RU2201988C2 - Method of extraction of scandium in processing bauxites for alumina - Google Patents
Method of extraction of scandium in processing bauxites for alumina Download PDFInfo
- Publication number
- RU2201988C2 RU2201988C2 RU2001105366/02A RU2001105366A RU2201988C2 RU 2201988 C2 RU2201988 C2 RU 2201988C2 RU 2001105366/02 A RU2001105366/02 A RU 2001105366/02A RU 2001105366 A RU2001105366 A RU 2001105366A RU 2201988 C2 RU2201988 C2 RU 2201988C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- solution
- scandium
- sodium hydroxide
- precipitate
- extraction
- Prior art date
Links
- 229910052706 scandium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 44
- SIXSYDAISGFNSX-UHFFFAOYSA-N scandium atom Chemical compound [Sc] SIXSYDAISGFNSX-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 43
- 238000000605 extraction Methods 0.000 title claims abstract description 22
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 15
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 90
- UIIMBOGNXHQVGW-UHFFFAOYSA-M Sodium bicarbonate Chemical compound [Na+].OC([O-])=O UIIMBOGNXHQVGW-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 24
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 16
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 16
- KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N Fluorane Chemical compound F KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 14
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 12
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 12
- 235000017557 sodium bicarbonate Nutrition 0.000 claims abstract description 12
- 229910000030 sodium bicarbonate Inorganic materials 0.000 claims abstract description 12
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 claims abstract description 11
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 10
- 238000009835 boiling Methods 0.000 claims abstract description 7
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims abstract description 7
- 239000000047 product Substances 0.000 claims abstract description 7
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 7
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 claims abstract description 6
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 5
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 claims abstract description 5
- 238000001354 calcination Methods 0.000 claims abstract description 4
- 238000001035 drying Methods 0.000 claims abstract description 4
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M hydroxide Chemical compound [OH-] XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 4
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 4
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 34
- 229910001570 bauxite Inorganic materials 0.000 claims description 16
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 10
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 7
- TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Al]O[Al]=O TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 238000011282 treatment Methods 0.000 claims description 5
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 239000011701 zinc Substances 0.000 claims description 5
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 4
- GPGMRSSBVJNWRA-UHFFFAOYSA-N hydrochloride hydrofluoride Chemical compound F.Cl GPGMRSSBVJNWRA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 2
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-M Bicarbonate Chemical compound OC([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims 1
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N Zinc monoxide Chemical compound [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 10
- 239000000428 dust Substances 0.000 abstract description 7
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 5
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 abstract description 5
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 abstract description 4
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 abstract description 4
- 239000013067 intermediate product Substances 0.000 abstract description 4
- 238000005245 sintering Methods 0.000 abstract description 4
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 2
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 2
- 239000013049 sediment Substances 0.000 abstract 4
- 238000011010 flushing procedure Methods 0.000 abstract 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 abstract 1
- 239000007858 starting material Substances 0.000 abstract 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 49
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 8
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 8
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 8
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 7
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 6
- 239000012717 electrostatic precipitator Substances 0.000 description 5
- 230000003301 hydrolyzing effect Effects 0.000 description 5
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 5
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 4
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonium chloride Substances [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 4
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 description 4
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 4
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 4
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- 229910010413 TiO 2 Inorganic materials 0.000 description 3
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 3
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 3
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 3
- 239000010936 titanium Substances 0.000 description 3
- KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-M Fluoride anion Chemical compound [F-] KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 2
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 description 2
- 239000012670 alkaline solution Substances 0.000 description 2
- 239000011347 resin Substances 0.000 description 2
- 229920005989 resin Polymers 0.000 description 2
- NYMLCLICEBTBKR-UHFFFAOYSA-H scandium(3+);tricarbonate Chemical compound [Sc+3].[Sc+3].[O-]C([O-])=O.[O-]C([O-])=O.[O-]C([O-])=O NYMLCLICEBTBKR-UHFFFAOYSA-H 0.000 description 2
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 2
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 2
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O Ammonium Chemical compound [NH4+] QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O 0.000 description 1
- ATRRKUHOCOJYRX-UHFFFAOYSA-N Ammonium bicarbonate Chemical compound [NH4+].OC([O-])=O ATRRKUHOCOJYRX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- GYHNNYVSQQEPJS-UHFFFAOYSA-N Gallium Chemical compound [Ga] GYHNNYVSQQEPJS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910000611 Zinc aluminium Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005299 abrasion Methods 0.000 description 1
- 150000007513 acids Chemical class 0.000 description 1
- 150000004645 aluminates Chemical class 0.000 description 1
- HFNQLYDPNAZRCH-UHFFFAOYSA-N carbonic acid Chemical compound OC(O)=O.OC(O)=O HFNQLYDPNAZRCH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000004649 carbonic acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 239000000969 carrier Substances 0.000 description 1
- 239000003518 caustics Substances 0.000 description 1
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 238000010668 complexation reaction Methods 0.000 description 1
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 description 1
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 description 1
- 125000004122 cyclic group Chemical group 0.000 description 1
- 230000006378 damage Effects 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 230000000881 depressing effect Effects 0.000 description 1
- 238000003795 desorption Methods 0.000 description 1
- 238000010828 elution Methods 0.000 description 1
- 238000005187 foaming Methods 0.000 description 1
- 229910052733 gallium Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 1
- 230000007062 hydrolysis Effects 0.000 description 1
- 238000006460 hydrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- 239000002440 industrial waste Substances 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 1
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- YDZQQRWRVYGNER-UHFFFAOYSA-N iron;titanium;trihydrate Chemical compound O.O.O.[Ti].[Fe] YDZQQRWRVYGNER-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000002427 irreversible effect Effects 0.000 description 1
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 description 1
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 1
- 230000003472 neutralizing effect Effects 0.000 description 1
- 239000012074 organic phase Substances 0.000 description 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 1
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 description 1
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 1
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 1
- GWEVSGVZZGPLCZ-UHFFFAOYSA-N titanium dioxide Inorganic materials O=[Ti]=O GWEVSGVZZGPLCZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- OGIDPMRJRNCKJF-UHFFFAOYSA-N titanium oxide Inorganic materials [Ti]=O OGIDPMRJRNCKJF-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Compounds Of Alkaline-Earth Elements, Aluminum Or Rare-Earth Metals (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к цветной металлургии, а именно к извлечению ценного компонента - скандия из промежуточных продуктов переработки бокситов на глинозем - спекательных пылей электрофильтров или красного шлама. The invention relates to non-ferrous metallurgy, and in particular to the extraction of a valuable component - scandium from intermediate products of the processing of bauxite into alumina - sinter dust of electrostatic precipitators or red mud.
