RU2803472C1 - Method for processing red mud from alumina production - Google Patents
Method for processing red mud from alumina production Download PDFInfo
- Publication number
- RU2803472C1 RU2803472C1 RU2023106733A RU2023106733A RU2803472C1 RU 2803472 C1 RU2803472 C1 RU 2803472C1 RU 2023106733 A RU2023106733 A RU 2023106733A RU 2023106733 A RU2023106733 A RU 2023106733A RU 2803472 C1 RU2803472 C1 RU 2803472C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- solution
- red mud
- hydrate
- chloride solution
- leaching
- Prior art date
Links
Abstract
Description
Изобретение относится к области металлургии цветных металлов, в частности, к переработке красных шламов глиноземного производства.The invention relates to the field of metallurgy of non-ferrous metals, in particular to the processing of red mud from alumina production.
Основным твердым отходом производства глинозема из бокситов являются красные шламы (КШ), складируемые на специальных полигонах. Шламохранилища красных шламов фактически являются техногенным полиметаллическим месторождением железа, алюминия, титана, натрия, кальция и редких металлов (РМ). Вещественный состав красных шламов, получаемых при переработки бокситов по технологии Байера и спекания с содой, представлен в таблице 1.The main solid waste from the production of alumina from bauxite is red mud (RM), stored in special landfills. Red mud slurry storage facilities are actually technogenic polymetallic deposits of iron, aluminum, titanium, sodium, calcium and rare metals (RM). The material composition of red mud obtained from bauxite processing using Bayer technology and sintering with soda is presented in Table 1.
Металлы, входящие в состав красных шламов, присутствуют в продукте в виде окисленных гидратированных соединений. Основными компонентами красных шламов являются гематит Fe2O3, гидроалюмосиликат натрия (ГАСН) гидрогранат и сложные оксидно-гидратные комплексные соединения кальция, железа, алюминия и кремния типа Многокомпонентные оксидно-гидратные химические соединения красных шламов характеризуются химической стойкостью.The metals that make up red mud are present in the product in the form of oxidized hydrated compounds. The main components of red mud are hematite Fe 2 O 3 , sodium hydroalumina silicate (GASN) hydrogarnet and complex oxide-hydrate complex compounds of calcium, iron, aluminum and silicon type Multicomponent oxide-hydrate chemical compounds of red mud are characterized by chemical resistance.
Эффективная комплексная переработка красных шламов глиноземного производства с извлечением ценных компонентов в ликвидные продукты позволяет вовлечь в производство имеющиеся запасы этого токсичного продукта, очистить территории, занимаемые отвалами.Effective comprehensive processing of red mud from alumina production with the extraction of valuable components into liquid products allows the existing reserves of this toxic product to be brought into production and the areas occupied by dumps to be cleaned up.
Пирометаллургическая переработка красных шламов предусматривает использование отходов в качестве железорудных концентратов для получения сплава металлического железа. Известен способ переработки шламов глиноземного производства, включающий приготовление шихты, содержащей, в масс. %: 25-53 красный шлам; 13-24 углеродистый восстановитель; 26-52 кварцит. Шихту плавят в рудно-термической печи при температуре 1400°С с получением шлака и ферросилиция по составу соответствующего ГОСТ 1415-93. Получаемый шлак может быть использован в производстве глинозема или высокоглиноземистого цемента [1]. Недостатком способа-аналога являются низкая эффективность вследствие высоких затрат на плавку шихты красного шлама и извлечения в целевой продукт только железа, стоимость которого не превышает 10-15% от стоимости всех металлов, содержащихся в красном шламе.Pyrometallurgical processing of red mud involves the use of waste as iron ore concentrates to produce a metallic iron alloy. There is a known method for processing sludge from alumina production, including the preparation of a charge containing, in mass. %: 25-53 red mud; 13-24 carbon reducing agent; 26-52 quartzite. The charge is smelted in an ore-thermal furnace at a temperature of 1400°C to produce slag and ferrosilicon according to the composition of the corresponding GOST 1415-93. The resulting slag can be used in the production of alumina or high-alumina cement [1]. The disadvantage of the analogous method is low efficiency due to the high costs of melting the red mud charge and extracting only iron into the target product, the cost of which does not exceed 10-15% of the cost of all metals contained in the red mud.
Известен способ переработки красных шламов с получением концентрата скандия, включающий выщелачивание красного шлама в растворе серной кислоты, фильтрацию пульпы, сорбцию скандия из сернокислотного раствора, промывку сорбента, десорбцию скандия карбонатным раствором с получением элюата, осаждение скандия из элюата капринатом калия. Извлечение скандия из красного шлама в целевой продукт составляет 73-74% [2]. Недостатком способа аналога являются низкая рентабельность, обусловленная извлечением из красного шлама только одного скандия и значительными затратами на обезвреживание и утилизацию получаемого многокомпонентного сульфатного раствора.There is a known method for processing red mud to produce scandium concentrate, including leaching of red mud in a sulfuric acid solution, pulp filtration, sorption of scandium from a sulfuric acid solution, washing of the sorbent, desorption of scandium with a carbonate solution to produce an eluate, precipitation of scandium from the eluate with potassium caprate. The recovery of scandium from red mud into the target product is 73-74% [2]. The disadvantage of the analogue method is the low profitability due to the extraction of only one scandium from red mud and the significant costs of neutralization and disposal of the resulting multicomponent sulfate solution.
