RU2373152C2 - Method of complex processing aluminosilicate material - Google Patents
Method of complex processing aluminosilicate material Download PDFInfo
- Publication number
- RU2373152C2 RU2373152C2 RU2007143435/15A RU2007143435A RU2373152C2 RU 2373152 C2 RU2373152 C2 RU 2373152C2 RU 2007143435/15 A RU2007143435/15 A RU 2007143435/15A RU 2007143435 A RU2007143435 A RU 2007143435A RU 2373152 C2 RU2373152 C2 RU 2373152C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- solution
- hydrochloric acid
- leaching
- cake
- aluminum
- Prior art date
Links
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01B—NON-METALLIC ELEMENTS; COMPOUNDS THEREOF; METALLOIDS OR COMPOUNDS THEREOF NOT COVERED BY SUBCLASS C01C
- C01B33/00—Silicon; Compounds thereof
- C01B33/113—Silicon oxides; Hydrates thereof
- C01B33/12—Silica; Hydrates thereof, e.g. lepidoic silicic acid
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01F—COMPOUNDS OF THE METALS BERYLLIUM, MAGNESIUM, ALUMINIUM, CALCIUM, STRONTIUM, BARIUM, RADIUM, THORIUM, OR OF THE RARE-EARTH METALS
- C01F7/00—Compounds of aluminium
- C01F7/02—Aluminium oxide; Aluminium hydroxide; Aluminates
- C01F7/20—Preparation of aluminium oxide or hydroxide from aluminous ores using acids or salts
- C01F7/22—Preparation of aluminium oxide or hydroxide from aluminous ores using acids or salts with halides or halogen acids
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01F—COMPOUNDS OF THE METALS BERYLLIUM, MAGNESIUM, ALUMINIUM, CALCIUM, STRONTIUM, BARIUM, RADIUM, THORIUM, OR OF THE RARE-EARTH METALS
- C01F7/00—Compounds of aluminium
- C01F7/02—Aluminium oxide; Aluminium hydroxide; Aluminates
- C01F7/30—Preparation of aluminium oxide or hydroxide by thermal decomposition or by hydrolysis or oxidation of aluminium compounds
- C01F7/306—Thermal decomposition of hydrated chlorides, e.g. of aluminium trichloride hexahydrate
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Physics & Mathematics (AREA)
- Thermal Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к цветной металлургии, в частности к технологии комплексной переработки окисленного сырья, содержащего оксиды алюминия и кремния, и может быть использовано для получения глинозема, кремнезема, выделения тяжелых цветных металлов из сложного труднообогатимого сырья.The invention relates to non-ferrous metallurgy, in particular to a technology for the integrated processing of oxidized raw materials containing aluminum and silicon oxides, and can be used to produce alumina, silica, and the separation of heavy non-ferrous metals from complex refractory raw materials.
Традиционная технология переработки алюмосиликатного сырья, преимущественно бокситов, способом Байера / Гудима Н.В., Шейн Я.П.Краткий справочник по металлургии цветных металлов. - М.: Металлургия, 1975, с.36-38 / предусматривает автоклавное щелочное выщелачивание предварительно измельченного сырья с растворением алюминия и переводом примесей в так называемый красный шлам, разложение алюминатного раствора с выделением гидроокиси алюминия и регенерацией выщелачивающего раствора, прокалку гидроокиси алюминия с получением глинозема.The traditional technology of processing aluminosilicate raw materials, mainly bauxites, by the Bayer method / Gudima N.V., Shein Y.P. A brief guide to the metallurgy of non-ferrous metals. - M .: Metallurgy, 1975, p.36-38 / provides for autoclaved alkaline leaching of pre-ground raw materials with the dissolution of aluminum and the conversion of impurities into the so-called red mud, decomposition of the aluminate solution with the release of aluminum hydroxide and regeneration of the leaching solution, calcination of aluminum hydroxide to obtain alumina.
Способ Байера предназначен для переработки высококачественных бокситов с низким содержанием кремнезема, кремневый модуль (отношение содержания Al2O3 к SiO2) для которых должен быть не менее 7-8. Это ограничение связано с образованием при щелочном выщелачивании нерастворимого натриевого алюмосиликата (пермутита), с которым теряется оксид алюминия и оксид натрия.The Bayer method is designed to process high-quality bauxite with a low silica content, a silicon module (ratio of Al 2 O 3 to SiO 2 content) for which should be at least 7-8. This limitation is associated with the formation of insoluble sodium aluminosilicate (permutite) during alkaline leaching, with which aluminum oxide and sodium oxide are lost.
Наиболее близким к предложенному способу переработки алюмосиликатного сырья является способ спекания алюмосиликатного сырья с высоким содержанием кремнезема /Лайнер А.И. Производство глинозема. - М.: Металлургиздат, 1961, с.362-370/. Способ предназначен для переработки сырья с кремневым модулем менее 7, заключается в переводе оксида алюминия в твердый алюминат натрия за счет его связывания с содой и предусматривает связывание кремнезема в нерастворимый двухкальциевый силикат. Способ включает приготовление шихты, состоящей из исходного сырья, соды и реагента, обладающего основными свойствами, в качестве которого используется известняк или известь, обжиг шихты при температуре 1150-1250°С, выщелачивание полученного спека оборотными содо-щелочными растворами с растворением алюминия и переводом примесей в отвальный шлам, обескремнивание раствора, выделение из раствора гидроокиси алюминия и ее прокалку с получением глинозема.Closest to the proposed method for processing aluminosilicate raw materials is a method of sintering aluminosilicate raw materials with a high content of silica / A. Liner. Alumina production. - M .: Metallurgizdat, 1961, p. 363-370 /. The method is intended for processing raw materials with a silicon module less than 7, consists in the conversion of aluminum oxide to solid sodium aluminate due to its binding to soda and involves the binding of silica to insoluble dicalcium silicate. The method includes preparing a mixture consisting of feedstock, soda and a reagent with basic properties, which is limestone or lime, firing the mixture at a temperature of 1150-1250 ° C, leaching the obtained cake with reverse soda-alkaline solutions with dissolution of aluminum and transferring impurities into dump slurry, desiliconization of the solution, separation of aluminum hydroxide from the solution and its calcination to obtain alumina.