Известен способ извлечения скандия из красных шламов глиноземного производства (Л. Ф. Борисенко, Л.М. Делицин, Н.С. Поликашина. Перспективы получения скандия из техногенных отходов. Обзорная информация. Вып.2 Мин. природных ресурсов РФ. ЗАО "Геоинформмарк". М., 1999, стр.64), в котором шлам подвергают кислотному разложению с последующим извлечением скандия из растворов с рН 1-3 ионитами (СФ-4, СФ-5, АИФ) и десорбцией растворов Na2CO3. Технологическое извлечение скандия из проб составляет 28%, а концентрация скандия в десорбате достигает 68-72 мг/дм3.There is a method of extracting scandium from red mud of alumina production (L. F. Borisenko, L. M. Delitsin, N. S. Polikashina. Prospects for obtaining scandium from industrial waste. Overview. Issue. 2 Min. Natural Resources of the Russian Federation. Geoinformmark CJSC ". M., 1999, p. 64), in which the sludge is subjected to acid decomposition, followed by extraction of scandium from solutions with pH 1-3 ion exchangers (SF-4, SF-5, AMP) and desorption of solutions of Na 2 CO 3 . The technological extraction of scandium from samples is 28%, and the concentration of scandium in the desorbate reaches 68-72 mg / dm 3 .
Недостатками известного способа являются: использование кислотного вскрытия шлама, значительные потери смолы за счет уноса ее мелких частиц при истирании (10-50 кг на 1 т шлама), большие загрузки ионита (6% ионита от объема раствора на каждой из 10-ти стадий), низкое содержание скандия в десорбате, а также снижение емкости смол при циклическом их использовании из-за влияния депрессирующих примесей. The disadvantages of this method are: the use of acid opening of the sludge, significant loss of resin due to the entrainment of its small particles during abrasion (10-50 kg per 1 ton of sludge), large loads of ion exchanger (6% ion exchanger from the solution volume at each of 10 stages) , low scandium content in the desorbate, as well as a decrease in the capacity of the resins during cyclic use due to the influence of depressing impurities.
Наиболее близким по технической сущности и достигаемому эффекту к заявляемому является способ получения скандийсодержащего концентрата из красных шламов глиноземного производства, включающий кислотное выщелачивание красного шлама, извлечение и концентрирование скандия из кислых растворов экстракцией или сорбцией на фосфорсодержащих экстрагентах или ионитах, элюирование скандия из органической фазы раствором карбоната аммония, осаждение скандийсодержащего концентрата из карбонатаммиачного элюата, введение в элюат алюминатного раствора глиноземного производства с последующей кристаллизацией целевого продукта, фильтрацию осадка, его промывку, сушку и прокалку (авт. св. СССР 1911499, МПК С 22 В 59/00, 1991 г.). The closest in technical essence and the achieved effect to the claimed is a method for producing scandium-containing concentrate from red mud of alumina production, including acid leaching of red mud, extraction and concentration of scandium from acidic solutions by extraction or sorption on phosphorus-containing extractants or ion exchangers, elution of scandium carbonate from an organic phase ammonium, precipitation of scandium-containing concentrate from carbonate-ammonia eluate, the introduction of aluminate in the eluate astvora alumina production, followed by the desired product by crystallization, filtering the precipitate, washing it, drying and calcination (auth. binding. USSR 1911499, IPC C 22 B 59/00, 1991 YG).
Недостатками известного способа являются сложная технология извлечения скандия за счет использования экстрагентов или ионитов при проведении экстракции или сорбции, а также наличие кислотного выщелачивания, связанного со сложностью технологического процесса использования кислот, агрессивно воздействующих на аппараты и ухудшающих экологию. The disadvantages of this method are the complex technology for the extraction of scandium due to the use of extractants or ion exchangers during extraction or sorption, as well as the presence of acid leaching, associated with the complexity of the technological process of using acids that aggressively affect the apparatus and worsen the environment.