Известен способ переработки красных шламов глиноземного производства, который принят за прототип, как наиболее близкий к заявляемому техническому решению [3].There is a known method for processing red mud from alumina production, which is adopted as a prototype as the closest to the claimed technical solution [3].
По известному способу исходный красный шлам смешивают с бокситом и оборотным алюминатным раствором, содержащим 300 г/л Na2O и 140 г/л Al2O3 с дозировкой в оборотный раствор свободной щелочи для достижения в шихте молярного отношения и молярного отношения шихту обжигают при температуре 350-450°С, спек выщелачивают в воде с получением алюмосиликатного раствора и осадка вторичного красного шлама, который направляют на извлечение железа, титана и редких металлов. Алюмосиликатный раствор перерабатывают с получением глинозема.According to a known method, the initial red mud is mixed with bauxite and a circulating aluminate solution containing 300 g/l Na 2 O and 140 g/l Al 2 O 3 with a dosage of free alkali into the circulating solution to achieve a molar ratio in the charge and molar ratio the charge is fired at a temperature of 350-450°C, the cake is leached in water to obtain an aluminosilicate solution and a sediment of secondary red mud, which is sent for the extraction of iron, titanium and rare metals. The aluminosilicate solution is processed to produce alumina.
Недостатком способа-прототипа является низкая эффективность, обусловленная переработкой только части образующегося первичного красного шлама.The disadvantage of the prototype method is its low efficiency due to the processing of only part of the resulting primary red mud.
Задачей, на решение которой направлено заявляемое изобретение, является повышение эффективности комплексной переработки красных шламов.The problem to be solved by the claimed invention is to increase the efficiency of complex processing of red mud.
Указанный технический результат достигается тем, что в известном способе переработки красных шламов, включающим смешивание продукта с едким натром, обжиг смеси, выщелачивание щелочного спека в воде, отделение алюминатного раствора от нерастворимого остатка, переработку нерастворимого остатка с извлечением редких металлов, исходный красный шлам выщелачивают в растворе соляной кислоты с последующим отделением раствора от нерастворимого остатка, полученный хлоридный раствор нейтрализуют до рН=7,5÷8,0 с отделением образующегося коллективного гидратно-солевого осадка, который выщелачивают в растворе соляной кислоты при рН=1,3÷4,8 с последующим отделением хлоридного раствора от нерастворимого остатка, хлоридный раствор нейтрализуют до рН=7,5÷8,0 с получением гидратно-солевого осадка, который направляют на спекание с едким натром.This technical result is achieved by the fact that in the known method of processing red mud, including mixing the product with caustic soda, burning the mixture, leaching the alkaline cake in water, separating the aluminate solution from the insoluble residue, processing the insoluble residue with the extraction of rare metals, the original red mud is leached into solution of hydrochloric acid followed by separation of the solution from the insoluble residue, the resulting chloride solution is neutralized to pH=7.5÷8.0 with the separation of the resulting collective hydrate-salt precipitate, which is leached in a solution of hydrochloric acid at pH=1.3÷4.8 followed by separation of the chloride solution from the insoluble residue, the chloride solution is neutralized to pH=7.5÷8.0 to obtain a hydrate-salt precipitate, which is sent for sintering with caustic soda.
Отличием предлагаемого технического решения от прототипа является введение новых операций - выщелачивание красного шлама в растворе соляной кислоты с последующим отделением раствора от нерастворимого остатка шлама, нейтрализации хлоридного раствора с отделением коллективного гидратно-солевого осадка от маточного раствора, выщелачивание коллективного гидратно-солевого осадка в растворе соляной кислоты при контролируемом рН с последующим отделением нерастворимого остатка от хлоридного раствора, нейтрализации полученного хлоридного раствора с последующим отделением гидратно-солевого осадка на основе соединений алюминия.The difference between the proposed technical solution and the prototype is the introduction of new operations - leaching of red mud in a solution of hydrochloric acid with subsequent separation of the solution from the insoluble residue of the sludge, neutralization of the chloride solution with separation of the collective hydrate-salt sediment from the mother solution, leaching of the collective hydrate-salt sediment in the salt solution acid at a controlled pH, followed by separation of the insoluble residue from the chloride solution, neutralization of the resulting chloride solution, followed by separation of the hydrate-salt precipitate based on aluminum compounds.
Экспериментальными исследованиями показано, что основные компоненты красного шлама энергично взаимодействуют с раствором соляной кислоты при нагревании до 70÷80°С по реакциям типа 1-2:Experimental studies have shown that the main components of red mud vigorously interact with a solution of hydrochloric acid when heated to 70÷80°C according to reactions of type 1-2:
Продуктами выщелачивания красного шлама являются хлоридный раствор и нерастворимый остаток которые разделяют фильтрацией. Нерастворимый остаток красного шлама в основном состоит из кремнезема SiO2 и химически упорных оксидных соединений алюминия и титана.The products of red mud leaching are a chloride solution and an insoluble residue, which are separated by filtration. The insoluble residue of red mud mainly consists of silica SiO 2 and chemically resistant oxide compounds of aluminum and titanium.
