RU2801847C1 - Method for producing alumina, mainly from high-silica bauxite - Google Patents
Method for producing alumina, mainly from high-silica bauxite Download PDFInfo
- Publication number
- RU2801847C1 RU2801847C1 RU2022135164A RU2022135164A RU2801847C1 RU 2801847 C1 RU2801847 C1 RU 2801847C1 RU 2022135164 A RU2022135164 A RU 2022135164A RU 2022135164 A RU2022135164 A RU 2022135164A RU 2801847 C1 RU2801847 C1 RU 2801847C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- solution
- leaching
- bauxite
- alumina
- ammonium
- Prior art date
Links
- 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 37
- 229910001570 bauxite Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 24
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims abstract description 8
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 7
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 title claims abstract description 6
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 39
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 31
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N Ammonia Chemical compound N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 24
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims abstract description 24
- 229940037003 alum Drugs 0.000 claims abstract description 18
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 17
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims abstract description 17
- WNROFYMDJYEPJX-UHFFFAOYSA-K aluminium hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[OH-].[Al+3] WNROFYMDJYEPJX-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims abstract description 16
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 15
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 claims abstract description 12
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 12
- BIGPRXCJEDHCLP-UHFFFAOYSA-N ammonium bisulfate Chemical compound [NH4+].OS([O-])(=O)=O BIGPRXCJEDHCLP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 8
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims abstract description 8
- BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N ammonium sulfate Chemical compound N.N.OS(O)(=O)=O BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 6
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 claims abstract description 4
- 238000001816 cooling Methods 0.000 claims abstract description 4
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 claims abstract description 4
- MXRIRQGCELJRSN-UHFFFAOYSA-N O.O.O.[Al] Chemical compound O.O.O.[Al] MXRIRQGCELJRSN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 3
- 238000001354 calcination Methods 0.000 claims description 8
- LCQXXBOSCBRNNT-UHFFFAOYSA-K ammonium aluminium sulfate Chemical compound [NH4+].[Al+3].[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O LCQXXBOSCBRNNT-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims description 6
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 6
- 229910052921 ammonium sulfate Inorganic materials 0.000 claims description 5
- 235000011130 ammonium sulphate Nutrition 0.000 claims description 5
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 claims description 4
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 claims 1
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 abstract description 5
- 239000010703 silicon Substances 0.000 abstract description 5
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 4
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 4
- 238000000926 separation method Methods 0.000 abstract description 3
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 229910021502 aluminium hydroxide Inorganic materials 0.000 abstract 3
- 239000001117 sulphuric acid Substances 0.000 abstract 2
- 235000011149 sulphuric acid Nutrition 0.000 abstract 2
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O Ammonium Chemical compound [NH4+] QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-O 0.000 abstract 1
- 239000001164 aluminium sulphate Substances 0.000 abstract 1
- 235000011128 aluminium sulphate Nutrition 0.000 abstract 1
- BUACSMWVFUNQET-UHFFFAOYSA-H dialuminum;trisulfate;hydrate Chemical compound O.[Al+3].[Al+3].[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O.[O-]S([O-])(=O)=O BUACSMWVFUNQET-UHFFFAOYSA-H 0.000 abstract 1
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 20
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 19
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 16
- 229910001679 gibbsite Inorganic materials 0.000 description 16
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 10
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 9
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 6
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 6
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 6
- 229910018626 Al(OH) Inorganic materials 0.000 description 5
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 5
- 235000011124 aluminium ammonium sulphate Nutrition 0.000 description 4
- JGDITNMASUZKPW-UHFFFAOYSA-K aluminium trichloride hexahydrate Chemical compound O.O.O.O.O.O.Cl[Al](Cl)Cl JGDITNMASUZKPW-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 4
- 229940009861 aluminum chloride hexahydrate Drugs 0.000 description 4
- 239000012153 distilled water Substances 0.000 description 4
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 description 4
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 4
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 4
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 4
- KFZMGEQAYNKOFK-UHFFFAOYSA-N Isopropanol Chemical compound CC(C)O KFZMGEQAYNKOFK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-M hydrogensulfate Chemical compound OS([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 3
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 3
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonia chloride Chemical compound [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910001803 ammonioalunite Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002956 ash Substances 0.000 description 2
- 239000004927 clay Substances 0.000 description 2
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 2
- IXCSERBJSXMMFS-UHFFFAOYSA-N hydrogen chloride Substances Cl.Cl IXCSERBJSXMMFS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910000041 hydrogen chloride Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 2
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 2
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 2
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000005995 Aluminium silicate Substances 0.000 description 1
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 235000002918 Fraxinus excelsior Nutrition 0.000 description 1
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 1
- 229910052783 alkali metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000001340 alkali metals Chemical class 0.000 description 1
- 150000004645 aluminates Chemical class 0.000 description 1
- 235000012211 aluminium silicate Nutrition 0.000 description 1
- 235000019270 ammonium chloride Nutrition 0.000 description 1
- 150000001450 anions Chemical class 0.000 description 1
- QUXFOKCUIZCKGS-UHFFFAOYSA-N bis(2,4,4-trimethylpentyl)phosphinic acid Chemical compound CC(C)(C)CC(C)CP(O)(=O)CC(C)CC(C)(C)C QUXFOKCUIZCKGS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 125000002091 cationic group Chemical group 0.000 description 1
- 239000003518 caustics Substances 0.000 description 1
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 1
- 238000000975 co-precipitation Methods 0.000 description 1
- 239000008139 complexing agent Substances 0.000 description 1
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 1
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 description 1
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 238000005516 engineering process Methods 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
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 description 1
- 229910052664 nepheline Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010434 nepheline Substances 0.000 description 1
- 238000010899 nucleation Methods 0.000 description 1
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 1
- 229920005989 resin Polymers 0.000 description 1
- 239000011347 resin Substances 0.000 description 1
- 238000005185 salting out Methods 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- 229910052814 silicon oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 1
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 1
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000012798 spherical particle Substances 0.000 description 1
Abstract
Description
Изобретение относится к металлургии алюминия и может быть использовано при получении металлургического глинозема, который используется для получения металлического алюминия методом электролиза.The invention relates to aluminum metallurgy and can be used in the production of metallurgical alumina, which is used to obtain metallic aluminum by electrolysis.