Способ предназначен преимущественно для получения глинозема и не обеспечивает комплексной переработки сырья. В частности, кремнезем в виде двухкальциевого силиката теряется в отвальном шламе. Способ связан с высоким расходом соды, необходимостью использования значительного количества известняка или извести, высокими энергозатратами. Извлечение алюминия в раствор из спека находится в пределах 80-85% из-за недостаточно полного образования алюмината натрия при спекании. Недостатком способа является также значительное снижение технологических показателей при переработке сырья с повышенным содержанием железа, приводящим к образованию легкоплавкого силиката железа при спекании, присутствие которого уменьшает температурный интервал, в пределах которого проходит спекание и приводит к образованию настылей в обжиговых печах.The method is intended primarily for producing alumina and does not provide complex processing of raw materials. In particular, silica in the form of dicalcium silicate is lost in the waste sludge. The method is associated with a high consumption of soda, the need to use a significant amount of limestone or lime, high energy consumption. Extraction of aluminum into the solution from the cake is in the range of 80-85% due to the insufficiently complete formation of sodium aluminate during sintering. The disadvantage of this method is also a significant reduction in technological parameters in the processing of raw materials with a high iron content, leading to the formation of low-melting iron silicate during sintering, the presence of which reduces the temperature range within which sintering takes place and leads to the formation of crusts in kilns.
Задачей изобретения является разработка способа комплексной переработки сложного труднообогатимого окисленного сырья, преимущественно алюмосиликатного сырья, содержащего наряду с алюминием и кремнием такие металлы, как медь, свинец, цинк, олово и др.The objective of the invention is to develop a method for the complex processing of complex refractory oxidized raw materials, mainly aluminosilicate raw materials containing, along with aluminum and silicon, metals such as copper, lead, zinc, tin, etc.
Техническим результатом, достигаемым при использовании изобретения, является повышение извлечения алюминия в раствор при выщелачивании, извлечение кремнезема в виде товарной продукции, в частности в виде аморфного высокодисперсного кремнезема, снижение расхода реагентов и энергетических затрат при спекании, выделение сопутствующих металлов в виде богатых концентратов, пригодных для комплексной переработки.The technical result achieved by using the invention is to increase the extraction of aluminum into the solution during leaching, the extraction of silica in the form of commercial products, in particular in the form of amorphous finely divided silica, reducing the consumption of reagents and energy costs during sintering, the allocation of related metals in the form of rich concentrates suitable for complex processing.
Указанный технический результат достигается тем, что в способе переработки алюмосиликатного сырья, включающем его спекание с карбонатом натрия и реагентом, обладающим основными свойствами, выщелачивание спека, извлечение алюминия из раствора с последующим получением глинозема, предусмотрено проводить спекание сырья с использованием едкого натра в качестве реагента, обладающего основными свойствами, а полученный спек выщелачивать солянокислым раствором с получением хлоридного раствора и твердого остатка. Из хлоридного раствора выделяют более электроположительные по сравнению с алюминием металлы, после чего хлоридный раствор подвергают термической обработке с получением богатого по алюминию оксидного продукта и раствора соляной кислоты, а твердый остаток выщелачивания растворяют в щелочном растворе и полученный раствор подвергают карбонизации с получением раствора карбоната натрия и осадка аморфного кремнезема.The specified technical result is achieved by the fact that in the method of processing aluminosilicate raw materials, including sintering with sodium carbonate and a reagent having the basic properties, leaching of cake, extraction of aluminum from the solution, followed by obtaining alumina, it is envisaged to sinter the raw materials using sodium hydroxide as a reagent, having basic properties, and the resulting cake is leached with a hydrochloric acid solution to obtain a chloride solution and a solid residue. More electropositive metals than aluminum are isolated from the chloride solution, after which the chloride solution is subjected to heat treatment to obtain an aluminum-rich oxide product and hydrochloric acid solution, and the solid leach residue is dissolved in an alkaline solution and the resulting solution is carbonized to obtain sodium carbonate solution and sediment of amorphous silica.
Массовое соотношение карбоната натрия к едкому натру в шихте спекания находится в пределах (2,5-3,5):1 при их суммарном расходе 40-50% мас. от количества поступающего на спекание сырья.The mass ratio of sodium carbonate to caustic soda in the sintering mixture is in the range (2.5-3.5): 1 at a total flow rate of 40-50% wt. from the amount received for sintering raw materials.
Выщелачивание спека ведут раствором соляной кислоты с исходной концентрацией не менее 4,4 г-экв/дм3 при отношении Ж:Т не менее 10:1 в течение 30-60 мин при температуре 40-80°С, после чего раствор отделяют от твердого остатка, пополняют раствором соляной кислоты до концентрации не менее 4,4 г-экв/дм3 и используют для выщелачивания новой порции спека, повторяя эти операции до получения в растворе концентрации алюминия не менее 70-80 г/дм3 в пересчете на Al2O3.Sinter leaching is carried out with a solution of hydrochloric acid with an initial concentration of at least 4.4 g-equiv / dm 3 at a ratio of W: T of at least 10: 1 for 30-60 minutes at a temperature of 40-80 ° C, after which the solution is separated from the solid the remainder, replenish with a solution of hydrochloric acid to a concentration of not less than 4.4 g-equiv / dm 3 and used to leach a new portion of cake, repeating these operations until the aluminum concentration in the solution is not less than 70-80 g / dm 3 in terms of Al 2 O 3 .
Частным случаем выщелачивания спека является выщелачивание в непрерывном режиме, которое ведут раствором соляной кислоты с исходной концентрацией 4,4 г-экв/дм3 в течение 30-60 мин при температуре 40-80°С, после чего раствор отделяют от твердого остатка, часть его возвращают на выщелачивание спека, а остальное количество раствора направляют на последующую переработку.A special case of cake leaching is continuous leaching, which is carried out with a solution of hydrochloric acid with an initial concentration of 4.4 g-equiv / dm 3 for 30-60 minutes at a temperature of 40-80 ° C, after which the solution is separated from the solid residue, part it is returned to the leaching of cake, and the rest of the solution is sent for further processing.
Из раствора, полученного при выщелачивании спека, выделяют более электроположительные по сравнению с алюминием металлы в виде коллективного продукта и эта операция может быть осуществлена, в частности, путем электролиза в электролизере с разделенным анодным и катодным пространством при катодной плотности тока не менее 500 А/м2.Metals that are more electropositive than aluminum are isolated from the solution obtained by leaching cake cake as a collective product and this operation can be carried out, in particular, by electrolysis in an electrolyzer with a separated anode and cathode space at a cathode current density of at least 500 A / m 2 .
