RU2483131C1

RU2483131C1 - Method of making scandium oxide from red slag

Info

Publication number: RU2483131C1
Application number: RU2011153456/02A
Authority: RU
Inventors: Игорь Николаевич Пягай; Сергей Павлович Яценко; Лилия Александровна Пасечник; Тахир Салохидинович Ибрагимов; Владимир Алексеевич Ким; Лидия Михайловна Скрябнева
Original assignee: Учреждение Российской академии наук Институт химии твердого тела Уральского отделения РАН
Priority date: 2011-12-26
Filing date: 2011-12-26
Publication date: 2013-05-27

Abstract

FIELD: metallurgy.

SUBSTANCE: proposed method comprises multistep leaching of red slag by the mix of sodium carbonate and bicarbonate on forcing annealing furnace flue gases containing carbon dioxide there through to obtained solution. Then, three-step holding of said solution at increased temperatures is performed along with selective separation of precipitates after every said step. At first step, said solution is heated to temperature not exceeding 80°C for, at least, 1 hour. Thereafter, it is settled for, at least, two hours at natural cooling. At second step, said solution is boiled and mixed for, at least, two hours. At third step, said solution is evaporated to 50% of initial volume to add 46%-solution of sodium hydroxide to concentration of Na₂O_caustic of 1.5-2.0 kg/m³. Now, it is boiled for, at least, 2 hours and precipitate containing scandium oxide is settled for 10-16 hours at natural cooling.

EFFECT: simplified process, higher yield of scandium oxide.

1 ex

Description

Изобретение относится к металлургии цветных металлов, а именно к извлечению оксида скандия из отходов производства при переработке бокситов на глинозем.The invention relates to the metallurgy of non-ferrous metals, and in particular to the extraction of scandium oxide from industrial wastes during the processing of bauxite into alumina.

Известен способ извлечения скандия при переработке бокситов на глинозем, например, из шлама побочного продукта переработки, включающий выщелачивание водой и/или 5-10%-ным раствором карбоната или гидрокарбоната натрия или их смесью, которое проводят не менее 3 раз при температуре не выше 50°С в течение не менее 2 часов при соотношении Т:Ж=1:2.5-5.0 с использованием каждый раз новых порций продукта переработки бокситов в качестве исходного сырья, отделение осадка, введение в полученный раствор оксида алюминия или цинка, растворенного в гидроксиде натрия, выдержку при температуре не ниже 80°С в течение не менее 2 часов. Полученный осадок обрабатывают горячим 10-20%-ным раствором гидроксида натрия, промывают 1.5%-ным раствором гидроксида натрия, затем растворяют осадок в 1-5%-ном растворе соляной кислоты, фильтруют и фильтрат обрабатывают 10-15%-ным раствором аммиака или 2-10%-ным раствором плавиковой кислоты с избытком 1-3% от стехиометрии с получением первичного скандиевого концентрата (Патент РФ №2201988, МПК С22В 59/00, 2003).A known method for the extraction of scandium in the processing of bauxite on alumina, for example, from the sludge of a by-product of the processing, including leaching with water and / or 5-10% solution of sodium carbonate or bicarbonate, or a mixture thereof, which is carried out at least 3 times at a temperature not exceeding 50 ° C for at least 2 hours at a ratio of T: L = 1: 2.5-5.0 each time using new portions of the bauxite processing product as a feedstock, separating the precipitate, introducing aluminum oxide or zinc dissolved in hydroxide into the resulting solution atria, holding at the temperature not lower than 80 ° C for at least 2 hours. The resulting precipitate is treated with a hot 10-20% sodium hydroxide solution, washed with a 1.5% sodium hydroxide solution, then the precipitate is dissolved in a 1-5% hydrochloric acid solution, filtered and the filtrate is treated with a 10-15% ammonia solution or 2-10% solution of hydrofluoric acid with an excess of 1-3% of stoichiometry to obtain the primary scandium concentrate (RF Patent No. 2201988, IPC С22В 59/00, 2003).

Недостатком известного способа является сложный технологический процесс получения первичного скандиевого концентрата, в частности использование большого числа дополнительных химических реагентов.The disadvantage of this method is the complex process of obtaining the primary scandium concentrate, in particular the use of a large number of additional chemical reagents.

