RU2424981C2 - Method of leaching alumina-containing sinter - Google Patents
Method of leaching alumina-containing sinter Download PDFInfo
- Publication number
- RU2424981C2 RU2424981C2 RU2009103355/05A RU2009103355A RU2424981C2 RU 2424981 C2 RU2424981 C2 RU 2424981C2 RU 2009103355/05 A RU2009103355/05 A RU 2009103355/05A RU 2009103355 A RU2009103355 A RU 2009103355A RU 2424981 C2 RU2424981 C2 RU 2424981C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- leaching
- cake
- alumina
- dust
- carried out
- Prior art date
Links
- 238000002386 leaching Methods 0.000 title claims abstract description 27
- 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 16
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims description 19
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims abstract description 12
- 239000000428 dust Substances 0.000 claims abstract description 11
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims abstract description 9
- 238000013019 agitation Methods 0.000 claims abstract description 7
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 7
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 10
- 238000007873 sieving Methods 0.000 claims description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 2
- 239000000463 material Substances 0.000 abstract 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 7
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 5
- 150000004645 aluminates Chemical class 0.000 description 5
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 5
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 5
- 238000005352 clarification Methods 0.000 description 4
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 4
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 3
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 2
- TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Al]O[Al]=O TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 2
- 239000002562 thickening agent Substances 0.000 description 2
- 101100117236 Drosophila melanogaster speck gene Proteins 0.000 description 1
- 239000012670 alkaline solution Substances 0.000 description 1
- 238000004061 bleaching Methods 0.000 description 1
- 238000005056 compaction Methods 0.000 description 1
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 1
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 1
- 238000010410 dusting Methods 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 239000010419 fine particle Substances 0.000 description 1
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 1
- 238000002955 isolation Methods 0.000 description 1
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 1
- 238000002156 mixing Methods 0.000 description 1
- 230000002035 prolonged effect Effects 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 239000004576 sand Substances 0.000 description 1
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 1
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 1
- 239000012224 working solution Substances 0.000 description 1
Landscapes
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
- Separation Of Solids By Using Liquids Or Pneumatic Power (AREA)
- Compounds Of Alkaline-Earth Elements, Aluminum Or Rare-Earth Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к производству глинозема из глиноземсодержащего сырья. В глиноземном производстве по методу спекания на переделах охлаждения опека, его дробления и при транспортировке на пересылках происходит сильное запыление воздуха тонкодисперсной спековой пылью, не отличающейся по химическому составу от спека. После аспирации запыленного воздуха уловленную спековую пыль, в дальнейшем аспирационную спековую пыль (АСП), доля которой составляет около 3,7% (а фракции меньше 0,5 мм примерно 10%) от перерабатываемого потока спека, возвращают в процесс на совместную переработку с дробленным спеком [1]. Недостатками указанной схемы являются переизмельчение тонких фракций АСП и их относительно длительное пребывание в крепком алюминатном растворе. В результате неизбежны высокие химические потери Al2O3, снижение скоростей осветления и степени уплотнения шлама в системе многоступенчатой промывки при его гравитационном отстаивании.The invention relates to the production of alumina from alumina-containing raw materials. In alumina production by the sintering method in the cooling redistribution of the guardianship, its crushing, and during transportation on shipments, there is a strong dusting of air with finely dispersed sintered dust, which does not differ in chemical composition from the cake. After the dusty air is aspirated, the captured cake dust, and then the cake sample dust (ASP), which accounts for about 3.7% (and fractions less than 0.5 mm, about 10%) of the processed cake stream, is returned to the process for joint processing with crushed speck [1]. The disadvantages of this scheme are the regrinding of fine fractions of ASP and their relatively long stay in a strong aluminate solution. As a result, high chemical losses of Al 2 O 3 , a decrease in the rate of clarification, and a degree of compaction of sludge in a multi-stage washing system during its gravitational settling are inevitable.
В известном способе переработки спековой пыли [2] запыленный аспирационный воздух смешивают с распыленной до капельного состояния подшламовой водой в трубах Вентури, затем поток направляют на каплеуловитель для отделения очищенного от пыли воздуха, а суспензию - на агитационное выщелачивание с последующей фильтрацией и промывкой шлама. Эту процедуру скорее можно рассматривать как способ очистки запыленного воздуха с использованием оборотной подшламовой воды без учета ее расхода на м3 запыленного воздуха или тонну перерабатываемой АСП в отрыве от выщелачивания суммарного потока спека, в котором вода расходуется в определенном количестве, обеспечивающем получение концентрации Al2O3 в алюминатном растворе на уровне 85-95 г/л. Кроме того, за счет аспирации воздуха не осуществляется полное обеспыливание дробленного спека, следовательно, не устраняются отмеченные выше недостатки.In the known method for processing sinter dust [2], dusty aspiration air is mixed with sub-slurry water sprayed to a droplet state in venturi tubes, then the flow is directed to a droplet eliminator to separate the dust-free air, and the suspension to agitation leaching, followed by filtration and washing of the sludge. Rather, this procedure can be considered as a way of purifying dusty air using recycled sub-slurry water without taking into account its consumption per m 3 of dusty air or a ton of processed ASP in isolation from leaching of the total flow of cake, in which water is consumed in a certain amount, providing an Al 2 O concentration 3 in an aluminate solution at a level of 85-95 g / l. In addition, due to air aspiration, complete dedusting of the crushed cake is not carried out, therefore, the above-mentioned disadvantages are not eliminated.
