JPH0336766B2 - - Google Patents
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Description
産業上の利用分野
本発明は、主としてジブサイトの状態にあるア
ルミナ及びケイ酸アルミナの状態にあるか、もし
くはバイヤー法で見られるようなアルミン酸ソー
ダ溶液に易溶な、他の任意の形状にある、一定割
合のシリカを含有するボーキサイトのバイヤー法
による処理に関する。 従来の技術 専門文献において広く記述されているバイヤー
法は溶融電解によりアルミニウムに転化するため
のアルミナ製造用の主要技法である。 この技法によれば、ボーキサイト鉱石を適当な
濃度の苛性ソーダ水性溶液で熱処理し、かくして
アルミナを溶解せしめ、アルミン酸ナトリウムの
過飽和水溶液を得るのである。 鉱石の未抽出残滓（赤泥）を構成する固相を分
離した後、アルミン酸ナトリウムの過飽和溶液
に、水酸化アルミニウムの沈澱を形成する目的で
水酸化アルミニウムの顆粒を核（種晶）として投
下する。アルミナが乏しくなつたアルミン酸ナト
リウム溶液、いわゆる分解液は、濃縮され、苛性
ソーダを再補充した後、浸出（抽出）の段階でい
わゆる浸出液として再利用され、その再の濃度は
鉱石の浸出に適用した値である。 熟練技術者にとつては公知のことであるが、一
方ではアルミナの水和度及び結晶構造、他方では
ボーキサイトに含まれる不純物の種類及び含有量
に応じて、処理条件を適切に選択せねばならな
い。ここで不純物とは特にシリカ、酸化鉄、チタ
ンである。 かくして、一水和物（ベーマイト、ジアスポ
ア）の状態のアルミナを含むボーキサイトは、バ
イヤーサイクルでは200℃を越える温度で処理さ
れるのに対し、ジブサイトのように三水和物の状
態のアルミナを含むボーキサイトはより低い、一
般には、100〜170℃の範囲内の温度で処理され
る。事実、後者の場合には、アルミン酸ナトリウ
ム溶液（バイヤー液）によつてジブサイトはボー
キサイトから容易に抽出される。 三水和物の状態のアルミナに該当する可溶性ア
ルミナの抽出効率は、シリカなどのいくつかの不
純物の悪影響が充分に制御されるならば、一般に
は95％を越える。 実際、シリカは、苛性ソーダに対する溶解度の
異なる複数の結晶状態でボーキサイト中に存在し
得る。いくつかの結晶形、なかでもカオリン
（Al2O3・2SiO2・2H2O）が最も広く知られた種
類であるが、ボーキサイト中に含まれるジブサイ
トと同時に溶解してしまう。 通常「反応性シリカ」と呼ばれるものは、ボー
キサイト中に存在するシリカのうち、これらの結
晶形のうちの一つの形を取り、SiO2として表わ
される部分である。それは一般に無水ボーキサイ
トの重量の0.5〜７％を占める。苛性ソーダ溶液
の存在下で反応性シリカはまず溶解し、続いて溶
解度の低いアルミノケイ酸ソーダの形で再沈澱す
る。 苛性ソーダ溶液中のシリカ濃度は、非常に長時
間経過後のアルミノケイ酸ソーダの溶解度平衡に
より決定される。ジブサイトを含むボーキサイト
の工業的処理期間中に、アルミノケイ酸ソーダの
溶解度平衡が達せされることは非常に稀である。
一般的には、苛性ソーダ溶液中のシリカ濃度は、
アルミノケイ酸ソーダの溶解度平衡での濃度を越
え、実際には大幅に越えている。従つて、この濃
度はアルミノケイ酸ソーダの溶解度平衡と沈澱速
度の両者に関わつている。この沈澱速度はボーキ
サイトに含まれる反応性ソーダが少ない程遅い。
というのもアルミノケイ酸ソーダの沈澱反応は反
応生成物の存在によつて助長されるからである。 バイヤーサイクルにおいて、ボーキサイト処理
終了後のアルミナに富む溶液中のシリカ濃度は重
要な因子である。何故ならその濃度が浸出液並び
に生成されるアルミナ中のケイ素不純物の各濃度
を決定するからである。したがつて最も多くの場
合、ボーキサイトの浸出の際、アルミナ抽出工程
と、苛性ソーダ溶液の「脱ケイ酸化」と呼ばれ
る、同溶液中のシリカ濃度を減少させ、従つて生
成されるアルミナ中のケイ素不純物の濃度をも減
少させるための工程とを組合せることが有利であ
る。 この脱ケイ酸化工程は、一般にボーキサイトの
浸出中あるいはこの浸出に先立つ又はこれに続く
独立した別の操作中に実施される（米国特許第
341307号及び同第4426363号）。 脱ケイ酸化工程では一般に、ボーキサイトの性
質によつて、100〜200ｇ／の範囲内の腐蝕性
Na2O濃度下で、かつ80〜200℃の範囲内の温度
下で分解バイヤー液のすべてもしくは一部を利用
している。これらの工程によつて、2.5％を越え
る反応性シリカを含むボーキサイトを用いれば、
満足すべき脱ケイ酸化を達成することが可能にな
る。 これに対して、この臨界値未満の反応性シリカ
含有量を示す含ジブサイト含有ボーキサイトの
低・中温処理に従来の技術を適用すると、本出願
人が実施した以下の比較実験が示すように、苛性