Очищенный от более электроположительных по сравнению с алюминием металлов хлоридный раствор подвергают термической обработке с выпаркой раствора и получением гексагидрата хлорида алюминия на первой стадии, его прокалкой при 400-600°C с получением оксидного продукта на второй стадии и конденсацией раствора соляной кислоты из газов термической обработки.The chloride solution purified from more electropositive metals than aluminum is subjected to heat treatment with evaporation of the solution to obtain aluminum chloride hexahydrate in the first stage, calcining it at 400-600 ° C to obtain an oxide product in the second stage, and condensing the hydrochloric acid solution from heat-treated gases .
Твердый остаток выщелачивания спека промывают водой и выщелачивают раствором, содержащим не менее 150 г/дм3 NaOH в течение 30-40 мин при отношении Ж:Т=(5-6):1 с получением раствора силиката натрия и твердого остатка, возвращаемого на операцию спекания.The solid cake leach residue is washed with water and leached with a solution containing at least 150 g / dm 3 NaOH for 30-40 minutes at a ratio of W: T = (5-6): 1 to obtain a solution of sodium silicate and a solid residue returned to the operation sintering.
Раствор, получаемый при щелочном растворении твердого остатка выщелачивания спека, подвергают карбонизации газом, содержащим диоксид углерода с последующим отделением осадка аморфного кремнезема, его промывкой и сушкой при 300-400°С.The solution obtained by alkaline dissolution of the solid cake leach residue is subjected to carbonization with a gas containing carbon dioxide, followed by separation of the precipitate of amorphous silica, washing and drying it at 300-400 ° C.
В частном случае применения изобретения при переработке исходного сырья, содержащего повышенное содержание железа, исходное алюмосиликатное сырье предварительно обрабатывают раствором соляной кислоты концентрацией не менее 250 г/дм3 при отношении Ж:Т=(2,5-3):1, температуре 75-85°С в течение 4-6 часов, после чего хлоридный раствор отделяют от твердого остатка, который промывают водой и в виде влажного кека подают в шихту спекания, а хлоридный раствор перерабатывают с получением железосодержащего продукта. Для увеличения полноты растворения железа при обработке сырья соляной кислотой в пульпу дополнительно может быть подан газ, содержащий хлор, например анодный газ хлорного мембранного электролизера. В хлоридный раствор вводят концентрированную соляную кислоту до концентрации 6,5-7,5 г-экв/дм3, после чего железо выделяют из раствора экстракцией раствором трибутилфосфата в керосине при количестве стадий экстракции не менее трех. Полученные при последующей реэкстракции рафинаты используются при выщелачивании спека, а реэкстракты для получения оксидного железосодержащего продукта и регенерации соляной кислоты. Реэкстракты обрабатывают железным скрапом и затем выпаривают на 85-90%, после чего подвергают термической обработке в окислительной среде при 580-650°C с получением оксидного железосодержащего продукта, а регенерацию соляной кислоты проводят путем конденсации газов, получаемых при выпарке и термической обработке.In the particular case of the application of the invention in the processing of feedstock containing a high iron content, the feedstock aluminosilicate feedstock is pre-treated with a solution of hydrochloric acid with a concentration of at least 250 g / dm 3 at a ratio of W: T = (2.5-3): 1, temperature 75- 85 ° C for 4-6 hours, after which the chloride solution is separated from the solid residue, which is washed with water and served as a wet cake in the sintering mixture, and the chloride solution is processed to obtain an iron-containing product. To increase the completeness of the dissolution of iron during the processing of raw materials with hydrochloric acid, a gas containing chlorine, for example, the anode gas of a chlorine membrane electrolyzer, can be added to the pulp. Concentrated hydrochloric acid is introduced into the chloride solution to a concentration of 6.5-7.5 g-equiv / dm 3 , after which iron is isolated from the solution by extraction with a solution of tributyl phosphate in kerosene with the number of extraction stages not less than three. The raffinates obtained during subsequent re-extraction are used in the leaching of cake, and the re-extracts are used to obtain an iron-containing oxide product and the regeneration of hydrochloric acid. The strips are treated with iron scrap and then evaporated by 85-90%, after which they are subjected to heat treatment in an oxidizing medium at 580-650 ° C to obtain an iron oxide product, and the hydrochloric acid is regenerated by condensation of the gases obtained by evaporation and heat treatment.
Предложенная последовательность операций и их условия обусловлены тем, что совокупность существенных признаков изобретения позволяет извлечь из сложного труднообогатимого сырья алюминий в виде технического глинозема, пригодного для переработки известными методами, кремнезем в виде чистого тонкодисперсного аморфного кремнезема, тяжелые цветные металлы в виде богатых продуктов, также пригодных для переработки известными методами. Важным преимуществом предложенной технологии является возможность регенерации реагентов, используемых в схеме.The proposed sequence of operations and their conditions are due to the fact that the set of essential features of the invention makes it possible to extract aluminum from complex refractory raw materials in the form of technical alumina suitable for processing by known methods, silica in the form of pure finely dispersed amorphous silica, heavy non-ferrous metals in the form of rich products, also suitable for processing by known methods. An important advantage of the proposed technology is the ability to regenerate the reagents used in the scheme.
В отличие от известного способа спекания алюмосиликатного сырья в качестве реагента, обладающего основными свойствами, в составе сырья предложено использовать не известняк или известь, связывающие кремнезем в малорастворимый двухкальциевый силикат, а едкий натр, образующий с кремнеземом силикат натрия.In contrast to the known method of sintering aluminosilicate raw materials, it is proposed to use not limestone or lime, which binds silica into poorly soluble dicalcium silicate, but caustic soda, which forms sodium silicate with silica, as a reagent with basic properties.
