WO2021182998A1 - Способ извлечения скандия из скандий-содержащих материалов - Google Patents
Способ извлечения скандия из скандий-содержащих материалов Download PDFInfo
- Publication number
- WO2021182998A1 WO2021182998A1 PCT/RU2020/050298 RU2020050298W WO2021182998A1 WO 2021182998 A1 WO2021182998 A1 WO 2021182998A1 RU 2020050298 W RU2020050298 W RU 2020050298W WO 2021182998 A1 WO2021182998 A1 WO 2021182998A1
- Authority
- WO
- WIPO (PCT)
- Prior art keywords
- scandium
- solution
- pulp
- leaching
- concentrate
- Prior art date
Links
- 229910052706 scandium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 202
- SIXSYDAISGFNSX-UHFFFAOYSA-N scandium atom Chemical compound [Sc] SIXSYDAISGFNSX-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 199
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 74
- 239000000463 material Substances 0.000 title claims abstract description 38
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims abstract description 74
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 65
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 46
- UIIMBOGNXHQVGW-UHFFFAOYSA-M Sodium bicarbonate Chemical compound [Na+].OC([O-])=O UIIMBOGNXHQVGW-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 38
- 230000008569 process Effects 0.000 claims abstract description 32
- 238000003763 carbonization Methods 0.000 claims abstract description 29
- 229910000030 sodium bicarbonate Inorganic materials 0.000 claims abstract description 19
- 235000017557 sodium bicarbonate Nutrition 0.000 claims abstract description 18
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims abstract description 15
- 239000003513 alkali Substances 0.000 claims abstract description 14
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 39
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 claims description 24
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 18
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 7
- KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M Potassium hydroxide Chemical compound [OH-].[K+] KWYUFKZDYYNOTN-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 4
- UIIMBOGNXHQVGW-DEQYMQKBSA-M Sodium bicarbonate-14C Chemical compound [Na+].O[14C]([O-])=O UIIMBOGNXHQVGW-DEQYMQKBSA-M 0.000 claims description 4
- 230000008021 deposition Effects 0.000 claims description 4
- QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N ammonia Natural products N QGZKDVFQNNGYKY-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 239000003546 flue gas Substances 0.000 claims description 2
- NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N Ammonium chloride Substances [NH4+].[Cl-] NLXLAEXVIDQMFP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 claims 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 abstract description 32
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 abstract description 22
- 239000002594 sorbent Substances 0.000 abstract description 12
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 abstract description 11
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 abstract description 10
- 238000002955 isolation Methods 0.000 abstract 1
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 90
- CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N Carbon dioxide Chemical compound O=C=O CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 28
- HYXGAEYDKFCVMU-UHFFFAOYSA-N scandium oxide Chemical compound O=[Sc]O[Sc]=O HYXGAEYDKFCVMU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 17
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 16
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 16
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 15
- 229910002092 carbon dioxide Inorganic materials 0.000 description 14
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 13
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 12
- 238000001179 sorption measurement Methods 0.000 description 10
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 9
- RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N Titanium Chemical compound [Ti] RTAQQCXQSZGOHL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 8
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 7
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 description 7
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 7
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 7
- 239000010936 titanium Substances 0.000 description 7
- 229910052719 titanium Inorganic materials 0.000 description 7
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 6
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 5
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 5
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 5
- 239000000047 product Substances 0.000 description 5
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 239000001569 carbon dioxide Substances 0.000 description 4
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 4
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 4
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 4
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 4
- 239000007790 solid phase Substances 0.000 description 4
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 4
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 3
- 239000003795 chemical substances by application Substances 0.000 description 3
- 238000003795 desorption Methods 0.000 description 3
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 description 3
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 3
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 3
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 3
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 3
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 3
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 3
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-M Bicarbonate Chemical compound OC([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 2
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 2
- 229910001570 bauxite Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 description 2
- 239000013065 commercial product Substances 0.000 description 2
- 230000000536 complexating effect Effects 0.000 description 2
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 2
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 2
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 2
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 2
- 230000007062 hydrolysis Effects 0.000 description 2
- 238000006460 hydrolysis reaction Methods 0.000 description 2
- 238000005342 ion exchange Methods 0.000 description 2
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 2
- 238000010943 off-gassing Methods 0.000 description 2
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 2
- 238000011160 research Methods 0.000 description 2
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 2
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 2
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 2
- 150000003609 titanium compounds Chemical class 0.000 description 2
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 2
- 229910000838 Al alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241001625808 Trona Species 0.000 description 1
- QCWXUUIWCKQGHC-UHFFFAOYSA-N Zirconium Chemical compound [Zr] QCWXUUIWCKQGHC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000005273 aeration Methods 0.000 description 1
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 1
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 description 1
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-N carbonic acid Chemical compound OC(O)=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000003518 caustics Substances 0.000 description 1
- 238000010668 complexation reaction Methods 0.000 description 1
- 239000008139 complexing agent Substances 0.000 description 1
- 238000010276 construction Methods 0.000 description 1
- 238000005260 corrosion Methods 0.000 description 1
- 230000007797 corrosion Effects 0.000 description 1
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 description 1
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000010790 dilution Methods 0.000 description 1
- 239000012895 dilution Substances 0.000 description 1
- 238000006073 displacement reaction Methods 0.000 description 1
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 1
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 1
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 1
- 238000011049 filling Methods 0.000 description 1
- 238000002309 gasification Methods 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 230000003301 hydrolyzing effect Effects 0.000 description 1
- 150000004679 hydroxides Chemical class 0.000 description 1
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000011835 investigation Methods 0.000 description 1
- 239000003456 ion exchange resin Substances 0.000 description 1
- 229920003303 ion-exchange polymer Polymers 0.000 description 1
- 229910001710 laterite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011504 laterite Substances 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- RHDUVDHGVHBHCL-UHFFFAOYSA-N niobium tantalum Chemical compound [Nb].[Ta] RHDUVDHGVHBHCL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000012074 organic phase Substances 0.000 description 1
- NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-K phosphate Chemical compound [O-]P([O-])([O-])=O NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 1
- 229940085991 phosphate ion Drugs 0.000 description 1
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 1
- 238000004321 preservation Methods 0.000 description 1
- 238000007639 printing Methods 0.000 description 1
- 238000004537 pulping Methods 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- 150000003326 scandium compounds Chemical class 0.000 description 1
- NYMLCLICEBTBKR-UHFFFAOYSA-H scandium(3+);tricarbonate Chemical class [Sc+3].[Sc+3].[O-]C([O-])=O.[O-]C([O-])=O.[O-]C([O-])=O NYMLCLICEBTBKR-UHFFFAOYSA-H 0.000 description 1
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 1
- 239000000779 smoke Substances 0.000 description 1
- 238000005979 thermal decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 239000011573 trace mineral Substances 0.000 description 1
- 235000013619 trace mineral Nutrition 0.000 description 1
- WFKWXMTUELFFGS-UHFFFAOYSA-N tungsten Chemical compound [W] WFKWXMTUELFFGS-UHFFFAOYSA-N 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
- C01F17/00—Compounds of rare earth metals
- C01F17/10—Preparation or treatment, e.g. separation or purification
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
- C22B3/12—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic alkaline solutions
-
- 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
- C01F17/00—Compounds of rare earth metals
- C01F17/20—Compounds containing only rare earth metals as the metal element
- C01F17/206—Compounds containing only rare earth metals as the metal element oxide or hydroxide being the only anion
- C01F17/212—Scandium oxides or hydroxides
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/22—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by physical processes, e.g. by filtration, by magnetic means, or by thermal decomposition
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/22—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by physical processes, e.g. by filtration, by magnetic means, or by thermal decomposition
- C22B3/24—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by physical processes, e.g. by filtration, by magnetic means, or by thermal decomposition by adsorption on solid substances, e.g. by extraction with solid resins
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
- C22B3/20—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching
- C22B3/44—Treatment or purification of solutions, e.g. obtained by leaching by chemical processes
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B59/00—Obtaining rare earth metals
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B7/00—Working up raw materials other than ores, e.g. scrap, to produce non-ferrous metals and compounds thereof; Methods of a general interest or applied to the winning of more than two metals
- C22B7/006—Wet processes
- C22B7/008—Wet processes by an alkaline or ammoniacal leaching
-
- 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 the field of chemistry and technology of non-ferrous and rare metals, namely to the technology of extraction and concentration of scandium, and can be used in the production of scandium from various types of scandium-containing materials, in particular, red mud of alumina production and waste generated during the processing of titanium -, zirconium-, tungsten-, nickel-, niobium- and tantalum-containing raw materials.
- scandium is a typical trace element and does not form its own industrially significant minerals.
