RU2574252C2 - Method of processing silica-alumina stock - Google Patents
Method of processing silica-alumina stock Download PDFInfo
- Publication number
- RU2574252C2 RU2574252C2 RU2013151059/05A RU2013151059A RU2574252C2 RU 2574252 C2 RU2574252 C2 RU 2574252C2 RU 2013151059/05 A RU2013151059/05 A RU 2013151059/05A RU 2013151059 A RU2013151059 A RU 2013151059A RU 2574252 C2 RU2574252 C2 RU 2574252C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- solution
- cake
- hydrochloric acid
- processing
- ratio
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 36
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 title abstract description 10
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 71
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 35
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 24
- 239000011734 sodium Substances 0.000 claims abstract description 19
- 238000005245 sintering Methods 0.000 claims abstract description 14
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims abstract description 9
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical group 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 claims abstract description 7
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 7
- 238000009835 boiling Methods 0.000 claims abstract description 4
- 230000003993 interaction Effects 0.000 claims abstract description 3
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims description 19
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 16
- 239000007787 solid Chemical group 0.000 claims description 14
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 12
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 12
- 229910000323 aluminium silicate Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 8
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 8
- HNPSIPDUKPIQMN-UHFFFAOYSA-N dioxosilane;oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Si]=O.O=[Al]O[Al]=O HNPSIPDUKPIQMN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims description 7
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 7
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N Carbon dioxide Chemical compound O=C=O CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 239000004115 Sodium Silicate Substances 0.000 claims description 6
- 239000003245 coal Substances 0.000 claims description 6
- NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N sodium silicate Chemical group [Na+].[Na+].[O-][Si]([O-])=O NTHWMYGWWRZVTN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 6
- 229910052911 sodium silicate Inorganic materials 0.000 claims description 6
- TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Al]O[Al]=O TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 238000000746 purification Methods 0.000 claims description 5
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 claims description 5
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 claims description 5
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 4
- 239000001569 carbon dioxide Substances 0.000 claims description 3
- 229910002092 carbon dioxide Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 239000000701 coagulant Substances 0.000 claims description 3
- 238000001035 drying Methods 0.000 claims description 3
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims description 3
- 238000003763 carbonization Methods 0.000 claims description 2
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 claims description 2
- 238000010907 mechanical stirring Methods 0.000 claims description 2
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 abstract description 15
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 abstract description 14
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 14
- 230000008569 process Effects 0.000 abstract description 7
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 4
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 238000007669 thermal treatment Methods 0.000 abstract 2
- 239000004411 aluminium Substances 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 55
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 14
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 13
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 11
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 11
- LIVNPJMFVYWSIS-UHFFFAOYSA-N silicon monoxide Chemical class [Si-]#[O+] LIVNPJMFVYWSIS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 10
- 239000000047 product Substances 0.000 description 9
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 8
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 7
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 7
- RMAQACBXLXPBSY-UHFFFAOYSA-N silicic acid Chemical compound O[Si](O)(O)O RMAQACBXLXPBSY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 7
- 235000002639 sodium chloride Nutrition 0.000 description 7
- VSCWAEJMTAWNJL-UHFFFAOYSA-K aluminium trichloride Chemical compound Cl[Al](Cl)Cl VSCWAEJMTAWNJL-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 6
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 6
- KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N Fluorane Chemical compound F KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910001570 bauxite Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 4
- UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L Calcium chloride Chemical compound [Cl-].[Cl-].[Ca+2] UXVMQQNJUSDDNG-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 3
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 239000001110 calcium chloride Substances 0.000 description 3
- 229910001628 calcium chloride Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 3
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 3
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 3
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 239000012670 alkaline solution Substances 0.000 description 2
- WNROFYMDJYEPJX-UHFFFAOYSA-K aluminium hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[OH-].[Al+3] WNROFYMDJYEPJX-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 2
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 description 2
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 description 2
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 description 2
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 2
- 150000004679 hydroxides Chemical class 0.000 description 2
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 2
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 2
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 2
- 239000005995 Aluminium silicate Substances 0.000 description 1
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003929 acidic solution Substances 0.000 description 1
- 230000009471 action Effects 0.000 description 1
- 150000004645 aluminates Chemical group 0.000 description 1
- 235000012211 aluminium silicate Nutrition 0.000 description 1
- ANBBXQWFNXMHLD-UHFFFAOYSA-N aluminum;sodium;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[Na+].[Al+3] ANBBXQWFNXMHLD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 1
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000404 calcium aluminium silicate Substances 0.000 description 1
- 235000012215 calcium aluminium silicate Nutrition 0.000 description 1
- WNCYAPRTYDMSFP-UHFFFAOYSA-N calcium aluminosilicate Chemical compound [Al+3].[Al+3].[Ca+2].[O-][Si]([O-])=O.[O-][Si]([O-])=O.[O-][Si]([O-])=O.[O-][Si]([O-])=O WNCYAPRTYDMSFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229940078583 calcium aluminosilicate Drugs 0.000 description 1
- 239000003818 cinder Substances 0.000 description 1
- 239000004927 clay Substances 0.000 description 1
- 239000013065 commercial product Substances 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- NLYAJNPCOHFWQQ-UHFFFAOYSA-N kaolin Chemical compound O.O.O=[Al]O[Si](=O)O[Si](=O)O[Al]=O NLYAJNPCOHFWQQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 description 1
- 229910052814 silicon oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910001388 sodium aluminate Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
- 238000012795 verification Methods 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
- 238000005303 weighing Methods 0.000 description 1
- -1 weighing 1 kg Substances 0.000 description 1
Abstract
Description
Изобретение относится к цветной металлургии, в частности к технологии солянокислотной переработки окисленного сырья, содержащего оксиды алюминия и кремния, и может быть использовано для получения глинозема и кремнезема из сложного труднообогатимого сырья, в том числе из золы, получаемой при сжигании углей.The invention relates to non-ferrous metallurgy, in particular to the technology of hydrochloric acid processing of oxidized raw materials containing aluminum and silicon oxides, and can be used to obtain alumina and silica from complex refractory raw materials, including from ash obtained by burning coal.
