RU2007143435A - METHOD FOR COMPLEX PROCESSING OF ALUMINOSILICATE RAW MATERIALS - Google Patents

Abstract

1. Способ комплексной переработки алюмосиликатного сырья, включающий спекание с карбонатом натрия и реагентом, обладающим основными свойствами, выщелачивание спека, извлечение алюминия из раствора с последующим получением глинозема, отличающийся тем, что в качестве реагента, обладающего основными свойствами, на спекание подают едкий натр, выщелачивание спека ведут солянокислым раствором, полученную при выщелачивании пульпу разделяют с получением хлоридного раствора и твердого остатка, из хлоридного раствора выделяют более электроположительные по сравнению с алюминием металлы, после чего хлоридный раствор подвергают термической обработке с получением оксидного продукта и раствора соляной кислоты; твердый остаток выщелачивания растворяют в щелочном растворе и полученный раствор подвергают карбонизации с получением раствора карбоната натрия и осадка аморфного кремнезема. ! 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что в шихте, поступающей на спекание, соотношение карбоната натрия к едкому натру находится в пределах (2,5-3,5):1 при их суммарном расходе 40-50 мас.% от количества поступающего на спекание сырья. ! 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что выщелачивание спека ведут раствором соляной кислоты с исходной концентрацией не менее 4,4 г-экв/дм3 при отношении Ж:Т не менее 10:1 в течение 30-60 мин при температуре 40-80°С, после чего раствор отделяют от твердого остатка, пополняют раствором соляной кислоты до концентрации не менее 4,4 г-экв/дм3 и используют для выщелачивания новой порции спека, повторяя эти операции до получения в растворе концентрации алюминия не менее 70-80 г/дм3 в пересчете на Al2О3. ! 4. Способ по п.1, отличающийся тем, �1. A method for the complex processing of aluminosilicate raw materials, including sintering with sodium carbonate and a reagent with basic properties, leaching of the sinter, extracting aluminum from the solution, followed by obtaining alumina, characterized in that caustic soda is supplied for sintering as a reagent with basic properties, the sinter is leached with a hydrochloric acid solution, the pulp obtained by leaching is separated to obtain a chloride solution and a solid residue, more electropositive metals are isolated from the chloride solution compared to aluminum, after which the chloride solution is subjected to heat treatment to obtain an oxide product and a hydrochloric acid solution; the solid leach residue is dissolved in an alkaline solution, and the resulting solution is subjected to carbonization to obtain a sodium carbonate solution and a precipitate of amorphous silica. ! 2. The method according to claim 1, characterized in that in the mixture supplied for sintering, the ratio of sodium carbonate to sodium hydroxide is in the range (2.5-3.5): 1 with their total consumption of 40-50 wt.% of quantity of raw materials supplied for sintering. ! 3. The method according to claim 1, characterized in that the cake is leached with a solution of hydrochloric acid with an initial concentration of at least 4.4 g-eq / dm3 at a W:T ratio of at least 10:1 for 30-60 minutes at a temperature of 40 -80°C, after which the solution is separated from the solid residue, replenished with hydrochloric acid solution to a concentration of at least 4.4 g-eq / dm3 and used to leach a new portion of the cake, repeating these operations until an aluminum concentration in the solution is at least 80 g/dm3 in terms of Al2O3. ! 4. The method according to claim 1, characterized in that �

Claims (14)

1. Способ комплексной переработки алюмосиликатного сырья, включающий спекание с карбонатом натрия и реагентом, обладающим основными свойствами, выщелачивание спека, извлечение алюминия из раствора с последующим получением глинозема, отличающийся тем, что в качестве реагента, обладающего основными свойствами, на спекание подают едкий натр, выщелачивание спека ведут солянокислым раствором, полученную при выщелачивании пульпу разделяют с получением хлоридного раствора и твердого остатка, из хлоридного раствора выделяют более электроположительные по сравнению с алюминием металлы, после чего хлоридный раствор подвергают термической обработке с получением оксидного продукта и раствора соляной кислоты; твердый остаток выщелачивания растворяют в щелочном растворе и полученный раствор подвергают карбонизации с получением раствора карбоната натрия и осадка аморфного кремнезема.1. A method for the complex processing of aluminosilicate raw materials, including