WO2018063029A1 - Способ получения металлургического глинозема (варианты) - Google Patents
Способ получения металлургического глинозема (варианты) Download PDFInfo
- Publication number
- WO2018063029A1 WO2018063029A1 PCT/RU2017/000678 RU2017000678W WO2018063029A1 WO 2018063029 A1 WO2018063029 A1 WO 2018063029A1 RU 2017000678 W RU2017000678 W RU 2017000678W WO 2018063029 A1 WO2018063029 A1 WO 2018063029A1
- Authority
- WO
- WIPO (PCT)
- Prior art keywords
- solution
- aluminum
- alumina
- chloride
- mother liquor
- Prior art date
Links
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 110
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 title claims description 21
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 93
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims abstract description 67
- 238000000034 method Methods 0.000 claims abstract description 64
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 claims abstract description 47
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M Chloride anion Chemical compound [Cl-] VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 41
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims abstract description 32
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 29
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 29
- 239000012670 alkaline solution Substances 0.000 claims abstract description 25
- JGDITNMASUZKPW-UHFFFAOYSA-K aluminium trichloride hexahydrate Chemical compound O.O.O.O.O.O.Cl[Al](Cl)Cl JGDITNMASUZKPW-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims abstract description 21
- 229940009861 aluminum chloride hexahydrate Drugs 0.000 claims abstract description 21
- 239000000460 chlorine Substances 0.000 claims abstract description 21
- 229910052801 chlorine Inorganic materials 0.000 claims abstract description 20
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 claims abstract description 20
- ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N Chlorine atom Chemical compound [Cl] ZAMOUSCENKQFHK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 19
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 claims abstract description 17
- 239000013078 crystal Substances 0.000 claims abstract description 16
- 230000008569 process Effects 0.000 claims abstract description 15
- 150000004645 aluminates Chemical class 0.000 claims abstract description 9
- 150000001875 compounds Chemical group 0.000 claims abstract description 9
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims abstract description 8
- 239000013067 intermediate product Substances 0.000 claims abstract description 7
- TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Al]O[Al]=O TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 6
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 43
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 39
- IXCSERBJSXMMFS-UHFFFAOYSA-N hydrogen chloride Substances Cl.Cl IXCSERBJSXMMFS-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 37
- 229910000041 hydrogen chloride Inorganic materials 0.000 claims description 37
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 34
- 238000001354 calcination Methods 0.000 claims description 33
- VSCWAEJMTAWNJL-UHFFFAOYSA-K aluminium trichloride Chemical compound Cl[Al](Cl)Cl VSCWAEJMTAWNJL-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims description 32
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims description 27
- 239000012535 impurity Substances 0.000 claims description 25
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 claims description 19
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 18
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 17
- 239000000047 product Substances 0.000 claims description 17
- 239000011734 sodium Substances 0.000 claims description 17
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 claims description 16
- 229940063656 aluminum chloride Drugs 0.000 claims description 16
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims description 16
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 claims description 16
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 claims description 15
- WNROFYMDJYEPJX-UHFFFAOYSA-K aluminium hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[OH-].[Al+3] WNROFYMDJYEPJX-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims description 14
- 238000005868 electrolysis reaction Methods 0.000 claims description 14
- 229910001514 alkali metal chloride Inorganic materials 0.000 claims description 13
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 claims description 13
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 claims description 13
- 239000012528 membrane Substances 0.000 claims description 13
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims description 12
- ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N Potassium Chemical compound [K] ZLMJMSJWJFRBEC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 11
- 150000001805 chlorine compounds Chemical class 0.000 claims description 11
- 239000011591 potassium Substances 0.000 claims description 11
- 229910052700 potassium Inorganic materials 0.000 claims description 11
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 claims description 11
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 claims description 10
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 10
- 238000004131 Bayer process Methods 0.000 claims description 9
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 claims description 9
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 claims description 9
- 238000005185 salting out Methods 0.000 claims description 8
- -1 sodium and potassium Chemical class 0.000 claims description 8
- 238000004821 distillation Methods 0.000 claims description 7
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 claims description 7
- 150000008044 alkali metal hydroxides Chemical class 0.000 claims description 6
- 238000001035 drying Methods 0.000 claims description 6
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 239000002912 waste gas Substances 0.000 claims description 6
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 claims description 5
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 claims description 5
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims description 5
- 238000005979 thermal decomposition reaction Methods 0.000 claims description 5
- 239000012224 working solution Substances 0.000 claims description 5
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 claims description 4
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims description 4
- 238000000746 purification Methods 0.000 claims description 4
- 229910052783 alkali metal Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 229910000288 alkali metal carbonate Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 150000008041 alkali metal carbonates Chemical class 0.000 claims description 3
- 150000001340 alkali metals Chemical class 0.000 claims description 3
- 238000001816 cooling Methods 0.000 claims description 2
- 239000013505 freshwater Substances 0.000 claims description 2
- 230000007062 hydrolysis Effects 0.000 claims description 2
- 238000006460 hydrolysis reaction Methods 0.000 claims description 2
- 229910001510 metal chloride Inorganic materials 0.000 claims description 2
- 229940068911 chloride hexahydrate Drugs 0.000 claims 1
- VOAPTKOANCCNFV-UHFFFAOYSA-N hexahydrate;hydrochloride Chemical compound O.O.O.O.O.O.Cl VOAPTKOANCCNFV-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 230000001376 precipitating effect Effects 0.000 claims 1
- 239000013049 sediment Substances 0.000 claims 1
- 238000012545 processing Methods 0.000 abstract description 11
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 4
- 230000003247 decreasing effect Effects 0.000 abstract 1
- 239000010413 mother solution Substances 0.000 abstract 1
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 26
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 14
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 14
- 235000002639 sodium chloride Nutrition 0.000 description 10
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 9
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 9
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 9
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 9
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 9
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 9
- 239000003518 caustics Substances 0.000 description 8
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 7
- 238000009825 accumulation Methods 0.000 description 6
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 description 6
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 6
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 6
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 description 6
- 239000005995 Aluminium silicate Substances 0.000 description 5
- 235000012211 aluminium silicate Nutrition 0.000 description 5
- NLYAJNPCOHFWQQ-UHFFFAOYSA-N kaolin Chemical compound O.O.O=[Al]O[Si](=O)O[Si](=O)O[Al]=O NLYAJNPCOHFWQQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 125000004122 cyclic group Chemical group 0.000 description 4
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 4
- 238000013178 mathematical model Methods 0.000 description 4
- 235000011164 potassium chloride Nutrition 0.000 description 4
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 3
- 229910001570 bauxite Inorganic materials 0.000 description 3
- 238000004364 calculation method Methods 0.000 description 3
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 3
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 3
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 3
- 239000000446 fuel Substances 0.000 description 3
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 3
- 239000000463 material Substances 0.000 description 3
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 3
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 3
- 238000011165 process development Methods 0.000 description 3
- 230000008929 regeneration Effects 0.000 description 3
- 238000011069 regeneration method Methods 0.000 description 3
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 3
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 3
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- WCUXLLCKKVVCTQ-UHFFFAOYSA-M Potassium chloride Chemical compound [Cl-].[K+] WCUXLLCKKVVCTQ-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 238000010306 acid treatment Methods 0.000 description 2
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 description 2
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000001953 recrystallisation Methods 0.000 description 2
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 2
- 208000004434 Calcinosis Diseases 0.000 description 1
- KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N Fluorane Chemical compound F KRHYYFGTRYWZRS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000002918 Fraxinus excelsior Nutrition 0.000 description 1
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 1
- TWRXJAOTZQYOKJ-UHFFFAOYSA-L Magnesium chloride Chemical class [Mg+2].[Cl-].[Cl-] TWRXJAOTZQYOKJ-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- LZJOBYGVGAAXFX-UHFFFAOYSA-N O.O.O.O.O.O.[AlH3] Chemical compound O.O.O.O.O.O.[AlH3] LZJOBYGVGAAXFX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 238000007792 addition Methods 0.000 description 1
- 239000002956 ash Substances 0.000 description 1
- 238000011888 autopsy Methods 0.000 description 1
- 239000002585 base Substances 0.000 description 1
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 1
- 230000002308 calcification Effects 0.000 description 1
- 235000011148 calcium chloride Nutrition 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 150000001804 chlorine Chemical class 0.000 description 1
- 239000004927 clay Substances 0.000 description 1
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 1
- 239000013065 commercial product Substances 0.000 description 1
- 238000010276 construction Methods 0.000 description 1
- 238000011161 development Methods 0.000 description 1
- 230000018109 developmental process Effects 0.000 description 1
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 1
- 238000010410 dusting Methods 0.000 description 1
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 1
- 238000001914 filtration Methods 0.000 description 1
- 239000012467 final product Substances 0.000 description 1
- 238000010304 firing Methods 0.000 description 1
- 238000003837 high-temperature calcination Methods 0.000 description 1
- 150000002431 hydrogen Chemical class 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M hydroxide Chemical compound [OH-] XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- MHKWSJBPFXBFMX-UHFFFAOYSA-N iron magnesium Chemical compound [Mg].[Fe] MHKWSJBPFXBFMX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000009533 lab test Methods 0.000 description 1
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 235000011147 magnesium chloride Nutrition 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- 229910052664 nepheline Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010434 nepheline Substances 0.000 description 1
- 238000005457 optimization Methods 0.000 description 1
- 150000003018 phosphorus compounds Chemical class 0.000 description 1
- 230000000704 physical effect Effects 0.000 description 1
- 239000001103 potassium chloride Substances 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- 238000009738 saturating Methods 0.000 description 1
- 238000010187 selection method Methods 0.000 description 1
- 239000011265 semifinished product Substances 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 1
- 230000006641 stabilisation Effects 0.000 description 1
- 238000011105 stabilization Methods 0.000 description 1
- 230000000087 stabilizing effect Effects 0.000 description 1
- 238000010561 standard procedure Methods 0.000 description 1
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 1
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N sulfuric acid Substances OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000003467 sulfuric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 1
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 1
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01F—COMPOUNDS OF THE METALS BERYLLIUM, MAGNESIUM, ALUMINIUM, CALCIUM, STRONTIUM, BARIUM, RADIUM, THORIUM, OR OF THE RARE-EARTH METALS
- C01F7/00—Compounds of aluminium
- C01F7/02—Aluminium oxide; Aluminium hydroxide; Aluminates
- C01F7/20—Preparation of aluminium oxide or hydroxide from aluminous ores using acids or salts
- C01F7/22—Preparation of aluminium oxide or hydroxide from aluminous ores using acids or salts with halides or halogen acids
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01F—COMPOUNDS OF THE METALS BERYLLIUM, MAGNESIUM, ALUMINIUM, CALCIUM, STRONTIUM, BARIUM, RADIUM, THORIUM, OR OF THE RARE-EARTH METALS
- C01F7/00—Compounds of aluminium
- C01F7/02—Aluminium oxide; Aluminium hydroxide; Aluminates
- C01F7/30—Preparation of aluminium oxide or hydroxide by thermal decomposition or by hydrolysis or oxidation of aluminium compounds
- C01F7/306—Thermal decomposition of hydrated chlorides, e.g. of aluminium trichloride hexahydrate
-
- 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
Definitions
- the invention relates to metallurgy, in particular to acidic methods for producing alumina and can be used in the processing of low-grade high-silicon aluminum-containing raw materials, including waste, for example, ashes from coal burning.