Традиционная технология переработки алюмосиликатного сырья, преимущественно бокситов, способом Байера / Лайнер А.И. Производство глинозема. - М.: Металлургия. 1961. с.362-369 / 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. 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.The traditional technology of processing aluminosilicate raw materials, mainly bauxites, by the Bayer method / A. Liner. Alumina production. - M.: Metallurgy. 1961. p.362-369 / provides for autoclaved alkaline leaching of pre-ground raw materials with 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. 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.
Одним из направлений переработки сырья, которое не может быть эффективно переработано способом Байера, является использование хлоридной технологии, в частности использование солянокислотного выщелачивания.One of the directions of processing raw materials that cannot be effectively processed by the Bayer method is the use of chloride technology, in particular the use of hydrochloric acid leaching.
В способе очистки боксита от примесей / Патент КНР №1197765, кл. С01В 33/32, 1998 / предложено использовать обработку измельченного боксита раствором соляной кислоты для удаления примесей железа с последующим выделением кремнезема из твердого остатка выщелачивания действием плавиковой кислоты. Способ связан с использованием агрессивной плавиковой кислоты.In the method of purification of bauxite from impurities / Patent of the People's Republic of China No. 1197765, class. СВВ 33/32, 1998 / it is proposed to use the treatment of crushed bauxite with a hydrochloric acid solution to remove iron impurities, followed by the separation of silica from the solid leach residue by the action of hydrofluoric acid. The method involves the use of aggressive hydrofluoric acid.
Способ переработки глин и каолинов / Авторское свидетельство СССР №1903360, кл. 12m, 7/20, 1966 / предусматривает для интенсификации процесса выщелачивания предварительно спекать часть сырья с хлоридом натрия с получением соляной кислоты из газов спекания и выщелачивать огарок, а полученную кислоту использовать для выщелачивания другой части сырья, подвергнутой предварительному обжигу. Способ предусматривает использование большого количества хлорида натрия и необходимость одновременного использования двух различающихся по условиям технологий термообработки и выщелачивания.A method of processing clay and kaolin / USSR author's certificate No. 1903360, class. 12m, 7/20, 1966 / provides for the intensification of the leaching process, pre-sinter part of the feed with sodium chloride to obtain hydrochloric acid from sintering gases and leach the cinder, and the resulting acid is used to leach another part of the raw material subjected to preliminary firing. The method involves the use of a large amount of sodium chloride and the need for the simultaneous use of two heat-treating and leaching technologies that differ in terms of conditions.
Способ выделения глинозема и кремния, предназначенный, в том числе, для переработки отходов производства, в частности, получаемых при сжигании каменного угля /Патент РФ №2176984, кл. C01F 7/22, 1996/, предусматривает смешивание исходного сырья с гидратированным хлоридом кальция, сушку смеси, спекание продукта, выщелачивание спека в растворе соляной кислоты с переводом алюминия и кальция в раствор, а кремнезема в твердый остаток, кристаллизацию хлорида алюминия с последующим получением из него оксида алюминия и возврат хлорида кальция на смешивание с новой порцией исходного сырья. Недостатком способа является большой расход циркулирующего в процессе хлорида кальция (50-300% от количества исходного сырья) и получение при спекании труднорастворимого кальциевого алюмосиликата, что приводит к необходимости использования выщелачивания при температуре кипения и продолжительности не менее 2 часов.A method for the separation of alumina and silicon, intended, inter alia, for processing waste products, in particular those obtained by burning coal / RF Patent No. 2176984, cl. C01F 7/22, 1996 /, involves mixing the feedstock with hydrated calcium chloride, drying the mixture, sintering the product, leaching the cake in a hydrochloric acid solution with the conversion of aluminum and calcium into a solution, and silica into a solid residue, crystallization of aluminum chloride, followed by preparation from aluminum oxide and the return of calcium chloride to mix with a new portion of the feedstock. The disadvantage of this method is the high consumption of calcium chloride circulating in the process (50-300% of the amount of the feedstock) and the preparation of sintered calcium aluminosilicate during sintering, which necessitates the use of leaching at a boiling point and a duration of at least 2 hours.