Соотношение карбоната натрия к едкому натру в шихте, поступающей на спекание, в пределах (2,5-3,5):1 при их суммарном расходе 40-50% мас. от количества поступающего на спекание сырья обеспечивает связывание алюминия и кремнезема в соответствующие соединения по реакциямThe ratio of sodium carbonate to caustic soda in the mixture fed to sintering, in the range (2.5-3.5): 1 at a total flow rate of 40-50% wt. of the amount supplied to the sintering raw material provides the binding of aluminum and silica to the corresponding compounds by reactions
Al2O3+Na2CO3=Na2O·Al2O3+СО2 Al 2 O 3 + Na 2 CO 3 = Na 2 O · Al 2 O 3 + CO 2
SiO2+2NaOH=Na2SiO3+H2OSiO 2 + 2NaOH = Na 2 SiO 3 + H 2 O
Замена известняка (извести) едким натром в составе шихты позволяет снизить расход реагентов и энергетические затраты в процессе спекания.Replacing limestone (lime) with sodium hydroxide in the composition of the mixture allows to reduce the consumption of reagents and energy costs in the sintering process.
Выщелачивание спека в соляной кислоте позволяет отделить переходящие в раствор алюминий и цветные металлы от образующегося при взаимодействии с кислотой малорастворимого в кислом растворе осадка кремнекислоты.Leaching of cake in hydrochloric acid makes it possible to separate aluminum and non-ferrous metals passing into the solution from the precipitate of silicic acid, which is poorly soluble in an acidic solution and which forms upon reaction with acid.
Na2O·Al2O3+8HCl=2AlCl3+2NaCl+4H2ONa 2 O · Al 2 O 3 + 8HCl = 2AlCl 3 + 2NaCl + 4H 2 O
Na2SiO3+2HCl=↓SiO2·Н2О+2NaClNa 2 SiO 3 + 2HCl = ↓ SiO 2 · H 2 O + 2NaCl
Экспериментально определено, что при отношении Ж:Т менее 10:1 происходит образование коллоидного раствора кремниевой кислоты, затрудняющего процессы последующего разделения жидкого и твердого при отстаивании и фильтрации пульп, в то же время наличие в растворе хлоридов алюминия и натрия не оказывает существенного влияния на вязкость растворов. В связи с этим предложено проводить выщелачивание спека стадиально при отношении Ж:Т не менее 10:1 с отделением твердого остатка от раствора после каждой стадии, пополнением раствора соляной кислотой и его использованием на последующей стадии выщелачивания новой порции спека до получения в растворе концентрации алюминия (в пересчете на Al2O3) не менее 70-80 г/дм3. Выщелачивание спека может быть осуществлено и в непрерывном режиме при использовании в качестве растворителя смеси раствора соляной кислоты с частью раствора, получаемого при его отделении от твердого остатка выщелачивания, в количестве, обеспечивающем исходное отношение Ж:Т не менее 10:1. Оставшаяся часть раствора, содержащая 70-80 г/дм3 Al2O3, выводится на последующую переработку.It has been experimentally determined that, with a L: T ratio of less than 10: 1, a colloidal solution of silicic acid is formed, which complicates the subsequent separation of liquid and solid during settling and filtration of pulps, while the presence of aluminum and sodium chlorides in the solution does not significantly affect the viscosity solutions. In this regard, it was proposed to conduct the leaching of the cake stepwise at a ratio of W: T of at least 10: 1 with separation of the solid residue from the solution after each stage, replenishing the solution with hydrochloric acid and using it at the subsequent stage of leaching a new portion of cake to obtain an aluminum concentration in the solution ( in terms of Al 2 O 3 ) not less than 70-80 g / dm 3 . Sinter leaching can also be carried out continuously using a mixture of hydrochloric acid solution with a part of the solution obtained by separating it from the solid leach residue as a solvent in an amount that provides the initial W: T ratio of at least 10: 1. The remaining part of the solution, containing 70-80 g / dm 3 Al 2 O 3 , is withdrawn for subsequent processing.
Для очистки хлоридного раствора от перешедших в него при выщелачивании цветных металлов могут быть использованы различные технологические приемы, однако предлагаемый метод их выделения путем электролиза в электролизере с разделенным анодным и катодным пространством при катодной плотности тока не менее 500 А/м2 позволяет быстро и полно очистить раствор с получением концентрата тяжелых цветных металлов, пригодного для комплексной переработки.Various technological methods can be used to clean the chloride solution from non-ferrous metals that have leached into it, but the proposed method for their isolation by electrolysis in an electrolyzer with a separated anode and cathode space at a cathode current density of at least 500 A / m 2 allows you to quickly and completely clean a solution to obtain a concentrate of heavy non-ferrous metals, suitable for complex processing.
Выпарка очищенного хлоридного раствора и последующая прокалка смеси хлоридов натрия и алюминия в окислительной атмосфере в присутствии паров воды позволяет получить оксидный продукт, содержащий оксиды алюминия и натрия, который может быть переработан на глинозем стандартной технологией способа Байера. Конденсация газов термообработки позволяет получить раствор соляной кислоты, пригодный для повторного использования при выщелачивании спека.Evaporation of the purified chloride solution and subsequent calcination of the mixture of sodium and aluminum chlorides in an oxidizing atmosphere in the presence of water vapor makes it possible to obtain an oxide product containing aluminum and sodium oxides, which can be processed into alumina using standard Bayer method technology. The condensation of heat treatment gases allows to obtain a solution of hydrochloric acid, suitable for reuse in the leaching of cake.
Твердый остаток кислотного выщелачивания спека, состоящий преимущественно из кремниевой кислоты, после водной промывки выщелачивают содо-щелочным раствором. При этом кремний переходит в раствор в виде силиката натрияThe solid cake leach acid leach residue, consisting predominantly of silicic acid, is leached after a water wash with a soda-alkaline solution. In this case, silicon passes into the solution in the form of sodium silicate
SiO2·Н2О+2NaOH=Na2SiO3+2Н2ОSiO 2 · H 2 O + 2NaOH = Na 2 SiO 3 + 2H 2 O
SiO2·Н2О+Na2CO3=Na2SiO3+H2O+CO2,SiO 2 · H 2 O + Na 2 CO 3 = Na 2 SiO 3 + H 2 O + CO 2 ,
а примеси в виде нерастворимых гидроксидов остаются в твердом остатке, возвращаемом на операцию спекания.and impurities in the form of insoluble hydroxides remain in the solid residue returned to the sintering operation.
