CC BY
100
- © В.С. Римкевич, А.П. Сорокин,
И.В. Гиренко, 2014
УДК 66.002.3; 622.7.004.8
В.С. Римкевич, А.П. Сорокин, И.В. Гиренко
ФТОРИДНАЯ ТЕХНОЛОГИЯ ПЕРЕРАБОТКИ КИАНИТОВЫХ КОНЦЕНТРАТОВ С КОМПЛЕКСНЫМ ИЗВЛЕЧЕНИЕМ ПОЛЕЗНЫХ КОМПОНЕНТОВ
В результате изучения процессов фторидной переработки высокоглиноземистых концентратов выявлены оптимальные физико-химические условия получения глинозема, фторида алюминия, наночастиц аморфного кремнезема и других товарных продуктов. Разработана эффективная технология комплексного извлечения различных полезных компонентов из кианитовых концентратов. Ключевые слова: кианитовые концентраты, фторидная технология, комплексное извлечение, глинозем, аморфный кремнезем, полезные компоненты.
Российская алюминиевая промышленность - одна из ведущих отраслей цветной металлургии. По производству первичного технического алюминия Россия занимает второе место после Китая, опередив такие промышленно развитые страны, как США, Канада, Франция, Германия и другие. Но российская алюминиевая промышленность испытывает дефицит глинозема, который при имеющихся объемах производства алюминия не может быть решен за счет отечественных бокситов и низкокачественного небокситового сырья: нефелиновых руд, сынныритов, анортозитов и других, а так же ввиду отсутствия эффективных и экономически рентабельных технологий их переработки. Аналогичная проблема существует и у вышеуказанных стран (КНР, США, Канада и другие) с развитой алюминиевой промышленностью.
Потенциальным видом сырья для производства глинозема и алюминия остаются каолиновые концентраты, но они отличаются низким качеством (содержание А1203 до 37 мас.%) и относительно небольшими запасами для создания крупномасштабного производства. Большими перспективами
обладают концентраты из андалузит-кианит-силлиманитовых руд, количество глинозема в которых достигает 59-62,7 мас.%, тем более что разведанные запасы вышеуказанных руд превышают запасы бокситов и нефелиновых руд [1]. По содержанию глинозема эти концентраты сопоставимы с высококачественными бокситами. Технология обогащения андалузит-силлиманитовых руд включает гравитацию, флотацию, электромагнитную и электрическую сепарацию, но наиболее эффективными являются комбинированные методы.
Андалузит-кианит-силлиманитовые концентраты перерабатываются на глинозем способами спекания, щелочного и кислотного выщелачивания, а также известны электротермические способы получения из них силумина и алюминия [2]. Существующие способы не обладают высокой экономической рентабельностью и широко не применяются в глиноземной и алюминиевой промышленности Российской Федерации.
В лабораторных условиях разработаны фторидные способы [3, 4] извлечения глинозема и аморфного кремнезема из каолиновых концен-
тратов, кварцевых песков и золы от сжигания органического материала, которые пока не реализованы в промышленности.
Цель настоящей работы - изучение фторидных процессов переработки кианитовых концентратов и разработка экономически рентабельного и экологически безопасного способа комплексного извлечения глинозема, фторида алюминия, гексафторосиликата аммония и аморфного кремнезема.
Минерально-сырьевая база ан-далузит-кианит-силлиманитового сырья
Из андалузит-кианит-силлимани-товых руд извлекаются концентраты, состоящие из минералов группы силлиманита (МГС) с общей химической формулой А12БЮ5, но различающихся по кристаллической структуре. Теоретически их состав (мас.%): А1203 = 62,9; БЮ2 = 37,1. В МГС входят: андалузит А1А1[БЮ4]О, кианит А12[БЮ4]О и силлиманит А1[А1БЮ5]. Кристаллическая структура этих минералов состоит из алюминия в шестерной координации, чередующаяся с группами БЮ4. Вторая половина алюминия находятся в пятерной координации у андалузита и в четверной - у силлиманита [5].
Добычу андалузит-кианит-силлима-нитовых руд и производство концентратов осуществляют ЮАР, США, Индия, Франция, Бразилия и др. В сумме они производят 700-750 тыс. т продукции в год. В настоящее время среднемировая стоимость 1 т концентрата ГМС составляет 260 долл./т. Разведанные запасы зарубежных стран совокупно оцениваются в 450 млн т, а в Российской Федерации разведанные запасы достигают 4 млрд т, и прогнозные ресурсы - более 19 млрд т [1].