- the main sources of scandium are bauxites, laterite ores, rare metal ores and waste from their processing, in which the content of scandium oxide is from 40 to 500 g / t.
- Most of the known methods for extracting scandium are based on the use of hydrometallurgical methods (leaching, sorption, extraction, hydrolysis).
- a known method for producing scandium oxide from red mud which includes multiple (7 cycles), sequential leaching of red mud with a mixture of solutions of carbonate and sodium bicarbonate when passing through a mixture of smoke sintering furnace gases containing CO 2 , separation, washing of sludge followed by extraction of scandium oxide from the resulting solution.
- the solution is held in three stages at elevated temperatures with selective separation of precipitates after each stage, while at the first stage the solution is heated to a temperature not higher than 80 ° C and held for at least 1 hour, then defended for at least 2 hours with natural cooling; at the second stage, the solution is brought to a boil and kept under boiling and stirring for at least 2 hours; at the third stage, the filtrate is evaporated by boiling until the volume is reduced by 50%, after which a 46% sodium hydroxide solution is added to a concentration of NaZO-caustic 1.5-2.0 kg / m 3 , kept at boiling for at least 2 hours and then settle the precipitate containing scandium oxide for 10-16 hours with natural cooling.
- the content of scandium oxide in the target product - scandium concentrate - is ⁇ 5.2% SC 2 O 3 (or 3.40% Sc); the amount (yield) of scandium concentrate is ⁇ 290 g / t of processed red mud.
- a significant disadvantage of this method is the low degree of scandium extraction, not exceeding, in general, 13.6%, the duration of the technological process and high energy consumption for the implementation of the method, due to the need to carry out a three-stage exposure of the scandium-containing solution at elevated temperatures with evaporation of the solution until the volume is reduced by 50%.
- This method provides an increase in the degree of extraction of scandium from red mud during carbonization leaching up to 20% after 5 stages of recycling, the content of scandium oxide in the target product was 6.5 wt. % (patent RU 2562183, published 09/10/2015).
- the disadvantage of the known method is also a low degree of scandium extraction and significant costs for the implementation of the process due to the need for multiple recirculation of the solution for leaching new portions of red mud to concentrate scandium in solution to obtain a low quality product, which leads to additional costs at the stage of scandium concentrate cleaning to scandium oxide.
- the sorbent After the completion of sorption leaching, the sorbent is washed and separated from the pulp, the sorbent is converted, the subsequent desorption of scandium with carbonate solutions, the sorbent is washed from the desorbing solution using it at a further sorption stage and the scandium concentrate is separated from the commercial regenerate using sodium hydroxide (patent RU 2694866, published 07/17/2019).
- the proposed method for extracting scandium from scandium-containing raw materials can improve the process of separating scandium from other impurities and increase its recovery to 39%.
- a significant disadvantage of the method is the need to use a new portion of sodium hydroxide solution for each new leaching cycle and the absence of a stage for returning the mother liquor to a new technological cycle, which leads to a significant consumption of reagents such as sodium hydroxide and carbonate and, accordingly, to an increase operating costs.
- the disadvantage of this method is the need for regular filling of sorbents due to their mechanical wear during direct contact of the sorbents with the pulp, which, as a rule, has abrasive properties.
- the closest to the claimed method in terms of the totality of features and purpose is a method for processing red mud to obtain a scandium-containing concentrate (patent RU2647398, publ. 03/15/2018), including filtration of red mud from the liquid phase, repulpation of red mud cake with soda-bicarbonate circulating solution, gassing the solution with carbon dioxide until pH ⁇ 9, leaching the red mud with a soda-bicarbonate solution in one stage, filtering and washing with water on the filter of the red mud cake, sorption of scandium from the filtrate on a phosphorus-containing ion exchanger (after which the circulating solution is returned to the red mud cake repulpation) , desorption of scandium from phosphate ion exchanger with sodium carbonate solution to obtain a commercial scandium regenerate, from which hydrolytic precipitation of impurity components is carried out at pH 10.5-12.0 and then scandium concentrate is isolated at pH 12.5-13.5.
- a scandium-containing concentrate (patent RU264
- This method makes it possible to achieve the degree of scandium extraction of 28-29.1%, while the concentration of scandium oxide in the commercial regenerate is up to 700 mg / dm 3 , in the scandium concentrate - 25-60%.
- this method can significantly reduce the consumption of an expensive sorbent due to the sorption process from the solution, and not from the pulp, with the receipt of a commercial regenerate richer in scandium, but at the same time leads to a decrease in the degree of extraction of scandium from red sludge. Disclosure of invention
- the proposed invention is based on the task of developing a new method for extracting scandium from scandium-containing materials, characterized by a simplification of the instrumental-technological scheme and an increase in the productivity of the process by increasing the degree of extraction of scandium when selecting the optimal parameters of its leaching, providing a shift in the reaction equilibrium towards the formation of soluble complex compounds scandium with carbonate ions due to an increase in the concentration of complexing ions, and selective transition of scandium into solution against the background of impurities of aluminum, titanium and iron, which form insoluble hydroxides during leaching in a given pH range and are separated from the scandium-containing solution during filtration of the leached material (cake).
- the technical result of the invention is to solve the problem posed, to increase the degree of extraction of scandium from scandium-containing raw materials while reducing operating and capital costs by simplifying the instrumental-technological scheme and refusing to use expensive reagents such as ion-exchange sorbents, liquid and solid extractants.
- the technical result is achieved by the fact that in a method for extracting scandium from scandium-containing materials, including repulping scandium-containing material cake with a solution of a mixture of carbonate and sodium bicarbonate, carbonization leaching of a scandium-containing material pulp with a solution of a mixture of carbonate and sodium bicarbonate, precipitation and filtration of scandium concentrate, according to the claimed invention, carbonization leaching of the pulp is carried out with a solution of a mixture of carbonate and sodium bicarbonate with a concentration of 13 ( ⁇ 350 g / dm 3 NaiCCh and 2- ⁇ 100 g / dm 3 NaHCC at a pH of the pulp of 9.5-11.0 pH values of the pulp carry out gassing of the pulp with a gas-air mixture containing CO2, and the precipitation of the scandium concentrate is carried out in one stage by treating the solution obtained after leaching and filtering the pulp of scandium-containing material with an alkali solution.
- Carbonization leaching of scandium-containing material is carried out at a temperature of 20-90 ° C.
- the precipitation of the scandium concentrate is carried out by treating the solution after leaching the scandium-containing material with an alkali solution (solution sodium hydroxide or potassium hydroxide, or an aqueous solution of ammonia) at a pH of 12 ⁇ -13.5 and at a temperature of 5CH-100 ° C and holding for 1-3 hours, while the solution obtained after the separation of the scandium concentrate is subjected to gas-air with a mixture containing CO2 at a temperature of 15-50 ° C until the required ratio of Na2CC> 3 and NaHCC is restored and again sent for repulpation of a new portion of scandium-containing material.
- an alkali solution solution sodium hydroxide or potassium hydroxide, or an aqueous solution of ammonia
- the main difference between the proposed invention and the prototype method is the process of leaching scandium-containing material with a solution of a mixture of sodium carbonate and sodium bicarbonate at elevated pH values and concentrations of the leaching agent, which ensures the achievement of the maximum degree of scandium extraction into solution with minimum extraction of iron, aluminum and impurities into the solution.
- titanium the purification of which at subsequent technological processing requires additional costs of reagents, energy resources and time.
- An increase in the selectivity of scandium extraction at pH 9.5-11.0 is due to the formation of insoluble hydroxo compounds of iron, aluminum and titanium, while the presence of an excess of carbonate and bicarbonate ions in the solution increases the solubility of scandium and its transition from the solid phase to the solution after due to the displacement of the equilibrium of the reaction of formation of complexes of scandium with carbonate ions.
- the sodium bicarbonate present in the solution decomposes with an increase in the process temperature above 50 ° C with the release of ultradispersed bubbles of carbon dioxide, which also contribute to a shift in the reaction equilibrium towards the formation of scandium carbonate complexes and an increase in its recovery.
- the scandium concentrate is precipitated from the leaching solution obtained after filtration of the leached material cake by treatment with an alkali solution in one stage, without preliminary precipitation of impurities, the amount of which is small due to the selected leaching conditions.
- the optimal parameters of the processes of carbonization leaching of scandium from scandium-containing material and the separation of scandium concentrate were established based on the results of numerous experiments by varying the pH values of the leaching pulp, the concentrations of sodium carbonate and sodium bicarbonate in the liquid phase of the leached pulp, the temperature of the leaching process, and the mass ratio of S: L in pulp, contact time at the leaching stage, pH and temperature at the stage of scandium concentrate separation.