ソーダとボーキサイトとの接触に非常に長時間を
要する。 例 １ 低温での浸出処理、これに続く脱ケイ酸化処理 無水ボーキサイトの重量規準で表わされる以下
の組成を示すジブサイト含有ボーキサイトへの適
用。 Al2O3 51.3重量％ 全SiO2 3.8重量％ 反応性SiO2 2.8重量％ 腐蝕性Na2Oを１当たり140ｇの割合で溶か
した浸出液を、ボーキサイト1tに対し6.5m3の割
合で使用し、107℃の下で１時間30分浸出する。
この浸出後、104℃で６時間に亘り脱ケイ酸化処
理する。この段階で：重量比RP＝（Al2O3濃
度）／（浸出液中の腐蝕性Na2O濃度）は1.06で
あり、かつ苛性ソーダ濃度に対する浸出液中のシ
リカ濃度の比は0.64％に等しい。 この比：浸出液中のSiO2濃度／浸出液中腐蝕
性NaO2の濃度によつて、バイヤーサイクルの
様々な段階における、ｇ／で表された可溶性シ
リカ含有量を、溶液中の腐蝕性Na2O濃度の変動
とは無関係に、特徴付けることが可能になる。本
ケースでは、0.64％という含有量は、生成された
アルミニウム中のケイ素含有量を、Al2O3に対し
100ppm以下とすることを保証しており、この値
は、アルミニウム製造において一般に許容される
上限である。 例 ２ 中温における浸出と脱ケイ酸化の同時処理 例１と同じジブサイト含有ボーキサイトへの上
記処理の適用。 １当たり、腐蝕性Na2Oを150ｇの割合で溶
解させた溶液を、例１と同じ割合で用いて、浸出
と脱ケイ酸化とを145℃で１時間30分行う。 この段階で：RP＝1.21である。また、腐蝕性
Na2O濃度に対する可溶性シリカ濃度の比は0.62
％に等しい。 以下の例においては、反応性シリカ含有量がよ
り低いボーキサイトを用いた。その場合、効率の
良い脱ケイ酸化を行うためには、はるかに長時間
の反応時間を要し、とりわけ脱ケイ酸化プラント
の投資効率に重荷となる。 例 ３ 低温での浸出、これに続く脱ケイ酸化 以下のような組成のボーキサイトに対して適用
した。 Al2O3 47.5重量％ 反応性シリカ 1.0重量％ １当たり、腐蝕性Na2Oを200ｇの割合で溶
解した浸出液を、ボーキサイト1t当たり6.5m3の
割合で用い、107℃の下で２時間浸出させる。腐
蝕性Na2O濃度を140ｇ／に稀釈し、104℃で20
時間脱ケイ酸化させる。 この段階で：RP＝1.05であり、腐蝕性Na2O濃
度に対する可溶性シリカ濃度の比は、0.36であ
る。 本例では、例１と較べて、同一効率及び同一の
物質品位では、同一生産量を確保するには設備規
模を三倍にしなければならない。 例 ４ 中温における浸出と脱ケイ酸化の同時処理 ボーキサイト／溶液の比が例３と同一である懸
濁液を用いて、例３と同一のボーキサイトに対し
て上記処理を適用した。 腐蝕性Na2Oの濃度150ｇ／の浸出液により、
140℃で３時間浸出かつ、脱ケイ酸化させた。 この段階で：RP＝1.14であり、かつ腐蝕性
Na2Oに対する可溶性シリカの濃度比は0.64％に
等しい。 例２と較べて、同一生産量を確保するには設備
規模を二倍にしなければならず、加えて、RPが
1.21から1.14に変化するので、浸出の生産性にお
ける減少も観測される。この低下は反応性シリカ
含有率が低いことに基き必要となつた、脱ケイ酸
化時間の増加に基づくものである。 例 ５ 低温での脱ケイ酸化、これに続く中温での浸出 例３及び例４と同じジブサイト含有ボーキサイ
トに対して上記処理を適用した。 −脱ケイ酸化：腐蝕性Na2Oの濃度が150ｇ／
である溶液1.5m3に対しボーキサイト1tの割合
での懸濁状態とし、これを100℃で６時間維持
する。 −浸出：同一濃度の溶液をボーキサイト1t当たり
４m3の割合で使い、脱ケイ酸化浸出液中での懸
濁状態で140℃で20分間浸出する。 この段階で、RP＝1.16であり、かつ腐蝕性
Na2Oの濃度に対するシリカ濃度の比は0.62％で
あつた。 発明が解決しようとする問題点 本出願人が観察したところでは、長時間の脱ケ
イ酸化工程中にボーキサイト中に含まれるジブサ
イトの相当部分が失われる。 この損失は、前記の例では、浸出により抽出可
能なアルミナのうちの1.5〜２％程度を占めてい
るが、これは、ジブサイトの溶解のみを意図して
決められた浸出条件下での、不溶性アルミニウム
モノヒドロキシドの沈澱（劣化とも呼ばれる）の
ためとされている。 シリカ含有量のより高いボーキサイトを用いて
実施された脱ケイ酸化の場合では、恐らく短縮さ
れた脱ケイ酸化時間のため、この現象が有意なも
のとして現れなかつたのである。 問題点を解決するための手段 上記の欠点のため、本出願人は、反応性シリカ
の含有率がボーキサイト中のアルミナ含有量の５
％未満であるジブサイト含有ボーキサイトの処理
方法を開発した。このバイヤーサイクルの基づく
方法は、脱ケイ酸化工程を実施するための設備規
模を少なくとも50％削減することを可能とする。