Наиболее близким к предложенному является способ переработки алюмосиликатного сырья /WO 2008/100123 A1, C01F 7/22, 2008/. Способ включает термическую обработку сырья путем спекания в смеси с натрийсодержащим реагентом и последующую обработку полученного спека раствором соляной кислоты с выделением нерастворимого кека, очистку раствора и его переработку с получением оксида алюминия и регенерацией соляной кислоты. Солянокислое выщелачивание проводят при отношении Ж:Т не менее 10: 1 и температуре 40-80°C. Используемое отношение Ж:Т более 10:1 обусловлено тем, что при меньшем отношении происходит образование коллоидного раствора кремниевой кислоты, затрудняющего последующее разделение жидкого и твердого. Раствор после выщелачивания используется для выщелачивания новой порции спека, при повторении этих операций до получения в растворе не менее 70-80 г/дм3 алюминия (в пересчете на Al2O3), что усложняет технологию процесса выщелачивания.Closest to the proposed is a method of processing aluminosilicate raw materials / WO 2008/100123 A1, C01F 7/22, 2008 /. The method includes heat treatment of raw materials by sintering in a mixture with a sodium-containing reagent and subsequent processing of the obtained cake with a solution of hydrochloric acid with the release of insoluble cake, purification of the solution and its processing to produce alumina and regeneration of hydrochloric acid. Hydrochloric leaching is carried out at a ratio of W: T of at least 10: 1 and a temperature of 40-80 ° C. The used ratio W: T of more than 10: 1 is due to the fact that, at a lower ratio, a colloidal solution of silicic acid is formed, which complicates the subsequent separation of liquid and solid. The solution after leaching is used to leach a new portion of cake, when repeating these operations until at least 70-80 g / dm 3 of aluminum is obtained in the solution (in terms of Al 2 O 3 ), which complicates the technology of the leaching process.
Задачей изобретения является разработка способа комплексной переработки сложного труднообогатимого окисленного сырья, в том числе золы, получаемой при сжигании углей, извлечение кремнезема в виде товарной продукции, в частности в виде чистого аморфного высокодисперсного кремнезема.The objective of the invention is to develop a method for the complex processing of complex refractory oxidized raw materials, including ash obtained by burning coal, the extraction of silica in the form of marketable products, in particular in the form of pure amorphous highly dispersed silica.
Техническим результатом, достигаемым при использовании изобретения, является повышение извлечения алюминия в раствор при солянокислом выщелачивании, повышение интенсивности выщелачивания и упрощение его технологии, извлечение кремнезема в виде товарной продукции, в частности в виде чистого аморфного высокодисперсного кремнезема.The technical result achieved by using the invention is to increase the extraction of aluminum into solution during hydrochloric acid leaching, to increase the intensity of leaching and simplify its technology, to recover silica in the form of marketable products, in particular in the form of pure amorphous highly dispersed silica.
Указанный технический результат достигается в способе переработки алюмосиликатного сырья, включающем его термическую обработку и последующее взаимодействие с раствором соляной кислоты с выделением нерастворимого кека, очистку раствора, кристаллизацию хлорида алюминия и его переработку с получением оксида алюминия и регенерацией соляной кислоты. Особенностью разработанного способа является то, что термическую обработку сырья ведут путем спекания в смеси с натрийсодержащим реагентом, а полученный спек обрабатывают раствором соляной кислоты концентрацией 180-250 г/дм3 в две стадии при отношении Ж:Т, равном (0,5-0,7):1, и температуре 120-200°C на первой стадии и при отношении Ж:Т, равном (3,3-3,5):1, и температуре, не превышающей температуру кипения раствора, на второй стадии.The specified technical result is achieved in a method for processing aluminosilicate raw materials, including its heat treatment and subsequent interaction with a solution of hydrochloric acid with the release of insoluble cake, purification of the solution, crystallization of aluminum chloride and its processing to produce aluminum oxide and the regeneration of hydrochloric acid. A feature of the developed method is that the heat treatment of raw materials is carried out by sintering in a mixture with a sodium-containing reagent, and the obtained cake is treated with a solution of hydrochloric acid with a concentration of 180-250 g / dm 3 in two stages with a ratio of W: T equal to (0.5-0 , 7): 1, and a temperature of 120-200 ° C in the first stage and with a ratio of W: T equal to (3.3-3.5): 1, and a temperature not exceeding the boiling point of the solution in the second stage.
