RU2363742C1 - Method for extraction of precious components out of coal ashes and slags - Google Patents
Method for extraction of precious components out of coal ashes and slags Download PDFInfo
- Publication number
- RU2363742C1 RU2363742C1 RU2008106977A RU2008106977A RU2363742C1 RU 2363742 C1 RU2363742 C1 RU 2363742C1 RU 2008106977 A RU2008106977 A RU 2008106977A RU 2008106977 A RU2008106977 A RU 2008106977A RU 2363742 C1 RU2363742 C1 RU 2363742C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- separation
- temperature
- water
- leaching
- extraction
- Prior art date
Links
Images
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Processing Of Solid Wastes (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области химической технологии неорганических веществ и может быть использовано в тех случаях, когда необходимо выделить один или несколько ценных компонентов из угольных шлаков или провести их полное разделение.The invention relates to the field of chemical technology of inorganic substances and can be used in cases where it is necessary to isolate one or more valuable components from coal slag or to carry out their complete separation.
Известен способ переработки шлаков, основанный на взаимодействии шлака с восстановителем. Твердая шихта, перекатываясь по стенкам печи, нагревается до температуры 1100-1200°C, при этом протекает реакция восстановления цинка, свинца и редких элементов до металла. Пары металлов возгоняются и в пространстве над шихтой вновь окисляются до окиси, которая уносится газами в пылеуловительную систему [Лакерник М.М., Мазурчук Э.Н., Петкер С.Я., Шабалина Р.И. Переработка шлаков цветной металлургии. - М.: Металлургия. 1977. - 159 с.]. Недостатками способа является высокая энергоемкость и экологическая небезопасность.A known method of processing slag based on the interaction of slag with a reducing agent. The solid charge, rolling along the walls of the furnace, is heated to a temperature of 1100-1200 ° C, while the reaction of reduction of zinc, lead and rare elements to metal proceeds. Metal vapors are sublimated and again oxidized in the space above the charge to an oxide that is carried away by gases into the dust collecting system [Lakernik MM, Mazurchuk EN, Petker S.Ya., Shabalina RI Processing of slag non-ferrous metallurgy. - M.: Metallurgy. 1977. - 159 p.]. The disadvantages of the method is the high energy intensity and environmental safety.
Известен способ, предусматривающий стадиальное измельчение отходов хроматного производства и разделение измельченного материала гравитационными методами с получением хромсодержащего концентрата, магнийсодержащего концентрата и концентрата, содержащего соединения легких металлов. Исходный материал измельчают и направляют на первую стадию гравитационного разделения, в процессе которого получают легкую фракцию в виде концентрата соединений легких металлов и тяжелую фракцию в виде хром- и магнийсодержащего промпродукта, который подвергают доизмельчению, с последующим гравитационным разделением на хромсодержащий концентрат и магнийсодержащий концентрат [патент №2117533]. Недостаток способа - сложность аппаратурного оформления процесса разделения.A known method involving the stepwise grinding of chromate production waste and separation of the crushed material by gravity methods to produce a chromium-containing concentrate, a magnesium-containing concentrate and a concentrate containing light metal compounds. The starting material is ground and sent to the first stage of gravity separation, during which a light fraction is obtained in the form of a concentrate of light metal compounds and a heavy fraction is in the form of chromium and magnesium-containing intermediate product, which is subjected to regrinding, followed by gravity separation into a chromium-containing concentrate and a magnesium-containing concentrate [patent No. 2117533]. The disadvantage of this method is the complexity of the hardware design of the separation process.
Известен способ-прототип выделения ценных компонентов из угольных золошлаков, включающий смешивание исходного сырья с реагентом, нагрев смеси, водное выщелачивание и выделение компонентов из растворов [патент №2170775]. Недостатком способа является невозможность разделения всех компонентов золошлака на отдельные фракции.A known prototype method for the separation of valuable components from coal ash and slag, including mixing the feedstock with a reagent, heating the mixture, water leaching and separation of the components from solutions [patent No. 2170775]. The disadvantage of this method is the inability to separate all ash and slag components into separate fractions.
Задачей настоящего изобретения является разработка способа разделения золошлака на индивидуальные компоненты.The present invention is to develop a method for the separation of ash and slag into individual components.