- Metallurgical alumina and its semi-finished product - aluminum hydroxide - have a wide range of industrial applications, primarily for the production of aluminum metal.
- concentration ratio of AI2O3 / S1O2 silicon module
- a known method of producing alumina from high-silicon bauxite through a hydrochloric acid process including firing aluminum containing raw materials at temperatures up to 700 ° C, treating it with hydrochloric acid, salting out aluminum hexahydrate (A1 ⁇ 1 ⁇ -6 ⁇ 2 0) by saturating the clarified chloride solution with hydrogen chloride gas, calcining aluminum chloride to obtain aluminum oxide (alumina), pyrohydrolysis of the mother liquor and rectification of the absorbed hydrochloric acid with the return of hydrogen chloride at the stage of acid treatment and salting out in the form of an aqueous solution and gas, respectively (Eisner D., Jenkins DH and Sinha HN Alumina via hydrochloric acid leaching of high silica bauxites-process de Development. Light metals, 1984, p. 411-426).
- the disadvantages of this method should also include a very complex hardware and technological scheme and the presence of a large number of expensive equipment for the complete regeneration of hydrochloric acid, which entails high capital costs for the construction of an alumina refinery using this technology.
- Complete pyrohydrolysis of the mother liquor after crystallization of A1 ⁇ 1 ⁇ -6 ⁇ 2 0 is a very energy-intensive redistribution, and fuel costs significantly increase the cost of production.
- the alumina obtained by calcination of aluminum chloride hexahydrate fundamentally differs from traditional metallurgical alumina in the low particle strength and tendency to dusting, 1, 5-3 times lower bulk density and completely different rheological properties (very poor fluidity), which creates problems during its transportation and in the process of electrolytic production of aluminum.
- calcining such alumina it is practically impossible to achieve both a low content of residual chlorine and ⁇ -phase, which is one of the main requirements for metallurgical alumina.
- the content of phosphorus compounds in the feedstock it will almost completely fall into the finished product, as indicated by the authors of the known method.
- a known method of extracting aluminum and iron from aluminum ores including the preparation of aluminum-containing raw materials (kaolin mudstone), leaching it with 6 molar hydrochloric acid at 100-1 10 ° C, separation of the resulting suspension into solid and liquid phases; distillation of the liquid phase and solid phase wash water by 90% with the regeneration of hydrogen chloride by distillation and its return to the leaching stage.
- the remaining 10% of the liquid phase is neutralized with caustic alkali to pH> 10 to obtain an aluminum chloride solution and the precipitate of iron oxide is separated.
- This method also requires a very large amount of thermal energy for 90 percent evaporation of the entire flow of the solution and washing water after leaching of the raw materials and a significant consumption of hydrochloric acid and caustic alkali for the selective separation of iron and aluminum from solutions.
- a combined acid-base method for producing alumina by hydrochloric acid treatment of raw materials with the separation of silica sludge, crystallization from a clarified chloride solution of aluminum chloride hexahydrate, followed by calcining it to an intermediate alumina product, which, due to its significant content, iron and other impurities (except silicon), is called “raw” or “rough” alumina by the authors.
- the processing of the intermediate alumina product in essence, is its alkaline recrystallization according to the simplified scheme of the Bayer process, which is used to remove iron, phosphorus, other impurities and obtain metallurgical quality alumina, both in chemical composition and in physical properties.
- a serious drawback of the described scheme is the accumulation of iron, sodium, potassium, calcium, magnesium and other impurities that come with raw materials in the acid cycle, which this known method solves by the costly method of deep evaporation of the chloride solution and the maximum possible crystallization of chlorides under these conditions. After their calcination with rough alumina, a significant amount of alkali metal chlorides enters the Bayer alkaline cycle, which will inevitably accumulate in circulation, and their withdrawal is not foreseen.
- the disadvantages of the known method for producing alumina also include the overall high energy costs and additional losses alkalis, reaching 36-37 kg / t of alumina. For these reasons, this method has not found application in industry.
- the basis of the invention is the task of developing a method for producing metallurgical alumina from low-grade (high-silicon) raw materials, which allows to process poor high-silicon ores and waste.
- the technical result is to improve the quality of alumina and reduce energy consumption when obtaining metallurgical alumina from low-grade raw materials, i.e. in the processing of poor high-siliceous ores and waste.
- the concentration of chloride ion in the intermediate alumina product is maintained at 0.2-5.0 wt.%
- concentration of chloride ion in the circulating alkaline solution is maintained at 40-90 g / l
- the mother liquor after decomposition into the amount of 10-40 wt.% of the total flow is evaporated to isolate crystals of chlorine-containing compounds that are removed from the process.
- a method for producing metallurgical alumina comprises the steps of:
- hydrochloric acid which is an acidic circulating (mother) solution
- the method for producing metallurgical alumina comprises the steps of:
- mother liquor is used in a significant part, and only part of it is fed to the removal of impurities by the pyrohydrolysis method.
- Both variants of the method ensure the achievement of a common technical result - improving the quality of alumina and reducing energy consumption when producing metallurgical alumina from low-grade raw materials.
- the mother liquor after decomposition and the washing water of aluminum hydroxide are evaporated in two stages, the alkali metal carbonates crystallizing in the first stage and the alkali metal chlorides crystallizing in the second stage.
- Chlorides of alkali metals mainly sodium and potassium, are purified and subjected to membrane or diaphragm electrolysis in the form of an aqueous solution.
- hydrochloric acid is synthesized and sent to open the original aluminum-containing raw materials, and part of the aqueous alkali metal hydroxide solution formed during membrane or diaphragm electrolysis of an aqueous solution of alkali metal chlorides , mixed with a circulating alkaline solution returned to the leaching of the intermediate alumina product.
- a part of the alkali metal hydroxide solution formed during the membrane or diaphragm electrolysis of an aqueous solution of alkali metal chlorides is sent to neutralize the silica precipitate.
- FIG. 1 Schematic diagram of the production of alumina.
- the invention is illustrated by the basic technological scheme for the production of alumina shown in FIG. 1, from which it becomes obvious rational optimal combination of acid and alkaline technology cycles, both in flows and in modes, which together ensures the achievement of a technical result.
- the crushed aluminum containing raw materials for example kaolin clay or kaolin mudstone
- a hydrochloric acid reverse solution for example, under autoclave conditions.
- the pulp is separated into a precipitate containing about 90% silica (systof) and aluminum chloride solution. After washing with water, the systof is sent to the dump.
- Syshtof washing water is directed to adiabatic absorption of hydrogen chloride (HC1) from the exhaust gases of calcination of aluminum chloride hexahydrate (GCA, A1C1 3 -6H 2 0) and the exhaust gases of pyrohydrolysis.
- HC1 hydrogen chloride
- GCA aluminum chloride hexahydrate
- pyrohydrolysis the concentration of HC1 in the aluminum chloride solution is brought to 17-19%.
- the amount of water to flush systof is determined by the amount of water that can be evaporated by adiabatic absorption.
- the aluminum chloride solution after separation from systof is fed to crystallization (salting out), where it is bubbled through hydrogen chloride gas obtained by distillation and the concentration of HC1 in the solution are brought up to 32%, while most (-95%) of aluminum precipitates in the form of crystals of aluminum chloride hexahydrate.