Наиболее близким техническим решением к заявляемому является способ получения оксида скандия из красного шлама - отхода производства глинозема, включающий многократное, последовательное выщелачивание красного шлама смесью растворов карбоната и гидрокарбоната натрия, промывку и отделение осадка, введение в полученный раствор оксида цинка, растворенного в гидроксиде натрия, выдержку раствора при повышенной температуре и перемешивании, отделение осадка и его обработку раствором гидроксида натрия при температуре кипения, отделение, промывку и сушку полученного продукта с последующим извлечением оксида скандия известными методами. При выщелачивании через смесь растворов карбоната и гадрокарбоната натрия пропускают газовоздушную смесь, содержащую 10-17% СО₂ (по объему), выщелачивание повторяют до получения раствора с концентрацией по оксиду скандия не менее 50 г/м³, вводят в раствор твердый гидроксид натрия до концентрации 2-5 кг/м³ по Na₂O каустическому и выдерживают при температуре не выше 80°С с последующим введением флокулянта, выдержкой и отделением осадка, являющегося титановым концентратом, полученный раствор подвергают электролизу с твердыми электродами при катодной плотности 2-4 А/дм², температуре 50-70°С в течение 1-2 часов для очистки от примесей, раствор оксида цинка в гидроксиде натрия добавляют в очищенный после электролиза раствор до соотношения ZnO:Sc₂O₃=(10-25):1 и вводят флокулянт, выдержку раствора ведут при 100-102°С в течение 4-8 часов, обработку отделенного осадка ведут 5-12%-ным раствором гидроксида натрия при температуре кипения, снова вводят флокулянт, выдерживают и отделяют осадок, который и является целевым продуктом. Содержание скандия в целевом продукте составляет 2,26 мас.% (Патент РФ 2247788, МПК С22В 59/00, 2005 - прототип).The closest technical solution to the claimed one is a method for producing scandium oxide from red mud - waste from alumina production, including multiple, sequential leaching of red mud from a mixture of sodium carbonate and sodium bicarbonate solutions, washing and separating the precipitate, introducing zinc oxide dissolved in sodium hydroxide into the resulting solution, extracting the solution at elevated temperature and stirring, separating the precipitate and treating it with sodium hydroxide solution at boiling point, separating, etc. myvku and drying the resulting product followed by extracting scandium oxide known methods. When leaching through a mixture of solutions of sodium carbonate and hydrogen carbonate, a gas-air mixture containing 10-17% CO ₂ (by volume) is passed, leaching is repeated to obtain a solution with a concentration of scandium oxide of at least 50 g / m ³ , solid sodium hydroxide is introduced into the solution to concentration of 2-5 kg / m ³ in Na ₂ O caustic and maintained at a temperature not exceeding 80 ° C followed by the introduction of a flocculant, exposure and separation of the precipitate, which is a titanium concentrate, the resulting solution is subjected to electrolysis with solid electrodes at single density 2-4 A / dm ² , temperature 50-70 ° C for 1-2 hours to remove impurities, a solution of zinc oxide in sodium hydroxide is added to the solution purified after electrolysis to the ratio ZnO: Sc ₂ O ₃ = (10 -25): 1 and a flocculant is introduced, the solution is kept at 100-102 ° C for 4-8 hours, the separated precipitate is treated with a 5-12% sodium hydroxide solution at boiling point, the flocculant is introduced again, the sediment is kept and the precipitate is separated , which is the target product. The scandium content in the target product is 2.26 wt.% (RF Patent 2247788, IPC С22В 59/00, 2005 - prototype).

Недостатком известного способа также является сложность технологического процесса получения скандиевого концентрата, в частности дополнительный расход оксида цинка, осуществление стадии электролиза, использование органического флокулянта.The disadvantage of this method is also the complexity of the process for producing scandium concentrate, in particular the additional consumption of zinc oxide, the implementation of the electrolysis stage, the use of organic flocculant.

Таким образом, перед авторами стояла задача разработать технологически простой способ получения оксида скандия из красного шлама, обеспечивающий высокий процент извлечения скандия в скандиевый концентрат.Thus, the authors were faced with the task of developing a technologically simple method for producing scandium oxide from red mud, providing a high percentage of extraction of scandium in scandium concentrate.