Традиционная технология получение глинозема предполагает переработку бокситового сырья с высоким кремневым модулем μSi (соотношение Al2O3/SiO2 в сырье выше 7). Данные способы основаны на использовании каустической щелочи для перевода алюминия в раствор в реакторах высокого давления. При этом образуется отход красный шлам, который складируется на шламополях, и может служить источником техногенных загрязнений.The traditional technology for obtaining alumina involves the processing of bauxite raw materials with a high silicon modulus μ Si (the ratio of Al 2 O 3 /SiO 2 in the raw material is above 7). These methods are based on the use of caustic alkali to bring aluminum into solution in high pressure reactors. In this case, waste red mud is formed, which is stored in the sludge fields, and can serve as a source of man-made pollution.
Для использования алюмосодержащего сырья с низким кремневым модулем μSi < 7 в основном предлагаются кислотные способы. Их преимуществом является перевод алюминия в раствор без растворения основной примеси: оксида кремния (SiO2) - кремнезема, который остается в твердом остатке.For the use of aluminum-containing raw materials with a low silicon modulus μ Si < 7, acid methods are mainly proposed. Their advantage is the transfer of aluminum into solution without dissolving the main impurity: silicon oxide (SiO 2 ) - silica, which remains in the solid residue.
Известен способ получения глинозема из окисленной полиметаллической руды при предварительном спекании сырья с Na2CO3 и NaOH при Т = 250-300°С и дальнейшем выщелачивании спека соляной кислотой (HCl). Выщелачивание ведут 4,7 М HCl при Т = 60°С и продолжительности 60 мин [Патент RU №2373152, кл. C01F 7/30, C01D 7/00, С01В 33/14, опубл. 20.11.2009].A known method of obtaining alumina from oxidized polymetallic ore during the preliminary sintering of raw materials with Na 2 CO 3 and NaOH at T = 250-300°C and further leaching of the cake with hydrochloric acid (HCl). Leaching lead 4.7 M HCl at T = 60°C and a duration of 60 min [Patent RU No. 2373152, class. C01F 7/30, C01D 7/00, C01B 33/14, publ. November 20, 2009].
Недостатком данного способа является необходимость предварительного обжига сырья, что значительно увеличивает трудо и энергозатраты всей технологической схемы.The disadvantage of this method is the need for preliminary firing of raw materials, which significantly increases the labor and energy costs of the entire technological scheme.
Известен способ переработки каолиновых глин, [Патент RU №2572119, кл. С22В 21/00, опубл. 27.12.2015]. Основные стадии данного способа: предварительный обжиг глины с хлоридом аммония, дальнейшее солянокислотное выщелачивание обожженного продукта в автоклаве при Т = 160°С, фильтрация пульпы, осаждение гексагидрата хлорида алюминия AlCl3⋅6H2O (ГХА) из солянокислого раствора газообразным хлороводородом при Т = 70°С, прокаливание ГХА при Т = 600°С с получением чернового глинозема, щелочная переработка чернового глинозема в цикле Байера: растворение в растворе NaOH при Т= 1 50°С в течение 2 часов, декомпозиция щелочного алюминатного раствора и кальцинация гидроксида алюминия при Т = 1100°С с получением товарного глинозема.A known method of processing kaolin clays, [Patent RU No. 2572119, class. C22B 21/00, publ. December 27, 2015]. The main stages of this method: pre-calcination of clay with ammonium chloride, further hydrochloric acid leaching of the calcined product in an autoclave at T = 160°C, pulp filtration, precipitation of aluminum chloride hexahydrate AlCl 3 ⋅ 6H 2 O (HCA) from hydrochloric acid solution with gaseous hydrogen chloride at T = 70°C, calcination of HCA at T = 600°C to obtain crude alumina, alkaline processing of crude alumina in the Bayer cycle: dissolution in NaOH solution at T = 1 50°C for 2 hours, decomposition of the alkaline aluminate solution and calcination of aluminum hydroxide at T = 1100°C to obtain commercial alumina.
