CC BY
102
Dyakova Lyudmila Vladimirovna,
PhD (Engineering), I.V.Tananaev Institute of Chemistry and Technology of Rare Elements and Mineral Raw Materials of the KSC of the RAS, Apatity, Russia Kasikov Aleksandr Georgievich,
PhD (Chemistry), I.V.Tananaev Institute of Chemistry and Technology of Rare Elements
and Mineral Raw Materials of the KSC of the RAS, Apatity, Russia, [email protected]
УДК 669.712.
ПЕРЕРАБОТКА КИАНИТОВЫХ КОНЦЕНТРАТОВ КОЛЬСКОГО ПОЛУОСТРОВА С ПОЛУЧЕНИЕМ МЕТАЛЛУРГИЧЕСКОГО ГЛИНОЗЕМА
А.Г. Иванова, Н.Н. Гришин
Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья им. И.В. Тананаева Кольского научного центра РАН, Апатиты, Россия
Аннотация
Разрабатывается технология переработки кианитового концентрата методом спекания. Приводятся возможные варианты его переработки для получения глинозема с целью выбора оптимальных условий, пригодных для действующего промышленного производства глинозема и алюминия.
Ключевые слова:
кианитовый концентрат, глинозем, высокоглиноземистое сырье, выщелачивание, спекание.
PROCESSING OF KYANITE CONCENTRATES OF THE KOLA PENINSULA WITH RECEIVING OF METALLURGICAL ALUMINA
A.G. Ivanova, N.N. Grishin
I. V. Tananaev Institute of Chemistry and Technology of Rare Elements and Mineral Raw Materials of the Kola Science Centre of the RAS, Apatity, Russia
Abstract
A technology, incorporating sintering and leaching of kyanite concentrate, is being developed. Possible routes for producing alumina and optimal conditions adjustable to an operating plant manufacturing alumina and aluminum, are discussed. Keywords:
kyanite concentrate, alumina, high-alumina raw materials, leaching, sintering.
На Кольском полуострове выявлены крупнейшие в мире месторождения высокоглиноземистого сырья -кианитовых руд (Кейвские кианитовые месторождения до 20 млрд т), промышленное использование которых имеет большое значение для цветной металлургии. Кианитовый концентрат, полученный после гравитационного обогащения руды, содержит 55.9% Al2O3, т.е. по содержанию глинозема он не уступает лучшим сортам маложелезистых бокситов. Кианиты могут быть использованы для производства огнеупоров, силумина, алюминиево-кремниевых литейных сплавов, глинозема и абразивов.
Задача технологического исследования: теоретически и экспериментально показать возможность получения металлургического глинозема из нетрадиционного сырья - кианитов Кольского полуострова. На предыдущем этапе рассмотрена термодинамика карботермического восстановления кианитового концентрата. Это учитывалось при комплексном обогащении кианитового концентрата с целью удаления кремния в виде газообразного SiO и получения в остатке Al2O3 [1-3]. Также использовались фторидные технологии обогащения кианитового концентрата и был получен высокоглиноземистый продукт со структурой корунда с содержанием Al2O3 - 99%, SiO2 менее 0.01% и примесей железа 0.16%. Выход основного компонента (Al2O3) составил 98% [4, 5]. Созданы патенты способов переработки кианитового концентрата для получения алюмооксидных полупродуктов [6, 7].
На данном этапе планируется удаление примесей и подготовка полученного продукта для производства металлического алюминия и силумина нетрадиционными методами. Основными причинами, мешающими получению из кианитов кондиционных алюмооксидных концентратов для металлургии, являются примеси железа, титана, а также корундовая структура получаемого высокотемпературного алюмооксидного концентрата. Предполагается получение металлургического глинозема, в основном отвечающего промышленным требованиям, из кианита методом спекания.
130
Планируется:
1. Разработать замкнутую технологическую схему комплексной переработки кианитовых руд, гарантирующую экологическую безопасность окружающей среды и обеспечивающую высокую степень извлечения алюминия с суммарным содержанием примесей порядка 0.05%.
2. Определить физико-химические основы перевода примесей железа и титана в подвижное состояние, разработать схему их удаления.
3. Создать патентозащищаемые способы получения алюмооксидных полупродуктов, имеющих важное практическое значение для действующих предприятий.
За основу взят теоретический подход, основанный на принципах неравновесной термодинамики, и способ, рациональный по величине расходных коэффициентов и материальному потоку, включающий приготовление шихты из кианитового концентрата, негашеной извести и соды, спекание шихты и выщелачивание спека [8].
Совместным помолом готовили шихту из кианитового концентрата, негашеной извести (CaO) и соды (Na2CO3) при соотношении Na2O:Al2O3 = 1, CaO:SiO2 = 2. Образцы прессовали, сушили и обжигали при 7=1300°С. При нейтрализации серной кислотой щелочного раствора, полученного после выщелачивания, образовался белый осадок гидроксида алюминия. Отфильтрованный осадок для удаления излишков воды обжигали при 7=1000°С и получали частично аморфный продукт, содержащий 98.33% - у Al203. Несмотря на то что был получен высокоглиноземистый продукт, выход основного компонента составил не более 50%: вероятно, вследствие низкой температуры спекания не произошло завершение основных реакций образования алюмината натрия и двухкальциевого силиката.