В качестве натрийсодержащего реагента предпочтительно используют карбонат натрия. Указанный реагент может быть подан на смешивание с исходным сырьем в виде раствора концентрацией 120-130 г/дм3 при отношении Ж:Т, равном (2,7-3,0):1, а полученную пульпу подают на спекание в распыленном состоянии, которое ведут при температуре 1200-1250°C.Sodium carbonate is preferably used as the sodium-containing reagent. The specified reagent can be filed for mixing with the feedstock in the form of a solution with a concentration of 120-130 g / dm 3 with a ratio W: T equal to (2.7-3.0): 1, and the resulting pulp is fed to sintering in a sprayed state, which lead at a temperature of 1200-1250 ° C.
Первая стадия обработки спека солянокислым раствором может быть проведена в обогреваемом реакторе, преимущественно в трубчатом вращающемся реакторе, в течение 30-60 минут. На второй стадии обработки спека его выщелачивание раствором соляной кислоты может быть проведено в агитаторе с механическим перемешиванием в течение 90-120 минут.The first stage of processing the cake with hydrochloric acid solution can be carried out in a heated reactor, mainly in a tubular rotating reactor, for 30-60 minutes. At the second stage of the cake processing, its leaching with a hydrochloric acid solution can be carried out in an agitator with mechanical stirring for 90-120 minutes.
Кек, полученный при выщелачивании на второй стадии обработки спека, промывают водой и выщелачивают раствором, содержащим 120-150 г/дм3 NaOH, в течение 30-40 мин при отношении Ж:Т, равном (5-6):1, с получением раствора силиката натрия и твердого остатка, возвращаемого на операцию спекания. Раствор, получаемый при щелочном выщелачивании кека, подвергают карбонизации газом, содержащим диоксид углерода, в присутствии коагулянта с последующим отделением осадка аморфного кремнезема, его промывкой и сушкой.The cake obtained by leaching in the second stage of the cake processing is washed with water and leached with a solution containing 120-150 g / dm 3 NaOH for 30-40 minutes at a W: T ratio of (5-6): 1 to obtain a solution of sodium silicate and a solid residue returned to the sintering operation. The solution obtained by alkaline leaching of the cake is subjected to carbonization with a gas containing carbon dioxide in the presence of a coagulant, followed by separation of the precipitate of amorphous silica, washing and drying it.
Частным случаем использования изобретения является использование в качестве исходного алюмосиликатного сырья золы, образующейся при сгорании каменного угля.A special case of the use of the invention is the use as the starting aluminosilicate raw material of ash generated during the combustion of coal.
Предложенная последовательность операций и их условия обусловлены тем, что совокупность существенных признаков изобретения позволяет извлечь из сложного труднообратимого сырья алюминий в виде технического глинозема, пригодного для переработки известными методами, а кремнезем в виде чистого тонкодисперсного аморфного кремнезема. 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 allows to extract aluminum from complex refractory raw materials in the form of technical alumina suitable for processing by known methods, and silica in the form of pure finely dispersed amorphous silica. An important advantage of the proposed technology is the ability to regenerate the reagents used in the scheme.
В отличие от известного способа термообработку алюмосиликатного сырья предложено проводить в смеси с натрийсодержащим реагентом, в качестве которого предпочтительно использовать карбонат натрия, образующий с алюмосиликатами сырья алюминат натрия и силикат натрия.In contrast to the known method, heat treatment of aluminosilicate raw materials is proposed to be carried out in a mixture with a sodium-containing reagent, for which it is preferable to use sodium carbonate, which forms sodium aluminate and sodium silicate with raw aluminosilicates.