- the pulp of the leached scandium-containing material was filtered, the cake was washed with water, and the leaching cake and filtrate were analyzed. Scandium concentrate was isolated from the obtained filtrate in one stage, the resulting concentrate precipitate was filtered and washed with water, and a sample of scandium concentrate and mother liquor was taken.
- the proposed invention can be used both for the extraction of scandium from scandium-containing materials in the form of a suspension (pulp), and in the form solids.
- a suspension Pulp
- it is pre-filtered from the liquid phase to obtain a cake of scandium-containing material.
- Research on the extraction of scandium from scandium-containing materials was carried out using the example of red mud, which is a waste product of alumina production from bauxite raw materials.
- Red mud is one of the most promising raw material sources of scandium in the world, the concentration of SC 2 O 3 in which can vary in the range of 40-250 g / t, depending on the composition of the feedstock (bauxite) and methods of its processing.
- Table 1 shows the chemical composition of the red mud that was used for research. Pre-production slurry of red mud, selected at the alumina production, was filtered from the liquid phase. The content of scandium oxide in the solid phase of the red mud was 0.019%.
- the choice of the optimal composition of the leaching agent was carried out in two stages: first, the carbonization leaching of scandium was carried out at a fixed concentration of NaHCCb 5 g / dm 3 and varying the concentration of Na 2 CCb to determine the optimal concentration range of Na 2 CCb, and then the concentration of NaHCCb was varied at a fixed concentration of Na 2 CCb ...
- an increase in the concentration of sodium carbonate above 300 g / dm 3 provides a significant increase in the viscosity of the system, which leads to an increase in the duration of the process of settling the scandium concentrate at subsequent technological stages and the difficulties of its filtration.
- the maximum degree of scandium recovery in carbonization leaching at other things being equal, it is achieved at a NaHCO 3 concentration in a solution of 10-50 g / dm 3 at a Na 2 C0 3 concentration of 180-250 g / dm 3 and 2-10 g / dm 3 at a Na 2 C0 3 concentration of 300 g / dm 3 .
- an increase in temperature to 80-90 ° ⁇ contributes to an increase in the degree of scandium extraction due to an improvement in the kinetics of the reaction of formation of soluble scandium compounds and a decrease in the degree of titanium extraction due to the secondary formation of insoluble titanium compounds, which favorably affects the process of further processing of the solution and the quality of scandium.
- Iron and aluminum impurities behave in a similar way.
- a decrease in the concentration of impurities in the production scandium-containing solution leads to a decrease in the consumption of alkali at the stage of separating the scandium concentrate and the consumption of other reagents at the stage of cleaning the concentrate into scandium oxide.
- Table 6 reflects the data obtained from the results of studies of the influence of the mass ratio of S: L in the leached pulp of red mud on the degree of extraction of scandium at pH 10.5, temperature 90 ° C, the composition of the leaching solution 180 g / dm 3 NaiCCb and 10 g / dm 3 NaHCCb and the duration of the leaching process is 3 hours. From the analysis of the data obtained, it can be seen that the optimal S: W ratio is 1: 6 h - 1:14. A further increase in TOR is inappropriate due to the strong dilution of the solution with respect to scandium (and, as a consequence, an increase in energy consumption for the transportation and heating of solutions) and an increase in the consumption of alkali at the stage of scandium concentrate separation.
- Table 8 shows the results of experiments on the selection of the optimal pH value at the stage of precipitation of scandium concentrate.
- the pH was adjusted by changing the dosage of sodium hydroxide solution to the production solution.
- the deposition of the scandium concentrate was carried out in one stage as follows: the production solution was heated to a temperature of 80 ° C, a sodium hydroxide solution containing 45 wt. % NaOH and kept the solution under stirring at this temperature for two hours. Next, the scandium concentrate pulp was settled and then filtered. As can be seen from table 8, the most complete extraction of scandium from solution into concentrate to obtain a concentrate containing 10.1-13.8 wt.
- % Sc 2 0 3 is achieved at a pH of 12.5-13, a decrease in pH contributes to the preservation of a part of scandium in solution and obtaining a poorer concentrate, with an increase in pH above the optimal value, the consumption of alkali increases, while the quality of the scandium concentrate does not improve.
- Table 9 shows data on the effect of temperature at the stage of precipitation of scandium concentrate on the completeness of its precipitation at pH 12.5 and the duration of the process is 2 hours. As you can see, the minimum content of scandium in the mother liquor of the precipitation of the concentrate was observed at a temperature of 80-100 ° C. With a decrease in temperature below 60 ° C, the degree of extraction of scandium from solution into concentrate decreases due to the fact that, under these conditions, part of the scandium does not bind to poorly soluble hydroxo complexes. Table 9
- the determination of the optimal duration of the process of separating scandium concentrate from the production solution of the above composition was carried out at a pH of 12.5 and a temperature of 80 ° C.
- the optimal duration of the process of precipitation of scandium concentrate is 1-3 hours. An increase in the duration of the process of precipitation of scandium concentrate does not affect the quality of the resulting concentrate, but leads to excessive consumption of energy resources.
- the pH of the pulp at the leaching stage is 9.5-11, preferably 10-H 1;
- the pH of the precipitation of the scandium concentrate is 12 ⁇ -13.5, preferably 12.5 -I 3.5; - precipitation of scandium concentrate is carried out with sodium hydroxide solution in one stage;
- Figure 1 shows a schematic block diagram of the claimed method for extracting scandium from scandium-containing materials, which includes a number of main technological stages:
- the resulting pulp was placed in a thermostat, heated to a temperature of 85 ° C and kept at this temperature for 4 hours with continuous pH control and maintaining it at a level of 10.5 by gassing the pulp with carbon dioxide supplied from a cylinder.
- the resulting leached red mud pulp was filtered under vacuum, the leached red mud cake was washed with 100 ml water and sent for analysis.
- the SC2O3 concentration in the red mud leaching filtrate (production solution) was 7.82 mg / dm 3 .
- the chemical composition of the leached red mud cake (wt%) is shown in table 1 1.
- the leaching filtrate of red mud obtained by carbonization leaching of red mud at the parameters of example 1, was poured into a reactor with a volume of 2 dm 3 and heated to a temperature of 80 ° C, then a concentrated alkali solution with a concentration of 45% NaOH was added until a pH of 12.5 was reached.
- the resulting slurry of the scandium concentrate was kept at this temperature for 1 hour, the scandium concentrate was settled for 4 hours, then the clarified layer of the mother liquor was decanted, and the thickened slurry was filtered under vacuum and washed with water.
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geology (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Analytical Chemistry (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- General Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Compounds Of Alkaline-Earth Elements, Aluminum Or Rare-Earth Metals (AREA)
Abstract
Способ извлечения скандия из скандий-содержащих материалов включает репульпацию кека скандий-содержащего материала раствором смеси карбоната и гидрокарбоната натрия, карбонизационное выщелачивание скандий-содержащего материала содово-бикарбонатным раствором в одну стадию, фильтрацию выщелоченного скандий-содержащего материала, выделение скандиевого концентрата. Карбонизационное выщелачивание скандий-содержащего материала ведут раствором смеси карбоната и гидрокарбоната натрия с концентрацией 130-350 г/дм3 На2СО3 и 2-100 г/дм3 NaHCO3 при pH пульпы 9,5-11,0 и температуре 20-90 °С. Необходимое значение pH пульпы поддерживают посредством газации пульпы газо-воздушной смесью, содержащей СО2. Выделение скандиевого концентрата из фильтрата выщелачивания проводят в одну стадию посредством его обработки раствором щелочи. Способ позволяет повысить степень извлечения скандия, упростить аппаратурно-технологическую схему и отказаться от использования сорбентов и экстрагентов.
Description
СПОСОБ ИЗВЛЕЧЕНИЯ СКАНДИЯ ИЗ СКАНДИЙ-СО ДЕРЖАЩИХ МАТЕРИАЛОВ
Область техники
Изобретение относится к области химии и технологии цветных и редких металлов, а именно к технологии извлечения и концентрирования скандия, и может быть использовано при производстве скандия из различных видов скандий-содержащих материалов, в частности, красных шламов глиноземного производства и отходов, образующихся при переработке титан-, цирконий-, вольфрам-, никель-, ниобий- и тантал- содержащего сырья.
В последние годы наблюдается тенденция увеличения спроса на оксид скандия и скандий-содержащие материалы. К 2028 году прогнозируется рост потребности в скандии до 300 т/год в пересчете на оксид скандия за счет расширения его применения в таких областях промышленности как судостроение, аэрокосмическая и автомобильная отрасли, авиастроение, ЗИ-печать и другие. Алюминиевые сплавы, содержащие 0,1 -0,5 % скандия, обладают уникальным сочетанием прочностных и коррозионных свойств. Широкое применение скандий-содержащих сплавов сдерживается высокой стоимостью скандия, поэтому создание технологии производства оксида скандия, обеспечивающей снижение его стоимости, позволит значительно расширить рынок скандий-содержащих материалов и продукции на их основе.