Поставленная задача решена в предлагаемом способе получения оксида скандия из красного шлама, включающем многократное последовательное выщелачивание красного шлама смесью растворов карбоната и гидрокарбоната натрия при пропускании через смесь дымовых газов, содержащих СО₂, отделение, промывку и сушку полученного продукта с последующим извлечением оксида скандия известными методами, в котором после выщелачивания осуществляют трехступенчатую выдержку фильтрата при повышенной температуре с отделением осадка после каждой ступени, при этом на первой ступени фильтрат нагревают до температуры не выше 80°С и выдерживают не менее 1 часа, затем отстаивают в течение не менее 2 часов при естественном охлаждении; на второй ступени фильтрат доводят до кипения и выдерживают при кипячении и перемешивании не менее 2 часов; на третьей ступени фильтрат упаривают при кипячении до уменьшения объема на 50%, после чего добавляют 46%-ный раствор гидроксида натрия до концентрации Na₂O_{каустической} 1,5-2,0 кг/м³, выдерживают при кипячении в течение не менее 2 часов и затем отстаивают в течение 10-16 часов при естественном охлаждении.The problem is solved in the proposed method for producing scandium oxide from red mud, including multiple sequential leaching of red mud from a mixture of solutions of sodium carbonate and bicarbonate when passing through a mixture of flue gases containing CO ₂ , separation, washing and drying of the resulting product with subsequent extraction of scandium oxide by known methods in which, after leaching, a three-stage exposure of the filtrate is carried out at an elevated temperature with separation of the precipitate after each stage, p and that in the first stage filtrate is heated to a temperature not higher than 80 ° C and kept for at least 1 hour, then allowed to stand for at least 2 hours at a natural cooling; at the second stage, the filtrate is brought to a boil and maintained at boiling and stirring for at least 2 hours; in the third stage, the filtrate is evaporated by boiling to reduce the volume by 50%, after which a 46% solution of sodium hydroxide is added to a _caustic concentration of Na ₂ O of 1.5-2.0 kg / m ³ , it is kept at boiling for at least 2 hours and then stand for 10-16 hours with natural cooling.

В настоящее время из патентной и научно-технической литературы не известен способ получения оксида цинка из красного шлама, в котором удаление вредных примесей из исходного раствора, полученного разбавлением пульпы красного шлама, отхода производства процесса Байера, осуществляют путем трехступенчатой выдержки фильтрата при повышенной температуре с отделением осадка после каждой ступени, при этом на первой ступени фильтрат нагревают до температуры не выше 80°С и выдерживают не менее 1 часа; на второй ступени фильтрат доводят до кипения и выдерживают 2 часа; на третьей ступени фильтрат упаривают при кипячении до уменьшения объема на 50%, после чего добавляют 46%-ный раствор гидроксида натрия до концентрации Na₂O_{каустической} 1,5-2,0 кг/м³.Currently, from the patent and scientific literature there is no known method for producing zinc oxide from red mud, in which the removal of harmful impurities from the initial solution obtained by diluting pulp of red mud, the waste from the Bayer process, is carried out by three-stage exposure of the filtrate at an elevated temperature with separation sediment after each stage, while in the first stage, the filtrate is heated to a temperature of no higher than 80 ° C and incubated for at least 1 hour; at the second stage, the filtrate is brought to a boil and incubated for 2 hours; at the third stage, the filtrate is evaporated by boiling to reduce the volume by 50%, after which a 46% sodium hydroxide solution is added to a _caustic concentration of Na ₂ O of 1.5-2.0 kg / m ³ .

Исследования, проведенные авторами, позволили сделать вывод, что трехступенчатый гидролиз при определенных условиях его проведения по температурному и временному режимам обеспечивает удаление вредных примесей (Ti, Fe, Zn, Zr, Ca, U) и концентрирование скандия в фильтрате после выщелачивания без технологического усложнения процесса (дополнительное введение в раствор соединений цинка или алюминия, дополнительная обработка химическими реагентами, дополнительная операция электролиза). При этом достигается достаточно высокий процент извлечения скандия в конечный скандиевый концентрат. Выведение вредных примесей при проведении ступенчатого гидролиза объясняется следующими причинами. При нагревании фильтрата после выщелачивания при температуре не более 80°С происходит выделение в осадок оксидов железа, кремния, магния, цинка. В результате в конце первой ступени происходит отделение осадка, содержащего в основном соединения железа и кальция. На второй ступени гидролиза происходит выделение в осадок уже соединений таких элементов, как титан, кальций, алюминий, цирконий. В результате в конце второй ступени отделяют осадок, который является титан-циркониевым концентратом.The studies conducted by the authors led to the conclusion that three-stage hydrolysis under certain conditions of its conduct according to temperature and time conditions ensures the removal of harmful impurities (Ti, Fe, Zn, Zr, Ca, U) and the concentration of scandium in the filtrate after leaching without technological complication of the process (additional introduction of zinc or aluminum compounds into the solution, additional processing with chemical reagents, additional electrolysis operation). This achieves a sufficiently high percentage of extraction of scandium in the final scandium concentrate. The elimination of harmful impurities during the stepwise hydrolysis is explained by the following reasons. When the filtrate is heated after leaching at a temperature of no more than 80 ° C, iron, silicon, magnesium, and zinc oxides are precipitated. As a result, at the end of the first stage, a precipitate is separated, which contains mainly iron and calcium compounds. At the second stage of hydrolysis, the precipitation of compounds of elements such as titanium, calcium, aluminum, zirconium is already precipitated. As a result, at the end of the second stage, the precipitate, which is a titanium-zirconium concentrate, is separated.