В России месторождения андалу-зит-кианит-силлиманитовых руд находятся на Кольском полуострове,
Карелии, Урале, Красноярском крае, республике Тыва, Бурятии, Читинской области и других регионах.
Балансовые запасы кианитовых руд Кейвской группы месторождений (Кольский полуостров) составляют 3,4 млрд т, прогнозные ресурсы - 11 млрд т. Разведанные запасы кианита месторождения Хизоваара (Карелия) превышают 25 млн т. Суммарные ресурсы месторождений и ру-допроявлений кианитовых руд Урала (Свердловская и Челябинская области) оцениваются в 25 млн т.
Широко распространены андалу-зит-кианит-силлиманитовые руды и в Сибири. Прогнозные ресурсы Ба-зыбайского месторождения силлима-нитовых руд (Красноярский край) по категории Р2 составляют 383,2 млн т, Р3 - 129,2 млн т; рудопроявлений Енисейского кряжа по категории Р3 - 500 млн т; суммарные ресурсы рудопроявлений нагорья Сангирен (республика Тыва) по категории Р3 -1,5 млрд т. Запасы силлиманитовых руд Китойского месторождения по категории С2 оцениваются в 150 млн т.
Прогнозные ресурсы рудопрояв-лений кианитовых руд Витимо-Па-томского нагорья по категории Р3 составляют 1,5 млрд т; разведанные запасы андалузит-силлиманитовых руд Тымбинского месторождения (Читинская область) по категории С2 равны 423,6 млн т.
Из разведанных месторождений МГС наиболее изученным является Кяхтинское (Республика Бурятия), которое также включает 20 рудопро-явлений силлиманитовых руд. Запасы руд по «Черной сопке», утвержденные в ГКЗ по категориям А, В, и С1, составляют 41 млн т.
В Приамурье [6, 7] высокоглиноземистые андалузит-кианит-силлимани-товые сланцы и гнейсы широко распространены среди метаморфических комплексов складчатой области Ста-
новика-Джугжура. Наиболее насыщены высокоглиноземистыми породами иликанская и купуринская серии, мощность горизонтов высокоглиноземистых образований достигает первых сотен метров при протяженности более 5 км.
В бассейне р. Сугджар выявлены линзообразные залежи гнейсов мощностью до 16 м с содержанием кианита от 15-20% до 30-40%. В бассейне р.Луча развиты слои сланцев мощностью до 7 м с содержанием силлиманита до 80%. Ряд рудопроявлений и Чимчанское месторождение кианитов находятся в среднем течении р. Ги-люй. Горизонты высокоглиноземистых пород с содержанием силлиманита до 80-90% известны на Алданском щите в Ханинском железорудном районе, расположенном на границе Амурской области и Якутии.
Общие прогнозные ресурсы анда-лузит-кианит-силлиманитовых руд в Верхнем и Среднем Приамурье составляют 1686,11 млн т. Интерес к проявлениям этих руд возрастает в связи с тем, что они локализованы в полосе, примыкающей к трассе БАМа. Это резко улучшает экономические условия районов распространения высокоглиноземистых пород и позволяет рассматривать их как базу небокситового сырья для промышленного освоения.
Минералы ГМС характеризуются высокой температурой плавления, не размягчаются при нагревании, кислотоустойчивые и обладают высокими огнеупорными и электроизоляционными свойствами. В настоящее время концентраты ГМС широко применяются для производства огнеупоров, керамики, фарфора, абразивов, силумина и другой высокотехнологичной продукции. Разработка экономически рентабельной технологии извлечения глинозема позволит значительно расширить область их применения и
сырьевую базу алюминиевой промышленности Российской Федерации.