При обработке раствора силиката натрия газом, содержащим CO2, происходит карбонизация раствора, сопровождающаяся выпадением из раствора аморфного кремнеземаWhen a sodium silicate solution is treated with a gas containing CO 2 , the solution is carbonized, accompanied by the precipitation of amorphous silica from the solution
Na2SiO3+CO2=Na2CO3+↓SiO2,Na 2 SiO 3 + CO 2 = Na 2 CO 3 + ↓ SiO 2 ,
который после отделения от раствора, промывки и термообработки является высококачественным товарным продуктом.which after separation from the solution, washing and heat treatment is a high-quality commercial product.
В частном случае переработки исходного алюмосиликатного сырья, содержащего повышенное количество соединений железа, затрудняющих процесс спекания из-за образования при спекании легкоплавких силикатов железа, предложено исходное сырье перед процессом спекания подвергать очистке от железа. Этот процесс предложено проводить выщелачиванием в концентрированном растворе соляной кислоты и для интенсификации процесса и повышения извлечения железа в раствор предложено дополнительно подавать в пульпу выщелачивания газообразный хлор, который может быть получен, например, путем электролиза раствора хлорида натрия в хлорном мембранном электролизере.In the particular case of processing the initial aluminosilicate raw material containing an increased amount of iron compounds that impede the sintering process due to the formation of low-melting iron silicates during sintering, it is proposed that the raw material be purified from iron before the sintering process. It is proposed to carry out this process by leaching in a concentrated solution of hydrochloric acid, and to intensify the process and increase the extraction of iron into the solution, it is proposed to additionally supply gaseous chlorine to the leaching pulp, which can be obtained, for example, by electrolysis of a solution of sodium chloride in a chlorine membrane electrolyzer.
Из полученного при выщелачивании раствора железо выделяется экстракцией после подкисления раствора соляной кислотой. Экстракцию проводят, например, раствором трибутилфосфата в керосине в несколько стадий (как правило, требуется не менее трех стадий) с последующей реэкстракцией. В полученном при экстракции рафинате содержит 4,5-5 г-экв/дм3 соляной кислоты и цветные металлы, перешедшие в раствор при солянокислом выщелачивании. Этот раствор может быть использован при выщелачивании спека. Реэкстракт обрабатывают железным скрапом для цементации незначительного количества цветных металлов, перешедших в него в процессе экстракции, после чего он содержит до 40-45 г/дм3 железа, которое извлекается путем выпарки раствора и термической обработкой железосодержащего продукта в окислительной среде при 580-650°С. В результате термической обработки получается оксид железа и газы, при конденсации которых получают соляную кислоту.From the solution obtained by leaching, iron is extracted by extraction after acidification of the solution with hydrochloric acid. The extraction is carried out, for example, with a solution of tributyl phosphate in kerosene in several stages (as a rule, at least three stages are required), followed by re-extraction. The raffinate obtained during extraction contains 4.5-5 g-eq / dm 3 hydrochloric acid and non-ferrous metals that have passed into solution during hydrochloric acid leaching. This solution can be used for leaching cake. The reextract is treated with iron scrap to cement a small amount of non-ferrous metals that passed into it during the extraction process, after which it contains up to 40-45 g / dm 3 of iron, which is extracted by evaporation of the solution and heat treatment of the iron-containing product in an oxidizing medium at 580-650 ° FROM. As a result of heat treatment, iron oxide and gases are obtained, upon condensation of which hydrochloric acid is obtained.
Экспериментально проверка способа проведена в полупромышленном масштабе при последовательном осуществлении технологических операций, входящих в способ. В качестве исходного сырья была использована проба окисленной полиметаллической руды, содержащая, % мас.: Fe2O3 - 13,7; Al2O3 - 22,0; SiO2 - 40,3; TiO2 - 1,3; Sn - 0,21; Cu - 0,08; Pb - 0,54; Bi - 0,10; W - 0,07, измельченная до крупности 95% - 0,074 мм.An experimental verification of the method was carried out on a semi-industrial scale with the sequential implementation of the technological operations included in the method. As a feedstock, a sample of oxidized polymetallic ore was used, containing, wt%: Fe 2 O 3 - 13.7; Al 2 O 3 - 22.0; SiO 2 40.3; TiO 2 - 1.3; Sn 0.21; Cu - 0.08; Pb - 0.54; Bi - 0.10; W - 0.07, crushed to a particle size of 95% - 0.074 mm.
В связи с повышенным содержанием железа в исходной руде была проведена очистка сырья от железа путем его выщелачивания раствором соляной кислоты концентрацией 320 г/дм3 при Ж:Т=2,5:1, температуре 75-80°С, интенсивном механическом перемешивании и подаче в пульпу хлорсодержащего анодного газа, полученного в мембранном электролизере при электролизе раствора хлорида натрия. При выщелачивании в течение 6 часов в раствор было извлечено 98% железа, 94-96% меди, свинца и висмута, 60-65% вольфрама, 20-25% олова и титана. Растворимость алюминия не превышает 10-11%, кремнезема - не более 2%.In connection with the increased iron content in the initial ore, the raw material was purified from iron by leaching it with a solution of hydrochloric acid with a concentration of 320 g / dm 3 at L: T = 2.5: 1, a temperature of 75-80 ° С, intensive mechanical stirring and feeding in the pulp of a chlorine-containing anode gas obtained in a membrane electrolyzer during the electrolysis of a solution of sodium chloride. When leaching for 6 hours, 98% of iron, 94-96% of copper, lead and bismuth, 60-65% of tungsten, 20-25% of tin and titanium were extracted into the solution. The solubility of aluminum does not exceed 10-11%, silica - not more than 2%.
В результате операции очистки от железа получен усредненный кек, содержащий, мас.%: Fe2O3 - 0,15; Al2O3 - 26,0; SiO2 - 53,1; TiO2 - 1,35; Sn - 0,21; Cu - 0,001; Pb - 0,002; Bi - 0,004; W - 0,04, и усредненный хлоридный раствор, содержащий, г/дм3: Fe2O3 - 60,7; Al2O3 - 12,0; SiO2 - 3,5; TiO2 - 1,7; Sn - 0,26; Cu - 0,42; Pb - 2,3; Bi - 0,48; W - 0,21 (здесь и далее в составе растворов содержание железа, алюминия и титана приведено в пересчете на соответствующие оксиды).As a result of the iron removal operation, an average cake was obtained containing, wt.%: Fe 2 O 3 - 0.15; Al 2 O 3 - 26.0; SiO 2 53.1; TiO 2 - 1.35; Sn 0.21; Cu - 0.001; Pb - 0.002; Bi - 0.004; W - 0.04, and an average chloride solution containing, g / dm 3 : Fe 2 O 3 - 60.7; Al 2 O 3 - 12.0; SiO 2 - 3.5; TiO 2 - 1.7; Sn 0.26; Cu 0.42; Pb - 2.3; Bi - 0.48; W - 0.21 (hereinafter, in the composition of the solutions, the contents of iron, aluminum and titanium are given in terms of the corresponding oxides).
