Физико-химические и технологические основы комплексной переработки алюмокальцийфторсодержащего сырья Таджикистана

Тураев, Сабурджон Садриддинович

Физико-химические и технологические основы комплексной переработки алюмокальцийфторсодержащего сырья Таджикистана тема автореферата и диссертации по химии, 02.00.04 ВАК РФ

Тураев, Сабурджон Садриддинович АВТОР

кандидата технических наук УЧЕНАЯ СТЕПЕНЬ

Душанбе МЕСТО ЗАЩИТЫ

2010 ГОД ЗАЩИТЫ

02.00.04 КОД ВАК РФ

Диссертация по химии на тему «Физико-химические и технологические основы комплексной переработки алюмокальцийфторсодержащего сырья Таджикистана»

Автореферат диссертации на тему "Физико-химические и технологические основы комплексной переработки алюмокальцийфторсодержащего сырья Таджикистана"

Тураев Сабурджон Садриддинозич

ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКИЕ И ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ КОМПЛЕКСНОЙ ПЕРЕРАБОТКИ АЛЮМОКАЛЬЦИЙФТОРСОДЕРЖАЩЕГО СЫРЬЯ ТАДЖИКИСТАНА

02.00.04 - Физическая химия

АВТОРЕФЕРАТ

диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

г г июл ?о1о

Душанбе-2010

004607377

Работа выполнена в лаборатории «Минерально-сырьевые ресурсы и экологические проблемы» Института естественных наук Таджикского национального университета и в лаборатории «Переработка местного минерального сырья и промышленных отходов» Института промышленности Министерства энергетики и промышленности Республики Таджикистан.

Научные руководители:

доктор химических наук, профессор, член-корр. АН Республики Таджикистан Сафиев Хайдар Сафиевич,

Официальные оппоненты:

кандидат химических наук Мирзоев Бодур Мнрзоевнч

доктор химических наук, профессор, Пулатов Махмуджон Саиджаиович доктор технических наук, профессор Кобулиев Зайналобуддин Валиевич

Ведущая организация:

Таджикский технический университет им. М.Осими, кафедра общей и неорганической химии

Защита состоится «14» июля 2010г, в 1200 часов на заседании диссертационного совета ДМ 047.003.01 при Институте химии им. В.И.Никитина АН Республики Таджикистан по адресу: 734063, г.Душанбе, ул.Айни, 299/2. E-mail: eulchera@list.ru.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке Института химии им.В.И.Никитина АН Республики Таджикистан.

Автореферат разослан « 2 » июня 2010 г.

Ученый секретарь диссертационного совета, кандидат химических наук

Касымова Г.Ф.

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность темы. Исследование по комплексной переработке местного алюмофторсодержащего сырья является актуальной задачей для Республики Таджикистан. Производство глинозема в республике осложнено двумя проблемами. Во-первых, Таджикистан не обладает значительными запасами высококачественных глиноземных руд, переработка которых обеспечила бы большой объем потребности алюминиевого завода. Во-вторых, переработка имеющихся глиноземсодержащих руд в настоящее время экологически и экономически нецелесообразна, так как на данный момент отсутствуют эффективные технологии их переработки. Процесс комплексной переработки низкокачественных глиноземсодержащих руд спекательным способом с использованием фторсодержащего сырья является целесообразным, так как его реализация не вызывает значительного загрязнения окружающей среды и использования нового оборудования и технологии.

Цель работы Изыскание физико-химических и технологических основ комплексной переработки алюминийсодержащего сырья - ставролит-слюдистых сланцев и кальцийфторсодержащего сырья, а также разработка технологии получения глинозема и криолит-глиноземного концентрата.

Поставленная цель исследований достигается решением следующих

задач:

изучение химического и минералогического составов алюминийсодержащего сырья - ставролит-слюдистых сланцев;

нахождение оптимальных условий переработки сырья, обеспечивающих степень извлечения полезных компонентов в зависимости от различных физико-химических факторов;

- установление влияния режима переработки на выход алюмината натрия в спеке;

- изучение кинетики и механизма процессов, протекающих при получении алюмината натрия спекательным способом из алюмофторсодержащего сырья;

- физико-химический анализ исходных материалов и образующихся в ходе их переработки продуктов.

Научная новизна работы. Установлен химизм процессов получения криолит-глиноземного концентрата из ставролит-слюдистых сланцев спекательным и кислотным способами. Разработана принципиальная технологическая схема получения глинозема и криолит-глиноземного концентрата спекательным и кислотным способами.

Практическая значимость работы заключается в том, что предложенные способы переработки местных минеральных ресурсов спекательным и кислотным способами позволяют получить глинозем и криолит-глиноземную смесь для производства алюминия.

Основные положения, выносимые на защиту:

- результаты физико-химических исследований состава и свойств алюмофторсодержащего сырья и продуктов их переработки;

- результаты кинетических исследований процессов кислотного разложения ставролит-слюдистых сланцев и спекания шихты;

- принципиальная технологическая схема переработки местных алюмофторсодержащих руд.

Публикации. По теме диссертации опубликованы 4 статьи и 6 тезисов докладов.

Апробация работы. Результаты диссертационной работы обсуждены на семинаре-совещании «Наука - производству» (Душанбе, 2007 г.), республиканской научно-практической конференции (Чкаловск, 2007 г.), Международной конференции «Наука и современное образование: проблемы и перспективы», посвященной 60-летию II НУ (Душанбе, 2008 г.), научно-теоретической конференции «VI Нумановские чтения» (Душанбе, 2009 г.).

Вклад автора заключается в постановке задачи исследования, определении путей и методов их решения, получении и обработке большинства экспериментальных данных, анализе и обобщении результатов экспериментов, формулировке основных выводов и положений диссертации.

Структура и объем работы. Диссертационная работа состоит из введения, четырех глав, заключения, выводов и списка использованной литературы, включающего 105 наименований, изложена на 116 стр. компьютерного набора, иллюстрирована 25 рисунками и 11 таблицами.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

Во введении обоснована актуальность темы, сформулированы цель и задача диссертационной работы, отражена научная и практическая ее значимость.

В первой главе рассматриваются имеющиеся в литературе данные о путях и способах переработки низкокачественного алюминийсодержащего сырья и на основании этого намечены направления собственных исследований.

Во второй главе приведены результаты физико-химических исследований кислотного разложения ставролит-слюдистых сланцев и выделенных из него породообразующих минералов.

В третьей главе приведены физико-химические основы исследования процесса получения глинозема и побочных продуктов способом, спекания алюминийсодержащего сырья - ставролит-слюдистых сланцев и кальцийфторсодержащих руд.

В четвертой главе изложены данные по разработке принципиальных технологических схем переработки местного алюмофторсодержащего сырья.

1. ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ КИСЛОТНОГО РАЗЛОЖЕНИЯ СТАВРОЛИТ-СЛЮДИСТЫХ СЛАНЦЕВ И ВЫДЕЛЕННЫХ ИЗ НЕГО ПОРОДООБРАЗУЮЩИХ МИНЕРАЛОВ

1.1. Технологические основы переработки ставролит-слюдистых сланцев солянокислотным способом

На основании проведенных комплексных минералогических, химических и рентгенофазовых анализов породообразующих минералов в ставролит-слюдистых сланцах установлено, что основными глиноземсодержащими минералами являются: ставролит, мусковит, дистен, гранаты, пироксены, амфиболы и биотит. (Таблица 1).

Таблица 1

Химический и минералогический состав ставролит-слюдистых сланцев,

мас%

Компоненты Руда (ставролит-слюдистые сланцы) Минералы, мас%

Мускови- товый концентрат Ставролит, дистен, пироксен, амфибол, гранаты и др. Мономинеральный ставролит

бю2 56,3 45,0 38,6 31,2

А1203 21,5 34,2 32,7 50,2

Ре203 7,7 5,7 22,6 14,3

СаО 1,68 0,2 0,05 0,3

ТЮ2 0,85 0,7 1,6 0,6

К20 4,6 0,2 0,3 0,07

Иа20 1,52 0,2 0,04 0,07

1,64 1,0 1,4 1,6

п.п.п. 1,35 4,5 0,09 0,92

Как видно из табл.1, среднее содержание А120з в руде составляет 21,5%, в мономинеральном ставролите - 50,2% и мусковитовом концентрате - 34,2%.

В опытах по солянокислотному разложению была использована исходная руда - ставролит-слюдистые сланцы. Механизм процесса вскрытия минералов и извлечения в раствор оксидов алюминия, железа, калия и натрия в виде хлоридов определяется рядом внешних факторов, а именно, температурным режимом, продолжительностью процесса, концентрацией и дозировкой соляной кислоты.