Фторидная переработка киа-нитовых концентратов
Объектом исследования являлись кианитовые концентраты состава (мас.%): ЭЮ2 - 36,63; А1203 - 62,50; Ре203 - 0,24; ТЮ2 - 0,10; СаО, МдО - не обнаружено, Ыа20 - 0,11; К20 - 0,09; п.п.п. - 0,40 из кианит-биотит-гранатовых сланцев и гнейсов Чимчанского месторождения (Амурская область), и кианитовые концентраты состава (мас.%): ЭЮ2 -37,25; А1203 - 59,65; Ре203 - 0,32; ТЮ2 - 0,49; Са0 - 0,29; Мд0 - 0,34; Ыа20 - 0,61; К20 - 0,35; п.п.п. - 0,50 из Егустинского рудопроявления кианит-мусковит-гранатовых сланцев (Челябинская область). В опытах использовался измельченный материал до размеров менее -0,05 см.
Комплексная переработка кианито-вых концентратов, состоящих в основном из минерала кианита, осуществлялась с применением гидродифторида аммония (НИ4ИР2) марки ч.д.а. В нормальных условиях он представляет собой кристаллическое вещество, которое в отличие от других фторирующих реагентов (фтор, фтористый водород, плавиковая кислота) не представляет существенной экологической опасности для приготовления реакционных смесей, но при нагревании он становится более энергичным реагентом, чем газообразный фтор [8]. Температура плавления гидродифторида аммония составляет 126,8 °С, температура разложения - 238 °С.
Опыты проводились в универсальном никелевом (марки НП-2) реакторе, в котором термически обрабатывались реакционные смеси при температурах 100-550 °С в течение 0,12-4,5 ч. Изолированная рабочая зона реактора обеспечивала восстановительные условия экспериментов;
Расчетные значения изменений энергии Гиббса кДж) химических реакций фторидной переработки кианитовых концентратов
№ Т, °С 25 100 200 300 400 500
1 Al2SiO5 + 9NH4HF2 = 2(NH4)3AlF6 + (NH4)2SiF6 + NH3t + 5H2Ot
AG - 316,7 - 350,4 -395,3 -440,2 - 485,1 -530,0
2 (NH4)3AlF6 + (NH4)2SiF6 = AlF3 + (NH4)2SiF6t+ 3NH3t + 3HFÎ
AG 293,7 211,7 109,3 6,8 - 109,3 -225,4
3 2(NH4)3AlF6 + (NH4)2SiF6 + 3H2O = Al2O3 + (NH4)2SiF6t+6NH3t+12HFt
AG 744,2 553,1 298,1 43,3 -211,7 -466,6
4 (NH4)2SiF6 + 4NH4OH = SiO2¿+ 6NH4F + 2H2O
AG -48,7 -19,1 20,3 59,7 99,2 138,6
5 NH3 + H2O = NH4OH
AG -9,2 -1,2 22,1 45,2 68,5 91,8
6 NH3 + HF = NH4F
AG -39,1 -23,3 -2,1 19,1 40,3 6,4
7 NH3 + 2HF = NH4HF2
AG -45,8 -32,4 - 14,7 3,0 20,8 38,5
8 2NH4F = NH4HF2 + NH3t
AG 0,5 -12,0 -28,7 -45,4 62,1 -78,8
инертные условия достигались подачей в рабочую зону инертных газов азота или аргона; окислительные -подводом перегретого («сухого») водяного пара. Поглощение газообразного аммиака и происходило в устройстве, заполненном водным раствором. Разделение и сбор летучих компонентов, образующихся при термической обработке, осуществляли в двухзонном конденсаторе специальной конструкции, которая позволяла в первой зоне улавливать гексафторосиликат аммония ((НН)2Б1Р6), а во второй зоне собирать ЫН4НР2 или фторид аммония (ЫН4Р). Собранный фторид аммония направляли в лабораторный выпа-риватель-кристаллизатор, где происходила регенерация НН4НР2; синтез наночастиц аморфного кремнезема осуществляли в гидролизном аппарате. Все аппараты изготовлены из нержавеющей стали марки 12Х18Н10Т и фторопласта.
Исходное сырье, промежуточные фазы и конечные продукты исследовались химическим, рентгенофазовым, спектральным, электронно-микроскопическим и другими методами анализов, применяемыми в Аналитическом центре минералого-геохимических исследований ИГиП ДВО РАН [9].
Расчеты термодинамических параметров, констант скорости и энергии активации химических реакций осуществлялись с применением приложения Microsoft Excel 2007 и программы, разработанной на основе приложения Microsoft Access 2007. Размеры наночастиц аморфного кремнезема определены с использованием программы Nova, Image Analysis и приложения Microsoft Windows Paint.