Железосодержащий хлоридный раствор подкреплялся концентрированной соляной кислотой до 7 г-экв/дм3 и подвергался трехступенчатой экстракции 30% раствором трибутилфосфата в керосине. Реэкстракция проводилась водой в противотоке. Полученный при экстракции рафинат кислотностью 4,7 г-экв/дм3 содержал, г/дм3: Fe2O3 менее 0,005; Al2O3 - 11,6; SiO2 - 3,4; TiO2 - 1,6; Sn - 0,22; Cu - 0,3; Pb - 2,2; Bi - 0,45; W - 0,17, и направлялся на последующую операцию выщелачивания спека.The iron-containing chloride solution was supported by concentrated hydrochloric acid to 7 geq / dm 3 and was subjected to three-stage extraction with a 30% solution of tributyl phosphate in kerosene. Reextraction was carried out in countercurrent water. The raffinate obtained by extraction with an acidity of 4.7 geq / dm 3 contained, g / dm 3 : Fe 2 O 3 less than 0.005; Al 2 O 3 - 11.6; SiO 2 - 3.4; TiO 2 - 1.6; Sn 0.22; Cu - 0.3; Pb - 2.2; Bi - 0.45; W - 0.17, and was sent to the subsequent sinter leaching operation.
Реэкстракт кислотностью 2,4 г-экв/дм3 содержал, г/дм3: Fe2O3 - 60,0; Al2O3 - 0,33;The re-extract with an acidity of 2.4 g-equiv / dm 3 contained, g / dm 3 : Fe 2 O 3 - 60.0; Al 2 O 3 - 0.33;
SiO2 - 0,1; TiO2 - 0,03; Sn - 0,05; Cu - 0,12; Pb - 0,07; Bi - 0,03; W - 0,004, и из него после обработки железным скрапом выделялся железосодержащий продукт. Реэкстракт подвергался предварительной выпарке до получения раствора концентрацией железа 370-380 г/дм3 и последующей термической обработке при 580-620°С, в результате чего полностью переведен в газовую фазу хлор в виде паров соляной кислоты и получен оксидный железосодержащий концентрат, содержащий, мас.%:SiO 2 - 0.1; TiO 2 - 0.03; Sn 0.05; Cu - 0.12; Pb - 0.07; Bi - 0.03; W - 0.004, and from it after treatment with iron scrap, an iron-containing product was released. The reextract was subjected to preliminary evaporation to obtain a solution with an iron concentration of 370-380 g / dm 3 and subsequent heat treatment at 580-620 ° C, as a result of which chlorine was completely transferred to the gas phase in the form of hydrochloric acid vapor and an iron oxide concentrate containing, by weight .%:
Fe2O3 - 97,3; Al2O3 - 0,44; SiO2 - 0,14; Sn - 0,033; Cu - 0,084; Pb - 0,048; Bi - 0,027; CaO - 1,21; MgO - 0,43; Na2O - 0,007, Soбщ - 0,12. Извлечение железа в концентрат составило 95,2%.Fe 2 O 3 - 97.3; Al 2 O 3 - 0.44; SiO 2 0.14; Sn - 0.033; Cu - 0.084; Pb - 0.048; Bi - 0.027; CaO - 1.21; MgO - 0.43; Na 2 O - 0.007, S total - 0.12. The extraction of iron in the concentrate was 95.2%.
Полученный в результате кислотной обработки кек смешивался с карбонатом натрия и концентрированным раствором едкого натра, взятых в количестве 40% от количества кека при соотношении соды к щелочи 3:1, до образования однородной влажной массы, после чего масса высушивалась при 250-300°С и подвергалась спеканию в тиглях при температуре 880°С в течение 2 часов. Полученный спек имел состав, мас.%: Fe2O3 - 0,12; Al2O3 - 20,75; SiO2 - 42,35; TiO2 - 0,04; Sn - 0,165; Cu - 0,0008; Pb - 0,0016; Bi - 0,003; W - 0,04, измельчался до крупности 100% - 0,074 мм и подвергался выщелачиванию в солянокислом растворе.The cake obtained as a result of acid treatment was mixed with sodium carbonate and concentrated sodium hydroxide solution, taken in an amount of 40% of the cake amount with a soda to alkali ratio of 3: 1, until a homogeneous wet mass was formed, after which the mass was dried at 250-300 ° C and was sintered in crucibles at a temperature of 880 ° C for 2 hours. The obtained cake had a composition, wt.%: Fe 2 O 3 - 0.12; Al 2 O 3 - 20.75; SiO 2 42.35; TiO 2 - 0.04; Sn - 0.165; Cu 0.0008; Pb - 0.0016; Bi - 0.003; W - 0.04, was ground to a particle size of 100% - 0.074 mm and was leached in a hydrochloric acid solution.
Выщелачивание проводилось в периодическом режиме при отношении Ж:Т=10:1 раствором соляной кислоты концентрацией 4,7 г-экв/дм3 (рафинатом реэкстракции железа) при температуре 60°С в течение не более 60 мин. Полученная пульпа фильтровалась на вакуумном фильтре и фильтрат после подкрепления соляной кислотой до 4,4 г-экв/дм3 и доведения до первоначального объема подавался на выщелачивание новой порции спека и эта операция повторялась три раза. Состав раствора, полученного после каждой стадии выщелачивания, приведен ниже.Leaching was carried out in a batch mode at a ratio of W: T = 10: 1 with a solution of hydrochloric acid at a concentration of 4.7 g-equiv / dm 3 (iron stripping raffinate) at a temperature of 60 ° C for no more than 60 minutes. The resulting pulp was filtered on a vacuum filter and the filtrate after reinforcement with hydrochloric acid to 4.4 geq / dm 3 and bringing to the initial volume was fed to leach a new portion of cake and this operation was repeated three times. The composition of the solution obtained after each leaching step is shown below.