- crystallization salting out
- mother liquor is sent to distillation, where the HC1 concentration in the mother liquor is reduced to almost 22-27% HC1) and HC1 gas was formed, which after drying in a content of about 5% H 2 0 is directed to salting out. Drying is carried out by cooling the gas with circulating water to a temperature of -35 ° C.
- the mother liquor after distillation (contains 22-27% HC1) is divided into two unequal parts: the majority is sent directly to the preparation of the acidic circulating solution, the other part is directed to the separation of impurities by pyrohydrolysis.
- the proportion of the mother liquor sent for pyrohydrolysis is determined by the acceptable content of impurities in the circulating solution for leaching. Tentatively, the proportion of the mother liquor for pyrohydrolysis will be 15%. That is, the content of impurities in the aluminum chloride solution will increase by about 6 times compared with the leaching of ore with pure hydrochloric acid.
- all free acid contained in the mother liquor, as well as HC1, formed during the hydrolysis of chlorides of the following metals passes into the gas phase: A1, Fe, Ca, Mg.
- Products will pyrohydrolysis offgases and kekpirogidroliza consisting of iron oxide (Fe 2 0z) and part of the A1 oxide, Ca, Mg and other minor impurities.
- the pyrohydrolysis effluent gases contain regenerated HC1 and enter the absorption of HC1 with systof washing water.
- Fresh water is introduced for the sanitary treatment of calcification and pyrohydrolysis waste gases (after that it is used for washing systof).
- the advantage of this scheme is that the mother liquor is used to a large extent for the leaching of ore, and only part of it is fed to the removal of impurities by pyrohydrolysis. There are no large and complex redistributions of the residue and salt distillation, redistribution of pyrohydrolysis is minimized and is not associated with the preparation of rough alumina, but is intended for the partial removal of impurities, which significantly reduces energy consumption.
- rough alumina according to the prototype method contains a minimum amount of impurities, including chlorides.
- impurities including chlorides.
- the prototype method indicates that such purification, for example, of iron is difficult.
- the usual technique for this is pyrohydrolysis, i.e.
- fine alumina enters alkaline recrystallization, which is based on the well-known Bayer process.
- Bayer Process Product is Hydroxide aluminum, which after calcination turns into metallurgical alumina.
- Fresh caustic alkali is also supplied to prepare the working solution. Its consumption is caused by mechanical losses with waste sludge and production alumina, as well as alkali losses during decaustification with metal chlorides contained in rough alumina (A1C1 3 , FeCl 3 , MgCl 2 , CaCl 2 ). At the same time, NaCl and KC1 contained in crude alumina simply go into solution and do not entail alkali losses.
- a feature of the alkaline processing of rough alumina by the Bayer method is the fact that, due to the extremely small amount of sludge formed, there is also little need to wash it. Due to this, the water balance of alumina production can be reduced without the operation of evaporation of the full flow of the mother liquor, since the amount of introduced water for washing the hydrate approximately corresponds to the amount of water removed with the production aluminum hydroxide. Moreover, it becomes possible to recover heat during autoclave leaching operations using pulp-pulp heat exchangers without self-evaporation of the cooked pulp, since with a small amount of sludge this amount of condensate is not required for washing it.
- the deep evaporation operation of part of the mother liquor, combined with the crystallization operation, is required to remove chlorine from the Bayer cycle.
- the solubility of NaCl in caustic solutions noticeably decreases only in the region of high concentrations of Na 2 0, so we are talking about a deep evaporation of part of the mother liquor to the caustic alkali content of 25-33% (Na 2 0).
- the amount of mother liquor sent for evaporation is determined by the permissible level of chloride accumulation in the process Bayer. The higher the acceptable level of chlorides in solutions, the less the proportion of the mother liquor sent to the evaporation will be less and, accordingly, the amount of evaporated water (and heat consumption) will be less (with the same chloride content in blister alumina).
- the permissible level of chlorides in the Bayer process solution is 90 g / l (for chloride ion SG).
- the crystallized sodium chloride and partly potassium chloride isolated after evaporation are sent to the known operation of diaphragm or membrane electrolysis with the release of caustic and alkali and gaseous hydrogen and chlorine, from which gaseous hydrogen chloride is synthesized.
- Caustic alkali and hydrogen chloride are returned to the acid and alkaline parts of the technology, respectively, to make up for the inevitable loss of these reagents.
- the inventive method is a closed flow diagram that allows you to process low-grade (high-silicon) aluminum-containing raw materials on alumina of metallurgical quality.
- blister alumina is an intermediate and not a commercial product, there is no need to achieve the minimum permissible content of impurities of iron, potassium, sodium, calcium, magnesium, etc., coming from raw materials. Therefore, the concentration of these impurities in the acid cycle can be increased, which reduces the cost of evaporation of the chloride solution.
- concentration of these impurities in the acid cycle can be increased, which reduces the cost of evaporation of the chloride solution.
- calcination there is no need for deep calcination of the product in order to completely decompose the chlorides.
- the costs of pyrohydrolysis can be reduced if the rough alumina is subjected to deep high-temperature calcination and water washing to remove soluble chlorides before leaching in the Bayer cycle, as provided for in the prototype method.
- the content of chloride ion in crude alumina is reduced to hundredths and tenths of a percent, but the content of difficultly soluble alpha-alumina increases.
- high temperature autoclave leaching is necessary, and, as a result, the increased cost of thermal energy.
- the clarified aluminochloride solution was bubbled with dry gaseous hydrogen chloride at 70 ° C until the evolution of GCA crystals ceased.
- the GHA crystallizate was separated on the filter from the mother liquor and calcined at 600 ° C to obtain crude alumina.
- the mother liquor was diluted with systof washing water to a free HCl content of 20% to obtain an acidic circulating solution, which was sent to re-acid open the kaolin mudstone with repeating all the above (cyclic) operations.
- the resulting filtered aluminate solution contained, g / l: A1 2 0 3 167.3; Na 2 0 149.2; NaCl 57.7.
- aluminum hydroxide was isolated from which, after normal washing with hot water,%: and calcination at a temperature of 1,100 ° C, alumina of the following chemical composition was obtained,% Al 2 0 3 98 , 7; Si0 2 0.004; Fe 2 0 3 0.008; Na 2 0 0.15; K 2 0 0.01; TU 2 0.001; CaO 0.004; MgO 0.0025; P 2 0 5 ; 0,0007; V 2 0 5 0,0002; Cr 2 O 3 0.0003 0.02; CI " 0.013.
- the indicated energy efficiency of the proposed method is optimally achieved when about 15% of the acidic mother liquor is subjected to pyrohydrolysis, the concentration of chloride ion in the intermediate alumina product is maintained at 0.2-5.0%, the concentration of chloride ion in the circulating alkaline solution is maintained at 40-90 g / l, the mother liquor after decomposition in an amount of 10-40 wt.% From the total flow is evaporated to isolate crystals of chlorine-containing compounds that are removed from the process.
- the indicated ranges of concentrations and flows are calculated on the basis of a mathematical model of the total material balance of the acid and alkaline parts of the technology. With any combination of operating parameters within the claimed intervals, the total calculated energy consumption did not exceed 41, 2 kJ / kg.
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Physics & Mathematics (AREA)
- Thermal Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Compounds Of Alkaline-Earth Elements, Aluminum Or Rare-Earth Metals (AREA)
Abstract
Группа изобретений относится к металлургии и может быть использована при переработке низкосортного высококремнистого алюминийсодержащего сырья. Осуществляют измельчение алюминий-содержащего сырья с последующим вскрытием соляной кислотой, представляющей собой кислый оборотный маточный раствор. Разделяют образовавшуюся хлоридную пульпу на отвальный кремнеземный осадок и осветленный хлоридный раствор. Производят кристаллизацию из осветленного хлоридного раствора гексагидрата хлорида алюминия. Осуществляют термическое разложение гексагидрата хлорида алюминия на оксид алюминия с последующей его кальцинацией с получением в качестве промежуточного продукта чернового глинозема. Выщелачивают черновой глинозем оборотным щелочным раствором с декомпозицией образующегося алюминатного раствора. Подвергают пирогидролизу 15% кислого маточного раствора. Поддерживают концентрацию хлорид-иона в черновом глиноземе на уровне 0,2-5,0%, концентрацию хлорид-иона в оборотном щелочном растворе - на уровне 40- 90 г/л. Щелочной оборотный раствор после декомпозиции в количестве 10-40 масс. % от полного потока упаривают до выделения кристаллов хлорсодержащих соединений, которые выводят из процесса. Обеспечивается повышение качества глинозема и снижение энергозатрат при его получении.
Description
СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ МЕТАЛЛУРГИЧЕСКОГО
ГЛИНОЗЕМА (ВАРИАНТЫ)
Изобретение относится к металлургии, в частности к кислотным способам получения глинозема и может быть использовано при переработке низкосортного высококремнистого алюминий-содержащего сырья, в том числе отходов, например зол от сжигания углей. Металлургический глинозем и его полуфабрикат - гидроксид алюминия - имеют широкий спектр промышленного применения, первую очередь, для получения металлического алюминия.
Глиноземные заводы во всем мире и производят высококачественный металлургический глинозем, главным образом, по технологии Байера из низкокремнистых (байеровских) бокситов, в которых отношение концентраций AI2O3/S1O2 (кремневый модуль) не ниже 3. Для значений кремневого модуля в диапазоне 3-7 приходится использовать комбинированные схемы Байер-спекание, которые являются более энергозатратными. Для высококремнистого алюминий содержащего сырья, например, нефелинов икаолинов в промышленности применяется только способ спекания, энергетические затраты на который в сравнении с процессом Байера выше приблизительно в 5 раз.