Основным недостатком способа является использование крайне опасного для здоровья человека газообразного хлороводорода в процессе высаливания ГХА и необходимость перекристаллизации чернового глинозема, что увеличивает количество переделов и тем самым существенно повышает себестоимость глинозема.The main disadvantage of this method is the use of gaseous hydrogen chloride, which is extremely dangerous for human health, in the process of salting out HCA and the need to recrystallize crude alumina, which increases the number of processing stages and thereby significantly increases the cost of alumina.
Известен солянокислотный способ переработки глин Трошковского месторождения [Патент RU №2625470, кл. C01F 7/62, C01F 7/20, С22В 3/10, опубл. 14.07.2017] Основным отличием является применение электрохимической очистки алюминийсодержащих хлоридных растворов от железа при рН 1,0-3,0, катодной плотности тока 0,001-0,150 А/см, анодной плотности тока 0,015-0,200 А/см2, и температуре раствора 20-97°С.Known hydrochloric acid method of processing clay Troshkovsky deposits [Patent RU No. 2625470, class. C01F 7/62, C01F 7/20, C22B 3/10, publ. 07/14/2017] The main difference is the use of electrochemical purification of aluminum-containing chloride solutions from iron at pH 1.0-3.0, cathode current density 0.001-0.150 A/cm, anodic current density 0.015-0.200 A/cm 2 , and solution temperature 20 -97°C.
Недостатком является низкая степень удаления железа, которая не превышает 70-95%, что не позволяет получать глинозем требуемого качества.The disadvantage is the low degree of iron removal, which does not exceed 70-95%, which does not allow to obtain alumina of the required quality.
Известен способ получения глинозема из аргиллита [Патент RU №2471010, кл. С22В 21/00, опубл. 27.12.2012]. Способ предполагает предварительный обжиг сырья при Т=600°С, выщелачивание 6М HCl при Т=100-110°С в течение 7 часов и очистку растворов от железа посредством комплексообразователя Cyanex 272.A known method for producing alumina from mudstone [Patent RU No. 2471010, cl. C22B 21/00, publ. December 27, 2012]. The method involves preliminary roasting of the raw material at T=600°C, leaching with 6M HCl at T=100-110°C for 7 hours, and purification of solutions from iron using Cyanex 272 complexing agent.
Недостатками способа являются значительные трудо- и энергозатраты на стадии предварительного обжига сырья, длительность выщелачивания и высокое содержание щелочных металлов (Na, K, Са, Mg) в глиноземе до 0,88 мас. %.The disadvantages of this method are significant labor and energy costs at the stage of preliminary firing of raw materials, the duration of leaching and the high content of alkali metals (Na, K, Ca, Mg) in alumina up to 0.88 wt. %.
Известен кислотный способ для переработки зол угольных электростанций [Патент RU №2510365, кл. C01F 7/02, В09В 3/00, опубл. 27.03.2014]. Способ предполагает магнитную сепарацию золы, автоклавное выщелачивание соляной кислотой, очистку солянокислотного раствора от железа с помощью макропористых катионных смол (D001, 732, 742, 7020Н, 7120Н, JK008 или SPC-1), кристаллизацию гексагидрата хлорида алюминия (ГХА) и дальнейшее прокаливание ГХА при Т=950-1100°С.Known acid method for processing the ashes of coal-fired power plants [Patent RU No. 2510365, class. C01F 7/02, B09B 3/00, publ. 03/27/2014]. The method involves magnetic separation of ash, autoclave leaching with hydrochloric acid, purification of hydrochloric acid solution from iron using macroporous cationic resins (D001, 732, 742, 7020H, 7120H, JK008 or SPC-1), crystallization of aluminum chloride hexahydrate (ACH) and further calcination of ACH at T=950-1100°C.
Недостатком способа является форма полученных частиц глинозема, так как при прокаливании ГХА, порошок сохраняет форму соли (длинные гексагональные кристаллы), что не позволяет использовать данный глинозем в процессе электролиза из-за низких показателей текучести.The disadvantage of this method is the shape of the obtained alumina particles, since when calcining the HCA, the powder retains the form of a salt (long hexagonal crystals), which does not allow the use of this alumina in the electrolysis process due to low flow rates.