В результате выщелачивания спека получен твердый остаток, содержащий в пересчете на сухую массу, мас.%: SiO2 - 81,0; Al2O3 - 14,3; СаО - 0,7; MgO - 0,5; Fe2O3 - 0,04; Na - 2,8; Cl - 0,09. В результате двухстадиальной водной промывки твердого остатка от него отмывалось не менее 90% примесных компонентов, в результате чего содержание кремнезема в пересчете на сухую массу увеличивалось до 94-96%.As a result of sinter leaching, a solid residue was obtained containing, in terms of dry weight, wt.%: SiO 2 - 81.0; Al 2 O 3 - 14.3; CaO - 0.7; MgO - 0.5; Fe 2 O 3 - 0.04; Na - 2.8; Cl is 0.09. As a result of a two-stage water washing of the solid residue, at least 90% of the impurity components were washed from it, as a result of which the silica content in terms of dry weight increased to 94-96%.
Промытый влажный осадок кремнекислоты подвергался щелочному выщелачиванию в растворе, содержащем 200 г/дм3 едкого натра при Ж:Т=6:1 в течение 30-40 мин. В результате выщелачивания кремнезем переходил в раствор в виде силиката натрияThe washed wet precipitate of silicic acid was subjected to alkaline leaching in a solution containing 200 g / dm 3 sodium hydroxide at W: T = 6: 1 for 30-40 minutes. As a result of leaching, silica passed into solution in the form of sodium silicate
SiO2·H2O+2NaOH=Na2SiO3+2H2O,SiO 2 · H 2 O + 2NaOH = Na 2 SiO 3 + 2H 2 O,
при этом неотмытые примесные компоненты, количество которых не превышало 1,5-2,8%, в виде гидроксидов оставались в твердом остатке.while uncleaned impurity components, the amount of which did not exceed 1.5-2.8%, remained in the solid residue in the form of hydroxides.
Отфильтрованный щелочной раствор с содержанием SiO2 98 г/дм3 обрабатывался углекислым газом, в результате чего происходила нейтрализация раствора и выделение из него кремнекислотыThe filtered alkaline solution with a content of SiO 2 of 98 g / dm 3 was treated with carbon dioxide, as a result of which the solution was neutralized and silicic acid was released from it
2NaOH+CO2=Na2CO3+Н2О2NaOH + CO 2 = Na 2 CO 3 + H 2 O
Na2SiO3+CO2+Н2О=↓SiO2·H2O+Na2CO3 Na 2 SiO 3 + CO 2 + H 2 O = ↓ SiO 2 · H 2 O + Na 2 CO 3
Сгущенная пульпа фильтровалась, кек промывался на фильтре и подвергался термической обработке при 380-400°С до полного удаления влаги, в результате чего был получен аморфный кремнезем с удельной поверхностью 120 м2/г (по фенолу), содержащий, мас.%: SiO2 - 98,5; Al2O3 - 0,08; СаО - 0,14; MgO - 0,2; Na - 0,05; Cl - 0,008.The thickened pulp was filtered, the cake was washed on the filter and subjected to heat treatment at 380-400 ° C until the moisture was completely removed, resulting in amorphous silica with a specific surface area of 120 m 2 / g (phenol) containing, wt.%: SiO 2 - 98.5; Al 2 O 3 - 0.08; CaO - 0.14; MgO - 0.2; Na - 0.05; Cl is 0.008.
Из раствора, полученного при солянокислом выщелачивании спека, были извлечены присутствующие в нем цветные металлы путем электролиза в двухкамерном монополярном мембранном электролизере при катодной плотности тока 760 А/м2. В результате электролиза получен катодный осадок, содержащий, мас.%: Sn - 19,3; Bi - 12,3; Cu - 6,4; Pb - 47,3; Fe - 1,1; Ti - 0,35, являющийся коллективным концентратом тяжелых цветных металлов, переработка которого известными методами не представляет технических затруднений.From the solution obtained by hydrochloric acid leaching of cake, the non-ferrous metals present in it were extracted by electrolysis in a two-chamber monopolar membrane electrolyzer at a cathodic current density of 760 A / m 2 . As a result of electrolysis, a cathode deposit was obtained, containing, wt.%: Sn - 19.3; Bi - 12.3; Cu - 6.4; Pb - 47.3; Fe - 1.1; Ti - 0.35, which is a collective concentrate of heavy non-ferrous metals, the processing of which by known methods does not present technical difficulties.
Полученный при электролизе очищенный раствор содержал, г/дм3: Al2O3 - 75,1;Obtained by electrolysis, the purified solution contained, g / dm 3 : Al 2 O 3 - 75.1;
Fe2O3 - 1,5; SiO2 - 0,7; Sn - 0,02; TiO2 - 3,9; Cu - 0,07; Pb - 0,026; Bi - 0,008, W - 0,03, и подвергался выпариванию до полной кристаллизации гексагидрата хлорида алюминия, который прокаливался при 400-600°С, в результате чего был получен оксидный продукт, содержащий, мас.%: Al2O3 - 56,8; Fe2O3 - 1,9; SiO2 - 0,2; Sn - 0,02;Fe 2 O 3 - 1.5; SiO 2 0.7; Sn is 0.02; TiO 2 - 3.9; Cu - 0.07; Pb - 0.026; Bi - 0.008, W - 0.03, and was evaporated until the aluminum chloride hexahydrate was completely crystallized, which was calcined at 400-600 ° C, as a result of which an oxide product was obtained containing, wt.%: Al 2 O 3 - 56, 8; Fe 2 O 3 - 1.9; SiO 2 0.2; Sn is 0.02;
TiO2 - 1,3; СаО - 2,1; MgO - 2,5; Na - 25,5; Mn - 0,8; Cl - 0,18. Оксидный продукт может быть переработан на товарный глинозем известным способом Байера, конденсация газов, полученных при термической обработке хлоридного раствора и прокалке хлорида алюминия, позволяет регенерировать соляную кислоту и вновь использовать ее в процессе.TiO 2 - 1.3; CaO - 2.1; MgO - 2.5; Na - 25.5; Mn - 0.8; Cl is 0.18. The oxide product can be processed into commercial alumina using the Bayer method, the condensation of gases obtained by heat treatment of a chloride solution and calcination of aluminum chloride allows us to regenerate hydrochloric acid and reuse it in the process.