というのも、アルミナの抽出率を少なくとも95％
に維持し、同時に浸出後のバイヤー溶液における
重量比：可溶性SiO2含量／腐蝕性Na2含量を0.65
％に保ちつつこの工程が高い効率を示すからであ
る。 本発明による方法は、ジブサイト含有ボーキサ
イトの脱ケイ酸化を、苛性ソーダ濃度が腐蝕性
Na2Oとして40〜150ｇ／の範囲内にある苛性
ソーダ水溶液による浸出に先立ち実施するもので
あり、次の起源：不溶性残滓の洗浄；生成水酸化
アルミニウムの洗浄；水酸化アルミニウム核（種
晶）の洗浄、のうちの少なくとも一つを起源とす
る、バイヤーサイクルの洗浄液が上記苛性ソーダ
溶液を含んでいて、かつこの洗浄液には浸出液が
添加されていてもいなくてもよいことを特徴とし
ている。 事実、観測されたところによると、浸出液中に
おける比：可溶性SiO2／腐蝕性Na2Oにより表現
される、浸出前脱ケイ酸化法の効率は、ボーキサ
イトと接触する溶液の腐蝕性Na2O濃度が40〜
150ｇ／の範囲内で最大値を取る。 以下の第１表により、溶液の腐蝕性Na2O濃度
が低い場合には反応性シリカのより遅い溶解速度
のために、また、溶液の腐蝕性Na2O濃度が高い
時には、アルミノケイ酸ソーダのより遅い沈澱速
度のために、それぞれ方法の効率が低下すること
が判断できる。
ルミナ及びケイ酸アルミナの状態にあるか、もし
くはバイヤー法で見られるようなアルミン酸ソー
ダ溶液に易溶な、他の任意の形状にある、一定割
合のシリカを含有するボーキサイトのバイヤー法
による処理に関する。 従来の技術 専門文献において広く記述されているバイヤー
法は溶融電解によりアルミニウムに転化するため
のアルミナ製造用の主要技法である。 この技法によれば、ボーキサイト鉱石を適当な
濃度の苛性ソーダ水性溶液で熱処理し、かくして
アルミナを溶解せしめ、アルミン酸ナトリウムの
過飽和水溶液を得るのである。 鉱石の未抽出残滓（赤泥）を構成する固相を分
離した後、アルミン酸ナトリウムの過飽和溶液
に、水酸化アルミニウムの沈澱を形成する目的で
水酸化アルミニウムの顆粒を核（種晶）として投
下する。アルミナが乏しくなつたアルミン酸ナト
リウム溶液、いわゆる分解液は、濃縮され、苛性
ソーダを再補充した後、浸出（抽出）の段階でい
わゆる浸出液として再利用され、その再の濃度は
鉱石の浸出に適用した値である。 熟練技術者にとつては公知のことであるが、一
方ではアルミナの水和度及び結晶構造、他方では
ボーキサイトに含まれる不純物の種類及び含有量
に応じて、処理条件を適切に選択せねばならな
い。ここで不純物とは特にシリカ、酸化鉄、チタ
ンである。 かくして、一水和物（ベーマイト、ジアスポ
ア）の状態のアルミナを含むボーキサイトは、バ
イヤーサイクルでは200℃を越える温度で処理さ
れるのに対し、ジブサイトのように三水和物の状
態のアルミナを含むボーキサイトはより低い、一
般には、100〜170℃の範囲内の温度で処理され
る。事実、後者の場合には、アルミン酸ナトリウ
ム溶液（バイヤー液）によつてジブサイトはボー
キサイトから容易に抽出される。 三水和物の状態のアルミナに該当する可溶性ア
ルミナの抽出効率は、シリカなどのいくつかの不
純物の悪影響が充分に制御されるならば、一般に
は95％を越える。 実際、シリカは、苛性ソーダに対する溶解度の
異なる複数の結晶状態でボーキサイト中に存在し
得る。いくつかの結晶形、なかでもカオリン
（Al2O3・2SiO2・2H2O）が最も広く知られた種
類であるが、ボーキサイト中に含まれるジブサイ
トと同時に溶解してしまう。 通常「反応性シリカ」と呼ばれるものは、ボー
キサイト中に存在するシリカのうち、これらの結
晶形のうちの一つの形を取り、SiO2として表わ
される部分である。それは一般に無水ボーキサイ
トの重量の0.5〜７％を占める。苛性ソーダ溶液
の存在下で反応性シリカはまず溶解し、続いて溶
解度の低いアルミノケイ酸ソーダの形で再沈澱す
る。 苛性ソーダ溶液中のシリカ濃度は、非常に長時
間経過後のアルミノケイ酸ソーダの溶解度平衡に
より決定される。ジブサイトを含むボーキサイト
の工業的処理期間中に、アルミノケイ酸ソーダの
溶解度平衡が達せされることは非常に稀である。
一般的には、苛性ソーダ溶液中のシリカ濃度は、
アルミノケイ酸ソーダの溶解度平衡での濃度を越
え、実際には大幅に越えている。従つて、この濃
度はアルミノケイ酸ソーダの溶解度平衡と沈澱速
度の両者に関わつている。この沈澱速度はボーキ
サイトに含まれる反応性ソーダが少ない程遅い。
というのもアルミノケイ酸ソーダの沈澱反応は反
応生成物の存在によつて助長されるからである。 バイヤーサイクルにおいて、ボーキサイト処理
終了後のアルミナに富む溶液中のシリカ濃度は重
要な因子である。何故ならその濃度が浸出液並び
に生成されるアルミナ中のケイ素不純物の各濃度
を決定するからである。したがつて最も多くの場
合、ボーキサイトの浸出の際、アルミナ抽出工程