Поставленная задача решается тем, что предварительно измельченный шлак смешивают с фторидом аммония, гидродифторидом аммония или их смесью и нагревают до температуры от 130 до 240°C и выдерживают в течение 1-5 часов, происходит гидрофторирование шлака. Далее смесь фторидов нагревают до 320-600°C, происходит сублимационное отделение летучих соединений. Газообразные фторидные соединения десублимируют на поверхности, температура которой 20-270°С, и разделяют методом пирогидролиза, обрабатывая десублимат парами воды, в результате последующего нагревания до температуры 320-600°C происходит сублимационное отделение фторидных соединений, не подвергшихся пирогидролизу, в твердом виде остаются оксиды элементов, фторидные соединения которых подверглись пирогидролизу. Газообразные фторидные соединения десублимируют на поверхности, температура которой 20-310°C, и обрабатывают аммиачной водой, в результате образуются оксиды, которые фильтрационно отделяют. Раствор упаривают до получения фторида аммония.The problem is solved in that the pre-ground slag is mixed with ammonium fluoride, ammonium hydrodifluoride or a mixture thereof and heated to a temperature of 130 to 240 ° C and held for 1-5 hours, slag hydrofluorination occurs. Next, the fluoride mixture is heated to 320-600 ° C, volatile compounds are freeze-dried. Gaseous fluoride compounds are desublimated on a surface with a temperature of 20-270 ° C and separated by pyrohydrolysis, treating the desublimate with water vapor, as a result of subsequent heating to a temperature of 320-600 ° C, sublimation separation of fluoride compounds not subjected to pyrohydrolysis remains in solid form oxides of elements whose fluoride compounds have undergone pyrohydrolysis. Gaseous fluoride compounds are desublimated on a surface with a temperature of 20-310 ° C and treated with ammonia water, resulting in the formation of oxides, which are separated by filtration. The solution was evaporated to give ammonium fluoride.
Твердый остаток после гидрофторирования и сублимационного отделения фторидных соединений подвергают водному выщелачиванию, в результате которого в раствор переходит ряд фторидов. Раствор подвергают аммиачному гидролизу, при этом гидролиз ведут постепенным увеличением pH раствора для разделения осаждаемых гидроксидов, в растворе остаются аммиакаты, которые разрушают кипячением с последующим фильтрационным отделением. Раствор упаривают до получения фторида аммония.The solid residue after hydrofluorination and sublimation separation of fluoride compounds is subjected to water leaching, as a result of which a series of fluorides passes into the solution. The solution is subjected to ammonia hydrolysis, while the hydrolysis is carried out by gradually increasing the pH of the solution to separate the precipitated hydroxides, ammonia remains in the solution, which are destroyed by boiling, followed by filtration. The solution was evaporated to give ammonium fluoride.
Твердый остаток после водного выщелачивания смеси фторидов подвергают сернокислотному выщелачиванию с последующим водным выщелачиванием, в результате которого в твердом виде выделяют нерастворимые сульфаты. Раствор обрабатывают аммиачной водой, при этом гидролиз ведут постепенным увеличением pH раствора для разделения осаждаемых гидроксидов, в результате которого в твердом виде выделяют гидроксиды. Раствор упаривают до получения растворимых гидроксидов и сульфата аммония.The solid residue after aqueous leaching of the fluoride mixture is subjected to sulfuric acid leaching, followed by aqueous leaching, as a result of which insoluble sulfates are precipitated in solid form. The solution is treated with ammonia water, while the hydrolysis is carried out by a gradual increase in the pH of the solution to separate the precipitated hydroxides, as a result of which hydroxides are released in solid form. The solution was evaporated to obtain soluble hydroxides and ammonium sulfate.
Технологическая последовательность операций показана на чертежеThe technological sequence of operations is shown in the drawing.