Как известно, скандий является типичным рассеянным элементом и промышленно значимых собственных минералов не образует. Основными источниками скандия являются бокситы, латеритовые руды, руды редких металлов и отходы их переработки, в которых содержание оксида скандия составляет от 40 до 500 г/т. Большинство известных способов извлечения скандия основано на применении гидрометаллургических методов (выщелачивание, сорбция, экстракция, гидролиз).
Уровень техники
Известен способ получения оксида скандия из красного шлама, который включает многократное (7 циклов), последовательное выщелачивание красного шлама смесью растворов карбоната и гидрокарбоната натрия при пропускании через смесь дымовых
газов печей спекания, содержащих СО2, отделение, промывку шлама с последующим извлечением оксида скандия из полученного раствора. В данном способе после выщелачивания осуществляют трехступенчатую выдержку упомянутого раствора при повышенных температурах с селективным отделением осадков после каждой ступени, при этом на первой ступени раствор нагревают до температуры не выше 80°С и выдерживают не менее 1 часа, затем отстаивают в течение не менее 2 часов при естественном охлаждении; на второй ступени раствор доводят до кипения и выдерживают при кипячении и перемешивании не менее 2 часов; на третьей ступени фильтрат упаривают при кипячении до уменьшения объема на 50%, после чего добавляют 46%-ный раствор гидроксида натрия до концентрации ЫазО-кау стической 1, 5-2,0 кг/м3, выдерживают при кипячении в течение не менее 2 часов и затем отстаивают осадок, содержащий оксид скандия, в течение 10-16 часов при естественном охлаждении. Содержание оксида скандия в целевом продукте - скандиевом концентрате - составляет ~ 5,2% SC2O3 (или 3,40% Sc); количество (выход) скандиевого концентрата составляет ~ 290 г/т переработанного красного шлама. Извлечение оксида скандия после первого цикла «рециклинг-процесса», представлявшего собой оборачивание получаемого за один цикл чернового Sc-содержащего раствора на карбонизационное выщелачивание скандия из «свежей» партии красного шлама, составляло 15,8% от исходного содержания SC2O3 в шламе, сквозное извлечение, в целом, за 7 циклов составило 13,6% (патент RU 2483131, опубликован 27.05.2013 г.).
Существенным недостатком данного способа является низкая степень извлечения скандия, не превышающая, в целом, 13,6%, длительность технологического процесса и высокие энергозатраты на осуществление способа, обусловленные необходимостью проводить трехступенчатую выдержку скандий-содержащего раствора при повышенных температурах с упариванием раствора до уменьшения объема на 50%.
Известен также способ извлечения скандия из красных шламов, заключающийся в многократном последовательном выщелачивании красного шлама карбонатным раствором, содержащим смесь 85-100 г/дм3 NaHCCb и 20,0-45,0 г/дм3 НагСОз или 125 г/дм3 NaHCC , при пропускании через пульпу газовоздушной смеси, содержащей СО2, при давлении 3, 0-6,0 атм в виброкавитационном режиме с последующей двухстадийной выдержкой продуктивного раствора при повышенных температурах: на первой стадии - при температуре не менее 90 °С и значении pH 9, 0-9, 5 в течение 3 часов с дальнейшей фильтрацией образовавшихся малорастворимых соединений примесных компонентов, на второй стадии - при температуре 100-110 °С в течение 3 часов с добавлением раствора гидроксида натрия до pH 12,5 для осаждения скандиевого концентрата. Данный способ
обеспечивает увеличение степени извлечения скандия из красного шлама при карбонизационном выщелачивании до 20% после 5 стадий рециклинга, содержание оксида скандия в целевом продукте составило 6,5 масс. % (патент RU 2562183, опубликован 10.09.2015).
Недостатком известного способа также являются низкая степень извлечения скандия и существенные затраты на осуществление процесса из-за необходимости проведения многократной рециркуляции раствора на выщелачивание новых порций красного шлама для концентрирования скандия в растворе с получением продукта низкого качества, что приводит к дополнительным затратам на стадии перечистки скандиевого концентрата до оксида скандия.
Известен способ извлечения скандия из скандий-содержащего сырья, включающий подготовку исходного сырья к сорбционному выщелачиванию в системе «пульпа- сорбент» путем приготовления пульп раствором гидроксида натрия, сорбционное выщелачивание с использованием фосфорсодержащих ионообменных сорбентов в непрерывном противоточном режиме с контролем pH пульпы, который поддерживают в диапазоне 9,2-10,4 посредством введения соединений, содержащих карбонат натрия или СОг-содержащими газами. После завершения сорбционного выщелачивания проводят промывку и отделение сорбента от пульпы, конверсию сорбента, последующую десорбцию скандия карбонатными растворами, отмывку сорбента от десорбирующего раствора с использованием его на дальнейшей стадии сорбции и выделение скандиевого концентрата из товарного регенерата с использованием гидроксида натрия (патент RU 2694866, опубликован 17.07.2019).
Предлагаемый способ извлечения скандия из скандий-содержащего сырья позволяет улучшить процесс отделения скандия от остальных примесей и повысить его степень извлечения до 39%. В то же время существенным недостатком способа является необходимость использования для каждого нового цикла выщелачивания новой порции раствора гидроксида натрия и отсутствие стадии возврата маточного раствора выщелачивания в новый технологический цикл, что приводит к значительному расходу таких реагентов как гидроксид и карбонат натрия и, соответственно, к увеличению операционных затрат.
Известен также способ извлечения скандия из красных шламов глиноземного производства, который заключается в распульповке красного шлама раствором со смесью карбоната и гидрокарбоната натрия с концентрацией по МагОобщ 40-80 г/дм3, сорбционном выщелачивании скандия из пульпы на фосфорсодержащем сорбенте в непрерывном противоточном режиме при температуре 40-90 °С и массовом соотношении
твердой и жидкой фаз в пульпе красного шлама Т:Ж = 1 : 2, 5-5,0, десорбции скандия из органической фазы ионита раствором карбоната натрия с концентрацией 200-450 г/дм3 с получением товарного регенерата скандия, из которого выделяют скандиевый концентрат. Обедненная по скандию пульпа красного шлама после стадии сорбционного выщелачивания направляется на фильтрацию, а полученный раствор смеси карбоната и гидрокарбоната натрия подвергают газации газо-воздушной смесью, содержащей СО2 до восстановления соотношения Na206mcap6 от МагОобщ 50-100% и вновь направляют на стадию сорбционного выщелачивания новой порции красного шлама, т.е. выщелачивающий раствор является оборотным, что приводит к значительному снижению расхода карбоната натрия. Данный способ обеспечивает повешение степени извлечения скандия до 47-50 % и получение товарного регенерата скандия, содержащего 100-270 мг/дм3 оксида скандия (патент RU2692709, опубликован 26.06.2019).
Недостатком известного способа является необходимость регулярной досыпки сорбентов в связи с их механическим износом при непосредственном контакте сорбентов с пульпой, обладающей, как правило, абразивными свойствами.
Наиболее близким к заявленному способу по совокупности признаков и назначению является способ переработки красного шлама с получением скандий- содержащего концентрата (патент RU2647398, опубл.15.03.2018), включающий фильтрацию красного шлама от жидкой фазы, репульпацию кека красного шлама содово- бикарбонатным оборотным раствором, газацию раствора углекислым газом до достижения pH < 9, выщелачивание красного шлама содово-бикарбонатным раствором в одну стадию, фильтрацию и промывку водой на фильтре кека красного шлама, сорбцию скандия из фильтрата на фосфорсодержащем ионите (после чего оборотный раствор возвращается на репульпацию кека красного шлама), десорбцию скандия из фосфорнокислого ионита раствором карбоната натрия с получением товарного регенерата скандия, из которого проводят гидролитическое осаждение примесных компонентов при pH 10,5-12,0 и далее выделяют скандиевый концентрат при pH 12,5-13,5. Данный способ позволяет достичь степени извлечения скандия 28-29,1 %, при этом концентрация оксида скандия в товарном регенерате составляет до 700 мг/дм3, в скандиевом концентрате - 25- 60 %. Таким образом, в отличие от предыдущего способа данный способ позволяет значительно снизить расход дорогостоящего сорбента за счет проведения процесса сорбции из раствора, а не пульпы, с получением более богатого по скандию товарного регенерата, но в то же время приводит к снижению степени извлечения скандия из красного шлама.