Полученный первичный хлоридный раствор выщелачивания красного шлама затем обрабатывают гидроксидом натрия с осаждением коллективного гидратно-солевого осадка. В процессе нейтрализации хлоридного раствора с достижением конечного рН=7,5÷8,0 из раствора осаждаются гидроксиды и основные соли железа, алюминия и других цветных металлов по реакциям 3-5:The resulting primary chloride red mud leaching solution is then treated with sodium hydroxide to precipitate a collective hydrate-salt precipitate. In the process of neutralizing the chloride solution to achieve the final pH = 7.5÷8.0, hydroxides and basic salts of iron, aluminum and other non-ferrous metals are precipitated from the solution according to reactions 3-5:
Образующийся коллективный гидратно-солевой осадок отделяют фильтрацией от маточного раствора на основе хлоридов натрия и кальция.The resulting collective hydrate-salt precipitate is separated by filtration from the mother liquor based on sodium and calcium chlorides.
В заявляемом способе полученный коллективный гидратно-солевой осадок выщелачивают в растворе соляной кислоты при контролируемом значении рН с целью селективного извлечения в раствор алюминия и редких металлов. Физико-химическая сущность процесса разделения основана на различии рН растворимости основных хлоридных солей и гидроксидов алюминия и редких металлов в сравнении с растворимостью основных хлоридных солей и гидроксида железа в степени окисления Fe3+ и гидроксида титана Ti4+.In the claimed method, the resulting collective hydrate-salt precipitate is leached in a solution of hydrochloric acid at a controlled pH value in order to selectively extract aluminum and rare metals into the solution. The physicochemical essence of the separation process is based on the difference in pH solubility of basic chloride salts and hydroxides of aluminum and rare metals in comparison with the solubility of basic chloride salts and iron hydroxide in the oxidation state of Fe 3+ and titanium hydroxide Ti 4+ .
Экспериментально установлено, что оптимальными параметрами процесса селективного выщелачивания являются рН среды в диапазоне 1,3÷4,8 и температуры 60÷80°С. В данных условиях растворяются соединения алюминия и редких металлов, содержащиеся в коллективном гидратно-солевом осадке. Гидроксиды и основные соли железа и титана концентрируются в нерастворимом остатке коллективного гидратно-солевого осадка. В заявляемом способе этот продукт обжигают при температуре 600÷700°С на получение концентрата железа. Полученный вторичный хлоридный раствор отделяют от нерастворимого остатка фильтрацией или центрифугированием и нейтрализуют едким натром до рН≈7,5÷8,0 с образованием гидратно-солевого осадка на основе соединений алюминия, с которым осаждаются и гидроксиды редких металлов.It has been experimentally established that the optimal parameters for the selective leaching process are pH in the range of 1.3÷4.8 and temperature 60÷80°C. Under these conditions, compounds of aluminum and rare metals contained in the collective hydrate-salt sediment dissolve. Hydroxides and basic salts of iron and titanium are concentrated in the insoluble residue of the collective hydrate-salt sediment. In the claimed method, this product is fired at a temperature of 600÷700°C to obtain an iron concentrate. The resulting secondary chloride solution is separated from the insoluble residue by filtration or centrifugation and neutralized with sodium hydroxide to pH≈7.5÷8.0 to form a hydrate-salt precipitate based on aluminum compounds, with which rare metal hydroxides are also precipitated.
Гидратно-солевой осадок на основе соединений алюминия затем смешивают с едким натром, смесь в виде пасты обжигают при температуре 450÷600°С для перевода соединений алюминия в форму алюмината натрия по реакции 6:The hydrate-salt precipitate based on aluminum compounds is then mixed with caustic soda, the mixture in the form of a paste is fired at a temperature of 450÷600°C to convert the aluminum compounds into the form of sodium aluminate according to reaction 6:
Гидроксиды редких металлов в процессе обжига взаимодействуют со щелочью с образованием соединений типа диоксоскандата натрия по реакции 7:Rare metal hydroxides react with alkali during the firing process to form compounds such as sodium dioxoscandate according to reaction 7:
По результатам лабораторных испытаний необходимое и достаточное количество вводимого в смесь едкого натра определяется достижением в шихте молярного отношения Na2O:Al2O3 равным 1,1-1,2, что обеспечивает полноту химического взаимодействия компонентов в смеси по реакциям 6-7.According to the results of laboratory tests, the necessary and sufficient amount of caustic soda introduced into the mixture is determined by achieving a molar ratio of Na 2 O:Al 2 O 3 in the charge equal to 1.1-1.2, which ensures the completeness of the chemical interaction of the components in the mixture according to reactions 6-7.
Полученный щелочной спек выщелачивают в воде при температуре 90-95°С с селективным растворением алюмината натрия. Соединения редких металлов в процессе выщелачивания спека подвергаются гидролизу с образованием гидроксидов по реакции 8:The resulting alkaline cake is leached in water at a temperature of 90-95°C with selective dissolution of sodium aluminate. Rare metal compounds undergo hydrolysis during the sinter leaching process to form hydroxides according to reaction 8:
По завершении процесса водного выщелачивания алюминатный раствор отделяют от нерастворимого осадка фильтрацией и затем нейтрализуют соляной кислотой до рН=7,5÷8,0 с получением осадка гидроксида алюминия. Основными компонентами нерастворимого остатка щелочного спека являются оксидные соединения железа, кальция и редких металлов, данный продукт является первичным концентратом редких металлов.Upon completion of the aqueous leaching process, the aluminate solution is separated from the insoluble precipitate by filtration and then neutralized with hydrochloric acid to pH=7.5÷8.0 to obtain a precipitate of aluminum hydroxide. The main components of the insoluble alkaline cake residue are oxide compounds of iron, calcium and rare metals; this product is the primary concentrate of rare metals.
