RU2489503C1 - Способ переработки кианитового концентрата - Google Patents
Способ переработки кианитового концентрата Download PDFInfo
- Publication number
- RU2489503C1 RU2489503C1 RU2012109300/02A RU2012109300A RU2489503C1 RU 2489503 C1 RU2489503 C1 RU 2489503C1 RU 2012109300/02 A RU2012109300/02 A RU 2012109300/02A RU 2012109300 A RU2012109300 A RU 2012109300A RU 2489503 C1 RU2489503 C1 RU 2489503C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- concentrate
- amount
- mixture
- content
- ammonium bifluoride
- Prior art date
Links
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 title claims abstract description 24
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 23
- INJRKJPEYSAMPD-UHFFFAOYSA-N aluminum;silicic acid;hydrate Chemical compound O.[Al].[Al].O[Si](O)(O)O INJRKJPEYSAMPD-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 18
- 229910052850 kyanite Inorganic materials 0.000 title claims description 18
- 239000010443 kyanite Substances 0.000 title claims description 18
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 36
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 31
- MIMUSZHMZBJBPO-UHFFFAOYSA-N 6-methoxy-8-nitroquinoline Chemical compound N1=CC=CC2=CC(OC)=CC([N+]([O-])=O)=C21 MIMUSZHMZBJBPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 21
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 21
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 21
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims abstract description 17
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims abstract description 17
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 16
- BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N ammonium sulfate Chemical compound N.N.OS(O)(=O)=O BFNBIHQBYMNNAN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 15
- 229910052921 ammonium sulfate Inorganic materials 0.000 claims abstract description 15
- 235000011130 ammonium sulphate Nutrition 0.000 claims abstract description 15
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 claims abstract description 15
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 claims abstract description 15
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 12
- 239000000654 additive Substances 0.000 claims abstract description 10
- 230000000996 additive effect Effects 0.000 claims abstract description 10
- 238000010304 firing Methods 0.000 claims abstract description 10
- 238000001354 calcination Methods 0.000 claims abstract description 9
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 5
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 5
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 17
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims description 17
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims description 8
- 238000005453 pelletization Methods 0.000 claims description 5
- 239000000047 product Substances 0.000 abstract description 27
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 22
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N Alumina Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 15
- 239000012535 impurity Substances 0.000 abstract description 9
- 229910052814 silicon oxide Inorganic materials 0.000 abstract description 6
- 239000001166 ammonium sulphate Substances 0.000 abstract 2
- 239000007795 chemical reaction product Substances 0.000 abstract 2
- 239000004411 aluminium Substances 0.000 abstract 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- LIVNPJMFVYWSIS-UHFFFAOYSA-N silicon monoxide Chemical compound [Si-]#[O+] LIVNPJMFVYWSIS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 30
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 20
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 13
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Substances [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 13
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 6
- 239000008188 pellet Substances 0.000 description 6
- AZDRQVAHHNSJOQ-UHFFFAOYSA-N alumane Chemical class [AlH3] AZDRQVAHHNSJOQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 5
- 239000011148 porous material Substances 0.000 description 5
- 229910010413 TiO 2 Inorganic materials 0.000 description 4
- TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Al]O[Al]=O TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 229910000323 aluminium silicate Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000009792 diffusion process Methods 0.000 description 3
- 239000008187 granular material Substances 0.000 description 3
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910052863 mullite Inorganic materials 0.000 description 3
- 230000002829 reductive effect Effects 0.000 description 3
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 3
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910001570 bauxite Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 2
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 2
- HNPSIPDUKPIQMN-UHFFFAOYSA-N dioxosilane;oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Si]=O.O=[Al]O[Al]=O HNPSIPDUKPIQMN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- KZHJGOXRZJKJNY-UHFFFAOYSA-N dioxosilane;oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Si]=O.O=[Si]=O.O=[Al]O[Al]=O.O=[Al]O[Al]=O.O=[Al]O[Al]=O KZHJGOXRZJKJNY-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 2