Раскрытие изобретения
В основу предложенного изобретения поставлена задача разработать новый способ извлечения скандия из скандий-содержащих материалов, характеризующийся упрощением аппаратурно-технологической схемы и повышением производительности процесса за счет повышения степени извлечения скандия при подборе оптимальных параметров его выщелачивания, обеспечивающих сдвиг равновесия реакции в сторону образования растворимых комплексных соединений скандия с карбонат-ионами за счет повышения концентрации ионов-комплексообразователей, и селективный переход скандия в раствор на фоне примесей алюминия, титана и железа, которые в процессе выщелачивания в заданном диапазоне pH образуют нерастворимые гидроксиды и отделяются от скандий-содержащего раствора при фильтрации выщелоченного материала (кека).
Техническим результатом изобретения является решение поставленной задачи, повышение степени извлечения скандия из скандий содержащего сырья при снижении операционных и капитальных затрат за счет упрощения аппаратурно-технологической схемы и отказа от использования дорогостоящих реагентов, таких как ионообменные сорбенты, жидкие и твердые экстрагенты.
Технический результат достигается тем, что в способе извлечения скандия из скандий-содержащих материалов, включающем репульпацию кека скандий-содержащего материала раствором смеси карбоната и гидрокарбоната натрия, карбонизационное выщелачивание пульпы скандий-содержащего материала раствором смеси карбоната и гидрокарбоната натрия, осаждение и фильтрацию скандиевого концентрата, согласно заявляемому изобретению, карбонизационное выщелачивание пульпы ведут раствором смеси карбоната и гидрокарбоната натрия с концентрацией 13(Н350 г/дм3 NaiCCh и 2-^100 г/дм3 NaHCC при pH пульпы 9,5-11,0 , при этом для поддержания необходимого значения pH пульпы осуществляют газацию пульпы газо-воздушной смесью, содержащей СО2, а осаждение скандиевого концентрата проводят в одну стадию посредством обработки раствора, полученного после выщелачивания и фильтрации пульпы скандий-содержащего материала, раствором щелочи.
Целесообразно оптимизировать предложенный способ посредством следующего:
Репульпацию кека скандий-содержащего материала ведут раствором, при массовом соотношении Т:Ж = 1:2- 20 в пульпе в течение 2-10 часов. Карбонизационное выщелачивание скандий-содержащего материала ведут при температуре 20-90°С. Осаждение скандиевого концентрата проводят посредством обработки раствора после выщелачивания скандий-содержащего материала раствором щелочи (раствором
гидроксида натрия или калия, или водным раствором аммиака) при pH 12^-13,5 и при температуре 5СН-100 °С и выдержке в течение 1-3 часов, при этом раствор, полученный после выделения скандиевого концентрата, подвергают газации газо-воздушной смесью, содержащей СО2, при температуре 15-50 °С до восстановления необходимого соотношения Na2CC>3 и NaHCC и вновь направляют на репульпацию новой порции скандий-содержащего материала.
Основным отличием предлагаемого изобретения от способа-прототипа является проведение процесса выщелачивания скандий-содержащего материала раствором смеси карбоната и гидрокарбоната натрия при повышенных значениях pH и концентрациях выщелачивающего агента, что обеспечивает достижение максимальной степени извлечения скандия в раствор при минимальном извлечении в раствор примесей железа, алюминия и титана, очистка от которых на последующих технологических переделах требует дополнительных затрат реагентов, энергоресурсов и времени. Повышение селективности извлечения скандия при pH 9,5-11,0 обусловлено образованием нерастворимых гидроксо-соединений железа, алюминия и титана, при этом присутствие в растворе избытка карбонат- и гидрокарбонат- ионов способствует увеличению растворимости скандия и переходу его из твердой фазы в раствор за счет смещения равновесия реакции образования комплексов скандия с карбонат-ионами. Кроме того, присутствующий в растворе гидрокарбонат натрия при повышении температуры процесса выше 50 °С разлагается с выделением ультрадиспергированных пузырьков углекислого газа, которые также способствуют сдвигу равновесия реакции в сторону образования карбонатных комплексов скандия и повышению его степени извлечения.
В отличие от прототипа, где из раствора после карбонизационного выщелачивания проводится сорбция скандия на ионите и его последующее концентрирование в товарном регенерате, в предлагаемом изобретении из раствора выщелачивания, полученного после фильтрации кека выщелоченного материала, проводится осаждение скандиевого концентрата посредством обработки раствором щелочи в одну стадию, без предварительного осаждения примесей, количество которых невелико благодаря подобранным условиям выщелачивания. Это позволяет значительно упростить аппаратурную схему процесса, а также отказаться от дорогостоящих сорбентов - ионообменных смол и сократить расход реагентов на стадию концентрирования скандия и перечистку скандиевого концентрата до товарного продукта оксида скандия.
Проведение процесса карбонизационного выщелачивания скандий из скандий- содержащего материала при pH пульпы 9,5-11 раствором, содержащим 13СН-350 г/дм3 NaiCCb и 2^-100 г/дм3 NaHC03, а также одновременной газации пульпы газо-воздушной
смесью, содержащей СО2, позволяет достичь максимальной степени извлечения скандия в раствор при минимальном извлечении примесей железа, титана и алюминия.
Селективное извлечение скандия в раствор на стадии выщелачивания при подобранных оптимальных параметрах приводит к получению скандий-содержащего продукционного раствора такого состава, который позволяет провести дальнейшее концентрирование скандия низкозатратным методом гидролиза посредством обработки раствором щелочи при pH 12^-13,5 и температуре 5СН-100 °С без проведения дополнительных стадий концентрирования скандия и очистки от примесей с минимальным расходом реагентов и получением скандиевого концентрата, который может быть переведен в товарный продукт оксид скандия по простой технологической схеме с минимальными операционными затратами.
Проведение газации раствора, полученного после выделения скандиевого концентрата газо-воздушной смесью, содержащей СО2 при температуре 15-50 °С позволяет восстановить необходимое для выщелачивания соотношение ПагСОз и NaHCC в растворе и использовать его для выщелачивания скандия из новой порции скандий- содержащего материала, тем самым минимизировав расход выщелачивающего агента и СО2, а также предотвратить потери скандия с маточным раствором осаждения скандиевого концентрата. Применение для этих целей газообразного СО2 дымовых газов промышленных печей позволяется дополнительно сократить операционные затраты, а также снизить экологическую нагрузку за счет утилизации вредных выбросов в атмосферу.
Оптимальные параметры процессов карбонизационного выщелачивания скандия из скандий-содержащего материала и выделения скандиевого концентрата были установлены по результатам проведения многочисленных экспериментов путем варьирования значений pH пульпы выщелачивания, концентраций карбоната и гидрокарбоната натрия в жидкой фазе выщелачиваемой пульпы, температуры процесса выщелачивания, массового соотношения Т:Ж в пульпе, времени контакта на стадии выщелачивания, pH и температуры на стадии выделения скандиевого концентрата. После проведения процесса карбонизационного выщелачивания скандия пульпу выщелоченного скандий-содержащего материала фильтровали, кек промывали водой, выполняли анализ кека выщелачивания и фильтрата. Из полученного фильтрата проводили выделение скандиевого концентрата в одну стадию, полученный осадок концентрата фильтровали и промывали водой, отбирали пробу скандиевого концентрата и маточного раствора.
Предлагаемое изобретение может применяться как для извлечения скандия из скандий-содержащих материалов, находящихся в виде суспензии (пульпы), так и в виде
твердых веществ. В случае использования суспензии (пульпы), ее предварительно фильтруют от жидкой фазы с получением кека скандий-содержащего материала. Исследования по извлечению скандия из скандий-содержащих материалов проводили на примере красного шлама, который является отходом производства глинозема из бокситового сырья. Красный шлам является одним из самых перспективных сырьевых источников скандия в мире, концентрация SC2O3 в котором может варьироваться в пределах 40-250 г/т в зависимости от состава исходного сырья (бокситов) и методов его переработки.
В таблице 1 приведен химический состав красного шлама, который использовался для исследований. Предварительно производственную пульпу красного шлама, отобранного на глиноземном производстве, фильтровали от жидкой фазы. Содержание оксида скандия в твердой фазе красного шлама составило 0,019 %.
Таблица 1
Результаты экспериментов по поиску оптимального значения pH процесса карбонизационного выщелачивания скандия из красного шлама приведены в таблице 2. Карбонизационное выщелачивание скандия проводили раствором, содержащим 200 г/дм3 NaiCCb и 10 г/дм3 NaHCCb при Т:Ж = 1:8, температуре 80 °С в течение 3-х часов при газации пульпы газо-воздушной смесью, содержащей СО2 в режиме, позволяющем достигнуть и поддерживать заданное значение pH.