Влияние температуры процесса солянокислотного разложения на степень извлечения компонентов можно проследить на рис. 1а. Как видно температура процесса обработки играет важную роль в извлечении компонентов сырья из состава ставролит-слюдистых сланцев. С ее повышением скорость разложения ставролит-слюдистых сланцев увеличивается. Степень извлечения А1203 и Ре203 при 96°С достигает 37,5 и 96,5% соответственно.

Результаты исследования влияния длительности процесса солянокислотной обработки на извлечение компонентов в раствор приведены на рис. 16. При длительности процесса от 30 до 120 мин степень извлечения компонентов А1203 и Fe203 возрастает от 11,2 до 37,5% и от 38,4 до 96,7% соответственно. Дальнейшее увеличение длительности процесса разложения до 150 мин на степень извлечения А1203 и Fe203 практически не влияет. Неизменными факторами являлись: концентрация кислоты - 20%; температура обработки - 96°С; дозировка кислоты - 100% от стехиометрического количества.

Рис. 1. Зависимость степени извлечения компонентов от температуры (а) и продолжительности процесса разложения (б).

Влияние концентрации соляной кислоты на степень извлечения компонентов руды представлено на рис.2а. В данной серии опытов неизменными факторами являлись: температура разложения - 96°С; продолжительность процесса - 120 мин; дозировка кислоты - 100% от стехиометрического количества.

Рис. 2. Зависимость степени извлечения компонентов от концентрации (а) и дозировки кислоты (б).

Изменение концентрации кислоты варьировалось в пределах 5-25%. С ростом концентрации кислоты до 20% степень извлечения компонентов возрастает, достигая максимального значения А1203 - 37,6% и Ре203 - 96,7%, после чего изменяется незначительно.

Другим фактором, влияющим на степень извлечения компонентов, является дозировка соляной кислоты (рис.2б). Соляная кислота дозирована из расчета содержания легковскрываемой минералогической формы алюминия и железа. С увеличением дозировки кислоты от 25 до 100% стехиометрии, степень извлечения всех компонентов увеличивается, и для А120з и Ре20з соответственно возрастает от 9,3 до 37,7% и от 22,8 до 96,8%.

1.2. Кинетика процесса солянокислотного разложения ставролит-слюдистых сланцев

Опыты по солянокислотному разложению сырья с целью изучения кинетики процесса проводились в интервале температур 25-96°С, при продолжительности 30; 45; 60; 75; 90; 105; 120 мин. При этом использовали 20%-ную соляную кислоту, дозировка которой составляла 100% от стехиометрии для образования А1С13 и БеСЬ .

Экспериментальные кинетические кривые показаны на рис.3. С увеличением температуры степень извлечения глинозема резко возрастает. При продолжительности спекания 120 мин в интервале температур 25-96°С степень извлечения А120з увеличивается от 7,6 до 37,5%. Кинетические зависимости при 25°С имеют прямолинейный характер, а выше 70°С - сначала прямолинейный, а затем параболический. Практический интерес представляет область температур выше 96°С, в которой происходит почти полное извлечение А120з за короткий промежуток времени. Кинетические кривые хорошо описываются уравнением первого порядка:

<1аЛ1т = К(1-а), (1)

где: а - степень извлечения (%); х - время (мин); К - константа скорости извлечения, мин"1.

После несложных математических преобразований уравнение можно представить в виде:

Б У ' 2,303

На графике зависимости 1§1/(1-а) от времени (рис.4а) полученные прямые имеют отрицательный наклон, равный к/2,303- Кажущуюся энергию активации (Е) и предэкспоненциальный множитель ко определяли графическим методом с использованием уравнения Аррениуса:

К = К0-е~*т (3)

или:

1 ёк = 1ёка-:

(4)

2,303ЯТ'

где: Я - универсальная газовая постоянная, кДж/моль; Т - абсолютная температура, К.

0,%

40 т _ 9£>с

30 -

т 1 Г,ынц

О 30 60 90 120

Рис. 3. Зависимость степени извлечения А1203от времени при различных температурах.

На рис.4б представлена зависимость логарифма константы скорости извлечения (-^к) от величины обратной абсолютной температуры (1/Т-103). Как видно, точки удовлетворительно укладываются на прямую Аррениуса. По наклону прямой была вычислена кажущаяся энергия активации (Е), которая составила 38,8 кДж/моль. Численное значение энергии активации свидетельствует о протекании процесса в смешанной диффузионно-кинетической области.

1г1/(1-аИо

-II*

2.0

2.8-

3.2-

т—> х^мив

60 90 120

б)

-1—I—ГТ—I—I—1111

шла'

2.5 2.7 29 3.1 3.3 3.?

Рис.4. Зависимости: а) от времени б) 1ёк от обратной абсолютной 1 -а

температуры.

2. ФИЗИКО - ХИМИЧЕСКИЕ ИССЛЕДОВАНИЯ ПРОЦЕССА ПОЛУЧЕНИЯ ГЛИНОЗЕМА, КРИОЛИТ-ГЛИНОЗЕМНОГО КОНЦЕНТРАТА СПОСОБОМ СПЕКАНИЯ ИЗ СТАВРОЛИТ-СЛЮДИСТЫХ СЛАНЦЕВ И КАЛЬЦИЙФТОРСОДЕРЖАШЕГО СЫРЬЯ

2.1. Получение криолит-глиноземного концентрата из ставролит-слюдистых сланцев способом спекания

В качестве исходных материалов были использованы: ставролит-слюдистые сланцы, известняк и кальцинированная сода.

Влияние температуры и продолжительности процесса, а также массового соотношения компонентов в составе шихты на степень извлечения глинозема представлены на рис.5. Как видно максимальный выход А1203 (93,5%) достигается при следующих условиях: температура - 1050°С и продолжительность спекания - 120 минут.

Экстремальная зависимость степени извлечения А1203 от продолжительности спекания (рис.5б) объясняется тем, что при увеличении времени спекания алюмосодержащая часть шихты превращается в трудноизвлекаемую щелочную форму соединения.

Исследование зависимости степени извлечения А1203 из состава шихты при этих условиях показало следующее соотношение исходных материалов: , : тстаротя = 1,0:1,5 :1,0.

100 -1

40 60

100 120 140

VC«

1,мин(6)

Рис.5. Зависимость степени извлечения А1203 от температуры (а) и продолжительности процесса спекания (б).

2.2. Выщелачивание алюминатного спека

Спек, полученный при оптимальных условиях, дробился до размера частиц 0,1-0,5 мм и подвергался выщелачиванию раствором ЫаОН. При выщелачивании спека возможно протекание следующих химических реакций:

Ка20-А12038Ю2 + 2№ОН = №20-А1203 + №28Ю3 + Н20 (5)

Са0А1203-28Ю2 + 2Иа0Н = Са0А1203 8Ю2 + Ыа^Юз + Н20 (6) СаОЕеО-28Юг + 2Ыа0Н = СаОРеОБЮг + Иа^Юз + Н20 (7)

В результате протекания реакции (5) происходит извлечение глинозема в раствор. Оно зависит от многих факторов: химического состава и физических свойств спека, режима выщелачивания и аппаратурной схемы выщелачивания.

Поэтому было изучено влияние температуры выщелачивания спека на процесс извлечения глинозема (рис.6). Как показали исследования, с увеличением температуры от 20 до 95°С извлечение А1203 соответственно изменяется от 23,6 до 93,5% (рис.ба).

С увеличением продолжительности выщелачивания спека до 60 мин степень извлечения глинозёма возрастает до 93,7%, а затем снижается, вследствие взаимодействия силиката натрия с алюминатом натрия с образованием нерастворимого алюмосиликата натрия.

На рис.7а показано влияние концентрации раствора гидроксида натрия на степень извлечения оксида алюминия из твёрдого спека. Как видно, с ростом концентрации щелочи в интервале 60-100 г/л степень извлечения глинозёма возрастает до 93,6%. При дальнейшем увеличении концентрации щелочи, степень извлечения А1203 из состава спека снижается, вследствие увеличения вязкости пульпы, что в свою очередь приводит к уменьшению скорости диффузионного переноса неразложившихся частиц спека.

Рис.6. Зависимость степени извлечения А120з от температуры (а) и продолжительности процесса выщелачивания (б).

Также было изучено влияние отношения твёрдой фазы к жидкости в пульпе (Т:Ж) на степень извлечения глинозёма (рис.7б). Результаты свидетельствуют, о том что степень извлечения глинозёма в начале процесса возрастает до 93,7%, а затем уменьшается.

С целью изучения механизма процессов, протекающих при переработки спека, был проведён рентгенофазовый анализ исходных веществ и продуктов переработки.

а.%

Рис. 7. Зависимость степени извлечения А1203 от концентрации раствора ИаОН (а) и от соотношения Т:Ж процесса выщелачивания (б).

На рис.8 представлены штрихрентгенограммы шихты (а), спека (б) и твердого осадка (в) при оптимальных условиях. На рентгенограмме спека четко проявляются линии: >1а2ОА12Оз; Са0А1203-28Ю2и Са02Ре0-28Ю2.