Перед проведением экспериментальных работ был выполнен термодинамический расчет вероятности протекания реакций спекания киа-нитового концентрата с гидродиф-
торидом аммония, сублимационного отделения летучего (НИ4)2Б1Р6 с образованием фторида алюминия или глинозема, а также процессов гидролиза с образованием наночастиц аморфного кремнезема и восстановления ЫИ4ИР2 и ЫИ40И. Из таблицы видно, что с повышением температуры значения изменений энергии Гиббса (ДG) уменьшаются и реакции (1)-(3) и (8) идут в сторону образования конечных продуктов, а реакции взаимодействия ((4)-(7)) происходят в температурном интервале 25-200 °С.
При смешивании кианитовых концентратов с ЫИ4ИР2 в стехиоме-трическом отношении 1:3,1 образуется вязкая масса, и реакция фактически начинается при комнатной температуре с выделением воды. Взаимодействие при спекании описывается реакцией (1) (таблица), которую проводили в температурном интервале 100-200 °С и временах выдержки 0,25-4,5 ч. С учетом энергии активации (Еа = 27,4 кДж/моль) и константы скорости реакции (К = 0,013127 мин-1 при 200 °С) процесс протекает в кинетической области; способ его ускорения - повышение температуры. При температурах выше температуры плавления ЫИ4ИР2 взаимодействие происходит с максимальной скоростью, и при 200 °С за 3,5 ч достигается оптимальное выделение аммиака, равное 99% от теоретически возможного. Выделяющийся газообразный аммиак улавливали в сосуде с водой с образованием аммиачной воды (реакция (5)), которая поступала на стадию гидролизации
№4)2^.
По данным рентгенофазового анализа, полученный порошкообразный спек состоит из смеси гексафторо-алюмината ((ЫИ4)3А1Р6) и гексафто-росиликата аммония. Термическая обработка полученного спека при температурах 350-550 °С в восста-
новительных или инертных условиях приводит к образованию фторида алюминия (таблица, реакция (2)), а в окислительных условиях с продувкой водяным паром - глинозема (таблица, реакция (3)). В результате термической обработки при температурах выше 300 °С происходит сублимация летучего (ЫИ4)2Б1Р6, что согласуется с выводами авторов [10, 11].
Процесс образования фторида алюминия характеризуется низкой энергией активации (Еа = 9,7 кДж/моль) и высокой константой скорости (Кс = 0,024583 мин-1 при 550 °С). По экспериментальным данным, температура 550 °С является наиболее благоприятной для обескремнивания кианитовых концентратов в восстановительных или инертных условиях. Рассчитанное теоретическое количество нелетучего осадка, состоящего из фторида алюминия и примесей, достигается за 25 мин.
По данным рентгенофазового и химического анализов, примесные соединения (Ре, Ыа, К и др.) при сублимации в восстановительных условиях образуют простые фториды, которые остаются в нелетучем осадке. Растворимые в воде фториды щелочных металлов (ЫаР и КР) удаляются обработкой нелетучего осадка водным раствором; фториды железа, кальция и магния (РеР3, СаР2 и МдР2) удаляются путем кипячения в водном растворе или под воздействием кислот. По содержанию основного компонента (А1Р3) фторид алюминия соответствует высшему сорту.
Летучий (ЫИ4)2Б1Р6 улавливается в первой зоне конденсатора, а пары ЫИ3 и ИР, выделяющиеся в результате разложения фтор-аммониевых солей, взаимодействуют между собой во второй зоне конденсатора с образованием фторида аммония (ЫИ4Р) (реакция (6)) или ЫИ4ИР2 (реакция (7)). При слабом кипячении водного раствора
NH4F кристаллизуется гидродифто- п,до™ рид аммония (реакция (8)), который поступает в начало технологического процесса.
По данным эмиссионного спектрального анализа, гексафтороси-ликат аммония имеет высокую химическую чистоту - содержание металлических примесей не превышает 10-4-10-5 мас.% (Al, Fe, Mg, Ca и другие). Повторная сублимационная очистка позволяет получить (NH4)2SiF6 с содержанием вредных примесей менее 10-6-10-8 мас.% [12].