Наиболее близким к предложенному является бисульфатный способ получения глинозема, преимущественно из глин Кайчакского месторождения, нефелинового концентрата Кольского месторождения и отхода глиноземного производства - красного шлама, включающий подготовку раствора-реагента из смеси бисульфата аммония и серной кислоты с последующим выщелачиванием им боксита, фильтрование полученной пульпы, охлаждение до комнатной температуры для выпадения квасцов сульфата алюминия аммония из сульфатноаммонийного раствора с последующим их отделением от маточного раствора, промывку квасцов с последующим растворением в воде, осаждение гидроксида алюминия при повышении рН раствора с помощью газообразного аммиака, фильтрование и промывку полученной пульпы с дальнейшим прокаливанием гидроксида алюминия в атмосфере воздуха [Патент RU №2574247, кл. C01F 7/26, опубл. 10.02.2016].Closest to the proposed one is the bisulfate method for producing alumina, mainly from the clays of the Kaichakskoye deposit, the nepheline concentrate of the Kolskoye deposit and the waste of alumina production - red mud, including the preparation of a reagent solution from a mixture of ammonium bisulfate and sulfuric acid, followed by leaching of bauxite, filtering the resulting pulp, cooling to room temperature to precipitate ammonium sulfate alum from the ammonium sulfate solution with their subsequent separation from the mother liquor, washing the alum with subsequent dissolution in water, precipitation of aluminum hydroxide by increasing the pH of the solution using gaseous ammonia, filtering and washing the resulting pulp with further calcination of the hydroxide aluminum in air [Patent RU No. 2574247, class. C01F 7/26, publ. February 10, 2016].
Вскрытие сырья проводили выщелачиванием сырья смесью 40-45% NH4HSO4 и 1-3% H2SO4 при Т=85-175°С в течение 3-5 часов, очистку раствора от примесей с использованием сильноосновного анионита АВ-17х8, осаждение А1(ОН)3 газообразным аммиаком, с выделением серной кислоты и твердого сульфата аммония из которого получали бисульфат аммония и газообразный аммиак.The opening of the raw material was carried out by leaching the raw material with a mixture of 40-45% NH 4 HSO 4 and 1-3% H 2 SO 4 at T=85-175°C for 3-5 hours, cleaning the solution from impurities using a strongly basic anion exchanger AB-17x8, precipitation of A1(OH) 3 with gaseous ammonia, with the release of sulfuric acid and solid ammonium sulfate, from which ammonium bisulfate and gaseous ammonia were obtained.
Основными недостатками способа является высокая продолжительность процесса выщелачивания и мелкий размер частиц глинозема (1-5 мкм), получаемого на стадии осаждения Al(ОН)3 газообразным аммиаком, что снижает эффективность последующего процесса электролиза для получения металлического алюминия.The main disadvantages of the method are the high duration of the leaching process and the small particle size of alumina (1-5 μm) obtained at the stage of deposition of Al(OH) 3 with gaseous ammonia, which reduces the efficiency of the subsequent electrolysis process to obtain metallic aluminum.
Задачей данного изобретения является создание бисульфатного способа для переработки высококремнистых бокситов с кремневым модулем μSi ≤ 3 с получением глинозема металлургических марок.The objective of this invention is to create a bisulfate method for processing high-silica bauxites with silicon modulus μ Si ≤ 3 to obtain alumina of metallurgical grades.
Техническим результатом, достигнутым при использовании изобретения, является интенсификация процесса выщелачивания и увеличение размера частиц глинозема.The technical result achieved by using the invention is the intensification of the leaching process and an increase in the particle size of alumina.
Указанный технический результат достигается тем, что в способе получения глинозема, преимущественно из высококремнистого боксита, включающего подготовку раствора-реагента из смеси бисульфата аммония и серной кислоты с последующим выщелачиванием им боксита, фильтрование полученной пульпы, охлаждение до комнатной температуры для выпадения квасцов сульфата алюминия аммония из сульфатноаммонийного раствора с последующим их отделением от маточного раствора, промывку квасцов с последующим растворением в воде, осаждение гидроксида алюминия при повышении рН раствора с помощью газообразного аммиака, фильтрование и промывку полученной пульпы с дальнейшим прокаливанием гидроксида алюминия в атмосфере воздуха, выщелачивание проводят раствором смеси бисульфата аммония и серной кислоты с объемным соотношением растворов 12,5:87,5 - 87,5:12,5%об. и концентрацией 30-40% и 25-40% соответственно, осаждение гидроксида алюминия ведут в течение 60-120 мин и температуре раствора 80-95 С при добавлении затравки гиббсита (Al(ОН)3) со средним размером частиц 40-60 мкм в количестве 100-300 г/л.The specified technical result is achieved by the fact that in the method for producing alumina, mainly from high-silica bauxite, including the preparation of a reagent solution from a mixture of ammonium bisulfate and sulfuric acid, followed by leaching of bauxite, filtering the resulting pulp, cooling to room temperature to precipitate alum of ammonium aluminum sulfate from ammonium sulfate solution, followed by their separation from the mother liquor, washing of alum with subsequent dissolution in water, precipitation of aluminum hydroxide with increasing pH of the solution using gaseous ammonia, filtering and washing the resulting pulp with further calcination of aluminum hydroxide in air, leaching is carried out with a solution of a mixture of ammonium bisulfate and sulfuric acid with a volume ratio of solutions of 12.5:87.5 - 87.5:12.5% vol. and a concentration of 30-40% and 25-40%, respectively, the precipitation of aluminum hydroxide is carried out for 60-120 min and the temperature of the solution is 80-95 C with the addition of a seed of gibbsite (Al(OH) 3 ) with an average particle size of 40-60 μm in amount of 100-300 g/l.