В сравнении со способом-прототипом в заявляемом способе за счет дополнительных операций достигается извлечение ценных компонентов красного шлама в ликвидные селективные продукты, которые в качестве сырья могут перерабатываться в различных отраслях промышленности. Нерастворимый остаток выщелачивания красного шлама на основе кремнезема, оксидов алюминия и титана является эффективной добавкой в шихту производства цемента. Огарок нерастворимого остатка коллективного гидратно-солевого осадка на основе оксида железа Fe2O3 является сырьем черной металлургии. Гидроксид алюминия от нейтрализации щелочного алюминатного раствора перерабатывается с получением глинозема, а нерастворимый остаток щелочного спека является первичным концентратом редких металлов. Получаемые в заявляемом способе маточные растворы операций нейтрализации на основе хлорида натрия NaCl и кальция CaCl2 перерабатываются известными способами с получением ликвидных соединений этих металлов.In comparison with the prototype method, the claimed method, through additional operations, achieves the extraction of valuable components of red mud into liquid selective products, which can be processed as raw materials in various industries. An insoluble red mud leaching residue based on silica, aluminum and titanium oxides is an effective additive to cement production batches. The cinder of the insoluble residue of the collective hydrate-salt sediment based on iron oxide Fe 2 O 3 is a raw material for ferrous metallurgy. Aluminum hydroxide from the neutralization of an alkaline aluminate solution is processed to produce alumina, and the insoluble residue of the alkaline cake is the primary concentrate of rare metals. The mother liquors of neutralization operations based on sodium chloride NaCl and calcium CaCl 2 obtained in the inventive method are processed by known methods to obtain liquid compounds of these metals.
Для доказательства соответствия заявляемого изобретения критерию «изобретательский уровень» проводилось сравнение с другими техническими решениями, известными из источников, включенных в уровень техники.To prove the compliance of the claimed invention with the “inventive step” criterion, a comparison was made with other technical solutions known from sources included in the level of technology.
Заявляемый способ переработки красных шламов глиноземного производства соответствует требованию «изобретательского уровня», так как обеспечивает повышение эффективности безотходной переработки красных шламов за счет извлечения цветных металлов и железа в ликвидные селективные продукты, что не следует явным образом из известного уровня техники.The inventive method for processing red mud from alumina production meets the requirement of an “inventive step”, since it increases the efficiency of waste-free processing of red mud due to the extraction of non-ferrous metals and iron into liquid selective products, which does not clearly follow from the prior art.
Пример использования заявляемого способа Для экспериментальной проверки заявляемого способа использовали красный шлам глиноземного предприятия, расположенного в Российской Федерации. В качестве реагентов использовали соляную кислоту марки «Ч» концентрацией 36% и гидроксид натрия марки «ХЧ. Продукты, получаемые в экспериментах, анализировали на содержание основных компонентов с использованием атомно-абсорбционного, химического и рентгеноструктурного методов анализа. Элементный состав шлама представлен в таблице 2.An example of using the proposed method. For experimental testing of the proposed method, red mud from an alumina plant located in the Russian Federation was used. The reagents used were “Ch” grade hydrochloric acid with a concentration of 36% and “KhCh” grade sodium hydroxide. The products obtained in the experiments were analyzed for the content of main components using atomic absorption, chemical and X-ray diffraction methods of analysis. The elemental composition of the sludge is presented in Table 2.
В лабораторный реактор с внешним обогревом и скоростной мешалкой залили 300 мл воды и 850 мл концентрированной соляной кислоты, загрузили 200,0 г высушенного красного шлама крупности менее 0,315 мм, пульпу нагрели до 80°С и с перемешиванием выщелачивали в течение 90 минут. По завершении выщелачивания пульпу выгрузили из реактора, охладили и фильтровали на вакуумном фильтре с отмывкой кека на фильтре, промывные воды объединили с основным раствором. Кислотность в основном растворе составляла рН=-0,5. Кек красного шлама высушили, взвесили и анализировали совместно с раствором на содержание контролируемых элементов. Выход и состав продуктов приведен в таблице 3.300 ml of water and 850 ml of concentrated hydrochloric acid were poured into a laboratory reactor with external heating and a high-speed stirrer, 200.0 g of dried red mud with a particle size of less than 0.315 mm was loaded, the pulp was heated to 80°C and leached with stirring for 90 minutes. Upon completion of leaching, the pulp was unloaded from the reactor, cooled and filtered on a vacuum filter with the cake washed on the filter, the wash water was combined with the main solution. The acidity in the main solution was pH=-0.5. The red mud cake was dried, weighed and analyzed together with the solution for the content of controlled elements. The yield and composition of the products are given in Table 3.
Распределение элементов по продуктам выщелачивания красного шлама приведено в таблице 4.The distribution of elements among red mud leaching products is given in Table 4.