Водный раствор гексафторосилика-та аммония (3-33 мас.% (NH4)2SiF6 взаимодействует с аммиачной водой при температурах 20-90 °С и pH = 8-9 по реакции (8) (см. таблицу). В результате происходит синтез нанодисперсного аморфного кремнезема высокой химической чистоты [12] со средним размером наночастиц 17-89 нм. По данным анализа на атомно-силовом микроскопе SOLVER R-47, наименьшего среднего значения (17 нм) размер на-ночастиц достигает в условиях синтеза при исходной концентрации 3 мас.% (NH4)2SiF6 и температуре 90 °С; на-ночастицы увеличиваются до средних размеров 61 нм и 89 нм при концентрациях 20 и 33 мас.% (NH4)2SiF6 соответственно для аналогичной температуры. При концентрации 3 мас.% (NH4)2SiF6 понижение температуры синтеза до 20 °С способствует увеличение среднего размера наночастиц до 33 нм. Изменение концентрации и температуры в указанных интервалах позволяет увеличивать удельную поверхность порошков аморфного кремнезема от 92 до 508 м2/г, при этом удельный объем пор увеличивается от 0,096 до 0,225 см3/г.
Спектральный анализ наноди-сперсных порошков аморфного кремнезема подтверждает наличие в них минимального количества вредных примесей (менее 10-4 мас.%); на
температура:
1 - 350 °С; 2 - 450 °С; 3 - 550 °С
t,MHH,
Рис. 1. Зависимость степени превращения (а) гексафтороалюмината аммония в глинозем в окислительных условиях при различных температурах от времени выщержки (т)
дифрактограммах наблюдается рент-геноаморфное гало с отсутствием кристаллических фаз. По данным химического анализа, в аморфном кремнеземе содержится 99,999 мас.% ЭЮ2 и обнаружены следы фтора.
Пирогидролиз твердого осадка, полученного после спекания, проводили под действием перегретого водяного пара, подаваемого в реактор установки. Кривые зависимости степени образования глинозема (а) от температуры и времени выдержки приведены на рис. 1. Анализ кинетических данных (Еа = 10,6 кДж/моль, Кс = 0,026256 мин-1 при 550 °С) позволяет заключить, что оптимальной температурой, при которой образование глинозема протекает с максимальной скоростью, является 550 °С, и за 45 мин достигается степень извлечения глинозема более 98%.
В результате пирогидролиза в нелетучем осадке образуются примесные соединения: фториды натрия и калия, легкорастворимые в воде; фториды
кальция, магния и оксид железа удаляются водно-кислотной обработкой. Летучий (НН4)2Б1Р6 , благодаря неподверженности пирогидролизу парами воды, отделяется с применением известного способа [13] от гексафто-ротитаната аммония ((ЫН4)2Т1Р6), который при пирогидролизе образует нелетучий диоксид титана (ТЮ2).
Затем полученный осадок сушили и подвергали кальцинации при температурах 1100-1200 °С в течение 2040 мин с получением кондиционного металлургического глинозема, содержащего по данным рентгенофазового анализа 60-80% у-Д1203 и 20-40% а-А1203. Для извлечения неметаллургического глинозема полученный оса-
Рис. 2. Схема материальных потоков при комплексной фторидной переработке кианитовых концентратов
док прокаливали при 1300-1350 °С (20-40 мин), и по данным рентге-нофазового анализа содержание а-А1203 в конечном продукте превышает 90 мас.%.
По данным химического и спектрального анализов, извлеченный глинозем содержит 99,8 мас.% Д1203 и следующие примеси (мас.%): ЭЮ2 -0,02; Ре203 - 0,03; ТЮ2 - следы; СаО; МдО; К20; Ыа20 - не обнаружены. Полученный металлургический глинозем соответствует маркам Г-0 и Г-1 [14].
Был произведен расчет материального баланса и определены расходные коэффициенты для всех химических соединений, участвующих в реакциях комплексной переработки кианитового концентрата фторидным способом. Материальные потоки приведены на рис. 2, где под формулами химических соединений приведены расходные коэффициенты на 100 кг исходного кианитового концентрата стехиометрического состава (А12БЮ5). Применяемые дополнительные компоненты легко восстанавливаются с отсутствием твердых, жидких и газообразных отходов, что позволяет многократно использовать их в технологическом процессе. Приведенная схема (рис. 2) наглядно показывает замкнутость материальных потоков, где единственным расходуемым реагентом является водяной пар. При фторировании 100 кг кианитового концентрата образуется 62,90 кг глинозема (для каолинов - 39,51 кг Д1203), 37,07 кг аморфного кремнезема и расходуется 33,32 кг водяного пара.