と、苛性ソーダ溶液の「脱ケイ酸化」と呼ばれ
る、同溶液中のシリカ濃度を減少させ、従つて生
成されるアルミナ中のケイ素不純物の濃度をも減
少させるための工程とを組合せることが有利であ
る。 この脱ケイ酸化工程は、一般にボーキサイトの
浸出中あるいはこの浸出に先立つ又はこれに続く
独立した別の操作中に実施される（米国特許第
341307号及び同第4426363号）。 脱ケイ酸化工程では一般に、ボーキサイトの性
質によつて、100〜200ｇ／の範囲内の腐蝕性
Na2O濃度下で、かつ80〜200℃の範囲内の温度
下で分解バイヤー液のすべてもしくは一部を利用
している。これらの工程によつて、2.5％を越え
る反応性シリカを含むボーキサイトを用いれば、
満足すべき脱ケイ酸化を達成することが可能にな
る。 これに対して、この臨界値未満の反応性シリカ
含有量を示す含ジブサイト含有ボーキサイトの
低・中温処理に従来の技術を適用すると、本出願
人が実施した以下の比較実験が示すように、苛性
ソーダとボーキサイトとの接触に非常に長時間を
要する。 例 １ 低温での浸出処理、これに続く脱ケイ酸化処理 無水ボーキサイトの重量規準で表わされる以下
の組成を示すジブサイト含有ボーキサイトへの適
用。 Al2O3 51.3重量％ 全SiO2 3.8重量％ 反応性SiO2 2.8重量％ 腐蝕性Na2Oを１当たり140ｇの割合で溶か
した浸出液を、ボーキサイト1tに対し6.5m3の割
合で使用し、107℃の下で１時間30分浸出する。
この浸出後、104℃で６時間に亘り脱ケイ酸化処
理する。この段階で：重量比RP＝（Al2O3濃
度）／（浸出液中の腐蝕性Na2O濃度）は1.06で
あり、かつ苛性ソーダ濃度に対する浸出液中のシ
リカ濃度の比は0.64％に等しい。 この比：浸出液中のSiO2濃度／浸出液中腐蝕
性NaO2の濃度によつて、バイヤーサイクルの
様々な段階における、ｇ／で表された可溶性シ
リカ含有量を、溶液中の腐蝕性Na2O濃度の変動
とは無関係に、特徴付けることが可能になる。本
ケースでは、0.64％という含有量は、生成された
アルミニウム中のケイ素含有量を、Al2O3に対し
100ppm以下とすることを保証しており、この値
は、アルミニウム製造において一般に許容される
上限である。 例 ２ 中温における浸出と脱ケイ酸化の同時処理 例１と同じジブサイト含有ボーキサイトへの上
記処理の適用。 １当たり、腐蝕性Na2Oを150ｇの割合で溶
解させた溶液を、例１と同じ割合で用いて、浸出
と脱ケイ酸化とを145℃で１時間30分行う。 この段階で：RP＝1.21である。また、腐蝕性
Na2O濃度に対する可溶性シリカ濃度の比は0.62
％に等しい。 以下の例においては、反応性シリカ含有量がよ
り低いボーキサイトを用いた。その場合、効率の
良い脱ケイ酸化を行うためには、はるかに長時間
の反応時間を要し、とりわけ脱ケイ酸化プラント
の投資効率に重荷となる。 例 ３ 低温での浸出、これに続く脱ケイ酸化 以下のような組成のボーキサイトに対して適用
した。 Al2O3 47.5重量％ 反応性シリカ 1.0重量％ １当たり、腐蝕性Na2Oを200ｇの割合で溶
解した浸出液を、ボーキサイト1t当たり6.5m3の
割合で用い、107℃の下で２時間浸出させる。腐
蝕性Na2O濃度を140ｇ／に稀釈し、104℃で20
時間脱ケイ酸化させる。 この段階で：RP＝1.05であり、腐蝕性Na2O濃
度に対する可溶性シリカ濃度の比は、0.36であ
る。 本例では、例１と較べて、同一効率及び同一の
物質品位では、同一生産量を確保するには設備規
模を三倍にしなければならない。 例 ４ 中温における浸出と脱ケイ酸化の同時処理 ボーキサイト／溶液の比が例３と同一である懸
濁液を用いて、例３と同一のボーキサイトに対し
て上記処理を適用した。 腐蝕性Na2Oの濃度150ｇ／の浸出液により、
140℃で３時間浸出かつ、脱ケイ酸化させた。 この段階で：RP＝1.14であり、かつ腐蝕性
Na2Oに対する可溶性シリカの濃度比は0.64％に
等しい。 例２と較べて、同一生産量を確保するには設備
規模を二倍にしなければならず、加えて、RPが
1.21から1.14に変化するので、浸出の生産性にお
ける減少も観測される。この低下は反応性シリカ
含有率が低いことに基き必要となつた、脱ケイ酸
化時間の増加に基づくものである。 例 ５ 低温での脱ケイ酸化、これに続く中温での浸出 例３及び例４と同じジブサイト含有ボーキサイ
トに対して上記処理を適用した。 −脱ケイ酸化：腐蝕性Na2Oの濃度が150ｇ／
である溶液1.5m3に対しボーキサイト1tの割合
での懸濁状態とし、これを100℃で６時間維持
する。 −浸出：同一濃度の溶液をボーキサイト1t当たり
４m3の割合で使い、脱ケイ酸化浸出液中での懸
濁状態で140℃で20分間浸出する。 この段階で、RP＝1.16であり、かつ腐蝕性
Na2Oの濃度に対するシリカ濃度の比は0.62％で