Расход карбоната натрия в шихте, поступающей на спекание, обеспечивает связывание алюминия и кремнезема в соответствующие соединения по реакциям:The consumption of sodium carbonate in the mixture fed to sintering ensures the binding of aluminum and silica to the corresponding compounds by the reactions:
Al2O3+Na2CO3=Na2O·Al2O3+CO2 Al 2 O 3 + Na 2 CO 3 = Na 2 O · Al 2 O 3 + CO 2
SiO2+Na2CO3=Na2SiO3+CO2 SiO 2 + Na 2 CO 3 = Na 2 SiO 3 + CO 2
Выщелачивание спека в соляной кислоте позволяет отделить переходящий в раствор алюминий от образующегося при взаимодействии с кислотой малорастворимого в кислом растворе осадка кремнекислоты:Leaching of cake in hydrochloric acid makes it possible to separate the aluminum that passes 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=↓H2SiO3+2NaClNa 2 SiO 3 + 2HCl = ↓ H 2 SiO 3 + 2NaCl
Экспериментально определено, что если процесс выщелачивания спека проводить 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. Проведение выщелачивания при высоком отношении Ж:Т и расходе кислоты, близком к теоретически необходимому, вынуждает использовать кислоту низкой концентрации, что увеличивает объем получаемых растворов и низкую концентрацию алюминия в них. Если же использовать концентрированные растворы кислоты при высоком Ж:Т, то для повышения степени использования кислоты необходима стадиальная подача спека в раствор с промежуточным удалением кека после каждой стадии и последовательным увеличением содержания алюминия в растворе.It has been experimentally determined that if the sinter leaching process is carried out at a ratio of W: T less than 10: 1, a colloidal solution of silicic acid is formed, which hinders the subsequent separation of liquid and solid during sedimentation and filtration of pulps, while aluminum and sodium chlorides are present in the solution does not significantly affect the viscosity of solutions. Leaching at a high ratio of W: T and an acid consumption close to theoretically necessary forces the use of low concentration acid, which increases the volume of the resulting solutions and a low concentration of aluminum in them. If concentrated acid solutions are used at high W: T, then to increase the degree of acid use, a staged supply of cake to the solution with an intermediate removal of cake after each stage and a sequential increase in the aluminum content in the solution is necessary.
Указанные сложности при выщелачивании спека устраняются при использовании обработки спека солянокислым раствором в две стадии. Было экспериментально определено, что при обработке спека раствором кислоты концентрацией 180-250 г/дм3 и Ж:Т, равном (0,5-0,7):1, т.е. при расходе кислоты значительно ниже теоретически необходимого, при температуре 120-200°C происходит образование сухого сыпучего продукта. Последующая обработка этого продукта раствором кислоты той же концентрации при при Ж:Т, равном (3,3-3,5):1, т.е. в виде пульпы, к образованию коллоидного раствора кремниевой кислоты не приводит. Указанная последовательность операций при обработке спека соляной кислотой позволяет существенно сократить время обработки и увеличить извлечение алюминия в раствор за счет меньшего перехода алюминия в твердый остаток выщелачивания.The specified difficulties in the leaching of the cake are eliminated by using the processing of cake with a hydrochloric acid solution in two stages. It was experimentally determined that when processing the cake with a solution of acid with a concentration of 180-250 g / dm 3 and W: T equal to (0.5-0.7): 1, i.e. when the acid consumption is much lower than theoretically necessary, at a temperature of 120-200 ° C, a dry bulk product forms. Subsequent treatment of this product with an acid solution of the same concentration at at: T: (3.3-3.5): 1, i.e. in the form of pulp, does not lead to the formation of a colloidal solution of silicic acid. The specified sequence of operations during the processing of cake with hydrochloric acid can significantly reduce the processing time and increase the extraction of aluminum into the solution due to the smaller transition of aluminum to the solid leach residue.
Твердый остаток кислотного выщелачивания спека, полученный после фильтрации пульпы и водной промывки, состоящий преимущественно из кремниевой кислоты, выщелачивают щелочным раствором. При этом кремний переходит в раствор в виде силиката натрияThe solid cake acid leach residue obtained after filtration of the pulp and water washing, consisting mainly of silicic acid, is leached with an alkaline solution. In this case, silicon passes into the solution in the form of sodium silicate
H2SiO3+2NaOH=Na2SiO3+2H2O,H 2 SiO 3 + 2NaOH = Na 2 SiO 3 + 2H 2 O,
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.
Раствор, полученный после кислотного растворения спека, содержит преимущественно хлорид алюминия и после очистки от примесей перерабатывается известными методами с получением оксида алюминия и регенерацией соляной кислоты.The solution obtained after acid dissolution of the cake contains mainly aluminum chloride and, after purification from impurities, is processed by known methods to produce aluminum oxide and regeneration of hydrochloric acid.
Экспериментально проверка способа проведена в лабораторном и укрупненно-лабораторном масштабе при последовательном осуществлении технологических операций, входящих в способ.An experimental verification of the method was carried out on a laboratory and enlarged laboratory scale with the sequential implementation of the technological operations included in the method.
Пример 1Example 1
В качестве исходного сырья была использована проба окисленной полиметаллической руды, в количестве 0,1 кг, крупностью менее 0,1 мм и содержащая, % мас.: Fe2O3 - 12,3; Al2O3 - 25,4; SiO2 - 48,2; прочие 14,1, в том числе Cu - 0,12; Pb - 0,6; Bi - 0,1; Sn - 0,2. Проба смешивалась с карбонатом натрия, взятым в количестве 40% от количества руды, после чего смесь подвергалась спеканию в тигле при температуре 1230±10°C в течение 2 часов. Полученный спек измельчался до крупности 100% - 0,1 мм и подвергался обработке солянокислым раствором.A sample of oxidized polymetallic ore, in an amount of 0.1 kg, with a particle size of less than 0.1 mm and containing,% wt .: Fe 2 O 3 - 12.3; Al 2 O 3 - 25.4; SiO 2 48.2; other 14.1, including Cu - 0.12; Pb 0.6; Bi - 0.1; Sn is 0.2. The sample was mixed with sodium carbonate taken in an amount of 40% of the amount of ore, after which the mixture was sintered in a crucible at a temperature of 1230 ± 10 ° C for 2 hours. The resulting cake was crushed to a particle size of 100% - 0.1 mm and subjected to treatment with a hydrochloric acid solution.