Параллельно разрабатываются кислотные способы получения глинозема из высококремнистого алюминий-содержащего сырья. Наиболее рациональным среди них на настоящий момент представляется солянокислотный.
Известен способ получения глинозема из высококремнистых бокситов через солянокислотный процесс, включающий обжиг алюминий-
содержащего сырья при температуре до 700°С, обработку его соляной кислотой, высаливание гексагидратахлорида алюминия (А1С1з-6Н20) путем насыщения осветленного хлоридного раствора газообразным хлористым водородом, кальцинацию хлорида алюминия для получения оксида алюминия (глинозема), пирогидролиз маточного раствора и ректификацию абсорбированной соляной кислоты с возвратом хлороводорода на стадии кислотной обработки и высаливания в виде водного раствора и газа соответственно (Eisner D., Jenkins D.H. and Sinha H.N. Alumina via hydrochloric acid leaching of high silica bauxites-process development. Light metals, 1984, p. 411 -426).
Согласно известному способу на обработку сырья поступает только ректифицированная соляная кислота, что исключает оборот и накопление примесей (например, железа, натрия, калия, кальция и др.) в кислотном цикле и максимально возможно снижает их содержание в гексагидрате хлорида алюминия. Примеси выводятся в виде оксидов путем полного пирогидролиза маточного раствора после кристаллизации А1С1з*6Н20. Несмотря на это содержание фосфора в конечном продукте в 1,5 раза превышает допустимые для металлургического глинозема пределы.
К недостаткам данного способа следует также отнести очень сложную аппаратурно-технологическую схему и наличие большого количества дорогостоящего оборудования для полной регенерации соляной кислоты, что влечет за собой высокие капитальные затраты на строительство глиноземного завода по такой технологии. Полный пирогидролиз маточного раствора после кристаллизации А1С1з-6Н20 является очень энергоемким переделом, и затраты на топливо существенно увеличивают себестоимость продукции.
Кроме того глинозем, полученный кальцинацией гексагидрата хлорида алюминия принципиально отличается от традиционного металлургического глинозема низкой прочностью частиц, склонностью к
пылению, в 1 ,5-3 раза меньшей насыпной плотностью и совершенно иными реологическими свойствами (очень плохой текучестью), что создает проблемы при его транспортировке и при осуществлении процесса электролитического получения алюминия. При кальцинации такого глинозема практически невозможно добиться одновременно низкого содержания остаточного хлора и α-фазы, что является одним из главных требований к металлургическому глинозему. В случае содержания в исходном сырье соединений фосфора он практически целиком попадет в готовый продукт, на что указывают сами авторы известного способа.
Известен способ извлечения алюминия и железа из алюминиевых руд (патент СА2684696, опубл. 27.11.2008), включающий подготовку алюминий-содержащего сырья (каолинового аргиллита), выщелачивание его 6-молярной соляной кислотой при 100-1 10 °С, разделение полученной суспензии на твердую и жидкую фазы, дистилляцию жидкой фазы и промывной воды твердой фазы на 90 %с регенерацией хлороводорода путем ректификации и его возврат на стадию выщелачивания. Оставшиеся 10 % жидкой фазы подвергаются нейтрализации каустической щелочью до рН > 10 с получением алюмохлоридного раствора и отделением осадка оксида железа. Алюмохлоридный раствор нейтрализуется соляной кислотой до рН = 3+4 и алюминий отделяется жидкостной экстракцией и далее переводится в гидроксид и оксид алюминия (глинозем).
Данный способ также требует весьма большого количества тепловой энергии на 90-процентное упаривание всего потока раствора и промывной воды после выщелачивания сырья и значительного расхода соляной кислоты и каустической щелочи для селективного выделения железа и алюминия из растворов.
Наиболее близким к заявленному способу является комбинированный кислотно-щелочной способ получения глинозема путем солянокислотной обработки сырья, с отделением кремнеземного осадка,
кристаллизацией из осветленного хлоридного раствора гексагидрата хлорида алюминия с последующей кальцинацией его до промежуточного алюмооксидного продукта, который ввиду значительного содержания, железа и других примесей (за исключением кремния), назван авторами «сырым» или «черновым» глиноземом. Далее следуют выщелачивание промежуточного алюмооксидного продукта оборотным щелочным раствором, декомпозиция образующегося алюминатного раствора, водная промывка и последующая кальцинация выделенного гидроксида алюминия, упаривание маточного раствора после декомпозиции и промывной воды гидроксида алюминия с образованием оборотного щелочного раствора, возвращаемого на выщелачивание промежуточного алюмооксидного продукта (Справочник металлурга по цветным металлам. Производство глинозема. М:. Металлургия, 1970, С. 236-237).
Переработка промежуточного алюмооксидного продукта, по сути, является его щелочной перекристаллизацией по упрощенной схеме процесса Байера, которая применяется для удаления железа, фосфора, прочих примесей и получения глинозема металлургического качества, как по химическому составу, так и по физическим свойствам.
Серьезным недостатком описанной схемы является накопление железа, натрия, калия, кальция, магния и других примесей, приходящих с сырьем, в кислотном цикле, которую этот известный способ решает затратным путем глубокого выпаривания хлоридного раствора и максимально возможной в этих условиях кристаллизации хлоридов. После их кальцинации с черновым глиноземом в щелочной цикл Байера поступает значительное количество хлоридов щелочных металлов, которые неизбежно будут накапливаться в обороте, а вывод их никак не предусмотрен.
К недостаткам известного способа получения глинозема относятся также общие высокие энергетические затраты и дополнительные потери
щелочи, достигавшие 36-37 кг/т глинозема. По перечисленным причинам этот способ не нашел применения в промышленности.
В основу изобретения положена задача, заключающаяся в разработке способа получения металлургического глинозема из низкосортного (высококремнистого) сырья, позволяющего перерабатывать бедные высококремнистые руды и отходы.
Техническим результатом является повышение качества глинозема и снижение энергозатрат при получении металлургического глинозема из низкосортного сырья, т.е. при переработке бедных высококремнистых руд и отходов.
Поставленная задача решается, а вышеуказанный технический результат достигается предложенным способом получения металлургического глинозема, включающим стадии:
вскрытия алюминий-содержащего сырья соляной кислотой,
разделения образовавшейся хлоридной пульпы на отвальный кремнеземный осадок и осветленный хлоридный раствор,
кристаллизации из осветленного хлоридного раствора гексагидрата хлорида алюминия,
термического разложения гексагидрата хлорида алюминия на оксид алюминия с последующей его кальцинацией с получением в качестве промежуточного продукта чернового глинозема,
выщелачивания чернового глинозема оборотным щелочным раствором с декомпозицией образующегося алюминатного раствора,
водной промывки и последующей кальцинации выделенного гидроксида алюминия,
упаривания маточного раствора после декомпозиции и промывной воды гидроксида алюминия с образованием оборотного щелочного раствора, возвращаемого на выщелачивание промежуточного алюмооксидного продукта.
При этом для оптимизации процесса концентрацию хлорид-иона в промежуточном алюмооксидном продукте поддерживают на уровне 0,2-5,0 масс.%, концентрацию хлорид-иона в оборотном щелочном растворе поддерживают на уровне 40-90 г/л, маточный раствор после декомпозиции в количестве 10-40 масс.% от полного потока упаривают до выделения кристаллов хлорсодержащих соединений, которые выводят из процесса.
Согласно одному варианту способ получения металлургического глинозема включает стадии:
измельчения алюминий-содержащего сырья с последующим вскрытием соляной кислотой, представляющей собой кислый оборотный (маточный) раствор,
разделения образовавшейся хлоридной пульпы на отвальный кремнеземный осадок и осветленный хлоридный раствор,
кристаллизации из осветленного хлоридного раствора гексагидрата хлорида алюминия,
термического разложения гексагидрата хлорида алюминия на оксид алюминия с последующей его кальцинацией с получением в качестве промежуточного продукта чернового глинозема,
выщелачивания чернового глинозема оборотным щелочным раствором с декомпозицией образующегося алюминатного раствора, и последующей кальцинации выделенного гидроксида алюминия, при этом порядка 15 % кислого маточного раствора подвергают пирогидролизу, концентрацию хлорид-иона в черновом глиноземе поддерживают на уровне 0,2-5,0%, концентрацию хлорид-иона в оборотном щелочном растворе поддерживают на уровне 40-90 г/л, щелочной оборотный раствор после декомпозиции в количестве 10-40 масс.% от полного потока упаривают до выделения кристаллов хлорсодержащих соединений, которые выводят из процесса.