あつた。 発明が解決しようとする問題点 本出願人が観察したところでは、長時間の脱ケ
イ酸化工程中にボーキサイト中に含まれるジブサ
イトの相当部分が失われる。 この損失は、前記の例では、浸出により抽出可
能なアルミナのうちの1.5〜２％程度を占めてい
るが、これは、ジブサイトの溶解のみを意図して
決められた浸出条件下での、不溶性アルミニウム
モノヒドロキシドの沈澱（劣化とも呼ばれる）の
ためとされている。 シリカ含有量のより高いボーキサイトを用いて
実施された脱ケイ酸化の場合では、恐らく短縮さ
れた脱ケイ酸化時間のため、この現象が有意なも
のとして現れなかつたのである。 問題点を解決するための手段 上記の欠点のため、本出願人は、反応性シリカ
の含有率がボーキサイト中のアルミナ含有量の５
％未満であるジブサイト含有ボーキサイトの処理
方法を開発した。このバイヤーサイクルの基づく
方法は、脱ケイ酸化工程を実施するための設備規
模を少なくとも50％削減することを可能とする。
というのも、アルミナの抽出率を少なくとも95％
に維持し、同時に浸出後のバイヤー溶液における
重量比：可溶性SiO2含量／腐蝕性Na2含量を0.65
％に保ちつつこの工程が高い効率を示すからであ
る。 本発明による方法は、ジブサイト含有ボーキサ
イトの脱ケイ酸化を、苛性ソーダ濃度が腐蝕性
Na2Oとして40〜150ｇ／の範囲内にある苛性
ソーダ水溶液による浸出に先立ち実施するもので
あり、次の起源：不溶性残滓の洗浄；生成水酸化
アルミニウムの洗浄；水酸化アルミニウム核（種
晶）の洗浄、のうちの少なくとも一つを起源とす
る、バイヤーサイクルの洗浄液が上記苛性ソーダ
溶液を含んでいて、かつこの洗浄液には浸出液が
添加されていてもいなくてもよいことを特徴とし
ている。 事実、観測されたところによると、浸出液中に
おける比：可溶性SiO2／腐蝕性Na2Oにより表現
される、浸出前脱ケイ酸化法の効率は、ボーキサ
イトと接触する溶液の腐蝕性Na2O濃度が40〜
150ｇ／の範囲内で最大値を取る。 以下の第１表により、溶液の腐蝕性Na2O濃度
が低い場合には反応性シリカのより遅い溶解速度
のために、また、溶液の腐蝕性Na2O濃度が高い
時には、アルミノケイ酸ソーダのより遅い沈澱速
度のために、それぞれ方法の効率が低下すること
が判断できる。
【表】
また別に、劣化によるアルミナ抽出効率の低下
が、懸濁液の脱ケイ酸化時間が４時間を越え、か
つ以下の第２表が示すように、苛性ソーダ溶液の
腐蝕性Na2O濃度が増加する時に観測された。
が、懸濁液の脱ケイ酸化時間が４時間を越え、か
つ以下の第２表が示すように、苛性ソーダ溶液の
腐蝕性Na2O濃度が増加する時に観測された。
【表】
温度及びに一定体積の溶液中に懸濁されるボー
キサイトの重量等の他のパラメーターをも最適化
するために、本出願人は実験を継続し、以下に示
すように、温度あるいはボーキサイトの使用量を
増加することにより脱ケイ酸化性能が著しく改善
されることが示された。
キサイトの重量等の他のパラメーターをも最適化
するために、本出願人は実験を継続し、以下に示
すように、温度あるいはボーキサイトの使用量を
増加することにより脱ケイ酸化性能が著しく改善
されることが示された。
【表】
最後に、後のボーキサイト浸出との連係におけ
る脱ケイ酸化法の最適化により、一方では脱ケイ
酸化中に溶解される反応性シリカの割合が85％を
越え、望ましくは90％を越えるように、他方では
脱ケイ酸化終了後の溶液のシリカ濃度が、浸出終
了後に望まれるシリカ濃度の高さの0.9倍となる
ように決められた。これらの条件の下では、浸出
時間は、抽出可能なアルミナの少なくとも95％を
溶解させるために必要な最小限の時間に短縮でき
る。 これらの観察の結果、反応性シリカ含有量の低
いジブサイト含有ボーキサイトの脱ケイ酸化時間
の相当な短縮を、洗浄液の一部を脱ケイ酸化用の
苛性ソーダ溶液として経済的に利用することによ
り得ることの他に、本発明による方法からは、他
の利点も生ずる。とりわけ： −劣化による効率低下の制限、 −バイヤーサイクル中における大量のアルミノケ
イ酸ソーダの沈澱生成、その結果としてのスケ
ールの形成の危険性の減少、および −低ケイ素含量（Si＜100ppm）のアルミナの生
成である。 本発明による方法並びにその実施は、以下の添
付図面を参照しつつ記載される説明及び実施例か
らより良く理解されよう。 添付第１図に示されるように、ステーシヨン６
の赤泥Ａ１の洗浄から、あるいはステーシヨン１
１の生成水酸化アルミニウムＡ２の洗浄から、あ
るいは位置１３の核（種晶）Ａ３の洗浄から、あ
るいはこれらの洗浄液のうちの少なくとも二つの
混合溶液に浸出液Ｂの一部Ｂ２を添加した又はし
ないものとしての洗浄液の一部から構成される苛
性ソーダ溶液Ａは、粉砕されたボーキサイトの懸
濁液の調製に当てられる。洗浄液Ａ１及び（又
は）Ａ２及び（又は）Ａ３は、場合により、蒸発