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 2
- 239000011819 refractory material Substances 0.000 description 2
- 229910000551 Silumin Inorganic materials 0.000 description 1
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052849 andalusite Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910001567 cementite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000919 ceramic Substances 0.000 description 1
- 229910052593 corundum Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010431 corundum Substances 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 230000006866 deterioration Effects 0.000 description 1
- 238000011049 filling Methods 0.000 description 1
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- -1 mullite compound Chemical class 0.000 description 1
- 238000003825 pressing Methods 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 230000001172 regenerating effect Effects 0.000 description 1
- 150000003377 silicon compounds Chemical class 0.000 description 1
- 229910052851 sillimanite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010936 titanium Substances 0.000 description 1
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009827 uniform distribution Methods 0.000 description 1
Landscapes
- Compounds Of Alkaline-Earth Elements, Aluminum Or Rare-Earth Metals (AREA)
Abstract
Изобретение относится к способу переработки кианитового концентрата и может быть использовано при производстве глинозема, корундовых огнеупоров, керамики, силумина и алюминия. Способ включает смешение концентрата, углеродистого восстановителя и поризующей добавки в виде сульфата аммония, окомкование полученной шихты, обжиг с выдержкой при максимальной температуре с восстановлением диоксида кремния до газообразного монооксида, измельчение полученного спека, его обработку бифторидом аммония и прокаливание реакционной массы с получением алюминийсодсржащего продукта, при этом сульфат аммония берут в количестве 10-20% от массы концентрата, перед окомкованием шихты осуществляют ее помол до получения частиц с крупностью 50-75 мкм в количестве не менее 80%, обжиг шихты осуществляют при температуре 1690-1750°С, бифторид аммония берут в количестве 0,4-14% от массы спека, а прокаливание реакционной массы ведут при 700-900°С. Перед обработкой бифторидом аммония спек может быть обработан 10-20% соляной кислотой. Обеспечивается повышение на 1,3-9,9% степени извлечения оксида алюминия из концентрата. Содержание оксида алюминия в целевом продукте достигает 97,7% при содержании примеси оксида кремния 0,13-1,0%. 2 з.п. ф-лы, 6 пр.
Description
Изобретение относится к области переработки алюмосиликатного сырья, в частности кианитов, и может быть использовано при производстве глинозема, корундовых огнеупоров, керамики, силумина и алюминия.
Известен способ переработки алюмосиликатного сырья, преимущественно бокситов (см. пат. 2136378 РФ, МПК6 В03С 1/02, В03В 1/02, 1999), включающий помол предварительно прокаленного при температуре около 800°С боксита с содержанием, мас.%: Al2O3 - 69, SiO2 - 9, Fe2O3 - 2, смешивание его с углеродистым восстановителем, взятым в количестве, необходимом для восстановления диоксида кремния SiO2 до монооксида кремния SiO и восстановления оксида железа Fe2O3 до образования карбида железа Fe3C, брикетирование массы путем прессования, обжиг брикетов в вакууме при 1200-1300°С в течение 1 часа с удалением SiO и магнитную сепарацию для удаления карбида железа. Доля оксидных соединений алюминия в конечном продукте повышается в интервале концентраций углерода 1-5 мас.%. В результате обжига при 1200°С содержание диоксида кремния уменьшается примерно вдвое, а при 1300°С - происходит его полное удаление. Общее содержание железосодержащих соединений уменьшается до 0,5 мас.%.
Недостатком данного способа является невозможность его использования для переработки алюмосиликатов с высоким содержанием диоксида кремния: кианита, андалузита, силлиманита, так как при температуре 665°С и выше начинается образование устойчивого соединения муллита, что блокирует процесс. Кроме того, проведение обжига брикетов в вакууме усложняет процесс, а брикетирование препятствует более полному удалению образующегося монооксида кремния.
Известен также принятый в качестве прототипа способ переработки кианитового концентрата (см. Гришин Н.Н., Белогурова О.А, Иванова А.Г. Обогащение кианита путем карботермического восстановления // Новые огнеупоры. 2010. №6. С.11-20), включающий смешение кианитового концентрата, содержащего, мас.%: Al2O3 - 63,17, SiO2 - 31,85, TiO2 - 1,1, Fe2O3 - 2,0, с углеродистым восстановителем, взятым в количестве 4-15 мас.%, и поризующей добавкой в виде сульфата аммония в количестве 21,5 мас.%. Полученную шихту окомковывают и подвергают восстановительному обжигу с выдержкой при температуре 1700-1800°С в течение 2-4 часов с восстановлением диоксида кремния до газообразного монооксида и его удалением. Полученный спек измельчают, обрабатывают бифторидом аммония и прокаливают реакционную массу при 1200-1250°С для полного удаления летучих соединений. Алюминийсодержащий продукт, полученный после восстановительного обжига при температуре 1800°С с выдержкой в течение 4 часов и обработки бифторидом аммония, содержит, мас.%: Al2O3 - 93,49, SiO2 - 1,05, TiO2 - 2,2, Fe2O3 - 1,78.