Далее были проведены исследования для увеличения выхода основного компонента. Выявляли зависимости качества получаемого продукта от температуры и времени спекания и прокаливания, продолжительности выщелачивания и нейтрализации щелочного раствора, а также объема вводимой кислоты при осаждении гидроксида алюминия.
Готовили шихту того же состава в тех же соотношениях. Определили влияние времени и температуры обжига на качество получаемого продукта. При обжиге 7=1400°С с подъемом температуры 5 ч максимальный выход основного компонента (Al203) составил 63%. При обжиге с подъемом температуры 6 ч мы видим, что выход основного компонента по результатам химического анализа составил 67%.
Изучили зависимость качества получаемого продукта от количества вводимой серной кислоты при нейтрализации. Выявили, что введение 1.9% H2SO4 дает большее содержание и выход основного компонента (табл. 1).
Увеличение температуры прокаливания осажденного гидроксида алюминия с 700 до 800°С привело к увеличению содержания основного компонента (Al203) более чем на 20%, вероятно, вследствие потери воды и частичном удалении примесей (табл. 1).
Таблица 1. Химический анализ материалов полученных при обжиге 1400°С, с подъемом температуры 5 ч
Количество вводимой при нейтрализации H2SO4, % Содержание Al2O3, % после прокаливания Выход Al2Os, %
при 700°С при 800°С
1.8 64.3 86.64 62
1.9 64.8 85.63 63
2 56.4 - 62
2.1 56.7 - 57
Учитывая исследованные зависимости, для лучшего спекания всех компонентов шихты и увеличения выхода основного продукта обжиг проводили при 7=1420°С с подъемом температуры 6 ч и выдержкой при максимальной температуре 1 ч. Осаждение проводили с добавкой 1.9% H2SO4. Осадок с гидроксидом алюминия для удаления излишков воды и примесей прокаливали при 7=800°С.
В этих условиях исследования также определяли влияние продолжительности выщелачивания и осаждения на качество получаемого продукта.
При температуре 7=1420°С были получены полностью спекшиеся образцы, которые не увеличились в объеме, но немного оплавились. Образующиеся настыли незначительно повлияли на завершение главных целевых реакций образование алюмината натрия и двухкальциевого силиката, но их образование на производстве снижает производительность печных агрегатов.
Материал с максимальным содержанием y-Al2O3, меньшим содержанием аморфной фазы и незначительным содержанием примесей был получен при выщелачивании спека в течении 120 мин и нейтрализации полученного щелочного раствора серной кислотой в течении 120 мин (рис., 2). Но в процессе получения этого материала определили 18% потерь основного компонента (Al2O3). При выщелачивании спека в течении 60 мин и осаждении 60 мин наблюдается наибольшее количество аморфной фракции, которая содержит наибольшее количество нежелательной примеси Na2O (табл.2 и рис., 1).
Материал, полученный при выщелачивании в течении 2.5 ч и нейтрализации щелочного раствора в течении 20 мин, имеет максимальный выход основного компонента (табл.2). Уменьшение времени нейтрализации щелочного раствора увеличивает выход основного компонента Al2O3.
131
Таблица 2. Химический анализ полученных материалов
Компо- нент Концентрация, мас.%
выщелачивание 60 мин, осаждение 60 мин выщелачивание 120 мин, осаждение 120 мин выщелачивание 150 мин, осаждение 20 мин
AI2O3 85.12 94.35 92.28
Na2O 6.73 0.31 0.09
SiO2 0.25 0.26 0.27
P2O5 0.12 0.10 0.05
SO3 7.50 4.76 6.28
K2O 0.03 0.03 0.03
CaO 0.06 0.07 0.06
TiO2 0.01 0.01 -
Fe2O3 0.02 0.02 0.02
ZrO2 0.06 0.01 0.02
Nb2O5 0.09 0.05 0.02
1
2
3
4
Рентгенограмма осадка, полученного после обжига шихты при Т=1420°С. Полученные из кианита продукты:
1 - выщелачивание 1 ч, осаждение 1 ч; 2 - выщелачивание 2 ч, осаждение 2 ч; 3 - выщелачивание 2.5 ч, осаждение 20 мин; 4 - глинозем с алюминиевого завода г.Кандалакша
Таблица 2. Зависимость качества получаемого продукта от времени выщелачивания и осаждения
Образцы Время выщелачивания, мин Время осаждения, мин Содержание Al2O3 в полученном материале, % Выход Al2O3, %
1 60 60 85.1 94.5
2 120 120 94.4 77.3
3 150 20 92.3 94.8
Полученный нами материал, по сравнению с глиноземом, используемым на Кандалакшском алюминиевом заводе - СУАЛ, не содержит высокопрочного неактивного корунда, что значительно облегчает его применение (рис.).