Первичный хлоридный раствор объемом 1300 мл залили в лабораторный реактор, нагрели до температуры 60°С и при перемешивании порционно ввели 860 мл раствора едкого натра концентрацией 650 г/л NaOH до достижения в пульпе рН=7,5. Пульпу выгрузили из реактора, охладили до температуры 40°С и фильтровали на вакуумном фильтре. Коллективный гидратно-солевой осадок отмыли водой на фильтре и высушили. Промывные воды объединили с основным маточным раствором. Выход и состав продуктов нейтрализации первичного хлоридного раствора представлен в таблице 5.A primary chloride solution with a volume of 1300 ml was poured into a laboratory reactor, heated to a temperature of 60°C and, with stirring, 860 ml of sodium hydroxide solution with a concentration of 650 g/l NaOH was introduced in portions until pH = 7.5 was reached in the pulp. The pulp was unloaded from the reactor, cooled to a temperature of 40°C and filtered on a vacuum filter. The collective hydrate-salt sediment was washed with water on a filter and dried. The washing waters were combined with the main mother liquor. The yield and composition of the neutralization products of the primary chloride solution are presented in Table 5.
В лабораторный реактор залили 1000 мл воды и загрузили коллективный гидратно-солевой осадок массой 151,7 г, пульпу при перемешивании нагрели до 80°С. В нагретую пульпу порционно вводили раствор концентрированной соляной кислоты с достижением и поддержанием кислотности в суспензии в пределах рН=1,3÷1,8. Продолжительность выщелачивания с контролируемым рН суспензии составила 180 минут, расход соляной кислоты составил 160 мл. По завершении процесса пульпу из реактора выгрузили, охладили и фильтровали на вакуумном фильтре, основной раствор выщелачивания имел рН=1,3. Нерастворимый остаток выщелачивания коллективного гидратно-солевого осадка отмыли водой на фильтре и высушили. Промывные воды объединили с основным раствором, объем вторичного хлоридного раствора составил 1400 мл. Выход и состав нерастворимого остатка коллективного гидратно-солевого осадка приведен в таблице 6.1000 ml of water was poured into the laboratory reactor and a collective hydrate-salt sediment weighing 151.7 g was loaded, the pulp was heated to 80°C with stirring. A solution of concentrated hydrochloric acid was injected into the heated pulp in portions to achieve and maintain acidity in the suspension within the pH range of 1.3÷1.8. The duration of leaching with controlled pH of the suspension was 180 minutes, the consumption of hydrochloric acid was 160 ml. Upon completion of the process, the pulp from the reactor was unloaded, cooled and filtered on a vacuum filter, the main leaching solution had a pH of 1.3. The insoluble residue from the leaching of the collective hydrate-salt sediment was washed with water on a filter and dried. The washing waters were combined with the main solution, the volume of the secondary chloride solution was 1400 ml. The yield and composition of the insoluble residue of the collective hydrate-salt sediment is given in Table 6.
Нерастворимый осадок массой 71,1 г поместили к корундовый тигель, загрузили в камеру печи сопротивления и обжигали при температуре 650°С в течение 60 минут. По завершении обжига тигель с материалом извлекли из печи и охладили. Продукт обжига представлял собой рассыпчатый материал красно-коричневого цвета, масса продукта 54,0 г. Данные анализа состава полученного концентрата железа приведены в таблице 7.An insoluble precipitate weighing 71.1 g was placed in a corundum crucible, loaded into the chamber of a resistance furnace and fired at a temperature of 650°C for 60 minutes. Upon completion of firing, the crucible with the material was removed from the furnace and cooled. The roasting product was a crumbly red-brown material, the mass of the product was 54.0 g. Data from the analysis of the composition of the resulting iron concentrate are given in Table 7.
По результатам рентгенофазового анализа составляющими компонентами концентрата являлся гематит Fe2O3, оксиды алюминия Al2O3 и титана TiO2.According to the results of X-ray phase analysis, the constituent components of the concentrate were hematite Fe 2 O 3 , aluminum oxides Al 2 O 3 and titanium TiO 2 .
Вторичный хлоридный раствор выщелачивания коллективного гидратно-солевого осадка объемом 1400 мл залили в лабораторный реактор, нагрели до температуры 60°С и порционным введением раствора едкого натра концентрацией 500 г/л NaOH провели нейтрализацию до достижения кислотности в реакционном объеме с рН=7,8. Расход раствора щелочи на обработку составил 150 мл. Пульпу выгрузили из реактора, охладили и фильтровали на вакуумном фильтре. Полученный гидратно-солевой осадок отмыли на фильтре водой и высушили. Промывные воды объединили с основным раствором.A secondary chloride solution of leaching of collective hydrate-salt sediment with a volume of 1400 ml was poured into a laboratory reactor, heated to a temperature of 60°C and by portionwise introduction of a sodium hydroxide solution with a concentration of 500 g/l NaOH, neutralization was carried out until acidity was achieved in the reaction volume with pH = 7.8. The consumption of alkali solution for treatment was 150 ml. The pulp was unloaded from the reactor, cooled and filtered on a vacuum filter. The resulting hydrate-salt precipitate was washed on a filter with water and dried. The washing waters were combined with the main solution.