2,5 4 2 1,4,5 , 3,5 2 1 ii 1 1 1 5 1,3 1,5 1 1 ii "*

6,7 7,9 7,10 1 6 I 8 1 Ю 1 6 9 1 1 1 1 1 1 1 1 6,8 Ю 1 9 10 1 1 1 1 «

6, ю 9 б 9,10 6 : 1 т 11 1 1 8 8,9 ю 1 1 -1-1-П

34 ю

Рис.8. Штрихрентгенограммы: а) трехкомпонентной шихты, б) спека, полученного из трехкомпонентной шихты при оптимальных условиях; в) твердого осадка после выщелачивания. 1-мусковит (КА1[ОН]2{А1813Ою}); 2-дистен А120[8Ю4]; 3-биотит (К(Ре..М§)3[ОН2](А1,Ее)813О10); 4-Ыа2С03; 5-. СаС03; 6-СаОРе203-28Ю2; 7-№20А1203; 8-СаОРе2Оэ; 9-2Са0А1203 8Ю2; 10-ЗСаО-А1203-3 5Ю2

Отсутствие линий алюмината натрия в нерастворимом твёрдом осадке (рис.8в) свидетельствует о почти полном переходе алюмината натрия в раствор. Результаты выщелачивания алюминатного спека полностью согласуются с результатами штрихрентгенофазового анализа.

2.3. Технологические основы получения криолит-глиноземного концентрата из алюмофторсодержащего сырья

Способ интенсификации процесса спекания с использованием чистых фтористых солей пока не нашел промышленного применения из-за их дефицитности и дороговизны. В республике имеются месторождения алюмо- и кальцийфторсодержащего сырья. Представляло интерес разработать технологию получения на их основе криолит-глиноземного концентрата, используемого в производстве алюминия электролизом.

Известно, что при спекании шихты возможно протекание реакций:

Ыа2С03 + А1203 = №20А1203 + С02 (8)

На2С0з + РеА = ^20Ре20з + С02 (9)

ЗСаР2 + А1203 = 2А1Е3 + ЗСаО (10)

СаР2 + №2С03 = 2NaF + СаО + С02 (11)

Иа2С03+ 8Ю2= №208Ю2+ С02 (12)

Ка208Ю2 + СаЕ2 = 2КаР + Са08Ю2 (13)

Ыа20 А120 + БЮ2 = Ма20А1203 8Ю2 (14)

Результаты исследований влияния температуры и продолжительности процесса спекания на степень извлечении А1203 приведены в таблице 2.

Таблица 2

Величина степени извлечения А12Оз при различных температурах и

брррпродолжительности процесса спекания шихты

№ Температура, °С Продолжительность процесса, мин Степень извлечения глинозема, а, %

1 600 50 9,8

2 650 50 19,8

3 700 50 33,4

4 750 50 48,6

5 800 50 66,2

6 850 50 83,3

7 900 50 90,1

8 950 50 82,3

9 980 50 70,6

10 950 15 26,5

11 950 20 38,2

12 950 25 52,4

13 950 30 68,9

14 950 35 82,7

15 950 40 93,3

16 950 45 93,9

17 950 50 91Д

18 950 55 82,3

В качестве исходных материалов при спекании были использованы: ставролит-слюдистые сланцы; кальцинированная сода; флюорит Такобского горно-обогатительного комбината; углерод из местных угольных месторождений.

Как видно (табл. 2 п. 16), максимальный выход А1203 (93,9%) достигается при следующем режиме: температура 900-950°С и длительность процесса спекания 45-50 минут.

Экстремальный вид зависимости выхода А1203 от температуры объясняется тем, что при повышении температуры скорость взаимодействия веществ по реакциям (8-14) возрастает, а дальнейшее повышение температуры свыше 950°С приводит к снижению выхода А1203. Потеря алюминия объясняется образованием и возгонкой А1Р3, согласно уравнению реакции (10).

Таблица 3

Величина степени извлечения А1203 при различных составах шихты

0=950°С, 1=50 мин)

№ Соотношение масс Степень извлечения глинозема, а, %

тпс тКа2С03 Ш алюмосод. сырья тСаРг

1 0,2 2,5 1,0 4,0 63,4

2 0,2 2,5 1,0 4,2 74,3

3 0.2 2,5 1,0 4,3 86,6

4 0.2 2,5 1,0 4,6 91,9

5 0,2 2,5 1,0 4,8 78,3

6 0,2 2,2 1,0 4,5 72,1

7 0,2 2,3 1,0 4,5 74,7

8 0,2 2,4 1,0 4,5 89,6

9 0,2 2,6 1,0 4,5 88,9

10 0,2 2,8 1,0 4,5 81,3

11 0,2 2,5 0,8 4,5 86,8

12 0,2 2,5 0,9 4,5 91,1

13 0,2 2,5 1,1 4,5 90,9

14 0,2 2,5 1,2 4,5 83,4

15 0,2 2,5 1,3 4,5 82,9

16 0,1 2,5 1,0 • 4,5 79,5

17 0,2 2,5 1,0 4,5 93,5

18 0,3 2,5 1,0 4,5 91,2

19 0,4 2,5 1,0 4,5 88,4

20 0,5 2,5 1,0 4,5 83,2

Изучение зависимости степени извлечения А1203 из состава шихты при этих условиях (табл.3, п. 17) показало, что наиболее благоприятным является следующее отношение масс (ш) исходных материалов:

тс '■ тш,со, • тшюмосодхь.рь, '■ тф,„„ршп = °.2:2,5:1,0:4,5 Также был проведен рентгенографический анализ исходных веществ и конечных продуктов. На штрихрентгенограмме исходной четырехкомпонентной шихты (рис.9а) четко проявляются линии мусковита, дистена, биотита, соды, флюорита и кварца. При спекании в результате взаимодействия составных частей шихты образуются ЫагО-АЬОз (алюминат натрия); ИаР; 2Са0Ре203-28Ю2; и 2Са0-А1203-28Ю2, линии которых четко проявляются на штрихрентгенограмме спека (рис.9б).

1,5

5 1 2,3 м, 5 1, 1,4 || 5 2, 1,2 1 6 1,4 1 5 2,6 1 5 1,3 1 1г ■

7,8 ? 7 ¡и 1 10 1 ,8 1 10 1 0 1 1г '

9 10 9, 1 1 1 1= 1 11 9'10 10,12 1 ii || '

38 10

Рис. 9. Штрихрентгенограммы: а) четырехкомпонентной шихты, б) спека, полученного из четырехкомпонентной шихты при оптимальных условиях; в) твердого осадка после выщелачивания.

1 —мусковит (КА1[ОН]2{А181зО,о}); 2-дистен А120[8Ю4]; 3-биотит (К(Ре..Мя)з[ОН2](А1,Ре)8ЬО,о); 4-кварц (8Ю2); 5-флюорит (СаР2); 6-

кальцинированная сода (ка2С03); 7-Ыа20 А1203; 8-№2Р; 9- СаОРе2С)3«28Ю2; 10-2Са<> А1203«28Ю2.11-ЗСа0'А1203*38Ю2; 12-СаОА12Оз«38Ю2;

2.4. Кинетика спекания шихты

Кинетика процесса спекания при оптимальном составе шихты в интервале температур 650-950°С исследовалась в изотермических условиях выдержкой шихтьг в муфельной печи в интервале 10-50 мин. Полученный спек измельчали и выщелачивали щелочным раствором по стандартной методике.

На основании полученных данных строили кинетические кривые, которые показаны на рис.10. С увеличением температуры и продолжительности спекания, степень извлечения А1203 возрастает. Кинетические кривые до 800°С имеют практически прямолинейный характер, а при 850°С - вначале

прямолинейный, а затем параболический. Максимальное извлечение А1203 наблюдается при продолжительности обжига 50 мин.

Для описания полученных кинетических кривых применяли топокинетическое уравнение Колмогорова-Ерофеева:

где:

1 - а = е "кт , (15)

ос - степень извлечения компонентов по времени т, к - константа,

п -

параметр, зависящий от формы ядра частицы.

Значение константы скорости находили по уравнению Саковича:

К = пк

,1/п

(16)

где: К - константа скорости реакции; т - время; п - кинетический параметр.

В дважды логарифмированном виде уравнение Колмогорова-Ерофеева представляет уравнение прямой ln[-ln(l-a)] = nlnt + Ink. Прямая, построенная в координатах 1пт-1п[-1п-а)], отсекает на оси ординат отрезок, соответствующий Ink, а тангенс угла ее наклона равен значению кинетического параметра п.

-1-1-f——I т,мин

О 10 20 3 0 40 J0

Рис. 10. Зависимость степени извлечения А120з от продолжительности спекания при различных температурах.