Целесообразно выщелачивание боксита проводить при Т=150-170°С, Т:Ж=1:8-1:12 и в течении 30-90 мин.It is advisable to carry out the leaching of bauxite at T=150-170°C, T:W=1:8-1:12 and for 30-90 minutes.
На фиг.1 представлен внешний вид частицы глинозема по примеру 1.Figure 1 shows the appearance of the particles of alumina according to example 1.
На фиг.2 - внешний вид частиц наногиббсита.Figure 2 - the appearance of the nanogibbsite particles.
На фиг.3 - внешний вид частиц глинозема, полученного без использования затравки.Figure 3 - the appearance of the particles of alumina obtained without the use of a seed.
Интенсификация процесса выщелачивания происходит за счет использования более концентрированной серной кислоты и увеличения ее количества в смеси, что помимо снижения продолжительности процесса позволяет предотвращать соосаждение аммониоалунита (NH4Al3(SO4)2(OH)6), которое может происходить при температуре свыше 170°С и высокой концентрации алюминия в растворе.The intensification of the leaching process occurs due to the use of more concentrated sulfuric acid and an increase in its amount in the mixture, which, in addition to reducing the duration of the process, makes it possible to prevent coprecipitation of ammonioalunite (NH 4 Al 3 (SO 4 ) 2 (OH) 6 ), which can occur at temperatures above 170 °C and high concentration of aluminum in the solution.
Использование затравочного гиббсита позволяет осадить наногиббсит на поверхности частиц, что приводит к получению шарообразного глинозема со средним размером частиц 80-100 мкм.The use of seed gibbsite allows nanogibbsite to be deposited on the surface of the particles, resulting in a spherical alumina with an average particle size of 80-100 µm.
В качестве сырья был выбран боксит Североонежского месторождения (Архангельская область), химиический состав представлен в таблице 1.The bauxite of the Severoonezhskoye deposit (Arkhangelsk region) was chosen as a raw material, the chemical composition is presented in Table 1.
Пример 1. Боксит (см. таблицу 1), измельченный до крупности 0,1 мм, выщелачивают смесью 30% NH4HSO4 + 40% H2SO4 с сооотношением растворов 12,5:87,5%об. при Т=150°С, Т:Ж=1:12 и продолжительности 90 мин. Пульпу после выщелачивания боксита фильтруют и полученный раствор охлаждают до комнатной температуры (25°С), при этом кристаллы алюмоаммонийных квасцов выпадают в осадок. Кристаллы квасцов отфильтровывают от кислотного раствора, промывают и растворяют в дистиллированной воде. Состав раствора квасцов следующий, мг/л: Al - 3460; Са - 2,1; Cr - 1; Fe - 2,2; K - 3; Mg - 0,39; Mn - 0,02; Na - 6,3; Р - 0,2; Si - 0,29; Ti - 0,05; V - 0,17; Zn - 0,05.Example 1. Bauxite (see table 1), crushed to a particle size of 0.1 mm, leached with a mixture of 30% NH 4 HSO 4 + 40% H 2 SO 4 with a solution ratio of 12.5:87.5% vol. at T=150°C, T:W=1:12 and duration 90 min. The pulp after leaching of bauxite is filtered and the resulting solution is cooled to room temperature (25°C), while the crystals of ammonium alum precipitate. Alum crystals are filtered off from the acid solution, washed and dissolved in distilled water. The composition of the alum solution is as follows, mg/l: Al - 3460; Ca - 2.1; Cr - 1; Fe - 2.2; K - 3; Mg - 0.39; Mn - 0.02; Na - 6.3; P - 0.2; Si - 0.29; Ti - 0.05; V - 0.17; Zn - 0.05.
При осаждении из раствора квасцов Al(ОН)3 газообразным аммиаком, рН раствора медленно повышается с 2,4 до 7. Температура раствора составляет 90°С, процесс осаждения гиббсита проводят в течение 120 мин. В качестве затравочного гидроксида алюминия используют гиббсит со средним размером частиц 40 мкм, а его концентрация составляет 150 г/л. По окончании эксперимента, раствор фильтруют, а выпавший гиббсит промывают водой и сушат при Т=105°С в течение 4 ч. Степень перехода алюминия из раствора в осадок составляет 99%. После осаждения гиббсита, полученный порошок прокаливают в атмосфере воздуха в муфельной печи при Т=900°С с выдержкой 60 мин.When Al(OH) 3 is precipitated from a solution of alum with gaseous ammonia, the pH of the solution slowly increases from 2.4 to 7. The temperature of the solution is 90°C, the process of gibbsite precipitation is carried out for 120 minutes. Gibbsite with an average particle size of 40 μm is used as a seed aluminum hydroxide, and its concentration is 150 g/l. At the end of the experiment, the solution is filtered, and the precipitated gibbsite is washed with water and dried at T=105°C for 4 hours. The degree of transition of aluminum from solution to precipitate is 99%. After precipitation of gibbsite, the resulting powder is calcined in an air atmosphere in a muffle furnace at T=900°C with a holding time of 60 min.