Известен способ классификации по фракциям и раздельного выщелачивания спека [3], включающий в себя агитационное выщелачивание фракции крупностью менее 2-х мм и проточное выщелачивание остального спека. Образующийся после агитационного выщелачивания шлам направляется на совместную противоточную промывку со шламом байеровской ветви в системе сгустителей-промывателей. Предварительная классификация спека позволяет интенсифицировать процесс отделения шлама от алюминатного раствора.A known method of classification by fractions and separate leaching of cake [3], including agitation leaching of fractions with a particle size of less than 2 mm and flow leaching of the remaining cake. The sludge generated after agitation leaching is sent to a joint countercurrent washing with sludge from the Bayer branch in the thickener-washer system. Preliminary classification of the cake makes it possible to intensify the process of separating sludge from aluminate solution.
Последний из рассмотренных способов, как наиболее близкий по существу к заявленному, принят за прототип. Его недостатком является слишком высокая граница классификации, не позволяющая подобрать условия выщелачивания, оптимальные для всего диапазона размеров мелких частиц (0-2 мм). При выщелачивании наиболее мелких фракций шлама, в том числе и АСП, длительное пребывание в горячем (80-90°С) концентрированном алюминатном растворе (содержание Al2O3 около 85-95 г/дм3) не достигается высокая степень извлечения Al2O3 из-за неизбежных в данных условиях вторичных потерь.The last of the considered methods, as the closest in essence to the claimed, is taken as a prototype. Its disadvantage is the too high classification boundary, which does not allow one to select the leaching conditions that are optimal for the entire size range of small particles (0-2 mm). When leaching the smallest fractions of sludge, including ASP, prolonged stay in a hot (80-90 ° С) concentrated aluminate solution (Al 2 O 3 content of about 85-95 g / dm 3 ) a high degree of Al 2 O extraction is not achieved 3 due to the secondary losses unavoidable under the given conditions.
Эксперименты показали, что для фактического распределения частиц дробленного спека по размерам наиболее полное извлечение оксида алюминия из мелкой фракции при минимальном контакте с алюминатным раствором достигается при классификации по уровню 0,5 мм. Максимальный размер частиц АСП также не превышает 0,5 мм. Поэтому АСП целесообразно выщелачивать совместно с отклассифицированной мелкой фракцией.The experiments showed that for the actual size distribution of crushed cake particles, the most complete extraction of alumina from the fine fraction with minimal contact with the aluminate solution is achieved by classification at a level of 0.5 mm. The maximum particle size of the ASP also does not exceed 0.5 mm. Therefore, it is advisable to leach ASP together with the classified fine fraction.
Технической задачей изобретения является интенсификация разделения жидкой и твердой фаз при совместной промывке шлама после раздельного выщелачивания крупных и мелких фракций спека, а также уменьшение потерь глинозема. Также было важно резко поднять скорость осветления при гравитационном разделении выщелоченных шламовых суспензий в системе сгустителей-промывателей примерно (в 1,5-2 раза) и повысить суммарное извлечение Al2O3 из спека.An object of the invention is to intensify the separation of liquid and solid phases during joint washing of the sludge after separate leaching of large and small fractions of cake, as well as reducing the loss of alumina. It was also important to sharply increase the clarification rate during gravity separation of leached slurry suspensions in the thickener-washer system approximately (1.5-2 times) and increase the total extraction of Al 2 O 3 from the cake.
По предлагаемому нами способу спек классифицируют по уровню 0,5 мм, соединяют фракции мельче 0,5 мм с АСП, смешивают с подшламовой водой, проводят агитационное выщелачивание смеси и совместную промывку со шламом от выщелачивания фракций крупнее 0,5 мм. Классификацию спека проводят посредствам механического рассева.According to our proposed method, cakes are classified at a level of 0.5 mm, fractions finer than 0.5 mm are combined with ASP, mixed with sub-slurry water, agitation leaching of the mixture and joint washing with sludge from leaching of fractions larger than 0.5 mm are carried out. Classification of sinter is carried out by mechanical sieving.