sintering with sodium carbonate and a reagent with basic properties, leaching of cake, extraction of aluminum from a solution, followed by obtaining alumina, characterized in that sodium hydroxide is fed as a reagent with basic properties, leaching of cake is carried out with a hydrochloric acid solution, the pulp obtained by leaching is separated to obtain a chloride solution and a solid residue, more electropoid is isolated from the chloride solution ozhitelnye compared to aluminum metals, after which the chloride solution is subjected to heat treatment to obtain the oxide product, and the hydrochloric acid solution; the solid leach residue is dissolved in an alkaline solution and the resulting solution is carbonized to obtain a solution of sodium carbonate and a precipitate of amorphous silica. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что в шихте, поступающей на спекание, соотношение карбоната натрия к едкому натру находится в пределах (2,5-3,5):1 при их суммарном расходе 40-50 мас.% от количества поступающего на спекание сырья.2. The method according to claim 1, characterized in that in the mixture fed to sintering, the ratio of sodium carbonate to caustic soda is in the range (2.5-3.5): 1 at a total flow rate of 40-50 wt.% Of the amount received for sintering raw materials. 3. Способ по п.1, отличающийся тем, что выщелачивание спека ведут раствором соляной кислоты с исходной концентрацией не менее 4,4 г-экв/дм³ при отношении Ж:Т не менее 10:1 в течение 30-60 мин при температуре 40-80°С, после чего раствор отделяют от твердого остатка, пополняют раствором соляной кислоты до концентрации не менее 4,4 г-экв/дм³ и используют для выщелачивания новой порции спека, повторяя эти операции до получения в растворе концентрации алюминия не менее 70-80 г/дм³ в пересчете на Al₂О₃.3. The method according to claim 1, characterized in that the leaching of cake is carried out with a solution of hydrochloric acid with an initial concentration of at least 4.4 g-equiv / dm ³ with a ratio of W: T of at least 10: 1 for 30-60 minutes at a temperature 40-80 ° C, after which the solution is separated from the solid residue, replenished with hydrochloric acid to a concentration of at least 4.4 g-equiv / dm ³ and used to leach a new portion of cake, repeating these operations until the aluminum concentration in the solution is at least 70-80 g / dm ³ in terms of Al ₂ O ₃ . 4. Способ по п.1, отличающийся тем, что выщелачивания спека ведут раствором соляной кислоты с исходной концентрацией не менее 4,4 г-экв/дм³ непрерывном режиме в течение 30-60 мин при температуре 40-80°С, после чего раствор отделяют от твердого остатка, часть его возвращают на выщелачивание спека, а остальное количество раствора направляют на последующую переработку.4. The method according to claim 1, characterized in that the leaching of cake is carried out with a solution of hydrochloric acid with an initial concentration of at least 4.4 geq / dm ³ continuously for 30-60 minutes at a temperature of 40-80 ° C, after which the solution is separated from the solid residue, part of it is returned to the leaching of cake, and the rest of the solution is sent for further processing. 5. Способ по п.1, отличающийся тем, что из раствора, полученного при выщелачивании спека, более электроположительные по сравнению с алюминием металлы выделяют в виде коллективного продукта.5. The method according to claim 1, characterized in that from the solution obtained by leaching the cake, more electropositive metals as compared to aluminum are isolated as a collective product. 6. Способ по п.5, отличающийся тем, что более электроположительные по сравнению с алюминием металлы выделяют из раствора в электролизере с разделенным анодным и катодным пространством при катодной плотности тока не менее 500 А/м³.6. The method according to claim 5, characterized in that more electropositive metals than aluminum are isolated from the solution in an electrolytic cell with a separated anode and cathode space at a cathodic current density of at least 500 A / m ³ . 7. Способ по п.1, отличающийся тем, что очищенный от более электроположительных по сравнению с алюминием металлов хлоридный раствор подвергают термической обработке с выпаркой раствора и получением гексагидрата хлорида алюминия на первой стадии, его прокалкой при 400-600°С с получением оксидного продукта на второй стадии и конденсацией раствора соляной кислоты из газов термической обработки.7. The method according to claim 1, characterized in that the chloride solution, purified from more electropositive metals than aluminum, is subjected to heat treatment by evaporating the solution and obtaining aluminum chloride hexahydrate in the first stage, calcining it at 400-600 ° C to obtain an oxide product in the second stage and the condensation of a solution of hydrochloric acid from heat treatment gases. 