Согласно второму варианту способ получения металлургического глинозема включает стадии:
измельчения алюминий-содержащего сырья с последующим выщелачиванием оборотным раствором соляной кислоты, представляющей собой кислый оборотный (маточный) раствор,
разделения образовавшейся хлоридной пульпы на отвальный кремнеземный осадок, который после промывки водой направляют в отвал, и на осветленный алюмохлоридный раствор, при этом воду после промывки направляют на адиабатическую абсорбцию хлороводорода из отходящих газов кальцинации гексагидрата хлорида алюминия и отходящих газов пирогидролиза, а количество воды на промывку определяют количеством воды для адиабатической абсорбции,
кристаллизации из осветленного алюмохлоридного раствора гексагидрата хлорида алюминия, при этом после отделения кристаллов полученный маточный раствор направляют на ректификацию, где концентрацию хлороводорода в маточном растворе снижают с образованием газообразного хлороводорода, который после осушки направляют на высаливание, маточный раствор после ректификации делят на две неравные части - большую часть направляют непосредственно на приготовление оборотного раствора, другую часть направляют на выделение примесей пирогидролизом,
термического разложения гексагидрата хлорида алюминия на оксид алюминия с последующей его кальцинацией с получением в качестве промежуточного продукта чернового глинозема, при этом отходящие газы кальцинации поступают на абсорбцию, осуществляемую водой для промывки отвального кремнеземного осадка,
выщелачивания чернового глинозема по процессу Байера оборотным щелочным раствором с декомпозицией образующегося алюминатного раствора,
водной промывки и последующей кальцинации выделенного гидроксида алюминия,
упаривания маточного раствора после декомпозиции и промывной воды гидроксида алюминия с образованием оборотного щелочного раствора, возвращаемого на выщелачивание промежуточного алюмооксидного продукта,
при этом для выщелачивания алюминий-содержащего сырья в значительной части используют маточный раствор и лишь часть его подают на вывод примесей методом пирогидролиза.
Оба варианта способа обеспечивают достижение общего технического результата - повышение качества глинозема и снижение энергозатрат при получении металлургического глинозема из низкосортного сырья.
В качестве дополнений предпочтительно следующее:
Маточный раствор после декомпозиции и промывную воду гидроксида алюминия упаривают в две стадии, причем на первой стадии кристаллизуют карбонаты щелочных металлов, а на второй стадии кристаллизуют хлориды щелочных металлов.
Хлориды щелочных металлов, преимущественно натрия и калия, подвергают очистке и в виде водного раствора подвергают мембранному или диафрагменному электролизу.
Из хлора и водорода, образующихся при мембранном или диафрагменном электролизе водного раствора хлоридов щелочных металлов, синтезируют соляную кислоту и направляют ее на вскрытие исходного алюминий-содержащего сырья, а часть водного раствора гидроксидов щелочных металлов, образующегося при мембранном или диафрагменном электролизе водного раствора хлоридов щелочных металлов, смешивают с оборотным щелочным раствором, возвращаемым на выщелачивание промежуточного алюмооксидного продукта.
Часть раствора гидроксидов щелочных металлов, образующегося при мембранном или диафрагменном электролизе водного раствора хлоридов щелочных металлов, направляют на нейтрализацию кремнеземного осадка.
Перечень чертежей
Фиг. 1 - Принципиальная технологическая схема получения глинозема.
Сущность изобретения поясняется принципиальной технологической схемой получения глинозема, приведенной на Фиг. 1, из которой становится очевидным рациональное оптимальное сочетание кислотного и щелочного циклов технологии, как по потокам, так и по режимам, что в совокупности обеспечивает достижение технического результата.
Измельченное алюминий содержащее сырье, например каолиновая глина или каолиновый аргиллит, подвергается кислотному вскрытию (выщелачиванию) оборотным раствором соляной кислоты, например в автоклавных условиях. Пульпа после выщелачивания разделяется на осадок, содержащий около 90 % кремнезема, (сиштоф) и алюмохлоридный раствор. После промывки водой сиштоф направляется в отвал.
Промывная вода сиштофа направляется на адиабатическую абсорбцию хлороводорода (НС1) из отходящих газов кальцинации гексагидрата хлорида алюминия (ГХА, А1С13-6Н20) и отходящих газов пирогидролиза. При этом концентрация НС1 в алюмохлоридном растворе доводится до 17-19 %. В ходе абсорбции за счет большого количества тепла, выделяющегося при абсорбции НС1, алюмохлоридный раствор самоиспаряется, при этом из цикла выводится вся вода, поданная на промывку сиштофа. То есть количество воды на промывку сиштофа определяется количеством воды, которое может быть испарено на адиабатической абсорбции.
Алюмохлоридный раствор после отделения от сиштофа подается на кристаллизацию (высаливание), где через него барботируется
газообразный хлороводород, полученный на ректификации, и концентрация НС1 в растворе доводится до 32 %, при этом большая часть (-95 %) алюминия выпадает в виде кристаллов гексагидрата хлорида алюминия. После отделения кристаллов (кристаллизата) полученный маточный раствор направляется на ректификацию, где концентрация НС1 в маточном растворе снижается почти до 22-27 % НС1) и образуется газообразный НС1, который после осушки до содержания ~5 % Н20 направляется на высаливание. Осушка осуществляется путем охлаждения газа оборотной водой до температуры -35 °С. Маточный раствор после ректификации (содержит 22-27 % НС1) делится на две неравные части: большая часть направляется непосредственно на приготовление кислого оборотного раствора, другая часть направляется на выделение примесей с помощью пирогидролиза.
Доля маточного раствора, направляемого на пирогидролиз, определяется допустимым содержанием примесей в оборотном растворе на выщелачивание. Ориентировочно, доля маточного раствора на пирогидролиз составит 15%. То есть содержание примесей в алюмохлоридном растворе увеличится приблизительно в 6 раз по сравнению с выщелачиванием руды чистой соляной кислотой. В ходе пирогидролиза в газовую фазу переходит вся свободная кислота, содержащаяся в маточном растворе, а также НС1, образующийся при гидролизе хлоридов следующих металлов: А1, Fe, Са, Mg. Продуктами пирогидролиза будут отходящие газы и кекпирогидролиза, состоящий из оксида железа (Ре20з) и отчасти из оксидов А1, Са, Mg и других малых примесей. Отходящие газы пирогидролиза содержат регенерированную НС1 и поступают на абсорбцию НС1 промывной водой сиштофа.
Полученный при ГХА поступает на кальцинацию с получением чернового глинозема и отходящих газов, содержащих НС1.). Отходящие газы кальцинации поступают на абсорбцию, осуществляемую промывной
водой сиштофа. Свежая кислота на компенсацию потерь вводится в маточный раствор, направляемый на выщелачивание, может также вводиться через промывку продукционного ГХА на ректификацию.
Свежая вода вводится на санитарную очистку отходящих газов кальцинации и пирогидролиза (после этого она используется для промывки сиштофа).
Достоинством этой схемы является то, что для выщелачивания руды в значительной части используется маточный раствор и лишь часть его поступает на вывод примесей методом пирогидролиза. Отсутствуют большие и сложные переделы выпарки и солевой ректификации, передел пирогидролиза сведен к минимуму и не связан с получением чернового глинозема, а предназначен для частичного вывода примесей, что существенно сокращает энергозатраты.
Следует отметить, что черновой глинозем по способу-прототипу содержит минимальное количество примесей, в т.ч. хлоридов. Для того чтобы добиться этого в способе-прототипе необходимо поддерживать в алюмохлоридном растворе минимально допустимый уровень примесей, например, железа, а также калия, натрия, кальция, магния и др., поступающими с сырьем путем очистки кислого оборотного раствора от указанных примесей. В способе-прототипе указано, что такая очистка, например, от железа трудна. Обычным техническим приемом для этого является пирогидролиз, т.е. полное испарение кислого оборотного раствора при температуре до 850 °С, как это указано в способе аналоге (Eisner D., Jenkins D.H. and Sinha H.N. Alumina via hydrochloric acid leaching of high silica bauxites - process development. Light metals, 1984, p. 423), поэтому энергетические затраты здесь очень велики.
Далее по заявляемому способу черновой глинозем поступает на щелочную перекристаллизацию, в основу которой положен известный процесс Байера. Продуктом процесса Байера является гидроксид
алюминия, который после кальцинации превращается в металлургический глинозем.
На приготовление оборотного раствора также подается свежая каустическая щелочь. Ее расход обусловлен механическими потерями с отвальным шламом и продукционным глиноземом, а также потерями щелочи при декаустификации ее содержащимися в черновом глиноземе хлоридами металлов (А1С13, FeCl3, MgCl2, СаС12). При этом NaCl и КС1, содержащиеся в черновом глиноземе, просто переходят в раствор и не влекут потерь щелочи.
Особенностью щелочной переработки чернового глинозема способом Байера (в отличие о переработки природных бокситов) является тот факт, что ввиду крайне малого количества образующегося шлама, воды на его промывку также требуется мало. Благодаря этому водный баланс глиноземного производства может быть сведен без операции упарки полного потока маточного раствора, так как количество вводимой воды на промывку гидрата примерно соответствует количеству воды, удаляемой с продукционным гидроксидом алюминия. Более того, появляется возможность рекуперации тепла на операции автоклавного выщелачивания осуществить с помощью пульпо-пульповых теплообменников без самоиспарения вареной пульпы, так как при малом количестве шлама не требуется такое количество конденсата для его промывки.
Операция глубокой упарки части маточного раствора, совмещенная с операцией кристаллизации, требуется для вывода хлора из цикла Байера. Растворимость NaCl в каустических растворах заметно снижается только в области высоких концентраций по Na20, поэтому речь идет именно о глубокой упарке части маточного раствора до содержания каустической щелочи 25-33% (Na20).
Количество маточного раствора, направляемого на упаривание, определяется допустимым уровнем накопления хлоридов в процесса
Байера. Чем выше принятый допустимым уровень хлоридов в растворах, тем доля маточного раствора, направляемого на упарку, будет меньше и тем, соответственно, количество выпаренной воды (и расхода тепловой энергии) будет меньше (при одном и том же содержании хлоридов в черновом глиноземе).