На третьей ступени обеспечивается концентрирование скандия в растворе, и добавляемый в данном случае гидроксид натрия, являясь осадителем скандия, способствует его быстрому переведению в осадок (скандиевый концентрат). Если в известном способе гидроксид добавляется в раствор для осаждения примесей (железа, кремния, кальция, алюминия, титана и др.), то в предлагаемом способе химизм его использования в процессе на конечной стадии гидролиза носит принципиально иной характер, а именно созданию таких условий, которые способствуют уменьшению растворимости оксида скандия в щелочно-карбонатном растворе и переведению его в осадок из концентрированного маточного раствора.At the third stage, scandium is concentrated in the solution, and sodium hydroxide added in this case, being a scandium precipitant, contributes to its rapid precipitation (scandium concentrate). If in the known method hydroxide is added to the solution for the deposition of impurities (iron, silicon, calcium, aluminum, titanium, etc.), then in the proposed method the chemistry of its use in the process at the final stage of hydrolysis is fundamentally different in nature, namely, the creation of such conditions which help to reduce the solubility of scandium oxide in an alkaline-carbonate solution and transfer it to a precipitate from a concentrated mother liquor.

Предлагаемый способ получения оксида скандия из красного шлама может быть осуществлен следующим образом. Предварительно отжатый на пресс-фильтре красный шлам - отход глиноземного производства - заливают смесью растворов карбоната и гидрокарбоната натрия и подвергают многократному выщелачиванию. При этом раствор для выщелачивания пульпы красного шлама готовят из соды (100-150 г/дм³ Na₂CO₃) с предварительной карбонизацией раствора газами печей спекания/кальцинации до содержания гидрокарбоната натрия (NaHCO₃) не менее 20% от общего содержания Na₂O в растворе, выщелачивание очередных порций шлама проводят карбонатно-гидрокарбонатным раствором, полученным от предшествующих операций с отношением твердое:жидкое = 1:3-5, корректируемым по гидрокарбонату натрия перед каждой новой порцией загружаемого шлама путем дополнительной газации (дымовыми) отходящими газами печей спекания/кальцинации, обработку проводят при температуре до 60°С до достижения в растворе содержания оксида скандия не менее 20 г/м³. Затем отделяют основную массу шлама, а фильтрат и промывочную воду смешивают и подвергают трехступенчатой выдержке при повышенной температуре с отделением осадка после каждой ступени, при этом на первой ступени фильтрат нагревают до температуры не выше 80°С и выдерживают при перемешивании не менее 1 часа, а затем отстаивают в течение 2 часов при естественном охлаждении; на второй ступени фильтрат доводят до кипения и выдерживают 2 часа при этой температуре; на третьей ступени фильтрат упаривают при кипячении до уменьшения объема на 50%, после чего добавляют раствор гидроксида натрия до концентрации 1,5-2,0 кг/м³ по Na₂O_{каустическому} и выдерживают при перемешивании в течение 2 часов, а затем отстаивают в течение 10-16 часов при естественном охлаждении. Полученный скандиевый концентрат отделяют, промывают и сушат. Содержание скандия в концентрате достигает 5.0 мас.%.The proposed method for producing scandium oxide from red mud can be carried out as follows. Preliminarily squeezed red sludge on a press filter - an alumina production waste - is poured with a mixture of sodium carbonate and sodium hydrogen carbonate solutions and subjected to multiple leaching. In this case, the solution for leaching pulp of red mud is prepared from soda (100-150 g / dm ³ Na ₂ CO ₃ ) with preliminary carbonization of the solution by the gases of sintering / calcination furnaces to the content of sodium bicarbonate (NaHCO ₃ ) of at least 20% of the total Na ₂ content O in the solution, leaching of the next portions of the sludge is carried out with a carbonate-bicarbonate solution obtained from previous operations with the ratio solid: liquid = 1: 3-5, adjusted for sodium bicarbonate before each new portion of the loaded sludge by additional aeration (smoke i) the exhaust gases of the sintering / calcination furnaces, the treatment is carried out at a temperature of up to 60 ° C until the scandium oxide content in the solution is at least 20 g / m ³ . Then, the bulk of the sludge is separated, and the filtrate and wash water are mixed and subjected to three-stage exposure at elevated temperature with separation of the precipitate after each stage, while in the first stage the filtrate is heated to a temperature of no higher than 80 ° C and kept under stirring for at least 1 hour, and then stand for 2 hours with natural cooling; at the second stage, the filtrate is brought to a boil and incubated for 2 hours at this temperature; at the third stage, the filtrate is evaporated by boiling to reduce the volume by 50%, after which a solution of sodium hydroxide is added to a concentration of 1.5-2.0 kg / m ³ in Na ₂ O _caustic and kept under stirring for 2 hours, and then stand for 10-16 hours with natural cooling. The resulting scandium concentrate is separated, washed and dried. The scandium content in the concentrate reaches 5.0 wt.%.