Выход и состав продуктов операции приведен в таблице 7.The yield and composition of the products of the operation are given in Table 7.
Едкий натр кристаллический массой 46,0 г растворили в 35 мл воды. Раствор щелочи смешали с гидратно-солевым осадком массой 56,3 г. Полученную смесь в виде густой пасты поместили в противень нержавеющей стали, загрузили в камерную печь сопротивления и выдержали при температуре 450°С в течение 60 минут. По завершении процесса обжига противень со продуктом выгрузили из печи и охладили. Полученный щелочной спек массой 85,0 г измельчили до крупности менее 0,315 мм.Crystalline sodium hydroxide weighing 46.0 g was dissolved in 35 ml of water. The alkali solution was mixed with a hydrate-salt precipitate weighing 56.3 g. The resulting mixture in the form of a thick paste was placed in a stainless steel pan, loaded into a resistance chamber oven and kept at a temperature of 450°C for 60 minutes. Upon completion of the firing process, the baking tray with the product was removed from the oven and cooled. The resulting alkaline cake weighing 85.0 g was crushed to a particle size of less than 0.315 mm.
В лабораторный реактор залили 1000 мл воды и загрузили 85,0 г измельченного щелочного спека, пульпу нагрели до 95°С и с перемешиванием выщелачивали в течение 60 минут. По завершении выщелачивания пульпу выгрузили из реактора, охладили и фильтровали на вакуумном фильтре. Получили щелочной алюминатный раствор объемом 880 мл. Нерастворимый остаток водного выщелачивания щелочного спека отмыли в горячей воде, отфильтровали от промывных вод, высушили и взвесили. Масса нерастворимого остатка щелочного спека составила 11,0 г. Состав продуктов выщелачивания щелочного спека приведен в таблице 8.1000 ml of water was poured into the laboratory reactor and 85.0 g of crushed alkaline cake was loaded, the pulp was heated to 95°C and leached with stirring for 60 minutes. Upon completion of leaching, the pulp was discharged from the reactor, cooled and filtered on a vacuum filter. An alkaline aluminate solution with a volume of 880 ml was obtained. The insoluble residue of the aqueous leaching of the alkaline cake was washed in hot water, filtered from the wash water, dried and weighed. The mass of the insoluble residue of the alkaline cake was 11.0 g. The composition of the leaching products of the alkaline cake is given in Table 8.
По данным рештенофазового анализа основными составляющими компонентами нерастворимого остатка щелочного спека являются оксид железа Fe2O3 и карбонат кальция СаСО3.According to lattice phase analysis, the main components of the insoluble residue of the alkaline cake are iron oxide Fe 2 O 3 and calcium carbonate CaCO 3 .
Щелочной алюминатный раствор объемом 880 мл поместили в лабораторный реактор, нагрели до температуры 60°С и при перемешивании ввели в раствор 40 мл концентрированной соляной кислоты до достижения в пульпе рН=7,7. В процессе обработки из раствора выпадал осадок гидроксида алюминия белого цвета. По завершении обработки пульпу охладили и фильтровали. Осадок промыли на фильтре горячей водой и высушили. Получили маточный раствор объемом 890 мл и осадок на основе гидроксида алюминия массой 25,0 г. Результаты анализа продуктов приведены в таблице 9.An alkaline aluminate solution with a volume of 880 ml was placed in a laboratory reactor, heated to a temperature of 60°C and, with stirring, 40 ml of concentrated hydrochloric acid was added to the solution until pH = 7.7 was reached in the pulp. During processing, a white precipitate of aluminum hydroxide precipitated from the solution. Upon completion of processing, the pulp was cooled and filtered. The precipitate was washed on a filter with hot water and dried. A mother liquor with a volume of 890 ml and a precipitate based on aluminum hydroxide weighing 25.0 g were obtained. The results of the analysis of the products are shown in Table 9.
Результаты опыта показывают, что заявляемый способ позволяет эффективно перерабатывать красные шламы по безотходной технологии с получением твердых ликвидных селективных продуктов - силикатного концентрата (таблица 3), концентрата железа (таблица 7), концентрата редких металлов (таблица 8) и гидроксида алюминия (таблица 9). Маточные растворы операций нейтрализации хлоридных и щелочного растворов на основе хлорида натрия и кальция (таблицы 5, 7, 9) являются качественным продуктом для получения ликвидных солей этих металлов.The experimental results show that the proposed method makes it possible to effectively process red mud using waste-free technology to obtain solid liquid selective products - silicate concentrate (Table 3), iron concentrate (Table 7), rare metal concentrate (Table 8) and aluminum hydroxide (Table 9) . Master solutions of neutralization operations for chloride and alkaline solutions based on sodium and calcium chloride (Tables 5, 7, 9) are a high-quality product for obtaining liquid salts of these metals.