На первой стадии обработки спек смешивался с раствором соляной кислоты концентрацией 180 г/дм3 при Ж:Т=0,7:1 и полученная смесь выдерживалась при температуре 200°C в течение 60 мин. Полученный сухой порошкообразный продукт крупностью менее 0,3 мм выщелачивался на второй стадии раствором соляной кислоты той же концентрации при Ж:Т=3,3:1 при 100°C в течение 1,5 часов, после чего пульпа фильтровалась на вакуумном фильтре. Полученный фильтрат содержал, г/дм3: AlCl3 - 79,4; FeCl2 - 38,6; NaCl - 85,2; HCl - 5,9 и не содержал растворенного SiO2. Твердый остаток выщелачивания после промывки водой содержал 96,6% SiO2.At the first stage of processing, the cake was mixed with a solution of hydrochloric acid with a concentration of 180 g / dm 3 at W: T = 0.7: 1 and the resulting mixture was kept at a temperature of 200 ° C for 60 min. The obtained dry powder product with a particle size of less than 0.3 mm was leached in the second stage with a solution of hydrochloric acid of the same concentration at W: T = 3.3: 1 at 100 ° C for 1.5 hours, after which the pulp was filtered on a vacuum filter. The obtained filtrate contained, g / dm 3 : AlCl 3 - 79.4; FeCl 2 - 38.6; NaCl - 85.2; HCl - 5.9 and did not contain dissolved SiO 2 . The solid leach residue after washing with water contained 96.6% SiO 2 .
Пример 2Example 2
В качестве исходного сырья была использована проба низкокачественного боксита, в количестве 0,1 кг, содержащая, % маc.: Fe2O3 - 10,4; Al2O3 - 32,8; SiO2 - 29,2; прочие 10,9; H2O - 16.7. Проба смешивалась с карбонатом натрия, взятым в количестве 40% от количества руды, после чего смесь была высушена при 250-300°C и затем подвергалась спеканию в тигле при температуре 1230±10°C в течение 2 часов. Полученный спек измельчался до крупности 100% - 0,2 мм и подвергался обработке солянокислым раствором.As a raw material was used a sample of low-quality bauxite, in an amount of 0.1 kg, containing,% wt .: Fe 2 O 3 - 10.4; Al 2 O 3 - 32.8; SiO 2 29.2; other 10.9; H 2 O - 16.7. The sample was mixed with sodium carbonate taken in an amount of 40% of the amount of ore, after which the mixture was dried at 250-300 ° C and then sintered in a crucible at a temperature of 1230 ± 10 ° C for 2 hours. The resulting cake was crushed to a particle size of 100% - 0.2 mm and subjected to treatment with hydrochloric acid solution.
На первой стадии обработки спек смешивался с раствором соляной кислоты концентрацией 250 г/дм3 при Ж:Т=0,5:1 и полученная смесь выдерживалась при температуре 120°C в течение 30 мин. Полученный сухой порошкообразный продукт крупностью менее 0,3 мм выщелачивался на второй стадии раствором соляной кислоты той же концентрации при Ж:Т=3,5:1 при 100°C в течение 2 часов, после чего пульпа фильтровалась на вакуумном фильтре. Полученный фильтрат содержал, г/дм3: AlCl3 -112,8; FeCl2 - 36,5; NaCl - 96,2; HCl - 9,7, и не содержал растворенного SiO2. Твердый остаток выщелачивания после промывки водой содержал 95,4% SiO2.At the first stage of processing, the cake was mixed with a solution of hydrochloric acid with a concentration of 250 g / dm 3 at W: T = 0.5: 1 and the resulting mixture was kept at a temperature of 120 ° C for 30 min. The obtained dry powder product with a particle size of less than 0.3 mm was leached in the second stage with a solution of hydrochloric acid of the same concentration at W: T = 3.5: 1 at 100 ° C for 2 hours, after which the pulp was filtered on a vacuum filter. The obtained filtrate contained, g / dm 3 : AlCl 3 -112.8; FeCl 2 36.5; NaCl - 96.2; HCl - 9.7, and did not contain dissolved SiO 2 . The solid leach residue after washing with water contained 95.4% SiO 2 .