Реализация способа проиллюстрирована на чертеже. Фракцию спека более 0,5 мм выщелачивают по известной технологии, а именно размалывают в мельнице мокрого помола 1, затем выщелачивают в репультаторе 2 оборотным раствором, приготовленным из смеси крепкой и слабой промвод и содо-щелочного раствора в мешалке 3. Полученный шлам направляют на гидроклассификацию по классу примерно 0,63 мм и промывку песковой фракции в плотно движущемся слое вертикального аппарата 4, а выносимых со сливом мелких частиц - в системе сгустителей 5-11 по противоточной схеме движения шлама и горячей воды. Фракцию мельче 0,5 мм соединяют с АСП и холодной подшламовой водой в мешалке 12, где происходит частичное выщелачивание. После этого суспензию направляют на агитационное выщелачивание в емкость 13, расположенную в системе сгустителей 5-11, где происходит совместная промывка шлама.The implementation of the method is illustrated in the drawing. A sinter fraction of more than 0.5 mm is leached according to known technology, namely, it is ground in a wet mill 1, then leached in a repeater 2 with a working solution prepared from a mixture of strong and weak washer and soda-alkaline solution in a mixer 3. The resulting slurry is sent for hydroclassification about 0.63 mm in class and washing of the sand fraction in the densely moving layer of the vertical apparatus 4, and of fine particles carried out with the discharge in the thickener system 5-11 according to the countercurrent flow pattern of sludge and hot water. A fraction smaller than 0.5 mm is combined with ASP and cold sub-slurry water in a mixer 12, where partial leaching takes place. After this, the suspension is sent for agitation leaching into the tank 13 located in the thickener system 5-11, where the joint washing of the sludge takes place.
Пример. Испытание предлагаемого способа проводилось на пробах дробленного опека и аспирационной пыли, взятых из промышленного потока Ачинского глиноземного комбината. Состав опека и результаты испытаний приведены в таблице.Example. The test of the proposed method was carried out on samples of crushed custody and suction dust taken from the industrial stream of the Achinsk alumina refinery. The composition of the custody and test results are shown in the table.
Как видно из приведенных данных, самое высокое извлечение оксида алюминия на уровне 85-87% обеспечивается при расходе подшламовой воды 4,4-5,4 м3 на тонну смеси мелкой фракции и аспирационной пыли при поддержании температуры в емкости 13 в диапазоне 75-80°С и длительности перемешивания 10-15 минут. В сравнительных опытах по выщелачиванию без применения заявляемого способа степень извлечения оксида алюминия оказалась около 82%. Получено также увеличение скорости осветления примерно в 2 раза.As can be seen from the above data, the highest extraction of alumina at a level of 85-87% is achieved with a flow rate of sub-slurry water of 4.4-5.4 m 3 per tonne of a mixture of fine fraction and aspiration dust while maintaining the temperature in tank 13 in the range of 75-80 ° C and a mixing time of 10-15 minutes. In comparative experiments on leaching without using the proposed method, the degree of extraction of aluminum oxide was about 82%. An increase in the clarification rate by about 2 times was also obtained.
Таким образом, технический результат предлагаемого нами способа заключается в существенном увеличении степени извлечения оксида алюминия из спека (около 4%) и резком сокращении времени осветления выщелоченной суспензии. При использовании в промышленных масштабах получается значительный экономический эффект.Thus, the technical result of our proposed method is to significantly increase the degree of extraction of aluminum oxide from the cake (about 4%) and a sharp reduction in the time of clarification of the leached suspension. When used on an industrial scale, a significant economic effect is obtained.
Источники информацииInformation sources
1. Технологическая инструкция «Производство глинозема». ТИ 44669951-01-07-2003.1. Technological instruction "Alumina Production". TI 44669951-01-07-2003.
2. Авторское свидетельство №726025 от 29.12.1976.2. Copyright certificate No. 726025 of December 29, 1976.
3. Авторское свидетельство №185862 от 24.04.1965.3. Copyright certificate No. 185862 of 04.24.1965.