ステーシヨン１４による濃縮及び（又は）ステー
シヨン１５での精製に付すことができる。 苛性ソーダ溶液Ａを、粉砕器の中で、ジブサイ
ト含有ボーキサイト鉱石とを、このボーキサイト
１トン当たり0.5〜1.2m3という割合で混合し、懸
濁液Ｓ１を得る。ステーシヨン１での粉砕後、懸
濁液Ｓ１は、ステーシヨン２で脱ケイ酸化操作を
実施するため、80〜100℃の範囲内の温度で加熱
される。反応性シリカの少なくとも85％を、不溶
性アルミノケイ酸ソーダに転化することを保証す
るために、上記懸濁液を２〜10時間この温度に維
持しておく。 この操作から生じる脱ケイ酸化された溶液Ｓ２
は次に、ステーシヨン３での浸出のために、ステ
ーシヨン１０での分離により得られ、場合によ
り、濃度調節のためステーシヨン１４での蒸留に
より濃縮された、分解バイヤー溶液Ｂの一部Ｂ１
と接触する。懸濁液Ｓ２中に含まれるボーキサイ
ト１トンに対し、溶液Ｂ１を約５m3の割合で混合
した混合液を、100〜170℃の範囲内で、ボーキサ
イトに含まれるジブサイトの少なくとも95％を抽
出するのに充分な時間加熱する。 この操作から生じた懸濁液Ｓ３を冷却し、次い
で洗浄液の残つた部分Ａ４を使いステーシヨン４
での稀釈を行う。 この操作で得られる懸濁液Ｓ４は次にステーシ
ヨン５で傾瀉に付され、次のものを生ずる。その
一つはアルミナに富むバイヤー溶液Ｂであり、ス
テーシヨン７でろ過された後、ステーシヨン８，
９，１０で分解され、さらに再利用される。もう
一つは赤泥であり、これをステーシヨン６で洗う
洗浄液Ａ１は、同液Ａ２又はＡ３と同様に、脱ケ
イ酸化溶液Ａとして、あるいは稀釈溶液Ａ４とし
て再利用される。 実施例 実施例 １ ジブサイトの形状にあるAl2O3を47.5％、反応
性SiO2を１％含むボーキサイト（SiO2／Al2O3＝
0.021）。 −脱ケイ酸化：浸出後の付活性な残滓の洗浄の結
果得られ、腐蝕性Na2Oを70ｇ／、Al2O3を
65ｇ／含む、第一の清澄な洗液１m3の存在下
で、１トンのボーキサイトを粉砕する。懸濁液
は、脱ケイ酸化を行う三連槽中で４時間100℃
に加熱する。脱ケイ酸化終了時における可溶性
シリカの濃度は、可溶性SiO2／腐蝕性Na2O＝
0.3％となる。 −ジブサイトを含むアルミナの抽出のための浸
出。脱ケイ酸化後、懸濁液は１中腐蝕性
Na2Oを200ｇ、Al2O3を120ｇ含む浸出液5.1m3
と混合される。アルミナ抽出は、107℃に熱し
た三連槽中で１時間接触させて実施する。 この段階で：RP＝1.06 アルミナは97％の効率で抽出され、浸出後濃縮
された溶液中の比：可溶性SiO2／腐蝕性Na2Oは
0.57％に等しい。従つて生成アルミナにおけるケ
イ素含量を100ppm未満とし、蒸留器のスケーリ
ングを低下することが保証される。 従来の技術によつて記述された実験１〜３と比
較すべき結果である。 実施例 ２ −実施例１と同じボーキサイト −脱ケイ酸化：生成水酸化アルミニウムの洗浄液
に予め浸出液を添加しており、１中腐蝕性
Na2Oを76ｇ含み、RP＝0.57となる溶液１m3の
存在下で１トンのボーキサイトを粉砕する。懸
濁液を三連槽中で100℃に熱し、４時間脱ケイ
酸化を行う。脱ケイ酸化終了時における可溶シ
リカの腐蝕性Na2Oに対する濃度は0.3％であ
る。 −ジブサイトを含むアルミナの抽出のための浸出
は、１中に腐蝕性Na2Oを140ｇ、Al2O3を77
ｇ含む溶液4.95m3を140℃で15分間懸濁液と混
合することにより行う。 この段階で：RP＝1.16であり、アルミナ抽出効
率は97％で、濃縮された浸出液中の腐蝕性Na2O
に対する可溶性シリカ濃度は0.58％である。 この結果は、同様に従来の技術において記述さ
れた例５と比較すべきものである。
る脱ケイ酸化法の最適化により、一方では脱ケイ
酸化中に溶解される反応性シリカの割合が85％を
越え、望ましくは90％を越えるように、他方では
脱ケイ酸化終了後の溶液のシリカ濃度が、浸出終
了後に望まれるシリカ濃度の高さの0.9倍となる
ように決められた。これらの条件の下では、浸出
時間は、抽出可能なアルミナの少なくとも95％を
溶解させるために必要な最小限の時間に短縮でき
る。 これらの観察の結果、反応性シリカ含有量の低
いジブサイト含有ボーキサイトの脱ケイ酸化時間
の相当な短縮を、洗浄液の一部を脱ケイ酸化用の
苛性ソーダ溶液として経済的に利用することによ
り得ることの他に、本発明による方法からは、他
の利点も生ずる。とりわけ： −劣化による効率低下の制限、 −バイヤーサイクル中における大量のアルミノケ
イ酸ソーダの沈澱生成、その結果としてのスケ
ールの形成の危険性の減少、および −低ケイ素含量（Si＜100ppm）のアルミナの生
成である。 本発明による方法並びにその実施は、以下の添
付図面を参照しつつ記載される説明及び実施例か
らより良く理解されよう。 添付第１図に示されるように、ステーシヨン６