Пример 3Example 3
В качестве исходного сырья была использована проба золы, полученной при сжигании каменного угля, массой 1 кг, крупностью менее 0,1 мм и содержащая, % мас.: Fe2O3 - 4,8; Al2O3 - 23,1; SiO2 - 56,7. Зола смешивалась с карбонатом натрия, взятым в количестве 40% от количества золы, до образования однородной массы, после чего масса высушивалась при 250-300°C и подвергалась спеканию в тиглях при температуре 1230±10°C в течение 2 часов. Полученный спек, имеющий состав, мас. %: Fe2O3 - 4,15; Al2O3 - 19,4; SiO2 - 47,2; Na2O - 18,5, измельчался до крупности 100% - 0,1 мм и подвергался обработке солянокислым раствором.As a raw material, a sample of ash obtained by burning coal, weighing 1 kg, particle size less than 0.1 mm and containing,% wt .: Fe 2 O 3 - 4.8; Al 2 O 3 - 23.1; SiO 2 - 56.7. The ash was mixed with sodium carbonate, taken in an amount of 40% of the amount of ash, until a homogeneous mass was formed, after which the mass was dried at 250-300 ° C and sintered in crucibles at a temperature of 1230 ± 10 ° C for 2 hours. The obtained cake having a composition, wt. %: Fe 2 O 3 - 4.15; Al 2 O 3 - 19.4; SiO 2 - 47.2; Na 2 O - 18.5, was ground to a particle size of 100% - 0.1 mm and was treated with a hydrochloric acid solution.
На первой стадии обработки спек смешивался с раствором соляной кислоты концентрацией 220 г/дм3 при Ж:Т=0,6:1 и полученная смесь выдерживалась при температуре 150°C в течение 40 мин при перемешивании. Полученный сухой продукт крупностью 100% - 0,3 мм выщелачивался на второй стадии обработки раствором соляной кислоты той же концентрации при Ж:Т=3,5:1 при 100°C в течение 2 часов, после чего пульпа фильтровалась на вакуумном фильтре. Полученный фильтрат содержал, г/дм3: AlAl3 - 149,2; FeCl2 - 24,2; NaCl - 94,3; HCl - 18,9, и не содержал растворенного SiO2. Дальнейшая переработка хлоридного раствора возможна с использованием известных операций, позволяющих выделить оксид алюминия и регенерировать соляную кислоту.At the first stage of processing, the cake was mixed with a solution of hydrochloric acid with a concentration of 220 g / dm 3 at W: T = 0.6: 1 and the resulting mixture was kept at a temperature of 150 ° C for 40 min with stirring. The resulting dry product with a particle size of 100% - 0.3 mm was leached in the second stage of treatment with a hydrochloric acid solution of the same concentration at W: T = 3.5: 1 at 100 ° C for 2 hours, after which the pulp was filtered on a vacuum filter. The obtained filtrate contained, g / dm 3 : AlAl 3 - 149.2; FeCl 2 24.2; NaCl - 94.3; HCl - 18.9, and did not contain dissolved SiO 2 . Further processing of the chloride solution is possible using well-known operations, allowing to separate aluminum oxide and regenerate hydrochloric acid.
В результате выщелачивания спека получен твердый остаток, содержащий в пересчете на сухую массу, мас. %: SiO2 - 73,6; Al2O3 - 5,5; Fe2O3 - 1,15; NaCl - 4,3. В результате двухстадиальной водной промывки твердого остатка от него отмывалось основная часть примесных компонентов, в результате чего содержание кремнезема в пересчете на сухую массу увеличивалось до 97%.As a result of leaching of cake, a solid residue was obtained containing, in terms of dry weight, wt. %: SiO 2 - 73.6; Al 2 O 3 - 5.5; Fe 2 O 3 - 1.15; NaCl - 4.3. As a result of a two-stage water washing of the solid residue, most of the impurity components were washed from it, as a result of which the silica content in terms of dry weight increased to 97%.
Промытый влажный осадок кремнезема подвергался щелочному выщелачиванию в растворе, содержащем 125 г/дм3 едкого натра, при Ж:Т=6:1 в течение 40 мин. В результате выщелачивания кремнезем переходил в раствор в виде силиката натрияThe washed wet precipitate of silica was subjected to alkaline leaching in a solution containing 125 g / dm 3 sodium hydroxide at W: T = 6: 1 for 40 minutes. As a result of leaching, silica passed into solution in the form of sodium silicate
H2SiO3+2NaOH=Na2SiO3+2H2O,H 2 SiO 3 + 2NaOH = Na 2 SiO 3 + 2H 2 O,
при этом неотмытые примесные компоненты, количество которых не превышало 2,8%, в виде гидроксидов оставались в твердом остатке.while uncleared impurity components, the amount of which did not exceed 2.8%, remained in the solid residue in the form of hydroxides.