Предлагаемый способ иллюстрируется следующим примером.The proposed method is illustrated by the following example.

Пример. В промышленный карбонизатор заливают приготовленную пульпу из предварительно отжатого на пресс-фильтре красного шлама процесса Байера в объеме 50 м³ при Т:Ж=1:4,0. В пульпе содержится 1200 кг шлама, в пересчете на сухой продукт состав шлама следующий, мас.%: Fe₂O₃ 44,8; Al₂O₃ 14,2; SiO₂ 7,1; CaO 12,1; TiO₂ 4,1; Na₂O 2,8, прочие 8,6; ппп (потери при прокалывании) 5,3. Содержание Sc₂O₃ 110 г/т шлама. В аппарат засыпают соду в количестве 265 кг, включают перемешивание и пускают отходящий газ печей спекания (~10% СО₂) на барбатаж пульпы. После барбатажа в течение суток состав раствора следующий, кг/м³: Na₂CO₃ - 68, NaHCO₃ - 28 (Na₂O_oбщ 50,1); содержание других элементов, г/м³: K 130, Ti 25, Zr 44.5, Ca 15, Si 1.0, Fe 3.4, Cr 1.5, V 15.0, Hf 1.1, W 2.1, Th 0.17, U 0.34, Sc 3.4 (Sc₂O₃ 5.20). Извлечение скандия составляет 15,8% от исходного содержания в шламе.Example. The prepared pulp is poured into the industrial carbonizer from the Bayer process previously squeezed out of red sludge from the Bayer process in a volume of 50 m ³ at T: W = 1: 4.0. The pulp contains 1200 kg of sludge, in terms of dry product, the composition of the sludge is as follows, wt.%: Fe ₂ O ₃ 44.8; Al ₂ O ₃ 14.2; SiO ₂ 7.1; CaO 12.1; TiO ₂ 4.1; Na ₂ O 2.8, other 8.6; IFR (loss when piercing) 5.3. The content of Sc ₂ O ₃ 110 g / t of sludge. 265 kg of soda is poured into the apparatus, stirring is turned on, and the exhaust gas of the sintering furnaces (~ 10% CO ₂ ) is introduced into the pulp bubbling. After bubbling during the day, the composition of the solution is as follows, kg / m ³ : Na ₂ CO ₃ - 68, NaHCO ₃ - 28 (Na ₂ O _total 50.1); the content of other elements, g / m ³ : K 130, Ti 25, Zr 44.5, Ca 15, Si 1.0, Fe 3.4, Cr 1.5, V 15.0, Hf 1.1, W 2.1, Th 0.17, U 0.34, Sc 3.4 (Sc ₂ O ₃ 5.20). Scandium recovery is 15.8% of the initial sludge content.