Таблица 2
Как видно из таблицы 2, максимальная степень извлечения скандия из красного шлама достигается в диапазоне pH 10-11, при снижении pH ниже 9,5 происходит снижение степени извлечения скандия за счет снижения его равновесной концентрации в растворе в присутствии значительного количества примесей выщелоченного титана и железа, повышение pH выше 11 приводит также к снижению степени извлечения скандия за счет сокращения в растворе концентрации НСОз -иона, обладающего большей комплексообразующей способностью к Sc3+ по сравнению с СО3 2 .
Выбор оптимального состава выщелачивающего агента проводили в два этапа: сначала проводили карбонизационное выщелачивание скандия при фиксированной концентрации NaHCCb 5 г/дм3 и варьировании концентрации Na2CCb с определением оптимального диапазона концентраций Na2CCb, а затем варьировали концентрацию NaHCCb при фиксированной концентрации Na2CCb. Остальные условия проведения экспериментов оставляли аналогичными указанным выше: pH 10,5, Т:Ж = 1:8, температура 80 °С, продолжительность процесса 3 часа, газация выщелачиваемой пульпы газо-воздушной смесью, содержащей СО2. Выбор концентрации NaHC03 при различных концентрациях Na2CCb обусловлен взаимной растворимостью солей в тройной системе НагСОз-НаНСОз-НгО (Справочник экспериментальных данных по растворимости многокомпонентных водно-солевых систем. - Том первый, книга первая, Ленинград, «Химия», 1973 г., 476-477). Результаты экспериментов приведены в таблицах 3 и 4. Согласно полученным данным, оптимальная концентрация агСОз в растворе выщелачивания, обеспечивающая максимальную степень извлечения скандия из красного шлама, 180-250 г/дм3. При снижении концентрации Na2CCb происходит снижение ионов- комплексообразователей СО3 2 в системе и соответственно снижается степень перехода скандия из твердой фазы в раствор за счет образования водорастворимых комплексов. Повышение концентрации карбоната натрия выше 350 г/дм3 нецелесообразно ввиду нестабильности системы и риска кристаллизации бикарбоната натрия или троны Na2C03xNaHC03x2H20. Кроме того, повешение концентрации карбоната натрия выше 300 г/дм3 обеспечивает значительное повышение вязкости системы, что приводит к увеличению продолжительности процесса отстаивания скандиевого концентрата на последующих технологических стадиях и трудностям его фильтрации.
Таблица 3
Как видно из таблицы 4, повышение концентрации NaHCCb при фиксированной концентрации Na2CCb происходит увеличение степени извлечения скандия из красного шлама за счет сдвига равновесия реакции образования растворимых комплексов скандия с гидрокарбонат-ионом с одной стороны и образования ультрадиспергированных пузырьков углекислого газа при термическом разложении гидрокарбоната натрия при температуре выше 50 °С, также способствующих комплексообразованию скандия. Таким образом, максимальная степень извлечения скандия при карбонизационном выщелачивании при
прочих равных условиях достигается при концентрации NaHC03 в растворе 10-50 г/дм3 при концентрации Na2C03 180-250 г/дм3 и 2-10 г/дм3 при концентрации Na2C03 300 г/дм3.
Таблица 4
В таблице 5 приведены результаты экспериментов по изучению влияния температуры процесса выщелачивания на степень извлечения скандиевого концентрата и примесей титана, как основной примеси при следующих условиях выщелачивания: pH 10,5, Т:Ж = 1:8, состав выщелачивающего раствора 180 г/дм3 Na2C03 и 10 г/дм3 NaHC03, продолжительность процесса 3 часа, газация выщелачиваемой пульпы газо-воздушной смесью, содержащей С02. Как видно, повышение температуры до 80-90°С способствует повышению степени извлечения скандия в виду улучшения кинетики реакции образования растворимых соединений скандия и снижению степени извлечения титана из- за вторичного образования нерастворимых соединений титана, что благоприятно сказывается на процессе дальнейшей переработки раствора и качестве скандиевого концентрата. Аналогичным образом ведут себя примеси железа и алюминия. Снижение концентрации примесей в продукционном скандий-содержащем растворе приводит к сокращению расхода щелочи на стадии выделения скандиевого концентрата и расхода других реагентов на стадии перечистки концентрата в оксид скандия.
Таблица 5
В таблице 6 отражены данные, полученные по результатам исследований влияния массового соотношения Т:Ж в выщелачиваемой пульпе красного шлама на степень извлечения скандия при pH 10,5, температуре 90°С, составе выщелачивающего раствора 180 г/дм3 NaiCCb и 10 г/дм3 NaHCCb и продолжительности процесса выщелачивания 3 часа. Из анализа полученных данных видно, что оптимальное соотношение Т:Ж составляет 1:6 ч- 1:14. Дальнейшее повышение ТЖ нецелесообразно в виду сильного разбавления раствора по скандию (и, как следствие, увеличения энергозатрат на транспортировку и нагрев растворов) и увеличения расхода щелочи на стадию выделения скандиевого концентрата.
Таблица 6
В таблице 7 приведены экспериментальные данные по подбору оптимального времени карбонизационного выщелачивания скандия из красного шлама при прочих равных условиях: pH на стадии выщелачивания 10,5, температура 90°С, состав выщелачивающего раствора 180 г/дм3 NaiCCb и 10 г/дм3 NaHCCb, ТЖ = 1:10. Сокращение времени выщелачивания до 1-2 часов приводит к значительному снижению степени извлечения скандия, увеличение времени контакта более чем на 8 часов не приводит к увеличению степени извлечения скандия за счет того, что часть скандия сорбируется повторно на поверхности выщелоченного красного шлама или образовавшихся нерастворимых соединениях титана и железа. Таким образом, оптимальное время контакта раствора и пульпы на стадии выщелачивания скандия из красного шлама составляет 2-8 часов.
Таблица 7
Исследования процесса осаждения скандиевого концентрата проводили с использованием фильтрата карбонизационного выщелачивания скандия из красного шлама (продукционного скандийсодержащего раствора), полученного при установленных оптимальных параметрах процесса выщелачивания, и имевшего следующий состав: 120 г/дм3 Na2Oo6ui, 15 мг/дм3 Sc203, 12 мг/дм3 Zr02, 7,6 мг/дм3 ТЮ2, 2,4 мг/дм3 Fe203, 3,3 мг/дм3 А1203, 1,6 мг/дм3 Si02, 13 мг/дм3 СаО.
В таблице 8 отражены результаты экспериментов по выбору оптимального значения pH на стадии осаждения скандиевого концентрата. Регулировку pH осуществляли посредством изменения дозировки раствора гидроксида натрия в продукционный раствор. Осаждение скандиевого концентрата проводили в одну стадию следующим образом: продукционный раствор нагревали до температуры 80°С, добавляли раствор гидроксида натрия, содержащий 45 масс. % NaOH и выдерживали раствор при перемешивании при данной температуре в течение двух часов. Далее проводили отстаивание пульпы скандиевого концентрата и последующую его фильтрацию. Как видно из таблицы 8, максимально полное извлечение скандия из раствора в концентрат с получением концентрата, содержащего 10,1-13,8 мае. % Sc203 достигается при pH 12,5-13, снижение pH способствует сохранению части скандия в растворе и получению более бедного концентрата, при повышении pH выше оптимального значения увеличивается расход щелочи, при этом улучшения качества скандиевого концентрата не происходит.
Таблица 8
В таблице 9 приведены данные по влиянию температуры на стадии осаждения скандиевого концентрата на полноту его осаждения при pH 12,5 и продолжительности процесса 2 часа. Как видно, минимальное содержание скандия в маточном растворе осаждения концентрата наблюдалось при температуре 80-100 °С. При уменьшении температуры ниже 60 °С снижается степень извлечения скандия из раствора в концентрат из-за того, что при данных условиях часть скандия не связывается в малорастворимые гидроксокомплексы.
Таблица 9
Определение оптимальной продолжительности процесса выделения скандиевого концентрата из продукционного раствора указанного выше состава проводили при pH 12,5 и температуре 80 °С. Как видно из таблицы 10, оптимальная продолжительность процесса осаждения скандиевого концентрата составляет 1-3 часа. Увеличение продолжительности процесса осаждения скандиевого концентрата не влияет на качество получаемого концентрата, но ведет к перерасходу энергоресурсов.