8. Способ по п.1, отличающийся тем, что твердый остаток выщелачивания спека промывают водой и выщелачивают раствором, содержащим не менее 150 г/дм³ NaOH в течение 30-40 мин при отношении Ж:Т=(5-6):1 с получением раствора силиката натрия и твердого остатка, возвращаемого на операцию спекания.8. The method according to claim 1, characterized in that the solid cake leaching residue is washed with water and leached with a solution containing at least 150 g / dm ³ NaOH for 30-40 minutes at a ratio of W: T = (5-6): 1 to obtain a solution of sodium silicate and a solid residue returned to the sintering operation. 9. Способ по п.1, отличающийся тем, что раствор, получаемый при щелочном растворении твердого остатка выщелачивания спека, подвергают карбонизации газом, содержащим диоксид углерода с последующим отделением осадка аморфного кремнезема, его промывкой и сушкой при 300-400°С.9. The method according to claim 1, characterized in that the solution obtained by alkaline dissolution of the solid cake leaching residue is subjected to carbonization with a gas containing carbon dioxide, followed by separation of the precipitate of amorphous silica, washing and drying it at 300-400 ° C. 10. Способ по п.1, отличающийся тем, что исходное алюмосиликатное сырье предварительно обрабатывают раствором соляной кислоты концентрацией не менее 250 г/дм³ при отношении Ж:Т=(2,5-3):1, температуре 75-85°С в течение 4-6 ч после чего раствор отделяют от твердого остатка, который промывают водой и подают в шихту спекания, а хлоридный раствор перерабатывают с получением железосодержащего продукта.10. The method according to claim 1, characterized in that the initial aluminosilicate raw material is pre-treated with a solution of hydrochloric acid with a concentration of at least 250 g / dm ³ at a ratio of W: T = (2.5-3): 1, temperature 75-85 ° C within 4-6 hours after which the solution is separated from the solid residue, which is washed with water and fed into the sintering mixture, and the chloride solution is processed to obtain an iron-containing product. 11. Способ по п.10, отличающийся тем, что обработку исходного сырья ведут при дополнительной подаче в пульпу газа, содержащего хлор, например анодного газа хлорного мембранного электролизера.11. The method according to claim 10, characterized in that the processing of the feedstock is carried out with an additional supply to the pulp of gas containing chlorine, for example, the anode gas of a chlorine membrane electrolyzer. 12. Способ по п.10, отличающийся тем, что в отделенный от твердого остатка хлоридный раствор вводят концентрированную соляную кислоту до концентрации 6,5-7,5 г-экв/дм³ после чего железо выделяют из раствора экстракцией раствором трибутилфосфата в керосине при количестве стадий экстракции не менее трех, с последующей реэкстракцией и использованием рафинатов при выщелачивании спека, а реэкстрактов для получения оксидного железосодержащего продукта и регенерации соляной кислоты.12. The method according to claim 10, characterized in that concentrated hydrochloric acid is introduced into the chloride solution separated from the solid residue to a concentration of 6.5-7.5 geq / dm ^3, after which iron is isolated from the solution by extraction with a solution of tributyl phosphate in kerosene at the number of extraction stages is at least three, followed by reextraction and the use of raffinates for sinter leaching, and reextracts to obtain an iron oxide product and hydrochloric acid regeneration. 13. Способ по п.12, отличающийся тем, что реэкстракты выпаривают на 85-90%, после чего подвергают термической обработке в окислительной среде при 580-650°С, с получением оксидного железосодержащего продукта и конденсацией раствора соляной кислоты из газов термической обработки.13. The method according to p. 12, characterized in that the strips are evaporated by 85-90%, and then subjected to heat treatment in an oxidizing medium at 580-650 ° C, to obtain an iron oxide product and condensation of a solution of hydrochloric acid from heat treatment gases. 14. Способ по п.12, отличающийся тем, что перед выпаркой реэкстракт обрабатывают железным скрапом.14. The method according to p. 12, characterized in that before evaporation, the re-extract is treated with iron scrap.