Таким образом, перед авторами стояла задача разработать способ извлечения скандия при переработке бокситов на глинозем с достижением технического результата, обеспечивающего наряду с высоким извлечением скандия технологическую простоту процесса. Thus, the authors were faced with the task of developing a method for the extraction of scandium during the processing of bauxite into alumina with the achievement of a technical result that, along with high extraction of scandium, provided technological simplicity of the process.
Технический результат достигается в предлагаемом способе извлечения скандия при переработке бокситов на глинозем, включающем выщелачивание исходного продукта с последующим отделением раствора от осадка, осаждение введением в раствор раствора, содержащего гидроксид амфотерного металла-коллектора, последующую фильтрацию осадка и его промывку, в котором выщелачивание проводят водой или 5-12%-ным раствором карбоната или гидрокарбоната натрия или их смесью не менее 3-х раз при температуре не выше 50oС в течение не менее 2 ч при соотношении Т:Ж=1:2,5-5,0 с использованием каждый раз новых порций продукта переработки бокситов в качестве исходного сырья; в качестве раствора, содержащего гидроксид амфотерного металла-коллектора, при осаждении используют раствор оксида алюминия или цинка в гидроксиде натрия и после его введения раствор выдерживают при температуре не ниже 80oС в течение не менее 2 ч, осадок отделяют, промывают и обрабатывают 10-25%-ным раствором гидроксида натрия при нагревании до кипения, фильтруют и промывают 1-5%-ным раствором гидроксида натрия, затем полученный осадок растворяют в 1-5%-ной соляной кислоте, фильтруют и фильтрат подвергают обработке раствором аммиака или плавиковой кислоты с получением осадка, его сушкой и прокалкой.The technical result is achieved in the proposed method for the extraction of scandium during the processing of bauxite on alumina, including leaching the initial product with subsequent separation of the solution from the precipitate, precipitation by introducing into the solution a solution containing amphoteric metal-collector, subsequent filtration of the precipitate and its washing, in which the leaching is carried out with water or 5-12% sodium carbonate or sodium hydrogencarbonate or a mixture thereof is not less than 3 times at a temperature of not higher than 50 o C for at least 2 hours at a ratio of T: = 1: 2.5-5.0, using each time new product portions processing bauxite feedstock; as a solution containing amphoteric metal collector hydroxide, during precipitation, a solution of aluminum oxide or zinc in sodium hydroxide is used and after its introduction the solution is kept at a temperature of at least 80 o C for at least 2 hours, the precipitate is separated, washed and treated 10- 25% sodium hydroxide solution when heated to boiling, filtered and washed with 1-5% sodium hydroxide solution, then the resulting precipitate is dissolved in 1-5% hydrochloric acid, filtered and the filtrate is subjected to treatment with ammonia or hydrofluoric acid hydrochloric acid to obtain a precipitate, drying and calcining it.
При этом обработку ведут 10-25%-ным раствором аммиака или 2-10%-ным раствором плавиковой кислоты с избытком 1-3% от стехиометрии. The treatment is carried out with a 10-25% ammonia solution or a 2-10% hydrofluoric acid solution with an excess of 1-3% of stoichiometry.
В настоящее время из патентной и научно-технической литературы не известен способ извлечения скандия из отходов глиноземного производства, включающий щелочное выщелачивание в определенных условиях, гидролитическое разложение в присутствии раствора оксида цинка или алюминия в гидроксиде натрия также в определенных условиях и последующих обработок гидроксидом натрия, низкоконцентрированной соляной кислотой, раствором аммиака или плавиковой кислоты. Currently, from the patent and scientific literature there is no known method for extracting scandium from alumina production wastes, including alkaline leaching under certain conditions, hydrolytic decomposition in the presence of a solution of zinc oxide or aluminum in sodium hydroxide also under certain conditions and subsequent treatments with sodium hydroxide, low concentration hydrochloric acid, a solution of ammonia or hydrofluoric acid.
Авторами разработан технологически простой способ извлечения скандия из отходов переработки боксита в богатый концентрат с использованием характерных для глиноземного производства содо-щелочных растворов и носителей, не чуждых применяемым на глиноземных заводах технологиям (Байера, спекания, комбинированный). На основании исследований, проведенных авторами, определено, что скандий в бокситах имеет геохимическую связь с минералами железа (магнетит и гематит) и титана (рутил, ильменит). При разложении боксита в технологическом процессе оксиды титана, железа блокируют переход скандия в щелочной раствор, вследствие чего Sc+3 концентрируется в промежуточных продуктах переработки бокситов на глинозем. Процесс высокотемпературного спекания боксита с содой сопровождается значительным (до 40%) уносом мельчайшей пыли с ее улавливанием в электрофильтрах. В результате как в пылях, так и в красном шламе значительная часть скандия, содержащегося в боксите, оказывается слабосвязанной с исходными (для боксита) компонентами. Исходя из этих предположений авторами были проведены исследования по комплексованию скандия в карбонатный комплекс при обработке промежуточных продуктов переработки бокситов на глинозем - пылей электрофильтров или красного шлама.The authors have developed a technologically simple way to extract scandium from bauxite processing waste into a rich concentrate using soda-alkaline solutions and carriers characteristic of alumina production, not alien to the technologies used in alumina refineries (Bayer, sintering, combined). Based on studies conducted by the authors, it was determined that scandium in bauxite has a geochemical relationship with the minerals of iron (magnetite and hematite) and titanium (rutile, ilmenite). During the decomposition of bauxite in the technological process, titanium and iron oxides block the transition of scandium to an alkaline solution, as a result of which Sc +3 is concentrated in the intermediate products of the processing of bauxite into alumina. The process of high-temperature sintering of bauxite with soda is accompanied by a significant (up to 40%) entrainment of the finest dust with its capture in electrostatic precipitators. As a result, both in dusts and in red mud, a significant part of the scandium contained in bauxite is weakly bound to the initial (for bauxite) components. Based on these assumptions, the authors conducted studies on the complexation of scandium into a carbonate complex during the processing of intermediate products of the processing of bauxite into alumina - dust from electrostatic precipitators or red mud.