Пример использования способа-прототипа Едкий натр кристаллический массой 120,0 г растворили в 90 мл воды. Раствор щелочи смешали с красным шламом массой 200,0 г. Полученную смесь в виде густой пасты поместили в противень нержавеющей стали, загрузили в камерную печь сопротивления и выдержали при температуре 450°С в течение 120 минут. По завершении процесса обжига противень со продуктом обжига выгрузили из печи и охладили. Полученный щелочной спек массой 264,6 г измельчили до крупности менее 0,315 мм.An example of using a prototype method Crystalline sodium hydroxide weighing 120.0 g was dissolved in 90 ml of water. The alkali solution was mixed with red mud weighing 200.0 g. The resulting mixture in the form of a thick paste was placed in a stainless steel pan, loaded into a resistance chamber furnace and kept at a temperature of 450°C for 120 minutes. Upon completion of the firing process, the baking tray with the firing product was unloaded from the oven and cooled. The resulting alkaline cake weighing 264.6 g was crushed to a particle size of less than 0.315 mm.
В лабораторный реактор залили 2600 мл воды и загрузили 264,6 г измельченного щелочного спека, пульпу нагрели до 95°С и с перемешиванием выщелачивали в течение 90 минут. По завершении выщелачивания пульпу выгрузили из реактора, охладили и фильтровали на вакуумном фильтре. Получили щелочной алюминатный раствор объемом 2260 мл. Нерастворимый остаток водного выщелачивания щелочного спека отмыли в горячей воде, отфильтровали от промывных вод, высушили и взвесили. Масса нерастворимого остатка щелочного спека составила 155,4 г. Состав продуктов выщелачивания щелочного спека красного шлама приведен в таблице 10.2600 ml of water was poured into the laboratory reactor and 264.6 g of crushed alkaline cake was loaded, the pulp was heated to 95°C and leached with stirring for 90 minutes. Upon completion of leaching, the pulp was discharged from the reactor, cooled and filtered on a vacuum filter. An alkaline aluminate solution with a volume of 2260 ml was obtained. The insoluble residue of the aqueous leaching of the alkaline cake was washed in hot water, filtered from the wash water, dried and weighed. The mass of the insoluble residue of the alkaline cake was 155.4 g. The composition of the leaching products of the red mud alkali cake is given in Table 10.
Распределение элементов по продуктам выщелачивания щелочного спека красного шлама приведено в таблице 11.The distribution of elements among the leaching products of the red mud alkaline cake is given in Table 11.
Результаты опыта щелочного спекания исходного красного шлама с последующим выщелачиванием щелочного спека в воде по способу-прототипу показывают, что в щелочной раствор извлекается 47,5% алюминия, 13,24% натрия и 4,4% кремния содержащихся в красном шламе, а нерастворимый остаток щелочного спека в целом по составу незначительно отличается от исходного красного шлама.The results of the experience of alkaline sintering of the original red mud with subsequent leaching of the alkaline sinter in water according to the prototype method show that 47.5% of aluminum, 13.24% of sodium and 4.4% of silicon contained in the red mud are extracted into the alkaline solution, and the insoluble residue Alkaline cake as a whole differs slightly in composition from the original red mud.
Сравнение полученных результатов показывают, что заявляемый способ позволяет эффективно перерабатывать красные шламы по безотходной технологии с производством ликвидных селективных продуктов, в частности первичного коллективного концентрата редких металлов с суммарным содержанием скандия, иттрия и лантана до 1,573% с извлечением от 90,0 до 98,0%.A comparison of the results obtained shows that the proposed method makes it possible to effectively process red mud using waste-free technology with the production of liquid selective products, in particular the primary collective concentrate of rare metals with a total content of scandium, yttrium and lanthanum up to 1.573% with a recovery from 90.0 to 98.0 %.
Для доказательства критерия «промышленное применение» заявленный способ испытан в укрупненном масштабе на базе ООО НИИПИ «томе».To prove the “industrial application” criterion, the claimed method was tested on a larger scale on the basis of LLC NIIPI “Tome”.
ИСТОЧНИКИ ИНФОРМАЦИИINFORMATION SOURCES
1. Патент РФ №2441927 МКИ С22В 7/04. Способ переработки шламов глиноземного производства / А.И. Бегунов, А.А. Бегунов, Е.А. Анциферов, А.В. Анциферова, И.М. Щадов, К.С.Елкин (Россия) - опубликовано 10.02. 2012 г. 1. RF Patent No. 2441927 MKI S22V 7/04. Method for processing alumina production sludge / A.I. Begunov, A.A. Begunov, E.A. Antsiferov, A.V. Antsiferova, I.M. Schadov, K.S. Elkin (Russia) - published 10.02. 2012
2. Патент РФ №2484164 МПК С22В 59/00. Способ получения скандийсодержащего концентрата из красных шламов / B.C. Анашкин, А.Н. Бухаров, Г.Л. Гиршин, А.Ю. Ефимов, Д.А. Сиваков (Россия) - опубликовано 10.06. 2013 г. 2. RF Patent No. 2484164 MPK S22V 59/00. Method for obtaining scandium-containing concentrate from red mud / B.C. Anashkin, A.N. Bukharov, G.L. Girshin, A.Yu. Efimov, D.A. Sivakov (Russia) - published 10.06. 2013
3. Патент РФ №2232716 МКИ C01F 7/38. Способ переработки бокситов на глинозем / И.В. Логинова, Ю.Н. Логинов, С.Ф. Ордон, В.А. Лебедев (Россия) - опубликовано 20.07. 2004 г - прототип.3. RF Patent No. 2232716 MKI C01F 7/38. Method for processing bauxite into alumina / I.V. Loginova, Yu.N. Loginov, S.F. Ordon, V.A. Lebedev (Russia) - published 20.07. 2004 - prototype.