В лабораторных условиях при фто-ридной переработке амурского киа-нитового концентрата степень извлечения глинозема составляет 98,5%, аморфного кремнезема - 98,7%, регенерация гидродифторида аммония - 99,6 %. Из 100 кг этого концентрата можно извлечь максимальное
количество примесей: 0,24 кг Ре203 (красный железооксидный пигмент), 0,10 кг ТЮ2 (белый титановый пигмент), 0,15 кг №Р и 0,11 кг КР, которые используются в различных отраслях промышленности.
Металлургический глинозем широко применяется для производства технического алюминия электролитическим способом. Неметаллургический глинозем используется для изготовления специальных видов керамики и электрокерамики. Фторид алюминия применяется как компонент электролитического расплава при производстве алюминия, для получения криолита, флюсов, стекол, различных видов керамики и других целей. Обладающий сильными огнестойкими и биоцидными свойствами гексафторо-силикат аммония находит применение в деревообрабатывающей, пищевой, химической и других отраслях промышленности. Аморфный кремнезем используется как наполнитель для резины, пластмассы, красок, цветных лаков, лекарственных и косметических веществ, при производстве полупроводникового кремния и других целей.
Среднемировая стоимость глинозема составляет 450 долл./т, фторида алюминия - 2100 долл./т, гексафто-росиликата аммония - 4000 долл./т. Среднемировая стоимость исходных кианитовых концентратов составляет 260 долл./т и гидродифторида аммония - 2000 долл./т. Гексафторосили-кат аммония можно перерабатывать в аморфный кремнезем (среднемировая стоимость 5000 долл./т) с практически полной регенерацией гидро-дифторида аммония и ЫН40Н.
Замкнутость процесса и возможность практического возврата исходного реагента в систему позволит в опытно-промышленных условиях реализовать аппаратурно-технологи-ческую схему с высокими экономическими показателями (рис. 3), которая
Рис. 3. Аппаратурно-технологическая схема переработки кианитовых концентратов фторидным способом: 1 - загрузочный бункер; 2 - реактор термический для спекания (РТС); 3 - бункер приема порошкообразного спека; 4 - реактор вращающийся термический (РВТ); 5 - бункер приема глинозема или фторида алюминия; 6 - установка для регенерации аммиачной воды (НИ4ОИ); 7 - бак хранения НИ4ОИ; 8 - абсорбционный аппарат; 9 - вакуумный нутч-фильтр; 10 - выпариватель-кристаллизатор; 11 - электропечи для кальцинации А12О3 и прокаливания аморфного ЭЮ2; 12 - бункер приема А12О3 или аморфного ЭЮ2
состоит из следующей последовательности операций:
• Смешивание кианитового концентрата с гидродифторидом аммония в заданном соотношении и спекание смеси при температурах 190-200 °С с образованием порошкообразного продукта.
• Улавливание газообразного аммиака и паров воды и их регенерация в установке с образованием аммиачной воды, которая поступает в абсорбционный аппарат.
• Обескремнивание порошкообразного продукта в окислительных условиях при температурах выше 300 °С с образованием глинозема и удалением гексафторосиликата аммония.
• Отделение глинозема, его очистка и кальцинация при температурах выше 1100 °С. Поступление глинозема на склад готовой продукции.
• Абсорбционное взаимодействие гексафторосиликата аммония в паро-жидкостной аммиачной смеси с одновременным осаждением нанодисперс-ного аморфного кремнезема.
• Фильтрационное разделение в нутч-фильтре раствора фторида аммония и осадка аморфного кремнезема. Сушка отделенного аморфного кремнезема и поступление готового продукта на склад.
• Выпаривание раствора фторида аммония с образованием гидродиф-торида аммония, который направля-
ется в начало технологического процесса.