Claims (5)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2009103355/05A RU2424981C2 (en) | 2009-02-02 | 2009-02-02 | Method of leaching alumina-containing sinter |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2009103355/05A RU2424981C2 (en) | 2009-02-02 | 2009-02-02 | Method of leaching alumina-containing sinter |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2009103355A RU2009103355A (en) | 2010-08-10 |
| RU2424981C2 true RU2424981C2 (en) | 2011-07-27 |
Family
ID=42698647
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2009103355/05A RU2424981C2 (en) | 2009-02-02 | 2009-02-02 | Method of leaching alumina-containing sinter |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2424981C2 (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2711198C1 (en) * | 2019-02-25 | 2020-01-15 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Method of processing bauxite for alumina |
Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU185862A1 (en) * | С. А. Федоров, А. К. жкин , Л. Е. Мескин Богословский алюминиевый завод | SPECA LEADING METHOD | ||
| GB548332A (en) * | 1941-05-21 | 1942-10-06 | John G Stein & Company Ltd | Production of alumina from clay or other aluminous ore |
| SU354718A1 (en) * | 1970-12-16 | 1974-10-05 | Тихвинский Глиноземный Завод | The method of leaching alumina-containing cakes |
| GB2257695A (en) * | 1991-07-10 | 1993-01-20 | Shell Int Research | Heat treatment of bauxite |
| RU2039704C1 (en) * | 1992-08-21 | 1995-07-20 | Акционерное общество "Богословский алюминиевый завод" | Method for bauxite processing by parallel bayer-sintering procedure |
| CN1241533A (en) * | 1999-07-05 | 2000-01-19 | 中国长城铝业公司中州铝厂 | Production process of alumina by intensified sintering method |
| RU2152904C2 (en) * | 1997-08-11 | 2000-07-20 | Акционерное общество "Алюминий Казахстана" | Method of preparing alumina from high-sulfur and high- carbonate bauxite |
-
2009
- 2009-02-02 RU RU2009103355/05A patent/RU2424981C2/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| SU185862A1 (en) * | С. А. Федоров, А. К. жкин , Л. Е. Мескин Богословский алюминиевый завод | SPECA LEADING METHOD | ||
| GB548332A (en) * | 1941-05-21 | 1942-10-06 | John G Stein & Company Ltd | Production of alumina from clay or other aluminous ore |
| SU354718A1 (en) * | 1970-12-16 | 1974-10-05 | Тихвинский Глиноземный Завод | The method of leaching alumina-containing cakes |
| GB2257695A (en) * | 1991-07-10 | 1993-01-20 | Shell Int Research | Heat treatment of bauxite |
| RU2039704C1 (en) * | 1992-08-21 | 1995-07-20 | Акционерное общество "Богословский алюминиевый завод" | Method for bauxite processing by parallel bayer-sintering procedure |
| RU2152904C2 (en) * | 1997-08-11 | 2000-07-20 | Акционерное общество "Алюминий Казахстана" | Method of preparing alumina from high-sulfur and high- carbonate bauxite |
| CN1241533A (en) * | 1999-07-05 | 2000-01-19 | 中国长城铝业公司中州铝厂 | Production process of alumina by intensified sintering method |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2711198C1 (en) * | 2019-02-25 | 2020-01-15 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Уральский федеральный университет имени первого Президента России Б.Н. Ельцина" | Method of processing bauxite for alumina |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2009103355A (en) | 2010-08-10 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2221881C1 (en) | Method of separation and extraction of nickel, cobalt and copper from sulfide floatation concentrate stimulated by chlorine through oxidizing leaching with sulfuric acid under pressure | |
| CN101204681B (en) | Method of refining iron ore from alkaline red mud and making gangue neutral | |
| KR101024540B1 (en) | Coal Ash Purification and Product Recovery Method | |
| CN111302377A (en) | Method for removing impurities and whitening ardealite | |
| CN103249490A (en) | Method of beneficiation of phosphate | |
| CN107344141B (en) | Process for extracting clean coal from coal slime | |
| CN110860367A (en) | Gravity separation method for gibbsite type bauxite | |
| CN102527497A (en) | Beneficiation method for separating zinc sulfide ores from sulphur in wet-method zinc smelting slag | |
| CN110961244B (en) | Method for pre-enriching vanadium-containing minerals in medium-fine scale graphite ores | |
| JP4737395B2 (en) | Method for treating fine powder containing calcium component and lead component | |
| CN101632962A (en) | A kind of mineral processing method of diaspore type bauxite | |
| RU2424981C2 (en) | Method of leaching alumina-containing sinter | |
| US4854946A (en) | Method for treating blast furnace gas and apparatus for carrying out that method | |
| CN107127046B (en) | A kind of rutile chats comprehensive utilization process | |
| KR100541465B1 (en) | Redodolite Screening Method by Floating Screening | |
| CN110586318B (en) | Methods of Comprehensive Utilization of Blast Furnace Ash | |
| CN114226413A (en) | Comprehensive treatment process of lithium slag | |
| US10494280B2 (en) | Treatment of alkaline bauxite residue | |
| CN109046756A (en) | Graphite choosing method is enriched in steel desulfurization slag | |
| CA1191813A (en) | Process for solution control in an electrolytic zinc plant circuit | |
| JP2006346512A (en) | Method for treating fine powder containing calcium component and lead component | |
| CN102826705B (en) | Treatment method for tail slurry of blast furnace dust | |
| RU2352401C2 (en) | Method of flotation extraction of sulphide concentrate from sulphide -oxidised copper ore | |
| US2072063A (en) | Manufacture of pyrophyllite | |
| CN109161930A (en) | A kind of separating technology of aluminium electrolyzing carbon slag and electrolyte |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20110203 |