Зависимость в координатах lg[lg(l-a)] от Igt (рис.11) представляет собой прямую линию, что удовлетворяет условию применимости указанного уравнения. При этом значение п<1. Такое значение п в реакциях спекания шихты свидетельствует о том, что процесс протекает в кинетической области.

Для нахождения энергии активации и более точного определения области протекания процесса построен график зависимости логарифма средних значений констант скоростей реакции от обратной температуры (рис.116), он дает прямую линию, по тангенсу угла наклона которой рассчитывали значение энергии активации:

Е = 2,3 -R • /tga/ , (17)

где: И. - универсальная газовая постоянная; а - угол наклона прямой линии; Ъ, -отношение масштаба по оси абсцисс к масштабу по оси ординат; Е = 45,72 кДж/моль.

Проведенные исследования и вычисленные значения кинетических характеристик дают возможность выбора рационального режима осуществления процесса спекания.

1—I—г 1.0 1,2 1,4 1,6

б)

г-т-1 1Я-103

Рис. 11. Зависимость ^ (1-а)] от ^т (а) и ^К от величины обратной абсолютной температуры (б).

2.5. Выщелачивание алюминатно-фторидного спека

С пек, полученный при оптимальных условиях из четырехкомпонентной шихты, дробился до размера частиц 0,1-0,5 мм и подвергался выщелачиванию раствором ЫаОН.

Как следует из результатов исследований по изучению влияния различных факторов выщелачивания на степень извлечения глинозема (табл.4), с повышением температуры от 20 до 90°С степень извлечения глинозема монотонно возрастает, достигая 93,6% при 96°С. С увеличением продолжительности выщелачивания спека до 120 минут степень извлечения глинозема возрастает до 93,4%, а затем снижается вследствие взаимодействия силиката натрия с алюминатом натрия с образованием нерастворимого гидроалюмосиликата натрия.

Как видно из табл.4, наиболее благоприятным режимом процесса является: концентрация раствора - 100 г/л ЫаОН, температура - 96°С, Т:Ж=1:4, при продолжительность выщелачивания -120 мин. При этом степень извлечения А1203 достигает 93,6%.

С целью установления изменений в составе спека при щелочной обработке был проведен рентгенофазовый анализ исходных веществ и конечных продуктов.

На рентгенограмме спека (рис.9б) четко проявляются линии Ш20-А1203; 2СаО'А1 203"8Ю2; Са0Те203'28Ю2 и №Р. Отсутствие линий

алюмината натрия на рентгенограмме нерастворимого осадка (рис.9в) свидетельствует о переходе алюмината натрия в раствор.

Результаты химического анализа исходного и нерастворимого осадка согласуются с результатами рентгенофазового анализа.

Таблица 4

Влияние различных факторов выщелачивания на степень извлечения А120з

№ 1, °С СнаОН, Г/Л т, мин Т:Ж Степень извлечения глинозема, %

1. 20 100 120 1 4 28,5

2. 40 100 120 1 4 46,0

3. 60 100 120 1 4 64,8

4. 80 100 120 1 4 86,2

5. 90 100 120 1 4 90,9

6. 96 100 120 1 4 93,6

7. 96 60 120 1 4 72,0

8. 96 80 120 1 4 83,9

9. 96 110 120 1 4 90,5

ю] 96 120 120 1 4 88,9

11 96 100 80 1 4 84,9

12 96 100 100 1 4 86,7

13 96 100 140 1 4 93,4

14 96 100 60 1 3 77,5

15 96 100 60 1 6 89,0

16 96 100 60 1 7 89,9

2.6. Обескремнивание и карбонизация алюминатно-фторидного

раствора

Алюминатно-фторидный раствор после выщелачивания значительно загрязнен кремнеземом. Содержание БЮг в криолит-глиноземном концентрате негативно влияет на качество получаемого алюминия, поэтому необходимой предварительной стадией перед карбонизацией является обескремнивание алюминатно-фторидного раствора. С этой целью раствор нагревался до температуры 70-80°С и выдерживался в течение 2-3 часов. В результате выпадения в осадок гидроалюмосиликата натрия содержание кремнезема в растворе снижалось до 0,2 г/л. .

С целью нахождения оптимального режима осуществления процесса карбонизации, было проведено исследование влияния температуры и продолжительности процесса на степень извлечения полезных компонентов. Процесс изучался в термостатированном реакторе барботированием через раствор С02 при расходе 15 л/мин.

Было установлено, что наиболее благоприятными условиями проведения процесса являются: температура - 20-30°С и длительность - 30-40 минут, при этом степень извлечения криолит-гидроксида алюминия достигает 91,2%.

2.7. Термическая обработка криолит-гидраргиллитового осадка

Содержание воды в криолит-гидраргиллитовой смеси, полученной после фильтрации пульпы, составляет 35-45%. Согласно технологическому регламенту производства алюминия, содержание воды в основных сырьевых материалах более 1,5 мас% недопустимо в связи с протеканием термогидролиза фторсолей в процессе электролиза. Учитывая это, были проведены исследования для определения оптимальных условий термопрокалки криолит-гидраргиллитовой смеси в изотермических условиях. С этой целью образцы продуктов выдерживались при заданной температуре в течение необходимого времени, затем охлаждались в эксикаторе и по потере массы определялся процент испарившейся воды.

Таким образом, при температуре свыше 510°С получается полностью безводный глинозем.

Наличие линий бемита на штрихрентгенограмме криолит-гидраргиллитовой смеси, прокаленной при 300°С в течение двух часов, и линий у-А1203 на штрихрентгенограмме этой смеси, прокаленной при 600°С в течение 1 часа подтверждает протекание вышеуказанных процессов (рис.12).

1.2

I2 . I i

■ I I ■ I I I

2 2 J_L

а)

2.3 3

3 2 2 2 I 2

IMIll

■ ' i jlLL

в)

2 '2 4 2 2 2 I 4 I -> 4

11 щ| li_uii

в)

2.5

Г) -в

26 6 Рис. 12. Штрихрентгенограммы криолит-гидраргиллитовой смеси после термопрокалки: а) при 110°С в течение 2 ч; б) при 300°С в течение 1 ч; в) при 600°С в течение 1 ч; г) при 750°С в течение 1 ч. 1- гидраргиллит; 2 - криолит; 3 - бемит; 4 - у-А1203; 5 - а-А1203.

3. РАЗРАБОТКА ПРИНЦИПИАЛЬНЫХ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ ПЕРЕРАБОТКИ МЕСТНОГО АЛЮМОФТОРСОДЕРЖАЩЕГО СЫРЬЯ

3.1. Принципиальная технологическая схема переработки алюминийсодержащего сырья - ставролит-слюдистых сланцев кислотным способом

На основе проведенных исследований была разработана принципиальная технологическая схема получения глинозема и строительных материалов кислотным способом (рис.13).

Способ включает в себя следующие основные стадии: подачу измельченных руд и кислот в реактор с мешалкой и разделение полученной пульпы фильтрованием или отставанием.

Образовавшаяся при солянокислотной обработке смесь хлоридов алюминия и железа может быть использована:

-после отделения алюминия от железа и других примесей по известным методам,

-возможно также получение металлургического глинозема; -твёрдый остаток после кислотного разложения, представляющий собой оксиды кремнезема, можно использовать в производстве строительных материалов.

Рис.13. Принципиальная технологическая схема комплексной переработки ставролит-слюдистых сланцев кислотным методом.

3.2. Принципиальная технологическая схема получения глинозема и криолит-глиноземного концентрата из алюмофторкальцийсодержащего сырья спекательным способом

На основании проведенных исследований была разработана принципиальная технологическая схема получения глинозема и криолит-глиноземного концентрата из местного алюмокальцийфторсодержащего сырья способом спекания, представленная на рис.14.

Шихту, составленную из ставролит-слюдистых сланцев,

кальцинированной соды и известняка (вариант А), после измельчения сырья до размера частиц 0,5мм и смешивания, спекают в печи при температуре 1000-1100°С в течение 120 мин. Полученный спек, содержащий алюминат натрия, направляют на измельчение до размера частиц 1,0 мм и на выщелачивание.

Вариант А Вариант В

Рис. 14. Принципиальная технологическая схема получения глинозема, криолит-глиноземного концентрата и клинкера из местного алюмокапьцийфторсодержащего сырья способом спекания.

Выщелачивание спека в непрерывном процессе ведут маточным оборотным щелочным раствором. Для первоначального же цикла употребляют раствор свежего едкого натрия с концентрацией 80-100 г/л. При выщелачивании спека в раствор переходят алюминат натрия и некоторое количество кремнезема. Оптимальные условия выщелачивания: температура - 96°С, продолжительность -120 мин, соотношение Ж:Т = 4:1.