Полученные результаты свидетельствуют о возможности комплексной переработки сложного алюмосиликатного сырья с достижением сквозного извлечения в соответствующие товарные продукты алюминия на 96-97%, кремнезема на 97-99%, железа на 95-96%, цветных металлов в коллективный концентрат на 75-90%.The results obtained indicate the possibility of complex processing of complex aluminosilicate raw materials with the achievement of through extraction into the corresponding commercial products of aluminum by 96-97%, silica by 97-99%, iron by 95-96%, non-ferrous metals into collective concentrate by 75-90%.
Claims (13)
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| KZ20070228 | 2007-02-14 | ||
| KZ2007/0228.1 | 2007-02-14 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2007143435A RU2007143435A (en) | 2009-05-27 |
| RU2373152C2 true RU2373152C2 (en) | 2009-11-20 |
Family
ID=39690291
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2007143435/15A RU2373152C2 (en) | 2007-02-14 | 2007-11-23 | Method of complex processing aluminosilicate material |
Country Status (2)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2373152C2 (en) |
| WO (1) | WO2008100123A1 (en) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2625470C1 (en) * | 2016-06-23 | 2017-07-14 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Method for purifying aluminium-containing chloride solutions |
| US20200331769A1 (en) * | 2019-04-18 | 2020-10-22 | Nextchem, Llc | High purity aluminum oxide via electrodialysis |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU190360A1 (en) * | Научно исследовательский горно металлургический институт Арм ССР | METHOD OF PROCESSING OF CLAY AND KAOLIN ON ALUMINUM | ||
| DE3713679A1 (en) * | 1986-06-09 | 1987-12-10 | Mansfeld Kombinat W Pieck Veb | Process for preparing aluminium oxide |
| GB2205558A (en) * | 1987-05-18 | 1988-12-14 | Lonhro Plc | Recovery of alumina from aluminosilicates |
| CN1197765A (en) * | 1997-04-26 | 1998-11-04 | 钟正伟 | Alumina purifying process using bauxite |
| RU2176984C2 (en) * | 1995-12-15 | 2001-12-20 | Мэшел Алюмина Индастриес Лтд. | Method of isolation of alumina and silica |
Family Cites Families (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB857245A (en) * | 1956-10-22 | 1960-12-29 | Anaconda Co | Improvements in production of alumina |
| DD147185A3 (en) * | 1978-04-24 | 1981-03-25 | Siegfried Ziegenbalg | METHOD FOR PRODUCING PURE ALUMINUM OXIDE |
-
2007
- 2007-11-19 WO PCT/KZ2007/000015 patent/WO2008100123A1/en not_active Ceased
- 2007-11-23 RU RU2007143435/15A patent/RU2373152C2/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU190360A1 (en) * | Научно исследовательский горно металлургический институт Арм ССР | METHOD OF PROCESSING OF CLAY AND KAOLIN ON ALUMINUM | ||
| DE3713679A1 (en) * | 1986-06-09 | 1987-12-10 | Mansfeld Kombinat W Pieck Veb | Process for preparing aluminium oxide |
| GB2205558A (en) * | 1987-05-18 | 1988-12-14 | Lonhro Plc | Recovery of alumina from aluminosilicates |
| RU2176984C2 (en) * | 1995-12-15 | 2001-12-20 | Мэшел Алюмина Индастриес Лтд. | Method of isolation of alumina and silica |
| CN1197765A (en) * | 1997-04-26 | 1998-11-04 | 钟正伟 | Alumina purifying process using bauxite |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| ЛАЙНЕР А.И. Производство глинозема. - М.: Металлургия, 1961, с.362-369. * |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2625470C1 (en) * | 2016-06-23 | 2017-07-14 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Method for purifying aluminium-containing chloride solutions |
| US20200331769A1 (en) * | 2019-04-18 | 2020-10-22 | Nextchem, Llc | High purity aluminum oxide via electrodialysis |
| US11746021B2 (en) * | 2019-04-18 | 2023-09-05 | Nextchem, Llc | High purity aluminum oxide via electrodialysis |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2007143435A (en) | 2009-05-27 |
| WO2008100123A1 (en) | 2008-08-21 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2597096C2 (en) | Methods of producing titanium oxide and other products | |
| CN100567165C (en) | Extraction process of active metal oxide | |
| US6692710B1 (en) | Method for obtaining magnesium by leaching a laterite material | |
| US9517944B2 (en) | Method for producing alumina | |
| KR102090348B1 (en) | System and method for rare earths extraction | |
| CN106471142A (en) | Method for fine aluminium is produced by alumina-bearing material | |
| HU190613B (en) | Process for preparing aluminium chloride which can be electrolysed into aluminium | |
| RU2247788C1 (en) | Method for preparation of scandium oxide from red mud | |
| AU2020343122A1 (en) | Process for preparing alumina | |
| CN109790045B (en) | Method for producing smelting-grade aluminum oxide (embodiment mode) | |
| DE1202297B (en) | Process for the extraction of iron as well as high quality titanium and aluminum compounds from bauxites with a high iron content, red mud residues, jlmenite ores and the like. like | |
| WO2021097518A1 (en) | Production of aluminium compounds from clay | |
| CN106747497A (en) | The method for preparing corundum-mullite composite diphase material | |
| JP2011195877A (en) | Method for recovering copper from copper sulfide | |
| US5997828A (en) | Process for production of alumina from ore bodies containing aluminum | |
| RU2373152C2 (en) | Method of complex processing aluminosilicate material | |
| RU2483131C1 (en) | Method of making scandium oxide from red slag | |
| US20240391790A1 (en) | A process for producing alumina | |
| US1926744A (en) | Process for extracting alumina | |
| CN113621814B (en) | Method for recovering gallium metal from gallium nitride waste material by adopting oxidizing roasting process | |
| CN100500570C (en) | A kind of method that prepares cerium dioxide from iron beneficiation tailings | |
| RU2630117C1 (en) | Method for processing spent carbon lining of aluminium electrolyser | |
| WO2002010068A1 (en) | Production of metal oxides | |
| KR20030055506A (en) | A method for manufacturing of cerium hydroxide removal of fluoride from the bastnasite | |
| RU2202516C1 (en) | Method of production of aluminum oxide |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20121124 |