Таблица 10
В результате проведенных исследований по карбонизационному выщелачиванию скандия из скандий-содержащего материала и выделению скандиевого концентрата определены оптимальные режимы основных операций процесса, а именно: а) Приготовление пульпы скандий-содержащего материала для выщелачивания исходный скандий-содержащий материал репульпируется раствором, содержащим 13СН-350 г/дм3 NaiCCb и 2^100 г/дм3 NaHCCb, предпочтительно 18СН-250 г/дм3 NaiCC и 1СН-50 г/дм3 NaHCC
- массовое соотношение Т:Ж = 1: 2- 20 в пульпе, предпочтительно 1:6 - 10; б) Карбонизационное выщелачивание скандия из скандий-содержащего материала раствором смеси карбоната и гидрокарбоната натрия:
- pH пульпы на стадии выщелачивания 9,5-11, предпочтительно 10-Н 1;
- температура процесса 20-90 °С, предпочтительно 80-90 °С;
- время контакта 2-НО часов, предпочтительно 2-8 часов;
- поддержание pH пульпы проводится посредством газации газо-воздушной смесью, содержащей СО2; в) осаждение скандиевого концентрата посредством обработки скандий- содержащего раствора, полученного после фильтрации пульпы выщелоченного скандий- содержащего материала, раствором щелочи:
- pH осаждения скандиевого концентрата 12^-13,5, предпочтительно 12,5 -И 3,5;
- осаждение скандиевого концентрата проводится раствором гидроксида натрия в одну стадию;
- температура процесса 50-100 °С, предпочтительно 80-90 °С;
- время контакта 1- З часа; г) газация маточного раствора осаждения скандиевого концентрата для восстановления необходимого соотношения ХагСОз и NaHCCb
- температура процесса 15^-50 °С, предпочтительно 20^-40 °С
- газация газо-воздушной смесью, содержащей СО2
На фиг.1 приведена принципиальная блок-схема заявленного способа извлечения скандия из скандий-содержащих материалов, которая включает в себя ряд основных технологических стадий:
- репульпация кека скандий-содержащего материала раствором смеси карбоната и гидрокарбоната натрия;
- карбонизационное выщелачивание скандий-содержащего материала раствором смеси карбоната и гидрокарбоната натрия;
- фильтрация выщелоченной пульпы; осаждение скандиевого концентрата посредством обработки скандий- содержащего фильтрата раствором щелочи;
- газация маточного раствора осаждения скандиевого концентрата газо-воздушной смесью, содержащей СО2.
Осуществление заявляемого способа и его преимущества перед прототипом подтверждаются следующими примерами.
Пример 1
В реакторе, объемом 1 дм3 репульпировали 115 г кека влажного красного шлама (влажность 30,3 %, химический состав приведен в Таблице 1), полученного при фильтрации пульпы исходного красного шлама «РУСАЛ Краснотурьинск», раствором смеси карбоната и гидрокарбоната натрия состава 230 г/дм3 гСОз и NaHCCb 25 г/дм3, доведя общий объем пульпы до 850 мл. Полученную пульпу поместили в термостат, нагрели до температуры 85 °С и выдерживали при данной температуре 4 часа при непрерывном контроле pH и поддержании его на уровне 10,5 посредством газации пульпы углекислым газом, подаваемым из баллона. Полученную выщелоченную пульпу красного шлама фильтровали под вакуумом, кек выщелоченного красного шлама промывали водой объемом 100 мл и направляли на анализ. Концентрация SC2O3 в фильтрате выщелачивания красного шлама (продукционном растворе) составила 7,82 мг/дм3. Химический состав кека выщелоченного красного шлама (масс.%) приведен в таблице 1 1.
Таблица 11
Исходя из данных по содержанию скандия в исходном красном шламе (Таблица 1) и в кеке выщелоченного красного шлама (Таблица 11), степень извлечения скандия на стадии карбонизационного выщелачивания скандия составила 51,6 %, что на 22,5 % выше, чем по прототипу.
Пример 2
Фильтрат выщелачивания красного шлама, полученный при карбонизационном выщелачивании красного шлама при параметрах примера 1, переливали в реактор объемом 2 дм3 и нагревали до температуры 80 °С, далее добавляли концентрированный раствор щелочи с концентрацией 45 % по NaOH до достижения pH 12,5. Выдерживали полученную пульпу скандиевого концентрата при данной температуре в течение 1 часа, проводили отстаивание скандиевого концентрата в течение 4 часов, далее осветленный слой маточного раствора декантировали, а сгущенную пульпу фильтровали под вакуумом и промывали водой. Получали скандиевый концентрат, химический состав которого (масс.%) приведен в таблице 12.
Таблица 12
Таким образом, за счет использования предложенного способа извлечения скандия из скандий-содержащих материалов, основанного на карбонизационном выщелачивании скандия при установленных оптимальных параметрах и последующем осаждении скандиевого концентрата в одну стадию достигается повышение степени извлечения скандия, упрощение аппаратурно-технологической схемы и сокращение расхода реагентов, что приводит к значительному снижению операционных и капитальных затрат.
Claims
1. Способ извлечения скандия из скандий-содержащих материалов, включающий репульпацию кека скандий-содержащего материала раствором смеси карбоната и гидрокарбоната натрия, карбонизационное выщелачивание пульпы скандий-содержащего материала раствором смеси карбоната и гидрокарбоната натрия, фильтрацию и осаждение скандиевого концентрата, отличающийся тем, что карбонизационное выщелачивание пульпы ведут раствором смеси карбоната и гидрокарбоната натрия с концентрацией 130- 350 г/дм3 NaiCCb и 2-100 г/дм3 NaHCCE при pH пульпы 9,5-11,0, при этом для поддержания необходимого значения pH пульпы осуществляют газацию пульпы газо- воздушной смесью, содержащей СО2, а осаждение скандиевого концентрата проводят в одну стадию посредством обработки раствора, полученного после стадии фильтрации пульпы скандий-содержащего материала, раствором щелочи.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что для газации пульпы в процессе карбонизационного выщелачивания используют сжиженный СО2 и/или газообразный СО2 дымовых газов промышленных печей.
3. Способ по п. 1, отличающийся тем, что карбонизационное выщелачивание пульпы проводят при массовом соотношении Т:Ж = 1: 2-20.
4. Способ по п. 1, отличающийся тем, что карбонизационное выщелачивание пульпы проводят в течение 2-10 ч.
5. Способ по п. 1, отличающий тем, что карбонизационное выщелачивание пульпы проводят при температуре 20-90 °С.
6. Способ по п. 1, отличающийся тем, что осаждение скандиевого концентрата проводят раствором щелочи при pH 12-13,5.
7. Способ по п. 1, отличающийся тем, что осаждение скандиевого концентрата проводят при температуре 50-100 °С.
8. Способ по п. 1, отличающийся тем, что осаждение скандиевого концентрата проводят в течение 1-3 ч.
9. Способ по п. 1, отличающийся тем, что раствор, полученный после осаждения скандиевого концентрата, подвергают газации газо-воздушной смесью, содержащей СО2, до восстановления необходимого соотношения НагСОз и NaHCCb при температуре 15-50 °С и вновь направляют на репульпацию новой порции кека скандий-содержащего материала.
10. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в качестве раствора щелочи на стадии осаждения скандиевого концентрата используют раствор гидроксида натрия, или раствор гидроксида калия, или водный раствор аммиака.