Степень извлечения алюминия в процессе выщелачивания составляет 89,6%, средний размер частиц глинозема составил 82 мкм.The degree of extraction of aluminum in the leaching process is 89.6%, the average particle size of alumina was 82 microns.
Полученные образцы глинозема анализируют на содержание примесей и сравнивают с требованиями согласно ГОСТ 30558-2017 «Глинозем металлургический. Технические условия». Химический состав глинозема, полученного из боксита бисульфтаным методом, представлен в таблице 2. Образцы глинозема имеют шарообразную форму (фиг.1).The resulting alumina samples are analyzed for the content of impurities and compared with the requirements in accordance with GOST 30558-2017 “Metallurgical alumina. Specifications". The chemical composition of alumina obtained from bauxite by the bisulfate method is presented in table 2. Alumina samples have a spherical shape (figure 1).
Пример 2. Боксит измельченный до крупности 0,1 мм, выщелачивают смесью 40% NH4HSO4 + 30% H2SO4 с соотношением растворов 50:50%об. при Т=160°С, Т:Ж=1:10 и продолжительности 60 мин. Пульпу после выщелачивания боксита фильтруют и полученный раствор охлаждают до комнатной температуры (25°С), при этом кристаллы алюмоаммонийных квасцов выпадают в осадок. Кристаллы квасцов отфильтровывают от кислотного раствора, промывают и растворяют в дистиллированной воде.Example 2. Bauxite crushed to a particle size of 0.1 mm, leached with a mixture of 40% NH 4 HSO 4 + 30% H 2 SO 4 with a solution ratio of 50:50% vol. at T=160°C, T:W=1:10 and duration 60 min. The pulp after leaching of bauxite is filtered and the resulting solution is cooled to room temperature (25°C), while the crystals of ammonium alum precipitate. Alum crystals are filtered off from the acid solution, washed and dissolved in distilled water.
При осаждении из раствора квасцов Al(ОН)3 газообразным аммиаком, рН раствора медленно повышается с 2,4 до 7. Температура раствора составляет 80°С, процесс осаждения гиббсита проводят в течение 60 мин. В качестве затравочного гидроксида алюминия используют гиббсит со средним размером частиц 50 мкм, а его концентрация составляет 200 г/л. По окончании эксперимента, раствор фильтруют, а выпавший гиббсит промывают водой и сушат при Т=105°С в течение 4 ч. Степень перехода алюминия из раствора в осадок составляет 99%. После осаждения гиббсита, полученный порошок прокаливают в атмосфере воздуха в муфельной печи при Т=900°С с выдержкой 60 мин.When Al(OH) 3 is precipitated from a solution of alum with gaseous ammonia, the pH of the solution slowly increases from 2.4 to 7. The temperature of the solution is 80°C, the process of gibbsite precipitation is carried out for 60 minutes. As the seed aluminum hydroxide, gibbsite with an average particle size of 50 μm is used, and its concentration is 200 g/l. At the end of the experiment, the solution is filtered, and the precipitated gibbsite is washed with water and dried at T=105°C for 4 hours. The degree of transition of aluminum from solution to precipitate is 99%. After precipitation of gibbsite, the resulting powder is calcined in an air atmosphere in a muffle furnace at T=900°C with a holding time of 60 min.
Степень извлечения алюминия в процессе выщелачивания составляет 91,2%, средний размер частиц глинозема - 87 мкм.The degree of extraction of aluminum in the leaching process is 91.2%, the average particle size of alumina is 87 microns.
Пример 3. Боксит измельченный до крупности 0,1 мм, выщелачивают смесью 40% NH4HSO4 + 25% H2SO4 с соотношением растворов 87,5:12,5%об. при Т=170°С, Т:Ж=1:8 и продолжительности 30 мин. Пульпу после выщелачивания боксита фильтруют и полученный раствор охлаждают до комнатной температуры (25°С), при этом кристаллы алюмоаммонийных квасцов выпадают в осадок. Кристаллы квасцов отфильтровывают от кислотного раствора, промывают и растворяют в дистиллированной воде.Example 3. Bauxite crushed to a particle size of 0.1 mm, leached with a mixture of 40% NH 4 HSO 4 + 25% H 2 SO 4 with a solution ratio of 87.5:12.5% vol. at T=170°C, T:W=1:8 and duration 30 min. The pulp after leaching of bauxite is filtered and the resulting solution is cooled to room temperature (25°C), while the crystals of ammonium alum precipitate. Alum crystals are filtered off from the acid solution, washed and dissolved in distilled water.