По опыту авторов, в промышленных условиях допустимый уровень хлоридов в оборотном растворе процесса Байера составляет 90 г/л (по хлорид иону СГ).
Выделенный после упаривания кристаллизат хлорида натрия и отчасти хлорида калия направляется на известную операцию диафрагменного или мембранного электролиза с выделением каустической и щелочи и газообразных водорода и хлора, из которых синтезируется газообразный хлороводород. Каустическая щелочь и хлороводород возвращаются в кислотную и щелочную части технологии соответственно для восполнения неизбежных потерь этих реагентов.
Таким образом, заявляемый способ представляет собой замкнутую технологическую схему, позволяющую перерабатывать низкосортное (высококремнистое) алюминий-содержащее сырье на глинозем металлургического качества.
Поскольку черновой глинозем является промежуточным, а не товарным продуктом, нет необходимости добиваться минимально допустимого содержания в нем примесей железа, калия, натрия, кальция, магния и др., поступающими с сырьем. Поэтому концентрация этих примесей в кислотном цикле может быть повышена, что позволяет сократить затраты на выпаривание хлоридного раствора. С этой целью на стадии кристаллизации целесообразно наиболее полно и быстро выделять в твердую фазу гексагидрат хлорида алюминия, пользуясь простой аппаратурой и легко реализуемыми технологическими режимами, и не заботясь о чистоте кристаллизата ГХА, поступающего на кальцинацию с
получением чернового глинозема. Более того, при кальцинации отпадает необходимость в глубокой прокалке продукта с целью полного разложения хлоридов. С одной стороны, это сокращает тепловые затраты на кальцинацию, с другой - не создает условий для образования труднорастворимой а - фазы в черновом глиноземе. Остаточный хлор, представленный, главным образом, хлоридами калия, натрия, кальция и магния, переходит с черновым глиноземом в кислотную часть технологической схемы и неизбежно будет там накапливаться. Однако проведенными исследованиями авторами показано, что накопление хлорид-иона в оборотном щелочном растворе до уровня 40-90 г/л не приводит к заметному снижению показателей процесса Байера. Во избежание дальнейшего накопления хлора в щелочном цикле технологии часть маточного раствора после декомпозиции и в количестве 10-40 % от полного потока упаривают до выделения кристаллов хлорсодержащих соединений, которые выводят из процесса. Лабораторные опыты и циклические технологические расчеты показали, что такого приема достаточно, чтобы поддерживать концентрацию хлорид-иона в оборотном щелочном растворе на требуемом уровне и обеспечить водный баланс процесса Байера.
Определение оптимального сочетания режимных параметров такой многозвенной циклической технологии, какой является заявляемый способ, невозможно выполнить методом подбора. Авторы решали эту задачу на основе специально разработанных математических моделей материального теплового балансов технологии. При этом авторами неожиданно было установлено, что энергозатраты в виде топлива, тепловой и электрической энергии могут быть уменьшены, если целенаправленно допустить накопление примесей в кислотном и щелочном циклах технологии и черновом глиноземе, являющемся
промежуточным продуктом, переходящим из кислотного цикла в щелочной.
В численных экспериментах по результатам оптимизационных итерационных вычислений на основе вышеупомянутых математических моделей было установлено, что если направлять на пирогидролиз порядка 15 %, то содержание в нем примесей железа, натрия, калия, кальция магния и др., устанавливаются на равновесном уровне, который не снижает извлечение алюминия из сырья в черновой глинозем, но приводит к увеличению концентрации упомянутых примесей в гексагидрате хлорида алюминия и далее - в черновом глиноземе. Однако при выщелачивании чернового глинозема в щелочном цикле технологии соединения железа кальция и магния сразу переходят в нерастворимый осадок и удаляются. При этом следует учесть, что чем меньше доля кислого маточного раствора, направляемого на пирогидролиз, тем меньше энергозатраты, связанные с сжиганием топлива на этом переделе.
Затраты на пирогидролиз могут быть снижены, если черновой глинозем подвергать глубокой высокотемпературной кальцинации, и водной промывке для удаления растворимых хлоридов перед выщелачиванием в цикле Байера, как это предусмотрено в способе- прототипе. Содержание хлорид-иона в черновом глиноземе при этом снижается до сотых и десятых долей процента, но возрастает содержание трудно растворимого альфа-оксида алюминия. Для его щелочной переработки необходимо высоко температурное автоклавное выщелачивание, и, как следствие повышенные затраты тепловой энергии.
С другой стороны очевидно, что если снизить температуру процесса или интенсивность тепло- и массообмена на переделе кальцинации то энергозатраты здесь значительно снизятся, но возрастет содержание хлора в черновом глиноземе, и это хлор в виде хлорид иона далее будет накапливаться в щелочном цикле технологии. Переход хлора из
кислотного цикла в щелочной неизбежно приведет к потерям, как соляной кислоты, так и каустической щелочи. В заявляемом способе эти потери компенсируются путем вывода части хлоридов калия и натрия из щелочного цикла и их электролитической переработки на NaOH и газообразные хлор и водород, из которых синтезируется НС1. Но такая регенерация требует тепловой энергии при выпаривании хлоридов калия и натрия из щелочных растворов, и электроэнергии - для электролиза водного раствора этих хлоридов.
Однако численные эксперименты показали, что несмотря на сложность оптимизации материального и теплового балансов технологии, построенные авторами математические модели позволяют найти неочевидные компромиссные взаимно увязанные сочетания технологических параметров в кислотном и щелочном циклах, чтобы минимизировать энергозатраты при сохранении требуемого качества продукционного металлургического глинозема. Это достигается, когда концентрацию хлорид-иона в черновом глиноземе поддерживают на уровне 0,2-5,0%, концентрацию хлорид-иона в оборотном щелочном растворе поддерживают на уровне 40-90 г/л, щелочной оборотный раствор после декомпозиции в количестве 10-40 масс.% от полного потока упаривают до выделения кристаллов хлорсодержащих соединений, которые выводят из процесса. Экспериментальную реализацию заявляемого способа проводили при вышеупомянутом оптимальном сочетании технологических параметров.
Пример
540 г алюминий-содержащего сырья (каолинового аргиллита), содержащего, мас.%: А1203 27,1 ; Si02 56,8; Fe203 2,0; Na20 0,31 ; К20 <0,15; Ti02 0,48;СаО 0,45; MgO 0,27; Р205; 0,05; 1 1,8, измельченного до размера частиц <100мкм смешивали с 1650 мл 20-процентной соляной кислоты, поместили в автоклав и выдерживали при перемешивании в течение 3 ч
при 160°С.Полученнуюхлоридную пульпу разделяли фильтрованием, твердый осадок (отвальный сиштоф) промывали водой. Осветленный алюмохлоридный раствор барботировали сухим газообразным хлороводородом при 70 °С до прекращения выделения кристаллов ГХА. Кристаллизат ГХА отделяли на фильтре от маточного раствора и прокаливали при 600 °С с получением чернового глинозема. Маточный раствор разбавляли промывной водой сиштофа до содержания свободного НС1 20 % с получением кислого оборотного раствора, который направляли на повторное кислотное вскрытие каолинового аргиллита с повторением всех вышеописанных (циклических) операций.
Всего было выполнено 6 вышеописанных циклов, после чего была отмечена стабилизация содержания компонентов кислого оборотного раствора на уровне, %:А1С13 20,5-21,5; FeCl3 3,9-4,2; TiCl2 0,001 ; СаС12 0,4- 0,48; NaCl 0,1-0,12; КС1 0,1-0,1 1. Снижения степени извлечения алюминия из алюминий-содержащего сырья не наблюдалось, оно составило 95,5-97,5 %.После каждого опыта 15 % маточного раствора замещали на чистую 20- процентную соляную кислоту, имитируя этим вывод примесей из цикла путем пирогидролиза или обработкой концентрированной серной кислотой с образованием малорастворимых сульфатов соответствующих металлов.
Средний состав полученного отвального сиштофа, мас.%: А12Оз 2,0;
Si02 90,5; Fe203 0,16; Na20 0,2; К20 <0,15; ТЮ2 0,7; СаО 0,12; MgO <0,025; Р205; < 0,02; 4,2.
После стабилизации состава кислого оборотного раствора было проведено еще 10 циклических опытов в результате которых был получен черновой глинозем следующего состава, мас.%: А12О386,0; Si02 0,08; Fe2032,9; Na20 0,61 ; K20 <0,15; <Ti02 0,05; СаО 0,3; MgO <0,025; P205; 0,06; Cl" 3,5 ; 7,0.
Для получения металлургического глинозема из чернового путем щелочной переработки в цикле Байера 500 г чернового глинозема
растворили в автоклаве при 150 °С в щелочном алюминатном растворе следующего состава, г/л:А1203 102,0; Na20 174,0; NaCl 63,3в течение 2 ч.
Полученный отфильтрованный алюминатный раствор содержал, г/л: А1203 167,3; Na20 149,2; NaCl 57,7.Путем декомпозиции этого раствора в соответствии с технологией Байера был выделен гидроксид алюминия, из которого после обычной промывки горячей водой, %:и кальцинации при температуре 1 100 °С, получили глинозем следующего химического состава, % Al20398,7; Si02 0,004; Fe203 0,008; Na20 0,15; К20 0,01 ; ТЮ2 0,001 ; CaO 0,004; MgO 0,0025; P205; 0,0007; V205 0,0002; Cr2O30,0003 0,02; CI" 0,013.