Основным недостатком известного способа является то, что при температуре обжига выше 1700°С совместно с газообразным монооксидом кремния образуются и удаляются газообразные соединения алюминия, что снижает извлечение оксида алюминия в алюминийсодержащий продукт и не позволяет достигнуть требуемого содержания Al2O3. Кроме того, содержание примеси диоксида кремния является значительным, а энергоемкость способа - относительно высокой.
Настоящее изобретение направлено на достижение технического результата, заключающегося в повышении степени извлечения оксида алюминия при обеспечении его высокого содержания в алюминийсодержащем продукте и снижении содержания примеси оксида кремния. Кроме того, технический результат заключается в снижении энергоемкости способа.
Технический результат достигается тем, что в способе переработки кианитового концентрата, включающем смешение концентрата, углеродистого восстановителя и поризующей добавки в виде сульфата аммония, окомкование полученной шихты, обжиг с выдержкой при максимальной температуре с восстановлением диоксида кремния до газообразного монооксида, измельчение полученного спека, его обработку бифторидом аммония и прокаливание реакционной массы с получением алюминийсодержащего продукта, согласно изобретению сульфат аммония берут в количестве 10-20% по отношению к массе концентрата, перед окомкованием шихты осуществляют ее помол до получения частиц с крупностью 50-75 мкм в количестве не менее 80%, обжиг шихты осуществляют при температуре 1690-1750°С, бифторид аммония берут в количестве 0,4-14% по отношению к массе спека, а прокаливание реакционной массы ведут при 700-900°С.
Достижению технического результата способствует то, что выдержку шихты ведут в течение 4-6 часов.
Достижению технического результата способствует также то, что перед обработкой бифторидом аммония спек обрабатывают 10-20% соляной кислотой.
Существенные признаки заявленного изобретения, определяющие объем правовой охраны и достаточные для получения вышеуказанного технического результата, выполняют функции и соотносятся с результатом следующим образом.
Использование сульфата аммония в количестве 10-20% по отношению к массе концентрата способствует увеличению пористости гранул и повышению реакционной поверхности кианитового концентрата, что интенсифицирует удаление газообразного монооксида кремния и ведет к более полному восстановлению диоксида кремния. Введение сульфата аммония в количестве менее 10% ведет к снижению пористости гранул и реакционной поверхности концентрата, а введение в количестве более 20% вызывает снижение прочности гранул, при этом они разрушаются, заполняя поровое пространство и ограничивая удаление газообразного монооксида кремния.
Помол шихты перед ее окомкованием до получения частиц с крупностью 50-75 мкм в количестве не менее 80% способствует более равномерному распределению компонентов в объеме шихты и обеспечивает плотный контакт частиц, что создает условия для лучшего реагирования компонентов с образованием газообразных продуктов. Помол шихты до крупности менее 50 мкм резко увеличивает энергоемкоемкость процесса измельчения, не приводя к существенному улучшению диффузии восстановителя в зерна кианита и обратной диффузии газообразного SiO. Помол шихты до крупности более 75 мкм нежелателен вследствие ухудшения условий диффузии в зернах кианита.
Выбор температуры обжига шихты в интервале 1690-1750°С обусловлен тем, что при этой температуре уже происходит перераспределение Al2O3 и SiO2 по отдельным фазам с удалением оксида кремния. При этом оксид алюминия в заданном интервале температур остается в спеке, что способствует повышению степени извлечения оксида алюминия и его более высокому содержанию в получаемом алюминийсодержащем продукте. Кроме того, снижается энергоемкость способа. Обжиг шихты при температуре ниже 1690°С не обеспечивает полного восстановления диоксида кремния, содержащегося в кианитовом концентрате, так как значительное количество диоксида кремния (до 50%) остается в термически устойчивом муллите 3Al2O32SiO2. Обжиг шихты при температуре выше 1750°С приводит к частичному образованию и уносу газообразных соединений алюминия и к уменьшению извлечения Al2O3 в целевой продукт.
Введение бифторида аммония в количестве 0,4-14% по отношению к массе спека позволяет удалить недовосстановленный диоксид кремния (1-3%), что снижет его содержание в целевом продукте. Добавление бифторида аммония в количестве менее 0,4% является недостаточным, а более 14% избыточным с точки зрения соотношения остаточного диоксида кремния и бифторида аммония для наиболее полного перевода диоксида кремния в летучую форму (NH4)2SiF6.