132
В результате был получен высокоглиноземистый продукт с большим содержанием и выходом основного компонента 92-94% Л120з. Необходимо более детальное изучение технологии получения гамма-глинозема, чтобы ее можно было использовать на действующих предприятиях. Для сокращения использования дорогостоящей соды можно применять нефелин, что сделает технологию обогащения кианитового концентрата экономически более выгодной.
Литература
1. Гришин Н.Н., Белогурова О.А, Иванова А.Г. Обогащение кианита путем карботермического восстановления // Новые огнеупоры: сырьевые материалы. 2010. № 5. С. 11-20.
2. Особенности поведения кианита в псевдозакрытой и псевдооткрытой системе A1203-Si02-C / Н.Н. Гришин,
О.А. Белогурова, А.Г. Иванова, Ю.Н. Нерадовский, Ю.Л. Войтеховский // Цветные металлы: Алюминий, глинозем, углеродные материалы. 2011. № 11. С. 9-13.
3. Комплексное восстановление кианитовой руды Кейвского месторождения / Н.Н. Гришин, А.Г. Иванова, Ю.Н. Нерадовский, В.Т. Калинников // Технология металлов. 2013. № 7. С. 3-10.
4. Переработка кианитовой руды с использованием фторидных технологий / Н.Н. Гришин, А.Г. Иванова, Ю.Н. Нерадовский, В.Т. Калинников // Технология металлов. 2013. № 9. С. 3-11.
5. Получение высокоглиноземистого продукта из кианитового концентрата Кейвского месторождения / Н.Н. Гришин, А.Г. Иванова, Т.Н. Мухина, В.Т. Калинников // Технология металлов. 2014. № 4. С. 3-9.
6. Пат. 2489503 Рос. Федерация, МПК, С22В 5/10 (2006.01). Способ переработки кианитового концентрата / Гришин Н.Н., Иванова А.Г., Беологурова О.А.; Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья Кол. науч. центра РАН. № 2012109300/02; заявл. 12.03.2012; опубл. 10.08.2013, Бюл. № 22.
7. Пат. 2518807 Рос. Федерация, МПК, С22В 21/00, С22В 3/10, С01Б 7/00 (2006.01). Способ переработки кианитового концентрата / Гришин Н.Н., Иванова А.Г.; Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья Кол. науч. центра РАН. № 2013101401/02; заявл. 30.01.2013; опубл. 10.06.2014, Бюл. № 16.
8. Яшунин П.В., Киселев В.П. Кианиты - перспективное комплексное сырье алюминиевой промышленности // Труды ВАМИ. 1973. № 85. С. 113-116.
Сведения об авторах
Иванова Алла Геннадьевна,
Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья им. И.В.Тананаева КНЦ РАН,
г. Апатиты, Россия, [email protected] net.ru Гришин Николай Никитович,
д. х.н, Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья им. И.В.Тананаева КНЦ РАН, г. Апатиты, Россия, [email protected]с.net.ru
Ivanova Alla Gennadievna,
I.V.Tananaev Institute of Chemistry and Technology of Rare Elements and Mineral Raw Materials of the KSC of the RAS, Apatity, Russia, [email protected]с.net.ru Grishin Nikilay Nikitovich,
Dr.Sc. (Chemistry), I.V.Tananaev Institute of Chemistry and Technology of Rare Elements and Mineral Raw Materials of the KSC of the RAS, Apatity, Russia, [email protected]с.net.ru
УДК 669.223
ПОЛУЧЕНИЕ КОНЦЕНТРАТОВ СЕРЕБРА ИЗ ПРОМЕЖУТОЧНЫХ ПРОДУКТОВ АО «КОЛЬСКАЯ ГМК»
А.Г. Касиков1, К.М. Волчек2, И.А. Михеева2
1Институт химии и технологии редких элементов и минерального сырья им. И.В. Тананаева Кольского научного центра РАН, Апатиты, Россия 2АО «Кольская ГМК», Мончегорск, Россия
Аннотация
Показано, что в отличие от золота и платиновых металлов при переработке сульфидных медно-никелевых руд значительная часть серебра подвергается рассеиванию по различным оборотным продуктам. С целью получения концентратов серебра проведены исследования и разработаны способы его извлечения из металлургической пыли никелевого производства и из остатков сернокислотного выщелачивания медных огарков. Для пыли никелевой анодной плавки разработан способ селективного выщелачивания серебра с помощью растворов тиосульфата натрия. Пыли от обжига никелевого концентрата предложено подвергать водному выщелачиванию с последующим извлечением из остатка свинца и серебра. Из остатков выщелачивания огарков с применением флотационного метода получены концентраты, содержащие от 2.5 до 10% суммы благородных металлов.
Ключевые слова:
серебро, благородные металлы, концентраты, остаток выщелачивания, флотация.
133