Для осуществления производственного процесса по предложенной технологической схеме можно применять стандартное оборудование, выпускаемое отечественными производителями химической аппаратуры. Успешная обработка технологических режимов получения глинозема, фторида алюминия и аморфного кремнезема в опытно-промышленном варианте позволит приступить к созданию промышленных установок, обеспечивающих крупнотоннажную переработку алюминиевого сырья различного типа.
Выводы
В результате проведенных теоретических, экспериментальных и технологических исследований процессов
фторидной переработки кианитовых концентратов определены оптимальные физико-химические условия получения глинозема, фторида алюминия, наночастиц аморфного кремнезема и других товарных продуктов. При комплексной переработке высокоглиноземистых концентратов предлагаемая фторидная технология может конкурировать с широко применяемым извлечением глинозема из высококачественных бокситовых руд способом Байера. На основе концентратов ГМС из месторождений андалузит-кианит-силлиманитовых руд существуют благоприятные перспективы для освоения фторидной технологии комплексного извлечения различных полезных компонентов и расширения сырьевой базы алюминиевой промышленности Российской Федерации.
1. Лепезин Г.Г., Каргополов С.А., Жи-раковский В.Ю. Минералы группы силлиманита как новое перспективное сырье для алюминиевой промышленности России // Геология и геофизика. - 2010. - Т. 51. -№ 12. - С. 1605-1617.
2. Лепезин Г.Г., Каргополов С.А. Возможность создания производства силумина на базе минералов группы силлиманита // Цветные металлы. - 2011. - № 1. - С. 45-50.
3. Римкевич В.С., Пушкин А.А., Маловиц-кий Ю.Н. и др. Комплексная переработка каолиновых концентратов способом фторид-ной металлургии // Известия вузов. Цветная металлургия. - 2010. - № 2. - С. 29-36.
4. Римкевич В.С., Демьянова Л.П., Сорокин А.П. Перспективы комплексного использования кремнеземсодержащего сырья Верхнего и Среднего Приамурья // Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. - 2011. - № 4. С. 106116.
5. БерриЛ., Мейсон Б., Дитрих Р. Минералогия. - М.: Мир. - 1987. - 592 с.
6. Оценка перспектив алюминиевого сырья Дальнего Востока. Отчет НИР. - Хабаровск: ДВИМС, 1979. - 528 с.
7. Васильев И.А., Капанин В.П., Ковто-нюк Г.П. и др. Минерально-сырьевая база Амурской области на рубеже веков. Благовещенск: Зея, 2000. - 168 с.
_ СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
8. Химическая технология неорганических веществ. Справочник / Под ред. Т.Г. Ах-метова. - М.: Высшая школа, 2002. - 534 с.
9. Римкевич В.С., Гиренко И.В., Пушкин А.А. Изучение процессов фторидной переработки кианитовых концентратов // Журнал прикладной химии. - 2013. -Т. 86. - Вып. 10. - С. 1511-1518.
10. Медков М.А., Крысенко Г.Ф., Эпов Д.Г. Комплексная переработка датоли-тового концентрата // Вестник ДВО РАН. -2010. - № 5. - С. 63-66.
11. Римкевич В.С., Пушкин А.А., Мало-вицкий Ю.Н., Гиренко И. В. Изучение процессов фторидной переработки кремнезем-содержащего сырья // Журнал прикладной химии. - 2011. - Т. 84. - Вып. 3. - С. 353358.
12. Римкевич В.С. , Пушкин А.А., Ги-ренко И.В. Синтез и свойства наночастиц аморфного БЮ2 // Неорганические материалы. - 2012. - Т2 48. - № 4. - С. 423-428.
13. Мельниченко Е.И., Масленникова И.Г., Эпов Д.Г., Куриленко Л.Н. Кинетика пирогидролиза гексафторотитаната аммония в присутствии (НН.)„81Р6 // Журнал прикладной химии. - 2(5(00. - Т. 73. - Вып. 3. -С. 377-380.
14. Лайнер А.И., Еремин Н.И., Лайнер Ю.А., Певзнер И.З. Производство глинозема. - М.: Металлургия. - 1978. - 344 с.
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ
Римкевич Вячеслав Сергеевич - кандидат геолого-минералогических наук, старший научный сотрудник, e-mail: vrimk@yandex.ru,
Институт геологии и природопользования Дальневосточного отделения РАН, Сорокин Анатолий Петрович - член-корреспондент РАН, академик Академии горных наук, профессор; e-mail: amurnc@ascnet.ru,
Амурский научный центр Дальневосточного отделения РАН,
Гиренко Ирина Витальевна - научный сотрудник, e-mail: girenko66@inbox.ru,
Институт геологии и природопользования Дальневосточного отделения РАН.