Прокаливание реакционной массы при 700-900°С обеспечивает дополнительную очистку получаемого продукта от диоксида кремния. При температуре ниже 700°С не происходит полной очистки от летучих соединений кремния, а прокаливание при температуре выше 900°С приводит к необоснованному увеличению энергоемкости способа.
Совокупность вышеуказанных признаков необходима и достаточна для достижения технического результата изобретения, заключающегося в повышении степени извлечения оксида алюминия при обеспечении его высокого содержания в алюминийсодержащем продукте и снижении содержания примеси оксида кремния, а также в снижении энергоемкости способа.
В частных случаях осуществления изобретения предпочтительны следующие конкретные операции и режимные параметры.
Выдержка шихты в течение 4-6 часов при максимальной температуре обжига обеспечивает преимущественное удаление кремния в виде его монооксида по сравнению с соединениями алюминия, что при сохранении высокого извлечения оксида алюминия приводит к увеличению его относительного содержания в получаемом продукте. Выдержка шихты менее 4 часов недостаточна для полного разложения термически устойчивого муллита, вследствие чего наблюдается неполное удаление кремния и возрастание его содержания в конечном продукте. При выдержке более 6 часов совместно с монооксидом кремния образуются и удаляются газообразные соединения алюминия, что приводит к снижению его извлечения в продукт и к неоправданному повышению энергоемкости способа.
Обработка спека 10-20% соляной кислотой перед его обработкой бифторидом аммония обеспечивает более полную очистку от остаточной примеси кремния, а также титана и железа. Обработка спека соляной кислотой с концентрацией менее 10% недостаточна для растворения и удаления примесей из спека. При концентрации соляной кислоты более 20% вместе с примесями удаляются и соединения алюминия, что уменьшает его извлечение в целевой продукт.
Вышеуказанные частные признаки изобретения позволяют осуществить способ в оптимальном режиме.
Сущность предлагаемого способа и достигаемые результаты более наглядно могут быть проиллюстрированы следующими примерами.
Пример 1. Берут 100 г кианитового концентрата, содержащего, мас.%: Al2O3 - 35,09, SiO2 - 58,61, Fe2O3 - 1,37, TiO2 - 1,12, и смешивают с 8 г углеродистого восстановителя (7,5%) и 12 г поризующей добавки в виде сульфата аммония (10%). Полученную шихту размалывают до содержания частиц с крупностью 50-75 мкм 80% и окомковывают. Затем осуществляют обжиг полученных окатышей в углеродистой засыпке при температуре 1690°С с выдержкой 4 часа до образования газообразного монооксида кремния, который удаляют вытяжкой по мере образования. Полученный спек измельчают и обрабатывают 6,5 г бифторида аммония (14% от массы спека). Реакционную массу прокаливают при 700°С с получением алюминийсодержащего продукта, содержащего, мас.%: Al2O3 - 94,05, SiO2 - 1,0. Степень извлечения Al2O3 в алюминийсодержащий продукт составляет 87,4%.
Пример 2. Берут 100 г кианитового концентрата состава по Примеру 1 и смешивают с 8 г углеродистого восстановителя (7,5%) и 12 г поризующей добавки в виде сульфата аммония (10%). Полученную шихту размалывают до содержания частиц с крупностью 50-75 мкм 84% и окомковывают. Затем осуществляют обжиг полученных окатышей в углеродистой засыпке при температуре 1700°С с выдержкой 4 часа до образования газообразного монооксида кремния, который удаляют вытяжкой по мере образования. Полученный спек измельчают и обрабатывают 6 г бифторида аммония (13% от массы спека). Реакционную массу прокаливают при 700°С с получением алюминийсодержащего продукта, содержащего, мас.%: Al2O3 - 94,31, SiO2 - 0,85. Степень извлечения Al2O3 в алюминийсодержащий продукт составляет 87,8%.
Пример 3. Берут 100 г кианитового концентрата состава по Примеру 1 и смешивают с 8 г углеродистого восстановителя (7,5%) и 26 г поризующей добавки в виде сульфата аммония (20%). Полученную шихту размалывают до содержания частиц с крупностью 50-75 мкм 84 мас.% и окомковывают. Затем осуществляют обжиг полученных окатышей в углеродистой засыпке при температуре 1700°С с выдержкой 6 часов до образования газообразного монооксида кремния, который удаляют вытяжкой по мере образования. Полученный спек измельчают и обрабатывают 4,8 г бифторида аммония (11% от массы спека). Реакционную массу прокаливают при 900°С с получением алюминийсодержащего продукта, содержащего, мас.%: Al2O3 - 96,5, SiO2 - 0,36. Степень извлечения Al2O3 в алюминийсодержащий продукт составляет 95,7%.