Шихту, составленную из ставролит-слюдистых сланцев, флюорита, кальцинированной соды и углерода (вариант В), после измельчения до размера частиц менее 0,5 мм и смешивания, спекают в муфельной печи при температуре 900-950°С в течение 45-50 минут. Полученный спек, содержащий алюминат и фторид натрия, направляют на измельчение до размера частиц менее 1,0 мм и выщелачивание. Выщелачивание спека аналогично варианту-А

После выщелачивания пульпу направляют на сгущение и фильтрацию. В осадке, содержащем кальций-железо-алюминиевый силикат (Са0А1203'28Ю2 и СаОРеО-28Ю2), содержится: СаО - 62,7%; ЗЮ2 - 22,87%; А1203 - 4,46% и Ре203 - 3,097%. Этот состав соответствует химическому составу портландцементного клинкера согласно ГОСТу и может быть рекомендован для производства клинкера.

Алюминатно-фторидный раствор с целью обескремнивания нагревают до температуры 96°С в течение 120 минут. Выпавший в осадок гидроалюмосиликат натрия отделяют фильтрованием пульпы, а алюминатно-фторидный раствор направляют на процесс карбонизации.

Карбонизация алюминатных растворов осуществляется барботированием через раствор смеси газов, содержащих С02 для выделения в осадок гидроксида алюминия. После сгущения и фильтрации белый осадок поступает на термообработку при температуре 600°С в течение 45 минут. Содовый раствор каустифицируют путем обработки гашеной известью и возвращают на процесс выщелачивания. Полученный криолит-глиноземный концентрат, содержащий до 25% свободного глинозема, может быть использован в качестве дополнительного сырья в производстве алюминия электролизом.

выводы

1. Физико-химическими методами установлены химический и минералогический составы алюминийсодержащего сырья - ставролит-слюдистого сланца.

2. Изучены условия взаимодействия ставролит-слюдистого сланца с соляной кислотой. Найдены оптимальные условия кислотного разложения ставролит-слюдистого сланца с получением хлористого алюминия.

3. Изучена кинетика процесса солянокислотного разложения алюминийсодержащего сырья - ставролит-слюдистого сланца. Найдена кажущаяся энергия активации, которая составляет 38,80 кДж/моль, что свидетельствует о протекании процесса в смешанной диффузионно-кинетической области.

4. На основе физико-химических исследований выявлено массовое соотношение компонентов шихты:

Щжоъ ■■ mNa1coJ ■ тставромт = 1,0:1,5:1,0

тС ■ Пстаеротт = 0'20 : 2)5 : 1>0 Г 4'5 '

Установлен оптимальный режим спекания шихты. Изучена кинетика процессов спекания и найдена кажущаяся энергия активации (45,72 кДж/моль), свидетельствующая о протекании процесса в кинетической области.

5. Установлены оптимальные параметры процессов выщелачивания спека, карбонизации алюминатно-фторидного раствора и термообработки криолит-гидраргиллитовой смеси. Разработана принципиальная технологическая схема получения криолит-глиноземного концентрата из местных сырьевых минералов.

Основные результаты диссертации отражены в следующих публикациях:

1. Мирзоев Б., Тураев С.С. Исследования по получению технического глинозема и побочных продуктов из ставролита // Материалы научно-теоретической конференции профессорско-преподавательского состава и студентов, посвященной 800-летию поэта, великого мыслителя Мавлоно Джалолуддина Балхи и 16-й годовщине Независимости Республики Таджикистан. - Душанбе, - 2007. -С. 105-107.

2. Мирзоев Б., Тураев С., Каюмов А., Табарова М., Маликоев Э. Получение коагулянтов для очистки воды из местных промышленных отходов // Материалы семинара-совещания «Наука - производству». -Душанбе, 2007. - С.7-10.

3. Мирзоев Б., Тураев С., Каюмов А., Табарова М. Разработка технологии получения новых коагулянтов для очистки воды из местного сырья и промышленных отходов // Материалы первой республиканской научно-практической конференции. - Чкаповск, 2007. - С. 162-164.

4. Тураев С.С., Мирзоев.Б., Рузиев Дж.Р. Физико-химическое изучение алюмофторидного спека //Материалы международной конференции «Наука и современное образование: проблемы и перспективы», посвященной 60-летию ТГНУ. - Душанбе, 2008.-С. 123.

5. Тураев С.С., Мирзоев Б., Сафиев Х.С. Получение криолит-глиноземного концентрата из алюмофторсодержащих минералов // Материалы международной конференции «Наука и современное образование: проблемы и перспективы», посвященной 60-летию ТГНУ. - Душанбе, 2008.-С.159.

6. Тураев С.С., Мирзоев Б.М., Валиев Ю. Технология выделения тяжелой фракции ставролитового концентрата и исследование ее минералогического состава // Материалы VI Нумановских чтений. -Душанбе, 2009. -С.205-207.

7. Тураев С.С., Мирзоев Б. Технологические основы переработки местного алюминийсодержащего .сырья. кислотным способом // Вестник ТГНУ. -Душанбе, 2009. - № 1(49). -С.150-153.

8. Сафиев Х.С., Мирзоев Б., Тураев С.С. Исследование процесса получения технического глинозема и побочных продуктов способом спекания из минерала ставролита // Вестник ТГНУ. - Душанбе, 2009. -№ 1(49). -С.165-172.

9. Сафиев Х.С., Мирзоев Б., Тураев С.С. Кинетика процесса солянокислотного разложения ставролит-слюдистых сланцев // Доклады АН Республики Таджикистан. - Душанбе, 2009. - Т.52. - №10. -С.785-788.

10. Сафиев Х.С., Мирзоев Б., Тураев С.С. Кинетика процесса получения глинозема и побочных продуктов из ставролит-слюдистого сланца и кальцийфторсодержащего сырья И Доклады АН Республики Таджикистан. - Душанбе, 2009. - Т.52. - №11. -С.873-876.

Поступило в печать 28.05.2010. Подписано в печать 31.05.2010. Формат 60x84 1/16. Бумага офсетная. Гарнитура литературная. Печать офсетная. Уел .печ.л.1,5. Тираж 100 экз. Заказ № 112

Отпечатано в типографии ООО «Эр-граф». 734036, г.Душанбе, ул.Р.Набиева 218.

Содержание диссертации автор исследовательской работы: кандидата технических наук, Тураев, Сабурджон Садриддинович

ВВЕДЕНИЕ.

Глава I. ЛИТЕРАТУРНЫЙ ОБЗОР

1.1. Общая характеристика алюминийсодержащих руд.

1.2. Кислотное разложение алюможелезистых руд и минералов.

1.3. Переработка глиноземсодержащих руд сухим щелочным способом.

Введение диссертация по химии, на тему "Физико-химические и технологические основы комплексной переработки алюмокальцийфторсодержащего сырья Таджикистана"

Поставленная цель исследований достигается решением следующих задач: изучение химического и минералогического составов алюминийсодержащего сырья — ставролит-слюдистых сланцев; нахождение оптимальных условий переработки сырья, обеспечивающих степень извлечения полезных компонентов в зависимости от различных физико-химических факторов;

- установление влияния режима переработки на выход алюмината натрия в спеке;

- физико-химический анализ исходных материалов и образующихся в ходе их переработки продуктов.

Основные положения, выносимые на защиту:

- принципиальная технологическая схема переработки местных алюмофторсодержащих руд.

Публикации. По теме диссертации опубликованы 4 статьи и 6 тезисов докладов.

Апробация работы. Результаты диссертационной работы обсуждены на семинаре-совещании «Наука - производству» (Душанбе, 2007 г.), республиканской научно-практической конференции (Чкаловск, 2007 г.), Международной конференции «Наука и современное образование: проблемы и перспективы», посвященной 60-летию ТГНУ (Душанбе, 2008 г.), научно-теоретической конференции «VI Нумановские чтения» (Душанбе, 2009 г.).

Заключение диссертации по теме "Физическая химия"

выводы

1. Физико-химическими методами установлены химический и минералогический составы алюминийсодержащего сырья — ставролит-слюдистого сланца.

4. На основе физико-химических исследований выявлено массовое соотношение компонентов шихты:

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Настоящая диссертационная работа посвящена физико-химическому исследованию сырья - ставролит-слюдистого сланца и кальцийфторсодержащего сырья.

Необходимость такого рода исследований вызвана тем, что Республика Таджикистан характеризуется наличием больших запасов алюмосиликатного и кальцийфторсодержашего сырья, большая часть которых при соответствующей кислотной обработке, а также спекательным способом может успешно использоваться как высокоэффективные коагулянты, криолито-глиноземный концентрат, а также, как клинкер для производства портландцемента.

Поэтому проведение исследований, посвященных физико-химическим и технологическим основам переработки алюмофторсодержащего сырья по кислотному и спекательному способу, имеет как теоретическую, так и практическую ценность.