Предлагаемый способ может быть осуществлен следующим образом. Пыль с электрофильтров печей спекания боксита или красный шлам обрабатывают 5-12%-ным раствором карбоната или гидрокарбоната натрия или их смеси и/или водой не менее 3-х раз при температуре не выше 50oС в течение не менее 2 ч при соотношении Т: Ж= 1:2,5-5,0. В раствор переходит большая часть натрия, образуя карбонат натрия, значительная часть скандия, а также некоторое количество алюминия, титана, галлия, кремния и др. Осадок отделяют, а в раствор вводят раствор оксида алюминия или цинка в гидроксиде натрия в количестве, необходимом для получения избыточной концентрации гидроксида натрия в карбонатном растворе. Затем для гидролитического осаждения раствор выдерживают при температуре не ниже 80oС в течение не менее 2 ч. Гидролитическое осаждение натриевой щелочью, а не кислотой, имеет значительное преимущество, так как исключаются безвозвратные потери используемых реагентов и отсутствует сильное вспенивание, которое наблюдается в случае проведения нейтрализации кислотой. Предлагаемые условия позволяют снизить концентрацию скандия в маточном растворе до 0,2 мг/дм3 и сделать технологию более экономичной, не проводя нейтрализацию кислотой. Значительное извлечение скандия в концентрат возможно только при соблюдении заявляемых условий. Так, при проведении выщелачивания, если соотношение Т:Ж становится меньше, чем 1:2,5, наблюдается уменьшение степени извлечения скандия вследствие резкого возрастания соотношения раствора, оставшегося со шламом, причем промывка содовым раствором не обеспечивает полного вымывания закомплексованного с карбонат-ионом скандия. Если соотношение Т:Ж становится больше, чем 1:5, происходит значительное разубоживание выщелоченного скандия, а также резко возрастает содержание примесей ТiO2, SiO2, Fе2О3, ZrO2, загрязняющих при последующем гидролитическом осаждении скандийсодержащий концентрат. Добавление к черновому скандийсодержащему раствору раствора оксида алюминия или цинка в гидроксиде натрия приводит к небольшому избытку едкой щелочи от стехиометрии, но к такому избытку, при котором гидролиз металла-коллектора проходит достаточно полно, и с осадком металла-коллектора выпадает практически весь закомплексованный в растворе скандий. Важным условием в осаждении скандия из карбонатно-бикарбонатного раствора является разрушение комплекса Sc+3 и перевод его в осадок в виде основного карбоната скандия, именно с этой целью концентрация вводимого в фильтрат гидроксида натрия должна быть избыточной по отношению к концентрации NаНСО3 в черновом скандийсодержащем растворе. В предлагаемом способе отделение скандия от основных карбонатов алюминия или цинка осуществляют химическим методом. Для чего полученный после гидролитического разложения осадок растворяют в 10-25%-ном растворе гидроксида натрия при нагревании до кипения. Осадок после отстоя отфильтровывают, промывают слабым раствором щелочи (1-5% NaOH )и растворяют в разбавленной (1-5%) соляной кислоте. Затем фильтруют и фильтрат обрабатывают 10-25%-ным раствором аммиака или 2-10%-ным раствором плавиковой кислоты с избытком 1-3% от стехиометрии. Осадок фильтруют, промывают, сушат и прокаливают при температуре не выше 800oС. Прокаленные осадки являются конечными богатыми концентратами по скандию с содержанием (в пересчете на Sc2O3) в оксидном концентрате 10-30% Sс2О3 и во фторидном концентрате 30-50% SсF3. При осаждении из кислого раствора раствором аммиака извлечение скандия в осадок достигает 94-100%, а при осаждении плавиковой кислотой 92-100%.The proposed method can be implemented as follows. The dust from the electrostatic precipitators of bauxite sintering furnaces or red mud is treated with a 5-12% solution of sodium carbonate or sodium bicarbonate or a mixture thereof and / or water at least 3 times at a temperature not exceeding 50 o C for at least 2 hours at a ratio of T : W = 1: 2.5-5.0. Most of the sodium passes into the solution, forming sodium carbonate, a significant part of scandium, as well as a certain amount of aluminum, titanium, gallium, silicon, etc. The precipitate is separated, and a solution of aluminum oxide or zinc in sodium hydroxide is added to the solution in the amount necessary to obtain excessive concentration of sodium hydroxide in the carbonate solution. Then, for hydrolytic precipitation, the solution is kept at a temperature of at least 80 o C for at least 2 hours. Hydrolytic precipitation with sodium alkali, and not acid, has a significant advantage, since the irreversible losses of the reagents used are excluded and there is no strong foaming that occurs when neutralization with acid. The proposed conditions make it possible to reduce the concentration of scandium in the mother liquor to 0.2 mg / dm 3 and make the technology more economical without neutralizing with acid. Significant extraction of scandium in concentrate is possible only if the declared conditions are met. So, during leaching, if the ratio T: G becomes less than 1: 2.5, a decrease in the degree