При осаждении из раствора квасцов Al(ОН)3 газообразным аммиаком, рН раствора медленно повышается с 2,4 до 7. Температура раствора составляет 80°С, процесс осаждения гиббсита проводят в течение 90 мин. В качестве затравочного гидроксида алюминия используют гиббсит со средним размером частиц 60 мкм, а его концентрация составляет 300 г/л. По окончании эксперимента, раствор фильтруют, а выпавший гиббсит промывают водой и сушат при Т=105°С в течение 4 ч. Степень перехода алюминия из раствора в осадок составляет 99%. После осаждения гиббсита, полученный порошок прокаливают в атмосфере воздуха в муфельной печи при Т=900°С с выдержкой 60 мин.When Al(OH) 3 is precipitated from a solution of alum with gaseous ammonia, the pH of the solution slowly increases from 2.4 to 7. The temperature of the solution is 80°C, the process of gibbsite precipitation is carried out for 90 minutes. As seed aluminum hydroxide, gibbsite with an average particle size of 60 μm is used, and its concentration is 300 g/l. At the end of the experiment, the solution is filtered, and the precipitated gibbsite is washed with water and dried at T=105°C for 4 hours. The degree of transition of aluminum from solution to precipitate is 99%. After precipitation of gibbsite, the resulting powder is calcined in an air atmosphere in a muffle furnace at T=900°C with a holding time of 60 min.
Степень извлечения алюминия в процессе выщелачивания составляет 94,84%о, средний размер частиц глинозема - 95 мкм.The degree of extraction of aluminum in the leaching process is 94.84% o, the average particle size of alumina is 95 microns.
Пример 4. Боксит измельченный до крупности 0,1 мм, выщелачивают смесью 40% NH4HSO4 + 25% H2SO4 с соотношением растворов 50:50%об. при Т=190°С, Т:Ж=1:10 и продолжительности 60 мин. При этих параметрах происходит осаждение вода нерастворимого аммониоалунита, что существенно снижает степень извлечения алюминия. Пульпу после выщелачивания боксита фильтруют и полученный раствор охлаждают до комнатной температуры (25°С), при этом кристаллы алюмоаммонийных квасцов выпадают в осадок. Кристаллы квасцов отфильтровывают от кислотного раствора, промывают и растворяют в дистиллированной воде.Example 4. Bauxite crushed to a particle size of 0.1 mm, leached with a mixture of 40% NH 4 HSO 4 + 25% H 2 SO 4 with a solution ratio of 50:50% vol. at T=190°C, T:W=1:10 and duration 60 min. With these parameters, precipitation of water insoluble ammonioalunite occurs, which significantly reduces the degree of aluminum extraction. The pulp after leaching of bauxite is filtered and the resulting solution is cooled to room temperature (25°C), while the crystals of ammonium alum precipitate. Alum crystals are filtered off from the acid solution, washed and dissolved in distilled water.
При осаждении из раствора квасцов Al(ОН)3 газообразным аммиаком, рН раствора медленно повышается с 2,4 до 7. Температура раствора составляет 90°С, процесс осаждения гиббсита проводят в течение 120 мин. Процесс ведут без затравки. По окончании эксперимента, раствор фильтруют, а выпавший наногиббсит промывают изопропиловым спиртом и сушат при Т=105°С в течение 4 ч (фиг.2). Степень перехода алюминия из раствора в осадок составляет 99%. После осаждения гиббсита, полученный порошок прокаливают в атмосфере воздуха в муфельной печи при Т=900°С с выдержкой 60 мин.When Al(OH) 3 is precipitated from a solution of alum with gaseous ammonia, the pH of the solution slowly increases from 2.4 to 7. The temperature of the solution is 90°C, the process of gibbsite precipitation is carried out for 120 minutes. The process is carried out without seeding. At the end of the experiment, the solution is filtered, and the precipitated nanogibbsite is washed with isopropyl alcohol and dried at T=105°C for 4 h (figure 2). The degree of transition of aluminum from solution to precipitate is 99%. After precipitation of gibbsite, the resulting powder is calcined in an air atmosphere in a muffle furnace at T=900°C with a holding time of 60 min.
Степень извлечения алюминия в процессе выщелачивания составляет 65%, средний размер частиц глинозема - 10 мкм (фиг.3).The degree of extraction of aluminum in the leaching process is 65%, the average particle size of alumina is 10 μm (figure 3).
Таким образом, предложенный способ существенно снижает продолжительность выщелачивания с 3-5 ч до 60-90 мин и позволяет увеличить степень извлечения алюминия до 94,84%. При этом в процессе осаждения гиббсита из раствора квасцов газообразным аммиаком добавляется затравочный гидроксид алюминия, что позволяет получать шарообразные частицы со средним размером частиц 80-100 мкм. Полученный глинозем соответствует ГОСТ 30558-2017 по химическому составу и может быть использован для получения металлического алюминия методом электролиза.Thus, the proposed method significantly reduces the duration of leaching from 3-5 hours to 60-90 minutes and allows you to increase the degree of extraction of aluminum to 94.84%. At the same time, in the process of precipitation of gibbsite from a solution of alum with gaseous ammonia, seed aluminum hydroxide is added, which makes it possible to obtain spherical particles with an average particle size of 80-100 μm. The resulting alumina complies with GOST 30558-2017 in terms of chemical composition and can be used to produce aluminum metal by electrolysis.