の赤泥Ａ１の洗浄から、あるいはステーシヨン１
１の生成水酸化アルミニウムＡ２の洗浄から、あ
るいは位置１３の核（種晶）Ａ３の洗浄から、あ
るいはこれらの洗浄液のうちの少なくとも二つの
混合溶液に浸出液Ｂの一部Ｂ２を添加した又はし
ないものとしての洗浄液の一部から構成される苛
性ソーダ溶液Ａは、粉砕されたボーキサイトの懸
濁液の調製に当てられる。洗浄液Ａ１及び（又
は）Ａ２及び（又は）Ａ３は、場合により、蒸発
ステーシヨン１４による濃縮及び（又は）ステー
シヨン１５での精製に付すことができる。 苛性ソーダ溶液Ａを、粉砕器の中で、ジブサイ
ト含有ボーキサイト鉱石とを、このボーキサイト
１トン当たり0.5〜1.2m3という割合で混合し、懸
濁液Ｓ１を得る。ステーシヨン１での粉砕後、懸
濁液Ｓ１は、ステーシヨン２で脱ケイ酸化操作を
実施するため、80〜100℃の範囲内の温度で加熱
される。反応性シリカの少なくとも85％を、不溶
性アルミノケイ酸ソーダに転化することを保証す
るために、上記懸濁液を２〜10時間この温度に維
持しておく。 この操作から生じる脱ケイ酸化された溶液Ｓ２
は次に、ステーシヨン３での浸出のために、ステ
ーシヨン１０での分離により得られ、場合によ
り、濃度調節のためステーシヨン１４での蒸留に
より濃縮された、分解バイヤー溶液Ｂの一部Ｂ１
と接触する。懸濁液Ｓ２中に含まれるボーキサイ
ト１トンに対し、溶液Ｂ１を約５m3の割合で混合
した混合液を、100〜170℃の範囲内で、ボーキサ
イトに含まれるジブサイトの少なくとも95％を抽
出するのに充分な時間加熱する。 この操作から生じた懸濁液Ｓ３を冷却し、次い
で洗浄液の残つた部分Ａ４を使いステーシヨン４
での稀釈を行う。 この操作で得られる懸濁液Ｓ４は次にステーシ
ヨン５で傾瀉に付され、次のものを生ずる。その
一つはアルミナに富むバイヤー溶液Ｂであり、ス
テーシヨン７でろ過された後、ステーシヨン８，
９，１０で分解され、さらに再利用される。もう
一つは赤泥であり、これをステーシヨン６で洗う
洗浄液Ａ１は、同液Ａ２又はＡ３と同様に、脱ケ
イ酸化溶液Ａとして、あるいは稀釈溶液Ａ４とし
て再利用される。 実施例 実施例 １ ジブサイトの形状にあるAl2O3を47.5％、反応
性SiO2を１％含むボーキサイト（SiO2／Al2O3＝
0.021）。 −脱ケイ酸化：浸出後の付活性な残滓の洗浄の結
果得られ、腐蝕性Na2Oを70ｇ／、Al2O3を
65ｇ／含む、第一の清澄な洗液１m3の存在下
で、１トンのボーキサイトを粉砕する。懸濁液
は、脱ケイ酸化を行う三連槽中で４時間100℃
に加熱する。脱ケイ酸化終了時における可溶性
シリカの濃度は、可溶性SiO2／腐蝕性Na2O＝
0.3％となる。 −ジブサイトを含むアルミナの抽出のための浸
出。脱ケイ酸化後、懸濁液は１中腐蝕性
Na2Oを200ｇ、Al2O3を120ｇ含む浸出液5.1m3
と混合される。アルミナ抽出は、107℃に熱し
た三連槽中で１時間接触させて実施する。 この段階で：RP＝1.06 アルミナは97％の効率で抽出され、浸出後濃縮
された溶液中の比：可溶性SiO2／腐蝕性Na2Oは
0.57％に等しい。従つて生成アルミナにおけるケ
イ素含量を100ppm未満とし、蒸留器のスケーリ
ングを低下することが保証される。 従来の技術によつて記述された実験１〜３と比
較すべき結果である。 実施例 ２ −実施例１と同じボーキサイト −脱ケイ酸化：生成水酸化アルミニウムの洗浄液
に予め浸出液を添加しており、１中腐蝕性
Na2Oを76ｇ含み、RP＝0.57となる溶液１m3の
存在下で１トンのボーキサイトを粉砕する。懸
濁液を三連槽中で100℃に熱し、４時間脱ケイ
酸化を行う。脱ケイ酸化終了時における可溶シ
リカの腐蝕性Na2Oに対する濃度は0.3％であ
る。 −ジブサイトを含むアルミナの抽出のための浸出
は、１中に腐蝕性Na2Oを140ｇ、Al2O3を77
ｇ含む溶液4.95m3を140℃で15分間懸濁液と混
合することにより行う。 この段階で：RP＝1.16であり、アルミナ抽出効
率は97％で、濃縮された浸出液中の腐蝕性Na2O
に対する可溶性シリカ濃度は0.58％である。 この結果は、同様に従来の技術において記述さ
れた例５と比較すべきものである。
第１図は、本発明による反応性シリカ含有量の
低いジブサイト含有ボーキサイトのバイヤーサイ
クルでの処理法を、ブロツク図により表わしたも
のである。 （主な参照番号）、１……粉砕ステーシヨン、
２……脱ケイ酸化ステーシヨン、３……浸出ステ
ーシヨン、４……稀釈ステーシヨン、５……傾瀉
ステーシヨン、６，１１，１３……洗浄ステーシ
ヨン、７……濾過ステーシヨン、８，９，１０…
…分解ステーシヨン、１４……蒸発ステーシヨ
ン、１５……精製ステーシヨン。
低いジブサイト含有ボーキサイトのバイヤーサイ
クルでの処理法を、ブロツク図により表わしたも
のである。 （主な参照番号）、１……粉砕ステーシヨン、