После отстоя пульпы, декантации раствора, отделения и промывки шлама на пресс-фильтре шлам репульпируют и откачивают на шламовое поле. Жидкую фазу (фильтрат и промывочную воду) возвращают в карбонизатор, куда загружают новую порцию исходного отвального шлама (предварительно отжатого на пресс-фильтре). Количество шлама во второй партии, загруженной в карбонизатор, составляет 1180 кг, считая на обезвоженный шлам. Общий объем пульпы в карбонизаторе составляет 52 м³. Вторую партию шлама подвергают карбонизации в течение суток. После удаления шлама состав раствора следующий, кг/м³: Na₂CO₃ - 55, NaHCO₃ - 51 (Na₂O_oбщ 51); содержание скандия повышается до значения, г/м³: 6,4 (Sc₂O₃ 9,8). Извлечение скандия из второй порции шлама составляет 14,5%. Аналогично со второй загрузкой шлама на выщелачивание с барбатированием отходящими газами печей спекания проводят еще 5 операций. В результате после последней (7-й) операции получают следующий состав раствора объема 40 м³, кг/м³: Na₂CO₃ - 72, NaHCO₃ - 89 (Na₂O_общ 70); содержание скандия повышается до значения, г/м: 31,9 Sc₂O₃. Извлечение скандия из всего обработанного отвального красного шлама составляет 13,6%.After settling the pulp, decanting the solution, separating and washing the sludge on the press filter, the sludge is repulped and pumped to the sludge field. The liquid phase (filtrate and wash water) is returned to the carbonizer, where a new portion of the original waste sludge (pre-squeezed on a press filter) is loaded. The amount of sludge in the second batch loaded into the carbonizer is 1180 kg, counting on dehydrated sludge. The total volume of pulp in the carbonizer is 52 m ³ . The second batch of sludge is subjected to carbonization during the day. After removal of the sludge, the composition of the solution is as follows, kg / m ³ : Na ₂ CO ₃ - 55, NaHCO ₃ - 51 (Na ₂ O _total 51); the scandium content rises to a value of g / m ³ : 6.4 (Sc ₂ O ₃ 9.8). The extraction of scandium from the second portion of the sludge is 14.5%. Similarly, with the second load of sludge for leaching with barbation with exhaust gases of sintering furnaces, another 5 operations are carried out. As a result, after the last (7th) operation, the following composition of a solution of a volume of 40 m ³ , kg / m ^{3, is} obtained: Na ₂ CO ₃ - 72, NaHCO ₃ - 89 (Na ₂ O _total 70); the scandium content rises to a value of g / m: 31.9 Sc ₂ O ₃ . The recovery of scandium from all processed waste red mud is 13.6%.

Стадию отделения основной части растворенной и взвешенной примеси проводят путем нагревания полученного скандийсодержащего раствора до температуры 80°С, при перемешивании в течение 1 часа при этой температуре и последующем отстаивании еще в течение 2 часов с естественным охлаждением. Состав отфильтрованного осадка, мас.%: Al 5.21, Са 3.9, Ti 5.2, Fe 26.14, Zr 0.18, Na 3.23, Mg 0.42, Th 0.005, U 0.0007, SiO₂ 4.5, Sc 0.01 (влажность 15%).The stage of separation of the main part of the dissolved and suspended impurities is carried out by heating the resulting scandium-containing solution to a temperature of 80 ° C, with stirring for 1 hour at this temperature and subsequent sedimentation for another 2 hours with natural cooling. The composition of the filtered precipitate, wt.%: Al 5.21, Ca 3.9, Ti 5.2, Fe 26.14, Zr 0.18, Na 3.23, Mg 0.42, Th 0.005, U 0.0007, SiO ₂ 4.5, Sc 0.01 (humidity 15%).

Затем нагревают полученный от предыдущей операции фильтрат до кипения (100-102°С) и кипятят в течение 2 часов, после чего осадок отфильтровывают через пресс-фильтр сразу, не отстаивая. Состав отфильтрованного осадка, мас.%: Al 0.05, Са 0.17, Ti 35.08, Fe 1.83, Zr 7.2, Na 3.38, Mg 0.02, Th 0.003, U 0.0001, SiO₂ 1.5, Sc 0.009 (влажность 16%).Then, the filtrate obtained from the previous operation is heated to a boil (100-102 ° C) and boiled for 2 hours, after which the precipitate is filtered off through a press filter immediately, without settling. The composition of the filtered precipitate, wt%: Al 0.05, Ca 0.17, Ti 35.08, Fe 1.83, Zr 7.2, Na 3.38, Mg 0.02, Th 0.003, U 0.0001, SiO ₂ 1.5, Sc 0.009 (humidity 16%).