Проведенные исследования кислотного разложения ставролит-слюдистого сланца [ЮЗ] показали возможность достаточно высокой степени извлечения полезных компонентов при следующих режимах: температура — 96°С, продолжительность процесса - 120 минут, концентрация соляной кислоты - 20% и дозировка кислоты — 100%. При этом степень извлечения компонентов достигала — 93,6%. Проведенные рентгенографические исследования и химический анализ состава продуктов показали, что солянокислотное выщелачивание при оптимальных условиях протекает с достаточно высокой степенью извлечения компонентов.

При обработке кинетических кривых по кислотному выщелачиванию [104], снятых в изотермических условиях, было отмечено, что точки укладываются на одну прямую линию Аррениуса. Величина, кажущейся энергии активации, составляющая 45,71 кДж/моль, свидетельствует о протекании процесса в кинетических областях.

При исследовании смешанного коагулянта выяснилось, что при низкой температуре эффективность его коагуляции выше, чем сульфат алюминия. Применение смешанного коагулянта дозами 10-150 мг/л для обработки питьевой воды при правильности дозировки не является опасным, остаточное содержание алюминия и железа в несколько раз ниже ПДК.

На основе проведенных исследований была разработана принципиальная технологическая схема комплексной переработки алюминийсодержащего сырья — ставролит-слюдистого сланца кислотным методом.

Исходя из наличия алюминий- и фторсодержащего минерального сырья в Таджикистане, были проведены исследования с целью получения сырья для производства алюминия [105]. В качестве исходных материалов при спекании были использованы: кальцинированная сода, ставролит-слюдистые сланцы Курговатского месторождения, флюорит Такобского горно-обогатительного комбината, уголь Назарайлакского месторождения.

Разработанная технологическая схема включает следующие основные технологические стадии: ® спекание шихты; © выщелачивание спека; обескремнивание и карбонизация алюминатно-фторидного раствора; ® термопрокалку криолит-гидраргиллитовой смеси.

Исследования по составу шихты и режимам спекания показали, что оптимальные показатели процесса достигаются при следующих массовых соотношениях компонентов шихты: тСаСОъ ' тХа2СОъ ' тставролит 1,0:1,5 :1,0 ставролит

• уу1 флюорит 0,20 :2,5 :1,0:4,5 и при следующих режимах спекания:

1. для трехкомпонентной шихты: температура - 1150°С и продолжительность процесса — 120 мин;

На основе проведенных исследований была разработана принципиальная технологическая схема комплексной переработки алюминийсодержащего сырья - ставролит-слюдистого сланца кислотным методом.

Разработанная технологическая схема включает следующие основные технологические стадии: ® спекание шихты; © выщелачивание спека; обескремнивание и карбонизация алюминатно-фторидного раствора; © термопрокалку криолит-гидраргиллитовой смеси.

Исследования по составу шихты и режимам спекания показали, что оптимальные показатели процесса достигаются при следующих массовых соотношениях компонентов шихты: mCaCQ3 ' mNa2C02 ' 171 ставролит 1,0:1,5 :1,0 tti ставролит ' флюорит 0,20 :2,5 :1,0 :4,5 и при следующих режимах спекания:

1. для трехкомпонентной шихты: температура - 1150°С и продолжительность процесса — 120 мин;

2. для четырехкомпонентной шихты: температура - 950°С и продолжительность процесса - 45 мин.

При этом степень извлечения полезных компонентов (А1203) достигает: в первом случае - 93,3%, во втором - 93,7%.

Химическим и рентгенофазовым методами анализа доказано наличие в составе спека кристаллических Ca0eFe0*2Si02; NaF; 2Ca0eAl203e2Si02; №20-А120з; а также аморфного Na2OSiC)2.

Обработкой кинетических кривых определена величина кажущейся энергии активации (45,715 кДж/моль), что свидетельствует о протекании процесса в кинетической области [106].

С целью извлечения полезных компонентов полученный спек дробился, измельчался до размеров частиц менее 0,1-0,5 мм и подвергался выщелачиванию раствором NaOH. Было установлено, что оптимальным режимом выщелачивания является: температура - 96°С; длительность процесса - 120 мин; Т:Ж = 1:4 и концентрация раствора - 80-100 г/л. При этом степень извлечения А1203 достигает 93,3%.

Кроме того, использовался спек из четырехкомпонентной шихты. Этот полученный спек также дробился и подвергался выщелачиванию раствором NaOH. Оптимальным режимом является: температура - 96 С; длительность процесса - 120 мин; Т:Ж = 1:4 и концентрация щелочного раствора - 100 г/л.

С целью установления изменений в составе спека, сущности протекающих процессов при выщелачивании спека был проведен рентгенофазовый анализ исходных веществ и конечных продуктов. Отсутствие линий алюмината натрия на рентгенограмме нерастворимого осадка свидетельствует о почти полном переходе алюмината натрия в раствор.

Разделение оксида алюминия и кремнезема является основным вопросом для щелочных способов получения глинозема, на котором в настоящее время базируется все мировое производство оксида алюминия.

Поэтому переходу кремнезема в алюминатный раствор всегда уделялось и уделяется большое внимание.

Процесс карбонизации алюминатно-фторидного раствора осуществляется при установленном оптимальном режиме: температура -30°С и расход воздуха - 15 л/мин барботированием через раствор углекислого газа. Степень извлечения полезных компонентов при этом достигает 91,2%. Рентгенофазовый и химический анализы осадка, . выпавшего при карбонизации, показали в составе осадка наличие криолита и гидроксида алюминия в виде гидраргиллита.

Результаты исследований по обезвоживанию криолит-гидраргиллитовой смеси показали, что процесс происходит при температуре 600°С и продолжительности 60 минут, при этом степень обезвоживания составляет 99,5%.

На основании исследований процесса термообработки гидроксида алюминия было установлено, что при кальцинации гидраргиллита А1203-ЗН20 или А1(ОН)3, гидратная влага удаляется в два приема: при 240 и 510°С. В первом случае из гидраргиллита удаляются две молекулы воды, и он превращается в моногидрат (бемит):

ЗН20 + 36,5 ккал - А1203-Н20 + Н20 (пар).

При температуре 510°С удаляется последняя, третья молекула воды и моногидрат переходит в у-А1203:

А1203-Н20 + 35,3 ккал = у-А1203 + Н20 (пар).

Таким образом, при температуре выше 510°С получается безводный у-глинозем.

Наличие линий бемита на рентгенограмме криолит-гидраргиллитовой смеси, прокаленной при 250°С в течение 45 минут, и линий у-А1203 на рентгенограмме этой смеси, прокаленной при 550°С, подтверждают рассуждения о протекании вышеуказанных процессов.

Проведенные исследования позволили разработать комплексную принципиальную технологическую схему получения криолит-глиноземного концентрата из местного алюминий- и фторсодержащего сырья.

Список источников диссертации и автореферата по химии, кандидата технических наук, Тураев, Сабурджон Садриддинович, Душанбе

1. Лайнер ЮА. Комплексная переработка алюминийсодержащего сырья кислотными способами. - М.: Наука, 1982. - 208 с.

2. Пономарев В.Д., Сажин B.C., Ни Л.П. Гидрохимический щелочной способ переработки алюмосиликатов. — М.: Металлургия, 1964. — 112 с.

3. Манвелян М.Г. — В кн.: Химия и технология глинозема // Тр. Всесоюз. Совещ. / Ереван: НТИ СНХ АрмССР, 1964. -С.31-43.

4. Китлер И.Н., Лайнер Ю.А. Нефелины комплексное сырье алюминиевой промышленности. — М.: Наука, 1962. — 237 с.

5. Мирсаидов У.М., Сафиев Х.С., Комплексная переработка низкокачественного алюминийсодержащего сырья. — Душанбе, 1998. -238 с.

6. Мирсаидов У.М., Сафиев Х.С., Исматдинов М., Назаров Ш.Б. Комплексная переработка алюминиевых руд некоторых месторождений Таджикистана // Изв. АН РТ. Сер. физ.-мат., хим. и геол. наук, 1999. №1. -С.74-77.

7. Сафиев Х.С., Физико-химические основы комплексной переработки низкокачественного алюминийсодержащего сырья: Дисс. докт. хим. наук. Душанбе, 1997.

8. Равич Б.М., Окладников В.П., Лыгач В.Н. и др. Комплексное использование сырья и отходов. — М.: Химия, 1988. 288 с.

9. Запольский А.К. Сернокислотная переработка высококремнистого алюминиевого сырья. Киев: Наукова думка, 1981. — 208 с.

10. Шварцман Б.Х. Кислотные методы переработки глинозёмсодержащего сырья. М.: Цветметинформация, 1964. — 89 с.

11. Китлер И.Н., Лайнер Ю.А., Исматов Х.Р. и др. Агитационное выщелачивание каолиновой глины азотной кислотой // Металлургия цветных и редких металлов. М.: Наука, 1967. - С.234-237.

12. Макарова B.C. К вопросу азотнокислотной переработки алюмосиликатов: Автореф. дис. канд. техн. наук. М., 1969.- 26 с.