Пример 1Example 1
Навеску золошлака массой 20 г, содержащую 65,9% (13,18 г) SiO2, 21% (4,2 г) Al2O3, 3% (0,6 г) K2O, 4% (0,8 г) СаО, 0,8% (0,16 г) TiO2, 0,2% (0,04 г) MnO2, 5% (1 г) Fe2O3, 0,1% (0,02 г) CuO смешивают с 115 г гидродифторида аммония. Шихту переносят в корундовый тигель и выдерживают в шахтной печи при температуре 200°C в течение 2 часов. Профторированную массу нагревают до 400°C, происходит сублимация летучих соединений кремния и титана, которые улавливают и десублимируют. Десублимат обрабатывают парами воды и повторно нагревают до 400°C, происходит сублимация летучего соединения кремния, не подвергшегося пирогидролизу, в твердом виде остается диоксид титана. Летучее соединение кремния улавливают и десублимируют, десублимат растворяют в 50 мл воды и обрабатывают 50 мл аммиачной воды; полученную пульпу переносят на фильтр и отделяют твердый остаток, представляющий собой диоксид кремния. Масса полученных диоксида титана составила 0,12 г и диоксида кремния 13,08 г.A portion of ash and slag weighing 20 g, containing 65.9% (13.18 g) SiO 2 , 21% (4.2 g) Al 2 O 3 , 3% (0.6 g) K 2 O, 4% (0, 8 g) CaO, 0.8% (0.16 g) TiO 2 , 0.2% (0.04 g) MnO 2 , 5% (1 g) Fe 2 O 3 , 0.1% (0.02 g) CuO is mixed with 115 g of ammonium hydrodifluoride. The mixture is transferred to a corundum crucible and kept in a shaft furnace at a temperature of 200 ° C for 2 hours. The profiled mass is heated to 400 ° C, volatile compounds of silicon and titanium are sublimated, which are captured and desublimated. Desublimate is treated with water vapor and reheated to 400 ° C, a volatile silicon compound that has not undergone pyrohydrolysis is sublimated, and titanium dioxide remains in solid form. The volatile silicon compound is captured and desublimated, the desublimate is dissolved in 50 ml of water and treated with 50 ml of ammonia water; the resulting slurry is transferred to a filter and the solid residue, which is silicon dioxide, is separated. The mass of titanium dioxide obtained was 0.12 g and silicon dioxide 13.08 g.
Твердый остаток после гидрофторирования растворяют в 70 мл воды, полученную пульпу переносят на фильтр и отделяют твердый остаток.The solid residue after hydrofluorination is dissolved in 70 ml of water, the resulting slurry is transferred to a filter and the solid residue is separated.
Твердый остаток обрабатывают 8 г серной кислоты, кипятят в течение 20 минут и растворяют в 50 мл воды. Твердый остаток, представленный сульфатом кальция, отфильтровывают. В раствор приливают 50 мл аммиачной воды и фильтрационно отделяют выделившийся в твердом виде гидроксид алюминия, который прокаливают до оксида. Раствор упаривают до получения твердых гидроксида калия и сульфата аммония. Масса полученного оксида алюминия составила 4,11 г, сульфата кальция 1,92 г.The solid residue is treated with 8 g of sulfuric acid, boiled for 20 minutes and dissolved in 50 ml of water. The solid residue represented by calcium sulfate is filtered off. 50 ml of ammonia water are poured into the solution, and aluminum hydroxide which is precipitated in solid form is filtered off, which is calcined to oxide. The solution was evaporated to obtain solid potassium hydroxide and ammonium sulfate. The mass of the obtained alumina was 4.11 g, calcium sulfate 1.92 g.
В раствор, полученный после растворения твердых фторидов, содержащий фториды железа, марганца и меди, приливают аммиачную воду, доводя pH до 1-3, и фильтрационно отделяют выделившийся в твердом виде гидроксид железа, доведя pH раствора выше 8, фильтрационно отделяют выделившийся в твердом виде гидроксид марганца. В растворе остается аммиакат меди, его нагревают до 100°C и отделяют выделившийся в твердом виде гидроксид меди. Гидроксиды прокаливают до получения оксидов. Масса полученных оксидов железа составила 0,92 г, марганца - 0,02 г, меди - 0,01 г.Ammonia water is poured into the solution obtained after dissolving solid fluorides containing iron, manganese and copper fluorides, bringing the pH to 1-3, and iron hydroxide precipitated in solid form is separated by filtration, bringing the pH of the solution above 8, precipitated in solid form is filtered manganese hydroxide. Copper ammonia remains in the solution, it is heated to 100 ° C and copper hydroxide precipitated in solid form is separated. Hydroxides are calcined to form oxides. The mass of the obtained iron oxides was 0.92 g, manganese - 0.02 g, copper - 0.01 g.
Пример 2Example 2
Отличается от Примера 1 тем, что в качестве вскрывающего реагента использовали фторид аммония в количестве 148 г. Масса полученных SiO2 составила 13,09 г, Al2O3 - 4,16 г, CaSO4 - 1,91 г, TiO2 - 0,11 г, MnO2 - 0,03 г, Fe2O3 - 0,96 г, CuO - 0,01 г.It differs from Example 1 in that 148 g of ammonium fluoride was used as the opening reagent. The mass of the obtained SiO 2 was 13.09 g, Al 2 O 3 - 4.16 g, CaSO 4 - 1.91 g, TiO 2 - 0.11 g, MnO 2 - 0.03 g, Fe 2 O 3 - 0.96 g, CuO - 0.01 g.