Пример 4. Берут 100 г кианитового концентрата состава по Примеру 1 и смешивают с 8 г углеродистого восстановителя (7,5%) и 26 г поризующей добавки в виде сульфата аммония (20%). Полученную шихту размалывают до содержания частиц с крупностью 50-75 мкм 84% и окомковывают. Затем осуществляют обжиг полученных окатышей в углеродистой засыпке при температуре 1750°С с выдержкой 6 часов до образования газообразного монооксида кремния, который удаляют вытяжкой по мере образования. Полученный спек измельчают, обрабатывают 10% соляной кислотой при Т:Ж=1:10, а затем обрабатывают 4,9 г бифторида аммония (11,7% от массы спека). Реакционную массу прокаливают при 800°С с получением алюминийсодержащего продукта, содержащего, мас.%: Al2O3 - 96,3, SiO2 - 0,35. Степень извлечения Al2O3 в алюминийсодержащий продукт составляет 96%.
Пример 5. Берут 100 г кианитового концентрата состава по Примеру 1 и смешивают с 8 г углеродистого восстановителя (7,5%) и 26 г поризующей добавки в виде сульфата аммония (20%). Полученную шихту размалывают до содержания частиц с крупностью 50-75 мкм 84% и окомковывают. Затем осуществляют обжиг полученных окатышей в углеродистой засыпке при температуре 1750°С с выдержкой 6 часов до образования газообразного монооксида кремния, который удаляют вытяжкой по мере образования. Полученный спек измельчают, обрабатывают 20% соляной кислотой при Т:Ж=1:10, а затем обрабатывают 0,17 г бифторида аммония (0,4% от массы спека). Реакционную массу прокаливают при 800°С с получением алюминийсодержащего продукта, содержащего, мас.%: Al2O3 - 97,7, SiO2 - 0,13. Степень извлечения Al2O3 в алюминийсодержащий продукт составляет 92%.
Пример 6 (по прототипу). Берут 100 г кианитового концентрата, содержащего, мас.%: Al2O3 - 63,17, SiO2 - 31,85, Fe2O3 - 2,0, TiO2 - 1,12, и смешивают с 8 г углеродистого восстановителя (7,5%) и 29 г поризующей добавки в виде сульфата аммония (21,5%). Полученную шихту окомковывают и осуществляют обжиг полученных окатышей в углеродистой засыпке при температуре 1800°С с выдержкой 4 часа до образования газообразного монооксида кремния, который удаляют вытяжкой по мере образования. Полученный спек измельчают и обрабатывают 9 г бифторида аммония (21,4% от массы спека). Реакционную массу прокаливают при 1250°С с получением алюминийсодержащего продукта, содержащего, мас.%: Al2O3 - 92,52, SiO2 - 1,15. Степень извлечения Al2O3 в алюминийсодержащий продукт составляет 86,1%.
Из приведенных Примеров видно, что заявляемый способ переработки кианитового концентрата позволяет по сравнению с прототипом повысить на 1,3-9,9% степень извлечения оксида алюминия из концентрата. Содержание оксида алюминия в целевом продукте достигает 97,7% при содержании примеси оксида кремния 0,13-1,0%. Способ является менее энергоемким и может быть реализован с привлечением стандартного технологического оборудования.
Claims (3)
1. Способ переработки кианитового концентрата, включающий смешение концентрата, углеродистого восстановителя и поризующей добавки в виде сульфата аммония, окомкование полученной шихты, обжиг с выдержкой при максимальной температуре с восстановлением диоксида кремния до газообразного монооксида, измельчение полученного спека, его обработку бифторидом аммония и прокаливание реакционной массы с получением алюминийсодержащего продукта, отличающийся тем, что сульфат аммония берут в количестве 10-20% от массы концентрата, перед окомкованием шихты осуществляют ее помол до получения частиц с крупностью 50-75 мкм в количестве не менее 80%, обжиг шихты осуществляют при температуре 1690-1750°С, бифторид аммония берут в количестве 0,4-14% от массы спека, а прокаливание реакционной массы ведут при 700-900°С.
2. Способ по п.1, отличающийся тем, что выдержку шихты ведут в течение 4-6 ч.