13. Чижиков Д.М., Китлер И.Н., Исматов Х.Р. Выщелачивание обожжённой каолиновой глины азотной кислотной // Исследование процессов в металлургии цветных и редких металлов. М., 1969. -С.221-225.

14. Дыбина П.В. К вопросу очистки солянокислого раствора от железа методом экстрагирования // Журнал прикладной химии, 1960. Т. 33. -№ 10. - С.2184-2189.

15. Назаров Ш.Б. Исследование двухстадийного разложения нефелиновых сиенитов серной и соляной кислотами: Дис. канд. хим. наук. -Душанбе, 1993.- 112 с.

16. Хазанов Е.И., Егорова И.В., Макаренко С.П. Очистка солянокислых растворов хлористого алюминия от железа ионообменными смолами // Тр. IV Всесоюз. совещ. по химии и технологии глинозёма. -Новосибирск, 1971. С.424-429.

17. Сандлер Е.М. Некоторые вопросы разработки и укрупненной проверки технологии сернокислотного способа комплексной переработки кольских нефелиновых концентратов: Автореф. дис. канд. техн. наук. -М., 1969.- 17 с.

18. Разработка способа получения высококонцентрированного сернокислого алюминия / JI.A. Трифонова, Ю.К. Кисиль, Г.Д. Мотовилова и др. // Тр. Уральского научно-исслед. хим. ин-та (УНИХИМ), 1984. Вып. 57. - С. 125-128.

19. Запольский А.К. Исследование и разработка сернокислотного метода переработки высококремнистого алюминиевого сырья: Дис. . д-ра техн. наук. Киев, 1974. - 287 с.

20. Пустильник Г.Л., Певзнер И.З. Кислотные способы переработки низкокачественного алюминийсодержащего сырья. — М.: Цветметинформация, 1978. — 53 с.

21. Китлер И.Н., Исматов Х.Р., Лайнер Ю.А. и др. Комплексный азотнокислотный способ переработки каолиновых глин // Металлургия цветных и редких металлов. — М., 1967.— С. 181-187.

22. Гладушко JI.B., Сажин B.C., Запольский А.К. Разложение каолинов Владимирского месторождения серной кислотой // Хим. пром. Украины, 1967. №6. - С.9-12.

23. Гладушко Л.В., Запольский А.К., Бобошко Б .Я. Непрерывный способ получения сульфата алюминия из каолинов. В кн.: Технология каогулянтов. - Л.: Химия, 1974. - С. 79-82.

24. Чижиков Д.М., Плигинская Л.В., Лайнер Ю.А., Субботина Е.А. Исследование процессов в гидрометаллургии цветных и редких металлов // Гидрометаллургия: Автоклавное выщелачивание, сорбция, экстракция, М., 1976.-С.251-256.

25. Запольский А.К. Разработка и исследование сернокислотного способа комплексной переработки алунитовых руд: Автореф. дис. . канд. техн. наук. — Киев, 1966. — 24 с.

26. Лайнер Ю.А. Комплексная переработка алюминийсодержащего сырья кислотными способами. — М.: Наука, 1982. 208 с.

27. Запольский А.К., Рыбачук Ф.Я., Гелета И.А. Получение коагулянта из алунитов // Сернокислотная переработка высококремнистого алюминиевого сырья. Сумы, 1972. -С. 167-169.

28. Сажин B.C., Запольский А.К. Кислотный способ переработки алунитовых руд // Цветные металлы, 1968. №3. - С. 46-49.

29. Тагиев Э.И. Пути усовершенствования комплексной переработки заглинских алунитов: Автореф. дис.канд. техн. наук. М., 1970. - 19 с.

30. Шахтахтинский Г.Б., Халилов А.Н., Асланов Г.А. Получение алюминиевых солей бедноалунитзированных пород Заглинского месторождения. — Баку: Элм, 1972. 126 с.

31. Саракуз П.К. Получение коагулянта сульфата алюминия из алюминиевого сырья // Хим. промышленность, 1955. №1. -С.361—363.

32. Савчук С.И. Непрерывный метод получения каолин-нефелиновогокоагулянта: Автореф. дисканд. техн. наук. М.: НИУИФ, 1953. —12 с.

33. Пустильник Г.Л., Герасимов А.Д., Певзнер И.З. Состояние и перспективы переработки низкокачественного алюминиевого сырья // Цветная металлургия: Науч. техн. бюл., 1977. № 16. -С.28-31.

34. Бернштейн А.А., Шморгуненко Н.С. Проблемы получения глинозема изнебокситового сырья в зарубежной алюминиевой промышленности // Тр. ВАМИ, 1972. № 18. - С. 148-170.

35. Басов В.П., Шутько А.П. Химизм и основные параметры процесса разложения нефелина соляной кислотой // Укр. хим. журн, 1976. Т. 42. - №Ю.-С.1140-1106.

36. Нуркеев С.С., Малыбаева Г.О., Романов Л.Г. О кинетике растворения различных форм и соединений оксида алюминия в соляной кислоте // Комплексное использование минерального сырья, 1981. №10. -С.84-86.

37. Малыбаева Г.О., Романов Л.Г., Нуркеев С.С. О взаимодействии ряда форм и соединений оксида алюминия, а также золы экибастузских углей с соляной кислотой // Изв. ВУЗов. Цветная металлургия, 1987. -№1.- С.50-53.

38. Бунич Г.М., Хазанов Е.И. Характеристика и обзор получения глинозёма из различных видов сырья // Легкие металлы, 1932. №4. -С. 18-29.

39. Кузнецов В.М. Производство сернокислого глинозема. М.: ОНТИ, 1932. - Приводится по: Позин М.Е. Технология минеральных солей. -Л.: Химия, 1970. - Т.1.-659 с.

40. Плотников В. А., Зосимович Д-П., Подорван И.М. Получение глинозёма из глин электрохимическим путём // Журн. хим. пром—ти, 1934. №10. -С.50-54.

41. Ададуров И.Е. Растворимость глин Донбасса в серной кислоте и очистка сернокислого глинозема хлорированием (при производстве сернокислого глинозема) // Журн. хим. пром—ти, 1928. №17. -С.941-942.

42. Пат. 1005052 (Великобритания). Improvements in relations to the production of aluminum sulphate / R.L. Savage. Опубл. 20.09.65.

43. Пат. 1347556 (Франция). Prosede de preparation de sulfare d'aluminium a partir de liquer residuelle de de'capage et de miniral d'aluminium / The North American corporation. Опубл. 18.11.63.

44. Пат. 1013983 (Великобритания). Improvements in the hydrometallurgical production of aluminum sulphate / I.C. Ekerret. Опубл. 22.12.65.

45. Пат. 3216792 (СП1А). Hydrometallurgical process / V. Marvin. Опубл. 09.11.65.

46. Пат. 20933 (ГДР). Verfabren zur Herstelluna vor Aluminiumsalzen aus tonerdehaltigen Rohstoffen mittels Mineralsauren / W. Singer, F. Seidel. -Опубл. 14.02.61.

47. Wornilka A. Nowa metoda produkcji siarczanu glinowego w procesie ciaglum z glin о niskiej zawartosci tlenkow glinu // Przem. Chem., 1963. -V. 42.-№11.-P. 649-650.

48. Белянкин Д. С., Федотьев К.М. Кривая нагревания каолина в современном её освещении // Докл. АН СССР, 1949. -Т.65. №3. -С.357— 364.

49. Punaki К. Studies of the sulfuric acid process for obtaining pure aluminum from its ores. Tokyo, 1950. - 165 p. (Bull. Tokyo Inst. Technol. B; №1).

50. Хазанов Е.И. Комплексная переработка алюмосиликатов сернокислотным способом // Тр. IV Всесоюз. совещ. по химии и технологии глинозема. Новосибирск, 1971. -С.416-^23.

51. Ford K.J.R. Leaching of fine pelletised kaolin usina sulphuric acid // J. Hydrometallurgy, 1992. V. 29. -№1-3. -P. 109-130 / Выщелачивание тонкого и гранулированного каолина месторождения Natal с применением серной кислоты.

52. Хазанов Е.И., Егорова И.В., Макаренко С.П. Очистка солянокислых растворов хлористого алюминия от железа ионообменными смолами // Тр. IV Всесоюз. совещ. по химии и технологии глинозёма. -Новосибирск, 1971. С. 424-429.

53. Сафиев Х.С., Бобоев Х.Э., Гайдаенко Н.В. и др. Кислотное разложение предварительно обожженных каолиновых глин Таджикистана // Докл. АН Респ. Таджикистан, 1995. Т.38. - №5-6. -С.67-70.

54. Сандлер Е.М. Некоторые вопросы разработки и укрупненной проверки технологии сернокислотного способа комплексной переработки кольских нефелиновых концентратов: Автореф. дис. . канд. техн. наук.-М., 1969.-17 с.