UDC 66.002.3; 622.7.004.8
THE FLUORIDE TECHNOLOGY OF PROCESSING KYANITE CONCENTRATES WITH INTEGRUTED RECIVED USEFUL COMPONENTS
Rimkevich V.S., Candidate of Geological and Mineralogical Sciences, Senior Researcher, e-mail: vrimk@yandex.ru,
Institute of Geology and Nature Management, Far Eastern Branch of the Russian Academy of Sciences, Sorokin A.P., Corresponding Member of RAS, Academician of the Academy of Mining Sciences, Professor, e-mail: amurnc@ascnet.ru,
Amur Scientific Center, Far Eastern Branch of the Russian Academy of Sciences, Girenko I.V., Researcher, e-mail: girenko66@inbox.ru,
Institute of Geology and Nature Management, Far Eastern Branch of the Russian Academy of Sciences.
In investigation results of processes of high-alumina fluoride processing concentrates were identified the optimal physico-chemical conditions for obtained alumina, fluoride aluminium nanoparticls amorphous silica and other products. It was elaborated effective technology of integrated receiving various useful components from kyanite concentrates.
Key words: kyanite concentrates, fluoride technology, integrated processing, alumina, amorphous silica, useful components.
REFERENCES
1. Lepezin G.G., Kargopolov S.A., Zhirakovskij V.Ju. Geologija i geofizika, 2010, vol. 51, no 12, pp. 1605-1617.
2. Lepezin G.G., Kargopolov S.A. Cvetnye metally, 2011, no 1, pp. 45-50.
3. Rimkevich V.S., Pushkin A.A., Malovickij Ju.N. Izvestija vuzov. Cvetnaja metallurgija, 2010, no 2, pp. 29-36.
4. Rimkevich V.S., Dem'janova L.P., Sorokin A.P. Fiziko-tehnicheskie problemy razrabotki poleznyh isko-paemyh, 2011, no 4, pp. 106-116.
5. Berri L., Mejson B., Ditrih R. Mineralogija (Mineralogy), Moscow, Mir, 1987, 592 p.
6. Ocenka perspektiv aljuminievogo syr'ja Dal'nego Vostoka. Otchet NIR (Assessment of prospects for aluminum raw material in the Far East. Report on Research & Development), Habarovsk: DVIMS, 1979, 528 p.
7. Vasil'ev I.A., Kapanin V.P., Kovtonjuk G.P. Mineral'no-syr'evaja baza Amurskoj oblasti na rubezhe vekov (Mineral and raw material base of the Amur Region at the turn of the century), Blagoveshhensk, Zeja, 2000, 168 p.
8. Himicheskaja tehnologija neorganicheskih veshhestv. Spravochnik. Pod red. T.G. Ahmetova (Chemical technology of inorganic substances. Reference-book, Ahmetov T.G. (Ed.)), Moscow, Vysshaja shkola, 2002, 534 p.
9. Rimkevich V.S., Girenko I.V., Pushkin A.A. Zhurnal prikladnoj himii, 2013, vol. 86, issue 10, pp. 1511-1518.
10. Medkov M.A., Krysenko G.F., Jepov D.G. Vestnik Dal'nevostochnogo otdelenija RAN, 2010, no 5, pp. 63-66.
11. Rimkevich V.S., Pushkin A.A., Malovickij Ju.N., Girenko I.V. Zhurnal prikladnoj himii, 2011, vol. 84, issue 3, pp. 353-358.
12. Rimkevich V.S., Pushkin A.A., Girenko I.V. Neorganicheskie materialy, 2012, vol. 48, no 4, pp. 423-428.
13. Mel'nichenko E.I., Maslennikova I.G., Jepov D.G., Kurilenko L.N. Zhurnal prikladnoj himii, 2000, vol. 73, issue 3, pp. 377-380.
14. Lajner A.I., Eremin N.I., Lajner Ju.A., Pevzner I.Z. Proizvodstvo glinozema (Alumina production), Moscow, Metallurgija, 1978, 344 p.