При определении физико-механических свойств этого глинозема стандартными методами было установлено следующее:
содержание а - А1203 составляет, 3 % распределение частиц по размерам:
- фракция -20 мкм, 2,4 %
- фракция -45 мкм, 8,8 %
- фракция +125 мкм, 3,9 % площадь удельной поверхности (БЭТ) 74,2 м2/г потери при прокаливании при 1 100 ° С (ППП) 0,8% влажность 0,8%, коэффициент истирания 9% насыпная плотность 0,97 г/см3 угол откоса0 28,6 ° время истечения навески массой 100 г из воронки с
отверстием 2,4 мм и углом образующей конуса и вертикалью 2,2 мин 9°54' (тест Алкоа)
адсорбционная емкость по фтористому водороду (HF) 23 мг/г,
Полученный глинозем полностью соответствует российским (ГОСТ 30558-98 «Глинозем металлургический») и международным требованиям к металлургическому глинозему марки «сэнди», несмотря на высокое содержание хлоридов в щелочном цикле.
Ввиду отсутствия опубликованных данных поэнергетическим затратам в способах-аналогах за исключением аналога (Eisner D., Jenkins D.H. and Sinha H.N. Alumina via hydrochloric acid leaching of high silica bauxites-process development. Light metals, 1984, p. 41 1-426) для сопоставления энергоэффективности всех технологий, упомянутых в настоящем описании изобретения авторами были выполнены расчеты по потреблению тепловой и электрической энергии на получение 1 кг глинозема и проведено их сравнение, результаты приведены ниже.
Качество Расход
Технология получаемого энергии глинозема кДж/кг
Eisner D., Jenkins D.H. and Sinha H.N.
Alumina via hydrochloric acid leaching of Не
37,1 high silica bauxites-process development. металлургическое
Light metals, 1984, p. 41 1-426
Аналог - патент CA2684696 Не
56,3 металлургическое
Прототип - Справочник металлурга по
цветным металлам. Производство
Металлургическое 46,2 глинозема. М:. Металлургия, 1970, С. 236- 237
Применяемый в промышленности способ
Металлургическое 54.3 спекания с известняком и содой
Предложенный способ Металлургическое 38,4
Очевидно, что предложенный способ по энергоэффективности при переработке высококремнистого сырья уступает только аналогу 1 , который, однако, не обеспечивает получение глинозема, пригодного для металлургических целей. Прочие способы-аналоги требуют гораздо более высоких затрат энергии.
Указанная энергоэффективность заявляемого способа оптимально достигается в случае, когда порядка 15 % кислого маточного раствора подвергают пирогидролизу, концентрацию хлорид-иона в промежуточном алюмооксидном продукте поддерживают на уровне 0,2-5,0%, концентрацию хлорид-иона в оборотном щелочном растворе поддерживают на уровне 40-90 г/л, маточный раствор после декомпозиции в количестве 10-40 масс.% от полного потока упаривают до выделения кристаллов хлорсодержащих соединений, которые выводят из процесса. Указанные интервалы концентраций и потоков рассчитаны на основе математической модели совокупного материального баланса кислотной и щелочной частей технологии. При любом сочетании режимных параметров в рамках заявляемых интервалов суммарные расчетные энергозатраты не превысили 41 ,2 кДж/кг.
Хотя описание имеет отдельные ссылки на определенные варианты воплощения, многочисленные модификации должны быть очевидны специалистам в данной области техники и не ограничены строго примером, описанием и схемой.
Claims
1. Способ получения металлургического глинозема, включающий стадии:
измельчения алюминий-содержащего сырья с последующим вскрытием соляной кислотой, представляющей собой кислый оборотный (маточный) раствор,
разделения образовавшейся хлоридной пульпы на отвальный кремнеземный осадок и осветленный хлоридный раствор,
кристаллизации из осветленного хлоридного раствора гексагидрата хлорида алюминия,
термического разложения гексагидрата хлорида алюминия на оксид алюминия с последующей его кальцинацией с получением в качестве промежуточного продукта чернового глинозема,
выщелачивания чернового глинозема оборотным щелочным раствором с декомпозицией образующегося алюминатного раствора, и последующей кальцинации выделенного гидроксида алюминия, при этом порядка 15 % кислого маточного раствора подвергают пирогидролизу, концентрацию хлорид-иона в черновом глиноземе поддерживают на уровне 0,2-5,0%, концентрацию хлорид-иона в оборотном щелочном растворе поддерживают на уровне 40-90 г/л, щелочной оборотный раствор после декомпозиции в количестве 10-40 масс.% от полного потока упаривают до выделения кристаллов хлорсодержащих соединений, которые выводят из процесса.
2. Способ по п. 1, в котором щелочной оборотный раствор упаривают в две стадии, причем на первой стадии кристаллизуют карбонаты щелочных металлов, а на второй стадии кристаллизуют хлориды щелочных металлов.
3. Способ по п. 2, в котором хлориды щелочных металлов, преимущественно натрия и калия, подвергают очистке и в виде водного раствора подвергают мембранному или диафрагменному электролизу.
4. Способ по п. 3, в котором из хлора и водорода, образующихся при мембранном или диафрагменном электролизе водного раствора хлоридов щелочных металлов, синтезируют соляную кислоту и направляют ее на вскрытие исходного алюминий-содержащего сырья, а часть водного раствора гидроксидов щелочных металлов, образующегося при мембранном или диафрагменном электролизе водного раствора хлоридов щелочных металлов, смешивают с оборотным щелочным раствором, возвращаемым на выщелачивание промежуточного алюмооксидного продукта.
5. Способ по п. 4, в котором часть раствора гидроксидов щелочных металлов, образующегося при мембранном или диафрагменном электролизе водного раствора хлоридов щелочных металлов, направляют на нейтрализацию кремнеземного осадка.
6. Способ получения металлургического глинозема, включающий стадии:
измельчения алюминий-содержащего сырья с последующим выщелачиванием оборотным раствором соляной кислоты, представляющей собой кислый оборотный (маточный) раствор,
разделения образовавшейся хлоридной пульпы на отвальный кремнеземный осадок, который после промывки водой направляют в отвал, и на осветленный алюмохлоридный раствор, при этом воду после промывки направляют на адиабатическую абсорбцию хлороводорода из отходящих газов кальцинации гексагидрата хлорида алюминия и отходящих газов пирогидролиза, а количество воды на промывку определяют количеством воды для адиабатической абсорбции,
кристаллизации из осветленного алюмохлоридного раствора гексагидрата хлорида алюминия, при этом после отделения кристаллов полученный маточный раствор направляют на ректификацию, где концентрацию хлороводорода в маточном растворе снижают с образованием газообразного хлороводорода, который после осушки направляют на высаливание, маточный раствор после ректификации делят на две неравные части - большую часть направляют непосредственно на приготовление оборотного раствора, другую часть направляют на выделение примесей пирогидролизом,
термического разложения гексагидрата хлорида алюминия на оксид алюминия с последующей его кальцинацией с получением в качестве промежуточного продукта чернового глинозема, при этом отходящие газы кальцинации поступают на абсорбцию, осуществляемую водой для промывки отвального кремнеземного осадка,
выщелачивания чернового глинозема по процессу Байера оборотным щелочным раствором с декомпозицией образующегося алюминатного раствора,
водной промывки и последующей кальцинации выделенного гидроксида алюминия,
упаривания маточного раствора после декомпозиции и промывной воды гидроксида алюминия с образованием оборотного щелочного раствора, возвращаемого на выщелачивание промежуточного алюмооксидного продукта,
при этом для выщелачивания алюминий-содержащего сырья в значительной части используют маточный раствор и лишь часть его подают на вывод примесей методом пирогидролиза.
7. Способ по п. 6, в котором концентрацию хлорид-иона в промежуточном алюмооксидном продукте поддерживают на уровне 0,2- 5,0%, концентрацию хлорид-иона в оборотном щелочном растворе
поддерживают на уровне 40-90 г/л, маточный раствор после декомпозиции в количестве 10-40 масс.% от полного потока упаривают до выделения кристаллов хлорсодержащих соединений, которые выводят из процесса.
8. Способ по п. 6, в котором маточный раствор после декомпозиции и воду после промывки упаривают в две стадии, причем на первой стадии кристаллизуют карбонаты щелочных металлов, а на второй стадии кристаллизуют хлориды щелочных металлов.
9. Способ по п. 8, в котором хлориды щелочных металлов, преимущественно натрия и калия, подвергают очистке и в виде водного раствора подвергают мембранному или диафрагменному электролизу.
10. Способ по п. 9, в котором из хлора и водорода, образующихся при мембранном или диафрагменном электролизе водного раствора хлоридов щелочных металлов, синтезируют соляную кислоту и направляют ее на выщелачивание исходного алюминий-содержащего сырья, а часть водного раствора гидроксидов щелочных металлов, образующегося при мембранном или диафрагменном электролизе водного раствора хлоридов щелочных металлов, смешивают с оборотным щелочным раствором, возвращаемым на выщелачивание промежуточного алюмооксидного продукта.
1 1. Способ по п. 10, в котором часть раствора гидроксидов щелочных металлов, образующегося при мембранном или диафрагменном электролизе водного раствора хлоридов щелочных металлов, направляют на нейтрализацию кремнеземного осадка.