55. Макарова B.C. К вопросу азотнокислотной переработки алюмосиликатов: Автореф. дис. . канд. техн. наук. М., 1969.- 26 с.

56. А.С. 372175 (СССР). Способ переработки нефелина / Д.М.Чижиков, Н.Ш.Сафиуллин, А.И.Лайнер и др. Опубл. в Б.И., 1973, №13.

57. А.С. 220252 (СССР). Способ получения глинозема и других продуктов из нефелина / С.М.Бондин, В.И.Захаров. Опубл. в Б.И., 1979, №45.

58. Саттарова М.А., Таджибаев Г., Сафиев Х.С., Мирзоев Б. Физико-химическое исследование продуктов солянокислотного разложения нефелиновых сиенитов Турпи // Комплексное использование минерального сырья, 1992. №4. —С.51-55.

59. Мирзоев Б., Сафиев Х.С., Мирсаидов У.М., Шарипов А. Опытно-заводские испытания кислотной переработки нефелиновых сиенитов // Изв. АН ТаджССР. Сер. физ.-мат., хим. и геол. наук, 1992. №1. -С.64-66.

60. Сафиев X., Мирзоев Б., Рахимов К., Мирсаидов У.М. Солянокислотное разложение нефелиновых сиенитов // Изв. АН ТаджССР. Сер. физ.-мат., хим. и техн. наук, 1995. №3. -С.66-68.

61. Сафиев Х.С, Мирзоев Б., Рахимов К., Мирсаидов У.М. Солянокислотное разложение минералов нефелинового сиенита Турпи // Докл. АН Респ. Таджикистан, 1995. -Т.38. №5-6. -С.52-56.

62. Патент №298 TJ (Таджикистан). Способ переработки глиноземсодержащего сырья / Ш.Б.Назаров, Запольский А.К., Мирсаидов У.М., Сафиев Х.С., Рузиева Д.Р., Амиров О.Х., Опубл. в Б.И., 1998, №12.

63. Рузиева Д.Д., Амиров О.Х., Назаров Ш.Б. Рентгенофазовый анализ нефелиновых сиенитов Турпи и продуктов их кислотного разложения. Деп. в НПИ Центре. -Душанбе, 1999. - №017 (1258). - 6 с.

64. Назаров Ш.Б., Амиров О.Х., Рузиева Д.Д., Мирсаидов У.М., Сафиев Х.С., Новый способ получения глинозема // Докл. АН Респ. Таджикистан, 1998. Т.12. - №1-2. -С.67.

65. Сафиев Х.С., Назаров Ш.Б., Амиров О.Х. Метод разложения нефелиновых сиенитов Турпи // Информационный листок НПИ Центра. Душанбе, 2000. - Серия 61.31. - №76.

66. Мирзоев Б. Хлорное и кислотное разложение нефелиновых сиенитов: Дисс. . канд. хим. наук. Душанбе, 1994.

67. Рузиева Д.Д. Двухстадийное разложение нефелиновых сиенитов азотной и соляной кислотами: Дисс. . канд. техн. наук. Душанбе, 1999.

68. Амиров О.Х. Селективное извлечение компонентов нефелиновых сиенитов методом термохимической активации: Дисс. . канд. техн. наук. Душанбе, 1999.

69. Назаров Ш.Б. Физико-химические основы комплексной переработки высококремнистых алюминиевых руд: Автореф. дис. . д-ра техн. наук. Душанбе, 2000.

70. Троицкий И.А., Железнов В. А. Металлургия алюминия. М.: Металлургия, 1984. - 400 с.

71. Лайнер А. И. Производство глинозема // Металлургиздат, 1961.- 619 с.

72. Ни. Л. П., Райзман В.Л., О. Б. Халяпина. Производство глинозема: справочное изд. Алма-Аты, Институт металлургии и обогащения МН-АНРК.

73. Райзман В. Л. Комбинированные способы переработки низкокачественного алюминиевого сырья. -Алма-Аты: Наука, 1988. -256 с.

74. Купряков Ю.П. Состояние и перспективы металлургической переработки вторичного алюминийсодержащего сырья // Цветные металлы, 1982. С. 7-11.

75. Беляев А. И. Металлургия легких металлов. Изд. «Металлургия», 1970, Большое издание. 368 с.

76. Мхитарян Н. К., Пазухин В. А. Сборник научных трудов. МИЦИЗ, №26. Металлургиздат, 1957. - С. 547.

77. Мхитарян Н. К., Пазухин В. А. Восстановительный обжиг смеси сульфатов алюминия и натрия с получением растворимого в воде алюмината // Цветные металлы, 1957. -№ 11. С. 41.

78. Пеняков Д. А. Способ непрерывного производства алюмината натрия. -Российский патент 22339 от 1912.

79. Мальц Н.С., Майер А.А., Проконов И.В., Поднебесный Г.П. Особенности процесса спекания шламовой шихты при производстве глинозема последовательным способом Байер-спекание // Цветные металлы, 1980. № 11. - С.57-59.

80. Ильинский В. Н., Сагайдачный А. Ф., И. Г. Матвеев. Получение окиси алюминия из тихвинских бокситов по комбинированному методу // Труды ГИПХ, 1932. -№ 16. С. 601.

81. Семин В.Д., Медведев Г.П., Семина З.Ф. и др. Влияние добавок угля на интенсификацию процесса спекания глиноземсодержащих шихт // Цветные металлы, 1981. № 6. - С. 22-24.

82. Назаров LLL, Запольский А.К., Сафиев Х.С., Мирсаидов У.М. Отходы производства — сырье для получения коагулянтов // Докл. АН Республики Таджикистан, 1992. Т.35. - №9. -С.448-450.

83. Евразийский патент № 003660, выдан 28.08.2003 г. Способ переработки твердых отходов шламового поля алюминиевого производства / У.М.Мирсаидов, Х.С.Сафиев, Б.С.Азизов, Д.Р.Рузиев, Д.С.Лангариева // Бюллетень изобретений ЕАПВ, №1.

84. Азизов Б.С., Мирсаидов У.М., Сафиев Х.С. Получение щелочного коагулянта из отходов производства алюминия / Тезисы докладов межд. научно-практической конференции «Градоформирующие технологии XXI века». Москва, 2001. -С.155-156.

85. Курохтин А.Н., Азизов Б.С., Алиджанов Ф.Н., Валиев Ю.А., Сафиев Х.С. Комплексная переработка и использование отходов производства алюминия и местного минерального сырья // Цветные металлы, 2000. -№3. —С.88-93.

86. Лангариева Д.С. Физико-химические основы переработки отходов алюминиевого производства с использованием местных сырьевых материалов: Дисс. . канд. техн. наук. — Душанбе, 2002.

87. Азизов Б.С. Физико-химические и технологические основы комплексной переработки жидких и твердых отходов производства алюминия: Автореф. дис. . д-ра техн. наук. Душанбе, 2003. - 50 с.

88. Шаймуродов Ф.И. Физико-химические основы получения криолит-глиноземного концентрата из местного алюмофторсодержащего сырья и отходов алюминиевого производства: Автореф. дис. канд. техн. наук. Душанбе, 2006. - 22 с.

89. Мирсаидов У.М., Азизов Б.С., Рузиев Д.Р., Лангариева Д.С. Кинетика процесса выщелачивания получения КГС из отходов ТадАЗа и местного минерального сырья // Докл. АН Республики Таджикистан. — Душанбе, 2001.-№11-12.-С.9-12.

90. Ковба Л.М., Трунов В.Н. Рентгенофазовый анализ. М.: МГУ, 1969. -160 с.

91. Михеев В.И. Рентгенометрический определитель минералов. М.: ГНТИ, 1957. - 867 с.

92. Берг Л.Г., Николаев А.В., Роде Т.Я. Термография. — М.: Изд. АН СССР, 1976. -526 с.

93. Берг Л.Г. Введение в термографию. М.: Наука, 1969. — 395 с.

94. ЮЗ.Тураев С.С., Мирзоев Б. Технологические основы переработкиместного алюминийсодержащего сырья кислотным способом // Вестник Душанбе, 2009. №1(49). С.150-153.

95. Сафиев Х.С., Мирзоев Б., Тураев С.С. Исследование процесса получения технического глинозема и побочных продуктов способом спекания из минерала ставролита // Вестник Душанбе, 2009. -№1(49). -С.165-172.

96. Сафиев Х.С., Мирзоев Б., Тураев С.С. Кинетика процесса солянокислотного разложения ставролит-слюдистых сланцев // Докл. АН Республики Таджикистан. Душанбе, 2009. - Т.52. - №10. —С.785-788.

97. Сафиев Х.С., Мирзоев Б., Тураев С.С. Кинетика процесса получения глинозема и побочных продуктов из ставролит — слюдистого сланца и кальцийфторсодержащего сырья // Докл. АН Республики Таджикистан. -Душанбе, 2009. Т.52. -№11. -С.873-876.