minerales pesados ​​(casiterita, tantalita-columbita, magnetita, sulfuros), por lo tanto, durante el enriquecimiento por gravedad primaria, se libera un concentrado colectivo que contiene de 5 a 20% de WO 3. Al terminar estos concentrados colectivos se obtienen concentrados monominerales estándar, para lo cual se utiliza flotación por gravedad y flotación de sulfuros, separación magnética de magnetita y wolframita. También es posible utilizar la separación eléctrica, el enriquecimiento en mesas de concentración e incluso la flotación de minerales a partir de rocas de desplazamiento.

La alta densidad de los minerales de tungsteno permite utilizar eficazmente métodos de enriquecimiento gravitacional para su extracción: en suspensiones pesadas, en máquinas jigging, mesas de concentración, separadores de tornillo y de chorro. En el enriquecimiento y especialmente en el refinamiento de concentrados gravitacionales colectivos, la separación de sagnita es ampliamente utilizada. La wolframita tiene propiedades magnéticas y, por lo tanto, se separa en un fuerte campo magnético, por ejemplo, de la casiterita no magnética.

El mineral de tungsteno original, así como el mineral de estaño, se trituran hasta un tamaño de partícula de menos 12 + 6 mm y se enriquecen con jigging, donde se liberan wolframita diseminada gruesa y parte de los relaves con un contenido de trióxido de tungsteno. Después del jigging, el mineral se alimenta a los molinos de varillas para su molienda, en los que se tritura hasta una finura de menos 2+ 0,5 mm. Para evitar la formación excesiva de lodos, la molienda se realiza en dos etapas. Luego de la trituración, el mineral es sometido a clasificación hidráulica con liberación de lodos y enriquecimiento de fracciones de arena en mesas de concentración. Las harinillas y relaves recibidos en las mesas son triturados y enviados a las mesas de concentración. Los relaves también son posteriormente triturados y enriquecidos en mesas de concentración. La práctica de enriquecimiento muestra que la extracción de wolframita, hübnerita y ferberita por métodos de gravedad alcanza el 85%, mientras que la scheelita, inclinada a lodo, se extrae por métodos de gravedad solo en un 55...70%.

Cuando se enriquecen minerales de wolframita finamente diseminados que contienen solo 0.05 ... 0.1% de trióxido de tungsteno, se usa flotación.

La flotación se usa especialmente para extraer scheelita de minerales de skarn, que contienen calcita, dolomita, fluorita y barita, flotados por los mismos colectores que la scheelita.

Los colectores en la flotación de minerales de scheelita son ácidos grasos de tipo oleico, que se utiliza a una temperatura de al menos 18 ... 20 ° C en forma de emulsión preparada en agua blanda. A menudo, el ácido oleico se saponifica en una solución caliente de carbonato de sodio en una proporción de 1:2 antes de introducirlo en el proceso. En lugar de ácido oleico, también se utilizan aceite de resina, ácidos nafténicos y similares.

Es muy difícil separar la scheelita de los minerales alcalinotérreos que contienen óxidos de calcio, bario y hierro por flotación. Scheelita, fluorita, apatita y calcita contienen cationes de calcio en la red cristalina, que proporcionan la sorción química del colector de ácidos grasos. Por lo tanto, la flotación selectiva de estos minerales a partir de la scheelita es posible dentro de estrechos rangos de pH utilizando depresores como vidrio líquido, silicofluoruro de sodio, soda, ácido sulfúrico y fluorhídrico.

El efecto depresor del vidrio líquido durante la flotación de minerales que contienen calcio con ácido oleico consiste en la desorción de los jabones de calcio formados en la superficie de los minerales. Al mismo tiempo, la flotabilidad de la scheelita no cambia, mientras que la flotabilidad de otros minerales que contienen calcio se deteriora drásticamente. El aumento de la temperatura a 80...85°C reduce el tiempo de contacto de la pulpa con una solución de vidrio líquido de 16 horas a 30...60 minutos. El consumo de vidrio líquido es de unos 0,7 kg/t. El proceso de flotación selectiva de scheelita, que se muestra en la Fig. 220, utilizando el proceso de vaporización con vidrio líquido, se denomina método Petrov.

Arroz. 220. Esquema de flotación de scheelita a partir de minerales de tungsteno-molibdeno utilizando

ajuste fino según el método de Petrov

El concentrado de la flotación principal de scheelita, que se lleva a cabo a una temperatura de 20 °C en presencia de ácido oleico, contiene 4...6 % de trióxido de tungsteno y 38...45 % de óxido de calcio en forma de calcita, fluorita y apatito. El concentrado se espesa al 50-60% de sólido antes de vaporizarlo. La cocción al vapor se lleva a cabo secuencialmente en dos tinas en una solución al 3% de vidrio líquido a una temperatura de 80 ... 85 ° C durante 30 ... 60 minutos. Después del vapor, las operaciones de limpieza se llevan a cabo a una temperatura de 20 ... 25 ° C. El concentrado de scheelita resultante puede contener hasta 63...66% de trióxido de tungsteno con una recuperación de 82...83%.