of extraction of scandium is observed due to a sharp increase in the ratio of the solution remaining with the sludge, and washing with a soda solution does not completely wash out the scandium complexed with the carbonate ion . If the T: G ratio becomes greater than 1: 5, the leached scandium is significantly diluted, and the content of TiO 2 , SiO 2 , Fe 2 O 3 , ZrO 2 impurities, which pollute the scandium-containing concentrate during subsequent hydrolytic precipitation, sharply increases. The addition of a solution of aluminum oxide or zinc in sodium hydroxide to a rough scandium-containing solution leads to a slight excess of caustic alkali from stoichiometry, but to an excess in which the hydrolysis of the collector metal is quite complete and almost all of the scandium complexed in the solution precipitates . An important condition for the deposition of scandium from a carbonate-bicarbonate solution is the destruction of the Sc +3 complex and its precipitation as the main scandium carbonate; for this reason, the concentration of sodium hydroxide introduced into the filtrate should be excessive in relation to the concentration of NaHCO 3 in the rough scandium-containing solution . In the proposed method, the separation of scandium from basic carbonates of aluminum or zinc is carried out by a chemical method. Why the precipitate obtained after hydrolytic decomposition is dissolved in a 10-25% sodium hydroxide solution when heated to boiling. The precipitate after sludge is filtered off, washed with a weak solution of alkali (1-5% NaOH) and dissolved in dilute (1-5%) hydrochloric acid. Then it is filtered and the filtrate is treated with 10-25% ammonia solution or 2-10% hydrofluoric acid solution with an excess of 1-3% of stoichiometry. The precipitate is filtered, washed, dried and calcined at a temperature not exceeding 800 o C. Calcined precipitates are the final rich concentrates according to scandium with the content (in terms of Sc 2 O 3 ) in the oxide concentrate 10-30% S 2 O 3 and in the fluoride concentrate 30-50% ScF 3 . When precipitated from an acidic solution with an ammonia solution, the extraction of scandium in the precipitate reaches 94-100%, and when precipitated with hydrofluoric acid 92-100%.
Предлагаемый способ иллюстрируется следующими примерами. The proposed method is illustrated by the following examples.
Пример 1. Сухой красный шлам, содержащий, мас.%: Fе2О3 42,4; Аl2O3 14,0; СаО 14,1; SiO2 7,6; TiO2 4,0; Sс2О3 0,0120; остальное - вода и другие примеси, в количестве 100 г обрабатывают 250 мл 10%-ным раствором бикарбоната натрия (10 г NaHCO3/100 мл Н2O) при перемешивании в течение 2 ч при температуре 45oС при соотношении Т:Ж=1:2,5. Операцию со свежими порциями сухого красного шлама (каждая порция по 100 г) повторяют еще дважды при тех же условиях ее проведения. После отстоя осадок отделяют фильтрованием с промывкой бикарбонатом натрия. Получают 150 мл фильтрата, в который добавляют 1,5 мл раствора оксида алюминия в гидроксиде натрия (Nа2Ообщ. 180 г/дм3, Аl2О3 120 г/дм3) и доводят концентрацию гидроксида натрия в растворе до 15 г/л. Раствор нагревают до температуры 80oС и выдерживают в течение 2 ч, осадок отделяют, промывают и обрабатывают 10%-ным раствором гидроксида натрия при нагревании до кипения, фильтруют, промывают 1%-ным раствором гидроксида натрия, растворяют осадок в 5%-ной соляной кислоте, фильтруют и фильтрат обрабатывают 10%-ным раствором аммиака до рН 7. Выпавший осадок фильтруют, промывают, сушат и прокаливают при 800oС. Масса осадка равна 20 мг, содержание Sс2O3 11,25%, извлечение скандия из шлама составляет 5,90%.Example 1. Dry red mud, containing, wt.%: Fe 2 About 3 42,4; Al 2 O 3 14.0; CaO 14.1; SiO 2 7.6; TiO 2 4.0; S 2 O 3 0.0120; the rest - water and other impurities in an amount of 100 g was treated with 250 ml of a 10% solution of sodium bicarbonate (10 g NaHCO 3/100 mL H 2 O) with stirring for 2 hours at 45 o C with a ratio S: L = 1: 2.5. The operation with fresh portions of dry red mud (each portion of 100 g) is repeated twice more under the same conditions for its implementation. After settling, the precipitate was separated by filtration with washing with sodium bicarbonate. 150 ml of the filtrate are obtained, to which 1.5 ml of a solution of aluminum oxide in sodium hydroxide is added (Na 2 O total. 180 g / dm 3 , Al 2 O 3 120 g / dm 3 ) and the concentration of sodium hydroxide in the solution is adjusted to 15 g / l The solution is heated to a temperature of 80 o C and incubated for 2 hours, the precipitate is separated, washed and treated with 10% sodium hydroxide solution while heating to boiling, filtered, washed with 1% sodium hydroxide solution, dissolve the precipitate in 5% hydrochloric acid, filtered and the filtrate is treated with a 10% solution of ammonia to pH 7. The precipitate is filtered, washed, dried and calcined at 800 o C. the mass of the precipitate is 20 mg, the content of SC 2 O 3 11.25%, the extraction of scandium from sludge is 5.90%.