Priority Applications (5)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CA3174993A CA3174993A1 (en) | 2020-03-10 | 2020-10-28 | A method for the extraction of scandium from scandium-containing materials |
| JP2022549351A JP7407295B2 (ja) | 2020-03-10 | 2020-10-28 | スカンジウム含有材料からスカンジウムを抽出する方法 |
| EP20924075.3A EP4119685A4 (en) | 2020-03-10 | 2020-10-28 | PROCESS FOR EXTRACTING SCANDIUM FROM SCANDIUM-CONTAINING MATERIALS |
| CN202080097651.0A CN115176040B (zh) | 2020-03-10 | 2020-10-28 | 一种从含钪材料中提取钪的方法 |
| US17/942,024 US20230020915A1 (en) | 2020-03-10 | 2022-09-09 | Method for extracting scandium from scandium-containing materials |
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2020109988 | 2020-03-10 | ||
| RU2020109988A RU2729282C1 (ru) | 2020-03-10 | 2020-03-10 | Способ извлечения скандия из скандий-содержащих материалов |
Related Child Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| US17/942,024 Continuation US20230020915A1 (en) | 2020-03-10 | 2022-09-09 | Method for extracting scandium from scandium-containing materials |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| WO2021182998A1 true WO2021182998A1 (ru) | 2021-09-16 |
Family
ID=72085762
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| PCT/RU2020/050298 WO2021182998A1 (ru) | 2020-03-10 | 2020-10-28 | Способ извлечения скандия из скандий-содержащих материалов |
Country Status (7)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US20230020915A1 (ru) |
| EP (1) | EP4119685A4 (ru) |
| JP (1) | JP7407295B2 (ru) |
| CN (1) | CN115176040B (ru) |
| CA (1) | CA3174993A1 (ru) |
| RU (1) | RU2729282C1 (ru) |
| WO (1) | WO2021182998A1 (ru) |
Families Citing this family (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN117902581A (zh) * | 2024-01-22 | 2024-04-19 | 青岛核盛智能环保设备有限公司 | 赤泥高效脱碱三稀元素富集高值化分解利用工艺 |
Citations (9)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2078044C1 (ru) * | 1995-06-06 | 1997-04-27 | Владимир Иванович Зубарев | Способ комплексной переработки алюмосиликатного сырья |
| WO2012126092A1 (en) * | 2011-03-18 | 2012-09-27 | Orbite Aluminae Inc. | Processes for recovering rare earth elements from aluminum-bearing materials |
| RU2483131C1 (ru) | 2011-12-26 | 2013-05-27 | Учреждение Российской академии наук Институт химии твердого тела Уральского отделения РАН | Способ получения оксида скандия из красного шлама |
| RU2562183C1 (ru) | 2014-05-29 | 2015-09-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Кoмпания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Способ получения скандиевого концентрата из красного шлама |
| RU2630183C1 (ru) * | 2016-11-11 | 2017-09-05 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Способ извлечения скандия из красных шламов |
| RU2647398C2 (ru) | 2016-08-04 | 2018-03-15 | Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Получение скандийсодержащего концентрата и последующее извлечение из него оксида скандия повышенной чистоты |
| RU2692709C2 (ru) | 2017-06-21 | 2019-06-26 | Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Способ извлечения скандия из красного шлама глиноземного производства |
| RU2694866C1 (ru) | 2019-02-18 | 2019-07-17 | Акционерное Общество "Группа компаний "Русредмет" (АО "ГК "Русредмет") | Способ извлечения скандия из скандийсодержащего сырья |
| CN108411110B (zh) * | 2018-06-04 | 2019-08-16 | 四川英创环保科技有限公司 | 一种稀土料液除杂工艺 |
Family Cites Families (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2247788C1 (ru) * | 2003-06-24 | 2005-03-10 | Институт химии твердого тела Уральского отделения Российской Академии наук | Способ получения оксида скандия из красного шлама |
| CN103468948B (zh) * | 2013-08-15 | 2015-06-03 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 含钪氢氧化镍钴综合回收金属的方法 |
| CN105483383B (zh) | 2015-12-03 | 2018-01-19 | 遵义能矿投资股份有限公司 | 一种拜耳法赤泥粉末回收铝、铁、钪的工艺 |
-
2020
- 2020-03-10 RU RU2020109988A patent/RU2729282C1/ru active
- 2020-10-28 CA CA3174993A patent/CA3174993A1/en active Pending
- 2020-10-28 JP JP2022549351A patent/JP7407295B2/ja active Active
- 2020-10-28 EP EP20924075.3A patent/EP4119685A4/en active Pending
- 2020-10-28 WO PCT/RU2020/050298 patent/WO2021182998A1/ru active Application Filing
- 2020-10-28 CN CN202080097651.0A patent/CN115176040B/zh active Active
-
2022
- 2022-09-09 US US17/942,024 patent/US20230020915A1/en active Pending
Patent Citations (9)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2078044C1 (ru) * | 1995-06-06 | 1997-04-27 | Владимир Иванович Зубарев | Способ комплексной переработки алюмосиликатного сырья |
| WO2012126092A1 (en) * | 2011-03-18 | 2012-09-27 | Orbite Aluminae Inc. | Processes for recovering rare earth elements from aluminum-bearing materials |
| RU2483131C1 (ru) | 2011-12-26 | 2013-05-27 | Учреждение Российской академии наук Институт химии твердого тела Уральского отделения РАН | Способ получения оксида скандия из красного шлама |
| RU2562183C1 (ru) | 2014-05-29 | 2015-09-10 | Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Кoмпания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Способ получения скандиевого концентрата из красного шлама |
| RU2647398C2 (ru) | 2016-08-04 | 2018-03-15 | Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Получение скандийсодержащего концентрата и последующее извлечение из него оксида скандия повышенной чистоты |
| RU2630183C1 (ru) * | 2016-11-11 | 2017-09-05 | Федеральное государственное автономное образовательное учреждение высшего образования "Национальный исследовательский технологический университет "МИСиС" | Способ извлечения скандия из красных шламов |
| RU2692709C2 (ru) | 2017-06-21 | 2019-06-26 | Общество с ограниченной ответственностью "Объединенная Компания РУСАЛ Инженерно-технологический центр" | Способ извлечения скандия из красного шлама глиноземного производства |
| CN108411110B (zh) * | 2018-06-04 | 2019-08-16 | 四川英创环保科技有限公司 | 一种稀土料液除杂工艺 |
| RU2694866C1 (ru) | 2019-02-18 | 2019-07-17 | Акционерное Общество "Группа компаний "Русредмет" (АО "ГК "Русредмет") | Способ извлечения скандия из скандийсодержащего сырья |
Non-Patent Citations (2)
| Title |
|---|
| "Reference book of experimental data on the solubility of multicomponent aqueous salt systems", vol. 1, 1973, pages: 476 - 477 |
| See also references of EP4119685A4 |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| CN115176040B (zh) | 2024-06-18 |
| US20230020915A1 (en) | 2023-01-19 |
| EP4119685A4 (en) | 2024-06-26 |
| CN115176040A (zh) | 2022-10-11 |
| CA3174993A1 (en) | 2021-09-16 |
| JP2023525618A (ja) | 2023-06-19 |
| JP7407295B2 (ja) | 2023-12-28 |
| RU2729282C1 (ru) | 2020-08-05 |
| EP4119685A1 (en) | 2023-01-18 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2597096C2 (ru) | Способы получения оксида титана и различных других продуктов | |
| RU2579843C2 (ru) | Способы обработки красного шлама | |
| RU2588960C2 (ru) | Способы извлечения редкоземельных элементов из алюминийсодержащих материалов | |
| US5102512A (en) | Process for extracting and purifying gallium from bayer liquors | |
| EP3495518B1 (en) | Production of a scandium-containing concentrate and subsequent extraction of high-purity scandium oxide therefrom | |
| JP6336469B2 (ja) | スカンジウム高含有のスカンジウム含有固体材料の生産方法 | |
| RU2669737C1 (ru) | Способ получения оксида скандия из скандийсодержащих концентратов | |
| CN1114564C (zh) | 制取纯氢氧化铈(ⅳ)的工艺方法 | |
| CN1073487A (zh) | 从稀土元素混合物的水溶液中提取铈的方法 | |
| WO2021182998A1 (ru) | Способ извлечения скандия из скандий-содержащих материалов | |
| GB2621039A (en) | Harmless treatment method for recovering sulfur, rhenium, and arsenic from arsenic sulfide slag | |
| US3890427A (en) | Recovery of gallium | |
| RU2694866C1 (ru) | Способ извлечения скандия из скандийсодержащего сырья | |
| US4798709A (en) | Process for treatment of flyash | |
| CA2989832C (en) | Method for recovering scandium from red mud left from alumina production | |
| RU2562183C1 (ru) | Способ получения скандиевого концентрата из красного шлама | |
| CN1037363A (zh) | 低品位铝矿的综合利用方法 | |
| WO2022056230A1 (en) | Weak acid lixiviants for selective recovery of alkaline earth metals | |
| AU2002242946A1 (en) | Process for the recovery of nickel from spent catalyst | |
| RU2795929C1 (ru) | Способ комплексной переработки сидеритовых руд | |
| RU2352658C2 (ru) | Способ получения литийсодержащего глинозема из сподуменового концентрата | |
| RU2731951C2 (ru) | Способ получения концентрата скандия | |
| CN117626009A (zh) | 一种从稀土料液配合除铁、铝的方法 | |
| RU2112813C1 (ru) | Способ извлечения галлия из растворов при переработке алюминиевого сырья методом спекания | |
| US4201750A (en) | Processing of breunnerite to recover magnesium compounds |
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: 20924075 Country of ref document: EP Kind code of ref document: A1 |
|
| WWE | Wipo information: entry into national phase |
Ref document number: 202217044035 Country of ref document: IN |
|
| ENP | Entry into the national phase |
Ref document number: 2022549351 Country of ref document: JP Kind code of ref document: A |
|
| ENP | Entry into the national phase |
Ref document number: 3174993 Country of ref document: CA |
|
| NENP | Non-entry into the national phase |
Ref country code: DE |
|
| ENP | Entry into the national phase |
Ref document number: 2020924075 Country of ref document: EP Effective date: 20221010 |