Отфильтрованный щелочной раствор с содержанием Na2SiO3 161,4 г/дм3 и остаточным содержанием едкого натра 1,1 г/дм3 обрабатывался углекислым газом, в результате чего происходила нейтрализация раствора и выделение из него кремнекислотыThe filtered alkaline solution with a content of Na 2 SiO 3 of 161.4 g / dm 3 and a residual sodium hydroxide content of 1.1 g / dm 3 was treated with carbon dioxide, as a result of which the solution was neutralized and silicic acid was released from it
Для увеличении скорости отделения кремнекислоты от раствора к пульпе добавлялся коагулянт марки «Магнофлок». Полученная пульпа фильтровалась, кек промывался на фильтре раствором соляной кислоты, затем водой, после чего сушился в интервале температуры 100-110°C до полного удаления влаги, в результате чего был получен аморфный кремнезем с удельной поверхностью 667 м2/г (БЭТ), содержащий, мас. %: SiO2 - 99,95; Al2O3 - 0,006.To increase the rate of separation of silicic acid from the solution, a coagulant of the Magnoflock brand was added to the pulp. The resulting pulp was filtered, the cake was washed on the filter with a solution of hydrochloric acid, then with water, and then dried in the temperature range 100-110 ° C until the moisture was completely removed, resulting in amorphous silica with a specific surface of 667 m 2 / g (BET), containing, wt. %: SiO 2 - 99.95; Al 2 O 3 - 0.006.
Claims (9)
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| KZ2012/1371.1 | 2012-12-25 | ||
| KZ20121371 | 2012-12-25 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2013151059A RU2013151059A (en) | 2015-05-20 |
| RU2574252C2 true RU2574252C2 (en) | 2016-02-10 |
Family
ID=
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2741019C1 (en) * | 2020-02-26 | 2021-01-22 | Шавкат Ахмедович Хасанов | Method of producing clarified mixed aluminum dihydroxochloride coagulant |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4224287A (en) * | 1978-04-24 | 1980-09-23 | Veb Mansfeld Kombinat Wilhelm Pieck | Process for the preparation of pure aluminum 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 |
| WO2008100123A1 (en) * | 2007-02-14 | 2008-08-21 | Alexandr Kosmukhambetov | Integrated method for processing alumosilicate raw material |
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4224287A (en) * | 1978-04-24 | 1980-09-23 | Veb Mansfeld Kombinat Wilhelm Pieck | Process for the preparation of pure aluminum oxide |
| SU969670A1 (en) * | 1978-04-24 | 1982-10-30 | Мансфельдский Комбинат Им.Вильгельма Пика (Инопредприятие) | Method for producing pure 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 |
| WO2008100123A1 (en) * | 2007-02-14 | 2008-08-21 | Alexandr Kosmukhambetov | Integrated method for processing alumosilicate raw material |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2741019C1 (en) * | 2020-02-26 | 2021-01-22 | Шавкат Ахмедович Хасанов | Method of producing clarified mixed aluminum dihydroxochloride coagulant |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2554136C2 (en) | Method of producing alumina | |
| CN109790045B (en) | Method for producing smelting-grade aluminum oxide (embodiment mode) | |
| US3983212A (en) | Alumina production | |
| CA1191698A (en) | Treatment of aluminous materials | |
| US6296817B1 (en) | Process for recycling waste aluminum dross | |
| CN104386720A (en) | Method for acid-alkali combined extraction of alumina from high-silicon aluminum-containing mineral raw material | |
| CN101845550B (en) | Method for extracting aluminum hydroxide and aluminum oxide from side product obtained by preparing magnesium metal by taking aluminum or aluminum alloy as reducing agent | |
| CN108892146B (en) | Desiliconization method of silicon-aluminum-containing material | |
| AU2020343122A1 (en) | Process for preparing alumina | |
| CN104507868B (en) | A method of producing alumina | |
| CN107500325B (en) | A kind of method for producing nano alumina powder from coal gangue | |
| RU2630117C1 (en) | Method for processing spent carbon lining of aluminium electrolyser | |
| RU2574252C2 (en) | Method of processing silica-alumina stock | |
| RU2202516C1 (en) | Method of production of aluminum oxide | |
| CN103537475B (en) | With the method for comprehensive utilization of rear basic refractory | |
| RU2373152C2 (en) | Method of complex processing aluminosilicate material | |
| JPH02111627A (en) | Treatment of red mud | |
| RU2515735C1 (en) | Method to extract metals from silicate slags | |
| RU2609478C1 (en) | Method of processing spent lining of aluminium electrolytic cell | |
| RU2572119C1 (en) | Method for processing aluminium-containing raw material | |
| RU2727389C1 (en) | Alumina production method | |
| TW201008876A (en) | Recovery of alumina from black dross of secondary aluminum metallurgy | |
| WO2023235913A1 (en) | A method for producing an aluminous material | |
| CN120752364A (en) | Method for processing lithium-containing materials | |
| Kumar et al. | Recovery of Magnesium Oxide from Kimberlite Tailing of Panna Diamond Mines |