Пример 2. Пыль с электрофильтров состава, мас.%: Аl2О3 19,9; Fе2О3 7,4; ∑ Na2O 37; SiO2 4,1; ППП 23,6; Sс2О3 0,008; в количестве 120 г обрабатывают 500 мл воды в течение часа при температуре 45oC, осадок отделяют и обрабатывают 500 мл 10%-ным раствором бикарбоната натрия (10 г NаНСО3/100 мл Н2О) при перемешивании в течение 2 ч при температуре 45oС при соотношении Т:Ж=1: 5. Операцию (каждая порция пыли по 120 г) повторяют еще дважды при тех же условиях ее проведения. После отстоя осадок отделяют фильтрованием с промывкой бикарбонатом натрия. Получают 500 мл фильтрата, в который добавляют 5,0 мл раствора оксида цинка в гидроксиде натрия (Na2Oобщ. 180 г/дм3, ZnO 50 г/дм3), доводят концентрацию гидроксида натрия в растворе до 15 г/л. Раствор выдерживают при температуре 80oС в течение 2 ч, осадок отделяют, промывают и обрабатывают 10%-ным раствором гидроксида натрия при нагревании до кипения, фильтруют, промывают 5%-ным раствором гидроксида натрия, растворяют осадок в 1%-ной соляной кислоте и фильтрат обрабатывают 10%-ным раствором аммиака до рН 2. Выпавший осадок фильтруют, промывают, сушат и прокаливают при 800oС. Масса осадка равна 15 мг, содержание Sс2O3 26,0%, извлечение скандия из шлама составляет 12,3%.Example 2. Dust from electrostatic precipitators composition, wt.%: Al 2 About 3 19.9; Fe 2 O 3 7.4; ∑ Na 2 O 37; SiO 2 4.1; RFP 23.6; S 2 O 3 0.008; in an amount of 120 g was treated with 500 ml of water for one hour at a temperature of 45 o C, the precipitate is separated and treated with 500 ml of a 10% solution of sodium bicarbonate (NaHCO3 10 g / 100ml H 2 O) with stirring for 2 hours at a temperature 45 o With a ratio of T: L = 1: 5. The operation (each portion of dust 120 g each) is repeated twice more under the same conditions for its implementation. After settling, the precipitate was separated by filtration with washing with sodium bicarbonate. 500 ml of the filtrate are obtained, to which 5.0 ml of a solution of zinc oxide in sodium hydroxide is added (Na 2 O total. 180 g / dm 3 , ZnO 50 g / dm 3 ), the concentration of sodium hydroxide in the solution is adjusted to 15 g / l. The solution was kept at a temperature of 80 ° C. for 2 hours, the precipitate was separated, washed and treated with a 10% sodium hydroxide solution while heating to boiling, filtered, washed with a 5% sodium hydroxide solution, and the precipitate was dissolved in 1% hydrochloric acid and the filtrate is treated with 10% ammonia solution to pH 2. The precipitated precipitate is filtered, washed, dried and calcined at 800 o C. the mass of the precipitate is 15 mg, the content of SC 2 O 3 26,0%, the extraction of scandium from the sludge is 12, 3%
Пример 3. Сухой красный шлам, содержащий, мас.%: Fе2О3 42,4; Аl2O3 14,0; СаО 14,1; SiO2 7,6; TiO2 4,0; Sc2O3 0,0120; остальное - вода и другие примеси, в количестве 100 г обрабатывают 250 мл 10%-ным раствором бикарбоната натрия (10 г NаНСО3/100 мл Н2О) при перемешивании в течение 2 ч при температуре 45oС при соотношении Т:Ж=1:2,5. Операцию со свежими порциями сухого красного шлама (каждая порция по 100 г) повторяют еще дважды при тех же условиях ее проведения. После отстоя осадок отделяют фильтрованием с промывкой бикарбонатом натрия. Получают 150 мл фильтрата, в который добавляют 1,5 мл раствора оксида алюминия в гидроксиде натрия (Nа2Ообщ. 180 г/дм3, Аl2О3 120 г/дм3) и доводят концентрацию гидроксида натрия в растворе до 15 г/л. Раствор нагревают до температуры 80oС и выдерживают в течение 2 ч, осадок отделяют, промывают и обрабатывают 10%-ным раствором гидроксида натрия при нагревании до кипения, фильтруют, промывают 1%-ным раствором гидроксида натрия, растворяют осадок в 5%-ной соляной кислоте, фильтруют и фильтрат обрабатывают 10%-ной плавиковой кислотой с избытком от стехиометрии реакции осаждения фторидов 3%. Выпавший осадок фильтруют, промывают, сушат и прокаливают при 800oС. Масса осадка равна 15 мг, содержание SсF3 27,0%, извлечение скандия из шлама составляет 6,1%.Example 3. Dry red mud, containing, wt.%: Fe 2 About 3 42,4; Al 2 O 3 14.0; CaO 14.1; SiO 2 7.6; TiO 2 4.0; Sc 2 O 3 0.0120; the rest - water and other impurities in an amount of 100 g was treated with 250 ml of a 10% solution of sodium bicarbonate (NaHCO3 10 g / 100ml H 2 O) with stirring for 2 hours at 45 o C with a ratio S: L = 1: 2.5. The operation with fresh portions of dry red mud (each portion of 100 g) is repeated twice more under the same conditions for its implementation. After settling, the precipitate was separated by filtration with washing with sodium bicarbonate. 150 ml of the filtrate are obtained, to which 1.5 ml of a solution of aluminum oxide in sodium hydroxide is added (Na 2 O total. 180 g / dm 3 , Al 2 O 3 120 g / dm 3 ) and the concentration of sodium hydroxide in the solution is adjusted to 15 g / l The solution is heated to a temperature of 80 o C and incubated for 2 hours, the precipitate is separated, washed and treated with 10% sodium hydroxide solution while heating to boiling, filtered, washed with 1% sodium hydroxide solution, dissolve the precipitate in 5% hydrochloric acid, filtered and the filtrate is treated with 10% hydrofluoric acid in excess of 3% from the stoichiometry of the fluoride precipitation reaction. The precipitate formed is filtered, washed, dried and calcined at 800 ° C. The mass of the precipitate is 15 mg, the content of SсF 3 is 27.0%, the extraction of scandium from the sludge is 6.1%.