Claims (4)
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2801847C1 true RU2801847C1 (en) | 2023-08-16 |
Family
ID=
Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB2205558A (en) * | 1987-05-18 | 1988-12-14 | Lonhro Plc | Recovery of alumina from aluminosilicates |
| RU2564360C2 (en) * | 2012-08-01 | 2015-09-27 | Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Alumina obtaining method |
| RU2574247C1 (en) * | 2014-10-06 | 2016-02-10 | Общество с ограниченной ответственностью "НьюКем Текнолоджи" | Method for processing alumina-containing raw material and method for opening alumina-containing raw material in processing thereof |
| CN104803403B (en) * | 2015-04-17 | 2016-05-25 | 北京矿冶研究总院 | An acid-alkaline combined process for extracting alumina from coal series solid waste by pre-desilication |
| RU2705071C1 (en) * | 2018-11-07 | 2019-11-01 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Method of producing metallurgical alumina by an acid-alkaline method |
| 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 |
Patent Citations (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB2205558A (en) * | 1987-05-18 | 1988-12-14 | Lonhro Plc | Recovery of alumina from aluminosilicates |
| RU2564360C2 (en) * | 2012-08-01 | 2015-09-27 | Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Alumina obtaining method |
| RU2574247C1 (en) * | 2014-10-06 | 2016-02-10 | Общество с ограниченной ответственностью "НьюКем Текнолоджи" | Method for processing alumina-containing raw material and method for opening alumina-containing raw material in processing thereof |
| CN104803403B (en) * | 2015-04-17 | 2016-05-25 | 北京矿冶研究总院 | An acid-alkaline combined process for extracting alumina from coal series solid waste by pre-desilication |
| RU2705071C1 (en) * | 2018-11-07 | 2019-11-01 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Method of producing metallurgical alumina by an acid-alkaline method |
| 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 |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| ХАМИЗОВ Р.Х. и др. О возможности кислотно-солевой переработки глиноземсодержащего сырья в замкнутом реагентном цикле., Журнал прикладной химии, 2020, т.93, вып.7, с.1024-1032. * |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US20220185689A1 (en) | Process for preparing alumina | |
| CN109790045B (en) | Method for producing smelting-grade aluminum oxide (embodiment mode) | |
| CN104108723A (en) | Hydrothermal synthesis method of 4A molecular sieve from high-iron bauxite tailings | |
| WO2019143264A1 (en) | Method of producing scandium oxide from scandium-containing concentrates | |
| RU2571244C1 (en) | Method for obtaining pure tungstic acid | |
| Al-Ajeel et al. | Alumina recovery from Iraqi kaolinitic clay by hydrochloric acid route | |
| US20240059577A1 (en) | Method of preparing alumina | |
| RU2801847C1 (en) | Method for producing alumina, mainly from high-silica bauxite | |
| CN117802320A (en) | Method for extracting lithium from clay-type lithium ore | |
| WO2002010068A1 (en) | Production of metal oxides | |
| US3436176A (en) | Process of producing high purity alumina from aluminum-bearing,acidic,sulfate solutions | |
| RU2038301C1 (en) | Method for production of magnesium oxide | |
| WO2014174527A1 (en) | Method for recovery of alumina from aluminium dross | |
| CN117535512A (en) | Comprehensive utilization method of bauxite | |
| RU2806940C1 (en) | Method for sulphuric acid processing of scandium-containing raw materials | |
| RU2840984C1 (en) | Method of processing red mud to produce scandium oxide | |
| Yeboah et al. | A comparative study of the super cooling and carbonization processes of the gibbsitic Ghanaian Bauxite | |
| RU2040471C1 (en) | Method of preparing 99%-th scandium oxide from the fluoride concentrate | |
| US20250109030A1 (en) | Process for producing a high-purity alumina | |
| AU2014280962B2 (en) | Process For The Cold Hydrochemical Decomposition Of Sodium Hydrogen Aluminosilicate | |
| RU2352658C2 (en) | Method of receiving lithium-bearing alumina from spodumene concentrate | |
| WO2008100123A1 (en) | Integrated method for processing alumosilicate raw material | |
| Qingsheng et al. | High Purity Alumina Powders Extracted from Aluminum Dross by the Calcining—Leaching Process | |
| Suong et al. | PURIFICATION OF TAN RAI ALUMINUM HYDROXIDE WITH ACETIC ACID AND PREPARATION OF HIGH PURE NANOSIZE α-ALUMINA | |
| RU2337877C2 (en) | Method of argil-containing raw material reprocessing |