２……脱ケイ酸化ステーシヨン、３……浸出ステ
ーシヨン、４……稀釈ステーシヨン、５……傾瀉
ステーシヨン、６，１１，１３……洗浄ステーシ
ヨン、７……濾過ステーシヨン、８，９，１０…
…分解ステーシヨン、１４……蒸発ステーシヨ
ン、１５……精製ステーシヨン。
Claims (1)
- 【特許請求の範囲】 １ 先ず、100〜170℃の範囲内の温度でボーキサ
イトを浸出して浸出液としての苛性ソーダ溶液を
アルミナで富化させた後、浸出で生じた不溶性残
滓を濾別し、次いで水酸化アルミニウム核の存在
下で冷却してボーキサイト中にアルミニウム三水
和物の形で含まれているアルミナの一部を沈澱さ
せ、沈澱した生成アルミニウム三水和物と上記の
水酸化アルミニウム核とを分離した後に苛性ソー
ダ浸出液として再循環する主サイクルと、 水を導入して上記の不溶性残滓と、生成アルミ
ニウム三水和物と、水酸化アルミニウム核とを
別々に洗浄し、それにより生じた各苛性ソーダ洗
浄液を上記主サイクルへ戻す副サイクルと、 導入される各種の水を補うための蒸留工程と を含む主としてジブサイトの形を取るアルミナ
と、ボーキサイト総重量に対してSiO2換算含有
量で2.5％未満のケイ酸アルミウムの形を取る反
応性シリカとを含むボーキサイトからバイヤー法
によつてアルミナを製造する方法において、 (a) 先ず、ボーキサイトを下記 不溶性残滓の洗浄 生成アルミニウム三水和物の洗浄 水酸化アルミニウム核の洗浄 を起源とする少なくとも一種の洗浄液を含む苛
性ソーダ溶液と接触させ、必要に応じて浸出液
を加えてこの苛性ソーダ溶液の苛性Na2O換算
でのソーダ濃度を50〜120ｇ／の範囲とした
苛性ソーダ洗浄液をボーキサイト1t当たり1.2
m3以下の比率で接触させて苛性ソーダ溶液とボ
ーキサイトとの懸濁液を形成し、次いで粉砕
し、 (b) 粉砕して得られた粉砕懸濁液を80〜100℃の
温度で６時間未満の時間加熱して、ボーキサイ
ト中に含まれるケイ酸アルミニウムの少なくと
も85％を不溶性アルミノケイ酸ソーダに転化
し、 (c) 脱ケイ酸化と呼ばれるこの最終段階から生じ
る懸濁液を100〜170℃の浸出温度で、ボーキサ
イト中に含まれるアルミニウム三水和物の少な
くとも90％が溶解するのに十分な時間苛性ソー
ダ浸出液と接触させる ことを特徴とする方法。 ２ 脱ケイ酸化処理時間が、ケイ酸アルミニウム
を少なくとも85％の転化率で不溶性アルミノケイ
酸ソーダへ転化し且つ溶液中の可溶性シリカ濃度
が可溶性SiO2／苛性Na2Oの重量比が浸出液中で
のこの重量比の0.9倍以下となるのに充分な時間
であるような特許請求の範囲第１項に記載の方
法。 ３ 脱ケイ酸化処理時間が２〜10時間の範囲内に
あるような特許請求の範囲第２項に記載の方法。 ４ 浸出液がNa2O換算で110〜220ｇ／の範囲
の濃度の苛性ソーダを含み、浸出液中の溶解した
シリカの含有量が可溶性SiO2／苛性Na2Oの重量
比で0.4％〜0.7％の範囲内にあるような特許請求
の範囲第１項記載の方法。 ５ 脱ケイ酸化された懸濁液を苛性ソーダ浸出液
と接触させた後に温度を100℃〜160℃の範囲に保
ち、ボーキサイトに含まれるアルミニウム三水和
物の少なくとも95％を溶解するのに充分な時間こ
の温度を維持するような特許請求の範囲第１〜４
項のいずれか一項に記載の方法。 ６ 浸出後の懸濁液中の苛性ソーダとアルミナの
濃度および温度を、この濃度および温度条件での
アルミノケイ酸ソーダの平衡溶解度での可溶性シ
リカ濃度が可溶性SiO2／苛性Na2Oの比が浸出液
中でのこの比の値以下となるように、選択される
ような特許請求の範囲第１〜５項のいずれか一項
に記載の方法。 ７ ボーキサイトと接触される苛性ソーダ溶液の
全てまたは一部を構成するバイヤー法の洗浄液の
一部分に、濃縮操作および炭酸塩・有機物質等の
可溶性不純物を除去するための精製操作で構成さ
れる付加的処理を施すような特許請求の範囲第１
項記載の方法。
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Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3413087A (en) * | 1964-03-13 | 1968-11-26 | Reynolds Metals Co | Method for extracting alumina from its ores |
| JPS585845A (ja) * | 1981-07-02 | 1983-01-13 | Nec Corp | マイクロプロセツサ |
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|---|---|---|---|---|
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