Содержание к диссертации
Введение
ГЛАВА 1. Литературный обзор
1.1. Общая характеристика алюминийсодержащих руд 7
1.2. Щелочные способы переработки алюминийсодержащих руд 12
1.3. Кислотные способы переработки алюминийсодержащих руд 13
1.3.1. Кислотное разложение алунитов 18
1.3.2. Кислотное разложение каолиновых глин и сиаллитов 21
1.4. Хлорные способы переработки алюминийсодержащих РУД 30
1.5. Заключение по литературному обзору и задачи настоящей работы 35
ГЛАВА 2. Методика эксперимента и разложение аргиллитов месторождений зидды и чашма-санг таджикистана серной кислотой
2.1. Минералогическая и физико-химическая характеристики аргиллитов месторождений Зидды и Чашма-Санг 37
2.2. Методы физико-химических исследований аргиллитов 38
2.3. Методика эксперимента и химический анализ 39
2.4. Сернокислотное разложение аргиллитов месторождений Зидды и Чашма-Санг 40
2.4.1. Сернокислотное разложение аргиллитов месторождения Зидды 40
2.4.2. Сернокислотное разложение предварительно обожженных аргиллитов месторождения Чашма-Санг 47
2.5. Кинетика сернокислотного разложения аргиллитов месторождения Зидды 53
2.6. Кинетика сернокислотного разложения аргиллитов месторождения Чашма-Санг 56
2.7. Описание процессов разложения аргиллитов месторождений Зидды и Чашма Санга сернокислотным способом 59
2.8. Химические реакции переработки аргиллитов сернокислотным способом 61
ГЛАВА 3. Хлорирование аргиллитов месторождений Зидды и Чашма-Санг Таджикистана
3.1. Хлорные способы получения соединений алюминия и железа из низкокачественных алюминийсодержащих руд 63
3.2. Хлорирование аргиллитов месторождения Зидды 66
3.3. Хлорирование аргиллитов месторождения Чашма-Санг 71
3.4. Кинетика хлорирования аргиллитов месторождения Зидды 77
3.5. Кинетика хлорирования аргиллитов месторождения Чашма-Санг 79
3.6. Принципиальная технологическая схема переработки аргиллитов месторождений Зидды и Чашма-Санг хлорным способом 82
3.7.Химические реакции переработки аргиллитов месторождений Зидды и Чашма-Санг хлорным способом 84
Заключение 86
Выводы 89
Литература 90
- Кислотные способы переработки алюминийсодержащих руд
- Заключение по литературному обзору и задачи настоящей работы
- Сернокислотное разложение предварительно обожженных аргиллитов месторождения Чашма-Санг
- Принципиальная технологическая схема переработки аргиллитов месторождений Зидды и Чашма-Санг хлорным способом
Введение к работе
Развитие народного хозяйства страны неразрывно связано с ростом потребления материально-сырьевых ресурсов, в том числе и глиноземного сырья для производства алюминия и его солей. Основным сырьем, на котором базируется алюминиевая промышленность, являются высококачественные бокситы. Из них глинозем производят наиболее; простым и экономичным способом Байера. Однако растущая потребность в производстве алюминия и продуктов на его основе, с одной стороны, и некоторая ограниченность запасов бокситов, с другой, вызвали необходимость использования других видов глиноземсодержащего сырья. Сырьевая база алюминиевой,. химической, керамической и стекольной промышленности значительно расширилась благодаря другим разведанным видам глиноземсодержащего сырья. К таким видам сырья относятся нефелины, глины, каолины, алуниты, аргиллиты, бентониты, низкокачественные бокситы, запасы которых имеются в достаточно больших количествах и месторождения их повсеместно распространены. Эти виды сырья, несмотря на пониженное содержание глинозема, содержат в своем составе помимо алюминия другие полезные компоненты. Поэтому промышленная переработка этих руд является вполне целесообразной и даже выгодной, если переработку вести комплексным методом.
Учитывая основную нехватку глинозема и фарфорового сырья для промышленных предприятий республики, нами проведены работы по выделению этих сырьевых материалов из местных руд. Кроме того, республика нуждается в коагулянтах, применяемых для очистки питьевых и сточных вод, исходным сырьем для производства которых также являются нефелины, каолины, алуниты, бокситы, аргиллиты и др.