Los minerales de tungsteno en nuestro país se procesaron en grandes GOK (Orlovsky, Lermontovsky, Tyrnauzsky, Primorsky, Dzhidinsky VMK) de acuerdo con los esquemas tecnológicos ahora clásicos con molienda en varias etapas y enriquecimiento del material dividido en clases de tamaño estrecho, por regla general, en dos ciclos: enriquecimiento gravitacional primario y ajuste fino de concentrados brutos por varios métodos. Esto se debe al bajo contenido de tungsteno en los minerales procesados ​​(0,1-0,8 % WO3) y los requisitos de alta calidad para los concentrados. El enriquecimiento primario para los minerales de diseminación gruesa (menos 12+6 mm) se llevó a cabo mediante jigging, y para los minerales de diseminación media, fina y fina (menos 2+0,04 mm) se utilizaron aparatos de tornillo de varias modificaciones y tamaños.

En 2001, la planta de tungsteno-molibdeno de Dzhida (Buriatia, Zakamensk) cesó su actividad, habiendo acumulado tras ella el depósito tecnogénico de tungsteno de Barun-Naryn, multimillonario en términos de volumen de arena. Desde 2011, Zakamensk CJSC ha estado procesando este depósito en una planta de procesamiento modular.

El esquema tecnológico se basó en el enriquecimiento en dos etapas en concentradores centrífugos Knelson (CVD-42 para la operación principal y CVD-20 para limpieza), remolienda de los middlings y flotación del concentrado granel por gravedad para obtener un concentrado grado KVGF. Durante la operación, se observaron una serie de factores en la operación de los concentradores Knelson que afectan negativamente el desempeño económico del procesamiento de arena, a saber:

Altos costos operativos, incl. el costo de la energía y el costo de los repuestos, que dada la lejanía de la producción de las capacidades de generación y el aumento del costo de la electricidad, este factor es de particular importancia;

Bajo grado de extracción de minerales de tungsteno en concentrado por gravedad (alrededor del 60% de la operación);

La complejidad de este equipo en funcionamiento: con fluctuaciones en la composición material de las materias primas enriquecidas, los concentradores centrífugos requieren intervención en el proceso y ajustes operativos (cambios en la presión del agua de fluidificación, la velocidad de rotación del tazón de enriquecimiento), lo que conduce a fluctuaciones en las características de calidad de los concentrados de gravedad obtenidos;

Importante lejanía del fabricante y, en consecuencia, un largo tiempo de espera para las piezas de repuesto.

En busca de un método alternativo de concentración gravitacional, Spirit realizó pruebas de laboratorio de la tecnología. separación de tornillo usando separadores de tornillo industriales SVM-750 y SVSH-750 fabricados por LLC PK Spirit. El enriquecimiento se llevó a cabo en dos operaciones: principal y de control con la recepción de tres productos de enriquecimiento: concentrado, medio y relaves. Todos los productos de enriquecimiento obtenidos como resultado del experimento se analizaron en el laboratorio de ZAO Zakamensk. Los mejores resultados se presentan en la tabla. uno.

Tabla 1. Resultados de la separación por tornillo en condiciones de laboratorio

Los datos obtenidos mostraron la posibilidad de utilizar separadores de tornillo en lugar de concentradores Knelson en la operación de enriquecimiento primario.

El siguiente paso fue realizar pruebas semi-industriales en el esquema de enriquecimiento existente. Se montó una planta semi-industrial piloto con dispositivos de tornillo SVSH-2-750, los cuales fueron instalados en paralelo con concentradores Knelson CVD-42. El enriquecimiento se realizó en una operación, los productos resultantes se enviaron más de acuerdo con el esquema de la planta de enriquecimiento en funcionamiento y el muestreo se realizó directamente desde el proceso de enriquecimiento sin detener la operación del equipo. Los indicadores de las pruebas semiindustriales se presentan en la tabla. 2.

Tabla 2. Resultados de ensayos semi-industriales comparativos de aparatos de tornillo y concentradores centrífugosknelson

Indicadores	fuente de nutrición	Concentrarse
Recuperación, %

Los resultados muestran que el enriquecimiento de arenas es más eficiente en aparatos de tornillo que en concentradores centrífugos. Esto se traduce en un menor rendimiento de concentrado (16,87% versus 32,26%) con un aumento en la recuperación (83,13% versus 67,74%) en concentrado mineral de tungsteno. Esto da como resultado un concentrado de WO3 de mayor calidad (0,9 % frente a 0,42 %).