Таким образом, предлагаемый способ извлечения скандия при переработке бокситов на глинозем значительно проще технологически, чем известный. При этом обеспечивает достаточно высокий процент извлечения скандия. Thus, the proposed method for the extraction of scandium in the processing of bauxite into alumina is much easier technologically than the known one. At the same time, a sufficiently high percentage of scandium recovery is provided.
Claims (3)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2001105366/02A RU2201988C2 (en) | 2001-02-26 | 2001-02-26 | Method of extraction of scandium in processing bauxites for alumina |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2001105366/02A RU2201988C2 (en) | 2001-02-26 | 2001-02-26 | Method of extraction of scandium in processing bauxites for alumina |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2001105366A RU2001105366A (en) | 2003-01-20 |
| RU2201988C2 true RU2201988C2 (en) | 2003-04-10 |
Family
ID=20246533
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2001105366/02A RU2201988C2 (en) | 2001-02-26 | 2001-02-26 | Method of extraction of scandium in processing bauxites for alumina |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2201988C2 (en) |
Cited By (14)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2247788C1 (en) * | 2003-06-24 | 2005-03-10 | Институт химии твердого тела Уральского отделения Российской Академии наук | Method for preparation of scandium oxide from red mud |
| CN100370040C (en) * | 2006-03-17 | 2008-02-20 | 汪友华 | Method for extracting scandium from red mud |
| CN102491620A (en) * | 2011-12-06 | 2012-06-13 | 中国铝业股份有限公司 | Method for separating red mud component |
| RU2483131C1 (en) * | 2011-12-26 | 2013-05-27 | Учреждение Российской академии наук Институт химии твердого тела Уральского отделения РАН | Method of making scandium oxide from red slag |
| CN103352118A (en) * | 2013-07-17 | 2013-10-16 | 内蒙古科技大学 | Method for extracting Nb from bayan obo tailings |
| CN104046803A (en) * | 2014-06-04 | 2014-09-17 | 吉林吉恩镍业股份有限公司 | Method for recovering scandium from scandium-containing material in ore pulp extraction mode |
| RU2536714C1 (en) * | 2013-08-06 | 2014-12-27 | Общество с ограниченной ответственностью "Объдиненная Копания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Method of producing scandium-bearing concentrate from red mud |
| RU2562183C1 (en) * | 2014-05-29 | 2015-09-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Кoмпания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Method of producing of scandium concentrate from red slime |
| CN105568009A (en) * | 2016-03-03 | 2016-05-11 | 河南理工大学 | Method for recovering scandium in acid solution |
| RU2613246C1 (en) * | 2016-06-09 | 2017-03-15 | Акционерное общество "Научно-исследовательский, проектный и конструкторский институт горного дела и металлургии цветных металлов" (АО "Гипроцветмет") | Method for scandium extraction from productive solutions |
| RU2630183C1 (en) * | 2016-11-11 | 2017-09-05 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Scandium recovery method from red mud |
| WO2018026308A1 (en) | 2016-08-04 | 2018-02-08 | Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Production of a scandium-containing concentrate and subsequent extraction of high-purity scandium oxide therefrom |
| RU2684663C1 (en) * | 2018-05-07 | 2019-04-11 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Method of producing scandium concentrate from scandium-containing solution |
| US11293077B2 (en) * | 2017-06-21 | 2022-04-05 | United Company Rusal Eng. And Tech. Centre Llc | Method for recovering scandium from red mud left from alumina production |
Citations (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1478637A1 (en) * | 1987-04-15 | 1999-06-10 | Московский институт стали и сплавов | METHOD OF EXTRACTING SCANDIUM FROM RED SIP |
-
2001
- 2001-02-26 RU RU2001105366/02A patent/RU2201988C2/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU1478637A1 (en) * | 1987-04-15 | 1999-06-10 | Московский институт стали и сплавов | METHOD OF EXTRACTING SCANDIUM FROM RED SIP |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| КОРШУНОВ Б.Г. и др. Скандий. - М.: Металлургия, 1987, с.132-134. Химия. - М.: ВИНИТИ, 1992, № 16, реферат 16Л114. * |
Cited By (17)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2247788C1 (en) * | 2003-06-24 | 2005-03-10 | Институт химии твердого тела Уральского отделения Российской Академии наук | Method for preparation of scandium oxide from red mud |
| CN100370040C (en) * | 2006-03-17 | 2008-02-20 | 汪友华 | Method for extracting scandium from red mud |
| CN102491620A (en) * | 2011-12-06 | 2012-06-13 | 中国铝业股份有限公司 | Method for separating red mud component |