Получение алюминия и его солей из указанных алюминиевых руд требует принципиально новых технологических разработок, где одним из важных этапов процесса переработки является разложение сырья с извлечением и выделением полезных его составляющих из низкокачественных
алюминиевых руд, запасы которых огромны, а месторождения их повсеместно распространены.
Поэтому разработка эффективных способов переработки низкокачественных высококремнистых алюминиевых руд, а также вскрытие сырья, с извлечением составляющих его оксидов и минералов представляет большой интерес. Приемлемость для дальнейшей обработки и установление химических реакций, протекающих на стадиях обработки аргиллитов хлорированием, является актуальной задачей.
Цель и задачи. Целью настоящей работы является исследование процессов разложения алюминийсодержащих руд - аргиллитов месторождений Зидды и Чашма-Санг Республики Таджикистан кислотными и хлорным способами. Нахождение оптимальных условий разложения оксидов из состава аргиллитов, обеспечивающих селективное и максимальное извлечение .его компонентов в зависимости от различных физико-химических факторов.
Основными задачами исследования являются:
- изучение физико-химических свойств исходных сырьевых материалов и
конечных продуктов переработки сернокислотного разложения и
хлорирования аргиллитов на основании РФА, ДТА и
комплексонометрических методов анализа;
установление процессов разложения на стадии вскрытия аргиллитов, с избирательным извлечением его составляющих оксидов кислотным и хлорными способами;
исследование кинетики процессов разложения переработки аргиллитов кислотными и хлорным способами.
Практическая значимость работы. Результаты исследования могут быть использованы как методическое указание при разработке технологии переработки низкокачественных алюминиевых руд и получении широкого круга товарных продуктов из высококремнистых алюминийсодержащих руд кислотным и хлорным способами.
Основные положения, выносимые на защиту:
результаты физико-химических и минералогических исследований аргиллитов и продуктов их разложения серной кислотой и хлорированием;
результаты кинетических исследований процессов кислотного разложения;
результаты хлорирования аргиллитов месторождений Зидды и Чашма-Санг;
результаты кинетических процессов хлорного разложения аргиллитов. Апробация работы. Основные результаты работы обсуждались на:
ежегодных научных конференциях Института химии им. В.И.Никитина АН Республики Таджикистан (Душанбе, 2000-2005 гг.); республиканском научно-практическом семинаре «Внедрение разработок ученых Таджикистана ;в промышленность» (Душанбе, 2001 г.); республиканской научно-практической конференции «Инновация — эффективный фактор связи науки с производством» (Душанбе, 2008 г.), а также международной конференции «Устойчивое развитие горных территорий» (Владикавказ, 2007 г.).
Публикации. По теме диссертационной работы опубликовано 6 статей и тезис доклада.
Объем диссертации. Диссертация представляет собой рукопись, изложенную на 101 страницах компьютерного набора и включает 4 таблиц, 25 рисунков, а также список литературы из 87 библиографических названий.
Кислотные способы переработки алюминийсодержащих руд
Впервые в мире промышленно освоен способ комплексной переработки нефелинов на глинозем, соду, поташ и цемент методом спекания [1, 2]. Сущность способа спекания высококремнистых алюминиевых руд заключается в том, что оксид алюминия превращается в алюминаты натрия или кальция (в случае бесщелочных руд), а диоксид кремния - в двухкальциевый силикат при высокотемпературном спекании (1200-1350С) с содой и известняком. Из алюминатного раствора выделяют известными приемами гидроксид алюминия, который перерабатывается на глинозем. Способ спекания наряду с его известными преимуществами имеет существенные недостатки: увеличенные материальные потоки, большие капитальные затраты и расход топлива.
Разработан гидрохимический способ переработки нефелинов и других алюмосиликатов [2, 3]. Сущность способа заключается в автоклавной обработке при температуре выше 260С высококремнистой алюминиевой руды в присутствии извести концентрированным раствором щелочи (Na2O 350 г/дм3) при высоком молярном отношении Na20:Al203 (ак 9). В результате такой обработки кремнезем связывается в натриево-кальциевый силикат Na202Ca02Si02-2H20 и таким образом осуществляется селективное разделение кремнезема и глинозема. К преимуществам этого способа следует отнести замену высокотемпературного спекания (1200-1300С) автоклавным выщелачиванием (260-280С), а также уменьшение расхода извести в два раза. Основным недостатком является очень большой оборот (около 20 молей Na20 на один моль извлеченного А120з, тогда как в способе Байера -, 3-3,5 моль концентрированной щелочи и высокий расход тепла на упаривание растворов).