Полученный после второго гидролиза фильтрат упаривают при кипячении до уменьшения объема на 50%, затем вводят 46%-ный раствор гидроксида натрия до концентрации 1,5-2,0 кг/м³ и выдерживают при температуре кипения (100-102°С) при перемешивании в течение 2 часов, а затем осадок отстаивают в течение 10-16 часов при естественном охлаждении, отделяют, промывают и сушат. Получен концентрат следующего состава, мас.%: Al 1.2, Са 1.5, Ti 3.72, Fe 3.6, Zr 8.2, Na 4.87, Mg 0.63, Th 0.1, U 0.037, SiO₂ 1.5, Sc 3.4 (влажность 18%).The filtrate obtained after the second hydrolysis is evaporated by boiling to reduce the volume by 50%, then a 46% sodium hydroxide solution is introduced to a concentration of 1.5-2.0 kg / m ³ and kept at boiling point (100-102 ° С) at stirring for 2 hours, and then the precipitate was left to stand for 10-16 hours under natural cooling, separated, washed and dried. A concentrate of the following composition was obtained, wt%: Al 1.2, Ca 1.5, Ti 3.72, Fe 3.6, Zr 8.2, Na 4.87, Mg 0.63, Th 0.1, U 0.037, SiO ₂ 1.5, Sc 3.4 (humidity 18%).

Таким образом, предлагаемый способ получения оксида скандия из красного шлама позволяет существенным образом упростить технологию извлечения целевого продукта и практически минимизирует его потери, что позволит наиболее полно извлечь оксид скандия в концентрат, существенно снизить содержание примесей уже на первых двух стадиях гидролиза, а также позволяет использовать раствор после отделения всех осадков, многократно возвращая в начало следующего цикла выщелачивания.Thus, the proposed method for producing scandium oxide from red mud makes it possible to significantly simplify the technology for extracting the target product and practically minimizes its loss, which will allow the most complete extraction of scandium oxide in the concentrate, significantly reduce the content of impurities already in the first two stages of hydrolysis, and also allows you to use solution after separation of all sediments, repeatedly returning to the beginning of the next leaching cycle.

Claims

Способ получения оксида скандия из красного шлама, включающий многократное последовательное выщелачивание красного шлама смесью растворов карбоната и гидрокарбоната натрия при пропускании через смесь дымовых газов печей спекания, содержащих СО₂, отделение, промывку шлама с последующим извлечением оксида скандия из полученного раствора, отличающийся тем, что после выщелачивания осуществляют трехступенчатую выдержку упомянутого раствора при повышенных температурах с селективным отделением осадков после каждой ступени, при этом на первой ступени раствор нагревают до температуры не выше 80°С и выдерживают не менее 1 ч, затем отстаивают в течение не менее 2 ч при естественном охлаждении, на второй ступени раствор доводят до кипения и выдерживают при кипячении и перемешивании не менее 2 ч, на третьей ступени раствор упаривают при кипячении до уменьшения объема на 50%, после чего добавляют 46%-ный раствор гидроксида натрия до концентрации Na₂O_{каустической} 1,5-2,0 кг/м, выдерживают при кипячении в течение не менее 2 ч и затем отстаивают осадок, содержащий оксид скандия, в течение 10-16 ч при естественном охлаждении. A method of producing scandium oxide from red mud, including multiple sequential leaching of red mud by a mixture of solutions of sodium carbonate and bicarbonate by passing sintering furnaces containing CO ₂ through a flue gas mixture, separation, washing of the mud, followed by extraction of scandium oxide from the resulting solution, characterized in that after leaching, a three-stage exposure of the solution at elevated temperatures is carried out with selective separation of precipitation after each stage, while In the first stage, the solution is heated to a temperature of no higher than 80 ° C and incubated for at least 1 hour, then it is left to stand for at least 2 hours under natural cooling, in the second stage the solution is brought to a boil and kept under boiling and stirring for at least 2 hours, in the third steps, the solution is evaporated by boiling to reduce the volume by 50%, after which a 46% solution of sodium hydroxide is added to a _caustic concentration of Na ₂ O of 1.5-2.0 kg / m, it is kept at boiling for at least 2 hours and then sediment containing scandium oxide is settled for 10-16 h with natural cooling.