| RU2483131C1 (en) * | 2011-12-26 | 2013-05-27 | Учреждение Российской академии наук Институт химии твердого тела Уральского отделения РАН | Method of making scandium oxide from red slag |
| CN103352118A (en) * | 2013-07-17 | 2013-10-16 | 内蒙古科技大学 | Method for extracting Nb from bayan obo tailings |
| RU2536714C1 (en) * | 2013-08-06 | 2014-12-27 | Общество с ограниченной ответственностью "Объдиненная Копания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Method of producing scandium-bearing concentrate from red mud |
| RU2562183C1 (en) * | 2014-05-29 | 2015-09-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Кoмпания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Method of producing of scandium concentrate from red slime |
| CN104046803A (en) * | 2014-06-04 | 2014-09-17 | 吉林吉恩镍业股份有限公司 | Method for recovering scandium from scandium-containing material in ore pulp extraction mode |
| CN105568009A (en) * | 2016-03-03 | 2016-05-11 | 河南理工大学 | Method for recovering scandium in acid solution |
| RU2613246C1 (en) * | 2016-06-09 | 2017-03-15 | Акционерное общество "Научно-исследовательский, проектный и конструкторский институт горного дела и металлургии цветных металлов" (АО "Гипроцветмет") | Method for scandium extraction from productive solutions |
| WO2018026308A1 (en) | 2016-08-04 | 2018-02-08 | Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Production of a scandium-containing concentrate and subsequent extraction of high-purity scandium oxide therefrom |
| RU2647398C2 (en) * | 2016-08-04 | 2018-03-15 | Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Obtaining scandium-containing concentrate and following removing the scandium oxide of high purity |
| US20190161828A1 (en) * | 2016-08-04 | 2019-05-30 | United Company RUSAL Engineering and Technology Centre LLC | Production of scandium-containing concentrate and further extraction of high-purity scandium oxide from the same |
| US11021773B2 (en) * | 2016-08-04 | 2021-06-01 | United Company RUSAL Engineering and Technology Centre LLC | Production of scandium-containing concentrate and further extraction of high-purity scandium oxide from the same |
| RU2630183C1 (en) * | 2016-11-11 | 2017-09-05 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Scandium recovery method from red mud |
| US11293077B2 (en) * | 2017-06-21 | 2022-04-05 | United Company Rusal Eng. And Tech. Centre Llc | Method for recovering scandium from red mud left from alumina production |
| RU2684663C1 (en) * | 2018-05-07 | 2019-04-11 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Method of producing scandium concentrate from scandium-containing solution |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2201988C2 (en) | Method of extraction of scandium in processing bauxites for alumina | |
| RU2595178C2 (en) | Method of extracting rare-earth elements and rare metals | |
| CA1337847C (en) | Method for purifying tio _ore by alternating acid and base treatments | |
| CN105658824A (en) | Process for obtaining high value products from red mud waste | |
| RU2669737C1 (en) | Method for preparation of scandium oxide from scandium-containing concentrates | |
| GB2140400A (en) | Treatment of aluminous materials to produce metallurgical grade alumina | |
| CN102876895A (en) | Method for recycling vanadium and chromium from low-concentration pentavalent vanadium and hexavalent chromium mixed liquor | |
| RU2001105366A (en) | METHOD FOR SCANDIUM EXTRACTION WHEN PROCESSING BOXITE ON ALUMINUM | |
| RU2245936C1 (en) | Method for vanadium recovery | |
| RU2522074C1 (en) | Method of processing eudialyte concentrate | |
| RU2484164C1 (en) | Method of producing scandium-bearing concentrate from red mud | |
| RU2210609C1 (en) | Method of production of metallic palladium | |
| RU2069181C1 (en) | Process for preparing scandium oxide | |
| RU2257348C1 (en) | Scandium oxide preparation process | |
| CN1757767A (en) | Shielding iron removing method in high purity aluminium oxide preparation process | |
| RU2715193C1 (en) | Ilmenite concentrate processing method | |
| RU2840984C1 (en) | Method of processing red mud to produce scandium oxide | |
| RU2477758C1 (en) | Method of extracting americium | |
| RU2843350C1 (en) | Method of processing eudialyte concentrate | |
| RU2155159C2 (en) | Method of preparing synthetic dehydrate gypsum from calcium-containing stock | |
| Froisland et al. | Acid sulfation of alunite | |
| CN115747491B (en) | A chemical beneficiation method for low-grade bastnaesite concentrate | |
| RU2576978C1 (en) | Method of processing of iron-containing monazite concentrates | |
| RU2572119C1 (en) | Method for processing aluminium-containing raw material | |
| RU2750429C1 (en) | Method for obtaining magnetite |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20080227 |