3. Способ по п.1, отличающийся тем, что перед обработкой бифторидом аммония спек обрабатывают 10-20%-ной соляной кислотой.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2012109300/02A RU2489503C1 (ru) | 2012-03-12 | 2012-03-12 | Способ переработки кианитового концентрата |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2012109300/02A RU2489503C1 (ru) | 2012-03-12 | 2012-03-12 | Способ переработки кианитового концентрата |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2489503C1 true RU2489503C1 (ru) | 2013-08-10 |
Family
ID=49159528
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2012109300/02A RU2489503C1 (ru) | 2012-03-12 | 2012-03-12 | Способ переработки кианитового концентрата |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2489503C1 (ru) |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1466225A (en) * | 1974-03-21 | 1977-03-02 | Nat Southwire Aluminum | Redox treatment of alumite ore |
| RU2171226C1 (ru) * | 1999-12-28 | 2001-07-27 | Общество с ограниченной ответственностью "Геонанотехнология" | Способ получения глинозема |
| RU2223914C2 (ru) * | 2002-01-21 | 2004-02-20 | Научно-исследовательский физико-технический институт Красноярского государственного университета | Способ переработки дистен-андалузит-силлиманитовых концентратов |
| CN2806426Y (zh) * | 2005-07-04 | 2006-08-16 | 贵阳铝镁设计研究院 | 溶出加热套管的连接结构 |
| RU2010132509A (ru) * | 2010-08-02 | 2012-02-10 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский государственный горный инсти | Способ получения глинозема из кианитового концентрата |
-
2012
- 2012-03-12 RU RU2012109300/02A patent/RU2489503C1/ru not_active IP Right Cessation
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1466225A (en) * | 1974-03-21 | 1977-03-02 | Nat Southwire Aluminum | Redox treatment of alumite ore |
| RU2171226C1 (ru) * | 1999-12-28 | 2001-07-27 | Общество с ограниченной ответственностью "Геонанотехнология" | Способ получения глинозема |
| RU2223914C2 (ru) * | 2002-01-21 | 2004-02-20 | Научно-исследовательский физико-технический институт Красноярского государственного университета | Способ переработки дистен-андалузит-силлиманитовых концентратов |
| CN2806426Y (zh) * | 2005-07-04 | 2006-08-16 | 贵阳铝镁设计研究院 | 溶出加热套管的连接结构 |
| RU2010132509A (ru) * | 2010-08-02 | 2012-02-10 | Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Санкт-Петербургский государственный горный инсти | Способ получения глинозема из кианитового концентрата |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| US10766783B2 (en) | Magnesium oxide-containing spinel powder and method for producing same | |
| CN108439444A (zh) | 利用铝灰制备氧化铝的方法 | |
| KR101944038B1 (ko) | 수산화알루미늄 분말 및 그 제조 방법 | |
| KR101593357B1 (ko) | 알루미나의 제조 방법 | |
| RU2489503C1 (ru) | Способ переработки кианитового концентрата | |
| JP6196457B2 (ja) | 窒化アルミニウム粉末の製造方法 | |
| JP6037823B2 (ja) | 高純度の炭化ケイ素の製造方法 | |
| GB1358094A (en) | Method of treating used carbon lining from an aluminium reduction cell | |
| CN106185926B (zh) | 含稀土的矿物质活性炭的制备方法 | |
| US2973247A (en) | Titanium boride and method for making same | |
| CN101891225B (zh) | 用工业湿氢氧化铝生产低钠高温氧化铝的方法 | |
| KR101401536B1 (ko) | 저급 ＭｇＯ를 이용한 황산폐수 및 황산화물 흡착제 슬러리의 제조방법 | |
| US12528710B2 (en) | Method for preparing high purity aluminum monohydrate and alpha alumina | |
| JP6531916B2 (ja) | ブラウンミラーライト型酸化物の製造方法 | |
| JP2016117930A (ja) | ブリケット及びその製造方法 | |
| RU2560014C1 (ru) | Керамическая масса | |
| JP2014198647A (ja) | 窒化アルミニウム粉末の製造方法 | |
| JP6005045B2 (ja) | シリカとカーボンの混合物の製造方法 | |
| RU2518807C1 (ru) | Способ переработки кианитового концентрата | |
| Songling et al. | Preparation of ceria with large particle size and high appearance density | |
| US2929685A (en) | Method for making titanium boride from phosphates | |
| CN102670647B (zh) | 一种青礞石火硝煅制方法 | |
| CN117500750B (zh) | 六方晶氮化硼粉末和其制造方法、以及化妆品和其制造方法 | |
| US2898193A (en) | Method for making titanium nitride | |
| JP2014141400A (ja) | シリカとカーボンの混合物の製造方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20180313 |