Пример 3Example 3
Отличается от Примера 1 тем, что в качестве вскрывающего реагента использовали смесь фторида и гидродифторида аммония в количестве 130 г. Масса полученных SiO2 составила 13,15 г, Al2O3 - 4,12 г, CaSO4 - 1,92 г, TiO2 - 0,14 г, MnO2 - 0,04 г, Fe2O3 - 0,95 г, CuO - 0,02 г.It differs from Example 1 in that a 130 g mixture of ammonium fluoride and ammonium hydrodifluoride was used as the opening reagent. The mass of the obtained SiO 2 was 13.15 g, Al 2 O 3 - 4.12 g, CaSO 4 - 1.92 g, TiO 2 - 0.14 g, MnO 2 - 0.04 g, Fe 2 O 3 - 0.95 g, CuO - 0.02 g.
Claims (1)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2008106977A RU2363742C1 (en) | 2008-02-22 | 2008-02-22 | Method for extraction of precious components out of coal ashes and slags |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
RU2008106977A RU2363742C1 (en) | 2008-02-22 | 2008-02-22 | Method for extraction of precious components out of coal ashes and slags |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
RU2363742C1 true RU2363742C1 (en) | 2009-08-10 |
Family
ID=41049568
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
RU2008106977A RU2363742C1 (en) | 2008-02-22 | 2008-02-22 | Method for extraction of precious components out of coal ashes and slags |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
RU (1) | RU2363742C1 (en) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2694937C1 (en) * | 2018-01-18 | 2019-07-18 | Игорь Григорьевич Тертышный | Method for obtaining silicon, aluminum and iron oxides under complex non-waste processing from bottom ash materials |
RU2732886C2 (en) * | 2019-03-15 | 2020-09-24 | Игорь Григорьевич Тертышный | Method for separation of components contained therein from ash |
-
2008
- 2008-02-22 RU RU2008106977A patent/RU2363742C1/en not_active IP Right Cessation
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
RU2694937C1 (en) * | 2018-01-18 | 2019-07-18 | Игорь Григорьевич Тертышный | Method for obtaining silicon, aluminum and iron oxides under complex non-waste processing from bottom ash materials |
RU2732886C2 (en) * | 2019-03-15 | 2020-09-24 | Игорь Григорьевич Тертышный | Method for separation of components contained therein from ash |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
RU2562989C1 (en) | Method of preparing vanadium oxide | |
RU2579843C2 (en) | Method of red mud processing | |
RU2710613C1 (en) | Method of reducing ammonia from a vanadium compound for producing an ammonia compound and recycling waste water | |
US8603428B2 (en) | Method of producing calcium carbonate from waste and by-products | |
CA3008040C (en) | Rare earth ore processing methods by acid mixing, sulphating and decomposing | |
BRPI0616740B1 (en) | Processing of titaniferous ore | |
CA2666153C (en) | Titaniferous ore beneficiation | |
RU2620440C1 (en) | Method of complex processing of titanium-containing mineral raw materials | |
CN109439918B (en) | System for extracting titanium, iron, aluminum and magnesium components in high-titanium slag through fractional roasting | |
RU2363742C1 (en) | Method for extraction of precious components out of coal ashes and slags | |
Ultarakova et al. | Processing of titanium production sludge with the extraction of titanium dioxide | |
RU2395857C1 (en) | Procedure for processing uranium-molybdenum composition | |
RU2606813C1 (en) | Method of processing vanadium containing iron-titanium concentrate | |
US7718147B2 (en) | Chemical beneficiation of raw material containing tantalum-niobium | |
RU2299254C1 (en) | Method of vanadium extraction out of the highly concentrated lime slag | |
CN113416847B (en) | Method for recycling, reducing and harmlessly treating vanadium extraction tailings | |
AU2010217184A1 (en) | Zinc oxide purification | |
RU2680767C1 (en) | Iron-containing sludge processing method | |
RU2539813C1 (en) | Method of manganese ore processing | |
CA1071839A (en) | Process for the treatment of acidic waste liquid containing dissolved ferrous salts | |
Karshyga et al. | Processing of Titanium-Magnesium Production Waste | |
RU2390572C1 (en) | Method of processing quartz-leucoxene concentrates | |
RU2202516C1 (en) | Method of production of aluminum oxide | |
JP7525482B2 (en) | Method for extracting products from titanium-bearing materials | |
Maldybayev et al. | Study of soda effect on the sintering process of low titanium slag |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20100223 |