Claims (4)
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2803472C1 true RU2803472C1 (en) | 2023-09-13 |
Family
ID=
Citations (8)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US6248302B1 (en) * | 2000-02-04 | 2001-06-19 | Goldendale Aluminum Company | Process for treating red mud to recover metal values therefrom |
| RU2232716C1 (en) * | 2003-05-05 | 2004-07-20 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский государственный технический университет - УПИ" | Method of conversion of bauxites into alumina |
| RU2245371C2 (en) * | 2003-02-03 | 2005-01-27 | Общество с ограниченной ответственностью Фирма "Дата-Центр" | Method of reworking red mud of alumina production process |
| US20160289791A1 (en) * | 2013-10-21 | 2016-10-06 | Peloton Resources Pty Ltd | Deriving high value products from waste red mud |
| RU2633579C9 (en) * | 2012-03-29 | 2017-12-25 | Орбит Алюминэ Инк. | Methods of treating fly ash |
| CN112520769A (en) * | 2020-12-08 | 2021-03-19 | 内蒙古工业大学 | Process and device for dealkalizing red mud and simultaneously recovering aluminum oxide by using waste flue gas and waste heat of cement plant |
| RU2756599C1 (en) * | 2020-11-25 | 2021-10-04 | федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования «Санкт-Петербургский горный университет» | Method for complex processing of red sludge by heap leaching |
| RU2775011C1 (en) * | 2021-08-20 | 2022-06-27 | Сергей Владимирович Кидаков | Waste-free processing of bauxite and red sludge |
Patent Citations (9)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US6248302B1 (en) * | 2000-02-04 | 2001-06-19 | Goldendale Aluminum Company | Process for treating red mud to recover metal values therefrom |
| RU2245371C2 (en) * | 2003-02-03 | 2005-01-27 | Общество с ограниченной ответственностью Фирма "Дата-Центр" | Method of reworking red mud of alumina production process |
| RU2232716C1 (en) * | 2003-05-05 | 2004-07-20 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Уральский государственный технический университет - УПИ" | Method of conversion of bauxites into alumina |
| RU2633579C9 (en) * | 2012-03-29 | 2017-12-25 | Орбит Алюминэ Инк. | Methods of treating fly ash |
| US20160289791A1 (en) * | 2013-10-21 | 2016-10-06 | Peloton Resources Pty Ltd | Deriving high value products from waste red mud |
| RU2756599C1 (en) * | 2020-11-25 | 2021-10-04 | федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего образования «Санкт-Петербургский горный университет» | Method for complex processing of red sludge by heap leaching |
| CN112520769A (en) * | 2020-12-08 | 2021-03-19 | 内蒙古工业大学 | Process and device for dealkalizing red mud and simultaneously recovering aluminum oxide by using waste flue gas and waste heat of cement plant |
| RU2775011C1 (en) * | 2021-08-20 | 2022-06-27 | Сергей Владимирович Кидаков | Waste-free processing of bauxite and red sludge |
| RU2787546C1 (en) * | 2022-05-20 | 2023-01-10 | Евгения Владимировна Фрэж | Method for complex processing of alumina-containing raw materials |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| AP1355A (en) | A method for isolation and production of magnesium metal, magnesium chloride, magnesite and magnesium based products. | |
| RU2633579C9 (en) | Methods of treating fly ash | |
| RU2579843C2 (en) | Method of red mud processing | |
| Xia et al. | Caustic roasting and leaching of electric arc furnace dust | |
| US20040219082A1 (en) | Selective recovery of aluminium, cobalt and platinum values from a spent catalyst composition | |
| EA009841B1 (en) | A process for the recovery of value metals from material containing base metal oxides | |
| RU2618975C2 (en) | System and method of extraction of rare earth elements | |
| US4548795A (en) | Treatment of aluminous materials | |
| AU2008231270B2 (en) | Titaniferous ore beneficiation | |
| RU2412259C1 (en) | Procedure for refinement of iron ore from arsenic and phosphorus | |
| CN101760646A (en) | Leaching method of magnesium-containing ore | |
| AU2064997A (en) | Process for stabilization of arsenic | |
| RU2803472C1 (en) | Method for processing red mud from alumina production | |
| Fursman | Utilization of red mud residues from alumina production | |
| RU2245936C1 (en) | Method for vanadium recovery | |
| RU2532697C2 (en) | Method of processing silver-containing concentrates | |
| EP0244910A1 (en) | Separation of non-ferrous metals from iron-containing powdery material | |
| RU2184158C1 (en) | Method for cleaning of iron ore concentrate from phosphor contaminants | |
| EP0773301B1 (en) | Hydrometallurgical treatment for the purification of waelz oxides through lixiviation with sodium carbonate | |
| WO2021097518A1 (en) | Production of aluminium compounds from clay | |
| RU2202516C1 (en) | Method of production of aluminum oxide | |
| RU2750429C1 (en) | Method for obtaining magnetite | |
| NO164665B (en) | PROCEDURE FOR RECOVERING ALUMINUM FROM WASTE MATERIAL. | |
| CN101724748A (en) | Method for leaching magnesium-containing ores | |
| RU2222622C2 (en) | Spodumene concentrate processing method |