12. Способ по п. 6, в котором концентрацию хлороводорода в алюмохлоридном растворе доводят до порядка 17-19 %, при этом в ходе абсорбции за счет большого количества тепла, выделяющегося при абсорбции хлороводорода, алюмохлоридный раствор самоиспаряется, и из цикла выводится вся вода, поданная на промывку отвального кремнеземного осадка.
13. Способ по п. 6, в котором алюмохлоридный раствор подают на кристаллизацию (высаливание), где через него барботируется газообразный хлороводород, полученный на ректификации, и в растворе доводят до порядка 32 %, при этом большая часть алюминия выпадает в виде кристаллов гексагидрата хлорида алюминия.
14. Способ по п. 6, в котором после отделения кристаллов (кристаллизата) полученный маточный раствор направляют на ректификацию, где концентрацию хлороводорода в маточном растворе снижают и образуется газообразный хлороводород, который после осушки до содержания воды порядка 5%, направляют на высаливание, при этом осушку осуществляют путем охлаждения газа оборотной водой до температуры порядка 35°С.
15. Способ по п. 6, в котором доля маточного раствора порядка 15%, направляемого на пирогидролиз, определяется допустимым содержанием примесей в оборотном растворе на выщелачивание, а в ходе пирогидролиза в газовую фазу переходит вся свободная кислота, содержащаяся в маточном растворе, а также хлороводород, образующийся при гидролизе хлоридов металлов: А1, Fe, Са, Mg, отходящие газы пирогидролиза содержат регенерированный хлороводород и поступают на абсорбцию хлороводорода водой для промывки отвального кремнеземного осадка,
16. Способ по п. 6, в котором на стадии на кальцинации с получением чернового глинозема и отходящих газов, содержащих хлороводород, отходящие газы кальцинации поступают на абсорбцию, осуществляемую водой для промывки отвального кремнеземного осадка, при этом в маточный раствор, направляемый на выщелачивание, вводят свежую кислоту для компенсации потерь, а свежую воду вводят на санитарную очистку отходящих газов кальцинации и пирогидролиза.
Priority Applications (3)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201780060150.3A CN109790045B (zh) | 2016-09-30 | 2017-09-20 | 冶炼级氧化铝生产方法(实施方式) |
| MYPI2019001538A MY186787A (en) | 2016-09-30 | 2017-09-20 | The smelter-grade alumina production method (embodiments) |
| CA3032938A CA3032938A1 (en) | 2016-09-30 | 2017-09-20 | Method for producing smelter-grade alumina from low-grade high-silicon aluminum-containing raw materials |
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2016138762A RU2647041C1 (ru) | 2016-09-30 | 2016-09-30 | Способ получения металлургического глинозема (варианты) |
| RU2016138762 | 2016-09-30 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| WO2018063029A1 true WO2018063029A1 (ru) | 2018-04-05 |
Family
ID=61629520
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| PCT/RU2017/000678 WO2018063029A1 (ru) | 2016-09-30 | 2017-09-20 | Способ получения металлургического глинозема (варианты) |
Country Status (5)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN109790045B (ru) |
| CA (2) | CA3118678C (ru) |
| MY (1) | MY186787A (ru) |
| RU (1) | RU2647041C1 (ru) |
| WO (1) | WO2018063029A1 (ru) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN111186851A (zh) * | 2020-03-05 | 2020-05-22 | 昆明冶金研究院有限公司 | 一种回收沸腾焙烧炉电收尘粉制备改性铝基催化剂的方法 |
| WO2024040302A1 (en) * | 2022-08-26 | 2024-02-29 | Alcoa Of Australia Limited | Process for preparing alumina |
Families Citing this family (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2705071C1 (ru) * | 2018-11-07 | 2019-11-01 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Способ получения металлургического глинозема кислотно-щелочным способом |
| JP7408693B2 (ja) * | 2019-06-07 | 2024-01-05 | メッツォ オウトテック フィンランド オサケ ユキチュア | 塩化アルミニウム水和物を熱分解して酸化アルミニウムにする工程および設備 |
| CN110963662A (zh) * | 2019-12-09 | 2020-04-07 | 上海净屹环保科技有限公司 | 一种从含铝污泥中回收铝盐混凝剂的方法 |
Citations (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3961030A (en) * | 1974-08-12 | 1976-06-01 | Freeport Minerals Company | Production of alumina from ores |
| US4224287A (en) * | 1978-04-24 | 1980-09-23 | Veb Mansfeld Kombinat Wilhelm Pieck | Process for the preparation of pure aluminum oxide |
Family Cites Families (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN100410174C (zh) * | 2006-08-29 | 2008-08-13 | 神华准格尔能源有限责任公司 | 一种制备氧化铝的方法 |
| CN104507867B (zh) * | 2012-07-20 | 2018-02-09 | 俄铝工程技术中心有限责任公司 | 生产氧化铝的方法 |
| CN103693665B (zh) * | 2012-12-28 | 2015-11-18 | 中国神华能源股份有限公司 | 一种粉煤灰制备高纯氧化铝的方法 |
| CN103738989B (zh) * | 2012-12-28 | 2015-08-19 | 中国神华能源股份有限公司 | 一种中低品位铝土矿生产氧化铝的方法 |
| CN105121348B (zh) * | 2013-02-04 | 2018-07-10 | 俄铝工程技术中心有限责任公司 | 氧化铝的制备方法 |
-
2016
- 2016-09-30 RU RU2016138762A patent/RU2647041C1/ru active
-
2017
- 2017-09-20 CA CA3118678A patent/CA3118678C/en active Active
- 2017-09-20 WO PCT/RU2017/000678 patent/WO2018063029A1/ru active Application Filing
- 2017-09-20 CA CA3032938A patent/CA3032938A1/en active Pending
- 2017-09-20 MY MYPI2019001538A patent/MY186787A/en unknown
- 2017-09-20 CN CN201780060150.3A patent/CN109790045B/zh active Active
Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US3961030A (en) * | 1974-08-12 | 1976-06-01 | Freeport Minerals Company | Production of alumina from ores |
| US4224287A (en) * | 1978-04-24 | 1980-09-23 | Veb Mansfeld Kombinat Wilhelm Pieck | Process for the preparation of pure aluminum oxide |
| SU969670A1 (ru) * | 1978-04-24 | 1982-10-30 | Мансфельдский Комбинат Им.Вильгельма Пика (Инопредприятие) | Способ получени чистой окиси алюмини |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| "Spravochnik metallurga po tsvetnym metallam", METALLURGIYA, Proizvodstvo glinozema, Moscow, pages 236 - 237 * |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN111186851A (zh) * | 2020-03-05 | 2020-05-22 | 昆明冶金研究院有限公司 | 一种回收沸腾焙烧炉电收尘粉制备改性铝基催化剂的方法 |
| WO2024040302A1 (en) * | 2022-08-26 | 2024-02-29 | Alcoa Of Australia Limited | Process for preparing alumina |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CA3118678A1 (en) | 2018-04-05 |
| CA3118678C (en) | 2024-05-14 |
| RU2647041C1 (ru) | 2018-03-13 |
| CN109790045A (zh) | 2019-05-21 |
| MY186787A (en) | 2021-08-20 |
| CN109790045B (zh) | 2022-06-17 |
| CA3032938A1 (en) | 2018-04-05 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| WO2018063029A1 (ru) | Способ получения металлургического глинозема (варианты) | |
| US10174402B2 (en) | Processes for preparing alumina and various other products | |
| CA2851786C (en) | Processing of lithium containing material | |
| JP6889115B2 (ja) | ＨＣｌスパージを行うことを含むリチウム含有材料の処理 | |
| RU2554136C2 (ru) | Способ получения глинозема | |
| US20160273070A1 (en) | Processes for preparing alumina and various other products | |
| WO2013104059A1 (en) | Processes for treating red mud | |
| WO2013142957A1 (en) | Processes for treating fly ashes | |
| CN1956925A (zh) | 对通过碱性消化铝土矿生产三水合氧化铝的拜耳法的改进，所述方法包括预脱硅步骤 | |
| CA2925170C (en) | Processes for preparing alumina and various other products | |
| HU190613B (en) | Process for preparing aluminium chloride which can be electrolysed into aluminium | |
| CN114667358A (zh) | 氧化铝的制备工艺 | |
| AU2015202248A1 (en) | Processes for preparing alumina and various other products | |
| RU2302995C1 (ru) | Способ очистки алюминатных растворов от примесей | |
| EP4405299A1 (en) | A process for producing alumina | |
| WO2014104920A1 (ru) | Способ получения глинозема из низкосортного алюминийсодержащего сырья | |
| HU190913B (en) | Process for production of water-free aluminium chlorid derivated from acid disclosure of aluminium chlorid hexahydrate | |
| Stevenson | Producing pure alumina from clays by pyrosulfate fusion | |
| WO2014042549A1 (ru) | Способ получения глинозема | |
| MXPA98004747A (en) | Procedure to recover alumina and sil |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| 121 | Ep: the epo has been informed by wipo that ep was designated in this application |
Ref document number: 17856887 Country of ref document: EP Kind code of ref document: A1 |
|
| ENP | Entry into the national phase |
Ref document number: 3032938 Country of ref document: CA |
|
| NENP | Non-entry into the national phase |
Ref country code: DE |
|
| 122 | Ep: pct application non-entry in european phase |
Ref document number: 17856887 Country of ref document: EP Kind code of ref document: A1 |