В кислотных способах переработки низкокачественных алюминиевых руд обычно используют серную, соляную и азотную кислоты, которые позволяют относительно просто осуществить селективное разделение глинозема и кремнезема уже на стадии кислотной обработки руды, что является своего рода химическим обогащением бедной алюминиевой руды. Авторами работы [6] предложено обрабатывать нефелиновый концентрат проходящий через тарельчатый питатель на лопастной шнек серной кислотой, предварительно нагретой до 85С. Серную кислоту дозируют так, чтобы обеспечить ее введение в процесс в количестве, соответствующем 90% от стехиометрии по отношению к оксидам алюминия, натрия и калия, содержащимся в нефелиновом концентрате, а воду подают так, чтобы концентрация кислоты в шнеке была равной 75%. Температура в шнеке за счет реакций поднимается до 172 С. При этом получается хорошо фильтруемая масса, где степень извлечения А12Оз — 95%. Вопросами получения нефелинового коагулянта при обработке его серной кислотой занимались Н.К.Саракуз и С.И.Савчук [7, 8]. Степень разложения составляла 85-90%. Авторами работы [9] предлагается обрабатывать нефелин при перемешивании 18-20%-ной азотной кислотой, и полученная пульпа направляется в печь с температурой 300С на 20-30 мин. Сухой продукт выщелачивают водой при температуре 80С и извлекают нитраты калия и натрия в виде готового продукта фильтрацией. Остаток обрабатывают 50%-ной серной кислотой, переводя алюминий и железо в раствор. Из полученного сернокислого алюминия получают глинозем. В другой работе [10] переработка нефелиновых сиенитов осуществлена методом спекания с минерализующими добавками, например, карбонатом натрия при температуре 900С, с последующим измельчениемі спека - и разложением его 40%-ной азотной кислотой. Обработка спека кислотой осуществляется в автоклаве при 120С в течение 2 часов. Извлечение А1203 составляет 63,4%. Для увеличения степени извлечения глинозема авторами работы [11] предложено проведение процесса спекания при молярном соотношении кремнезема и минерализующей добавки, равном 5:1. При этом степень извлечения АІ2О3 составляет 72%, а материальные потоки снижаются в десять раз. Сущность наиболее рациональной технологии азотнокислотной переработки нефелинового сырья [12] заключается в том, что сырье обрабатывается 30-40%-ной HNO3. Расход кислоты должен быть не менее 120% стехиометрии для взаимодействия только со щелочной составляющей сырья. Процесс вскрытия нефелина протекает в течение 3-5 мин по следующей реакции: В результате в растворе остаются нитраты Na и К, а в осадок выпадает глинозем и кремнезем, которые требуют процесса их разделения. Авторами работы [1] определены оптимальные условия переработки нефелиновых концентратов комбината «Апатит» серной кислотой, где сульфатизация нефелинового концентрата осуществляется 75-78%-ной серной кислотой, взятой в количестве 85-95% от стехиометрического, при температуре 140-155С. Авторы работы [13] занимались сернокислотным разложением нефелинов месторождения Турпи, определили оптимальные условия переработки нефелинового сырья с H2SC 4 методом спекания: температура спекания - 150-200С; продолжительность процесса — 110-120 мин; концентрация H2SC 4 — 45-55%; дозировка серной кислоты - 140% стехиометрии. Известен также способ переработки нефелина разложением серной кислотой с получением алюмокалиевых и натриевых квасцов [14], отличающийся тем, что алюмокалиевые и натриевые квасцы совместно или раздельно спекают при температуре 1000-1200С в присутствии восстановителя, например, угля. В результате получают глинозем, соду и поташ.
Заключение по литературному обзору и задачи настоящей работы
Природные алуниты трудно вскрываются серной кислотой. Обычно для облегчения разложения их подвергают обжигу. До 500С алунит практически не претерпевает никаких изменений. Начиная с 450С, и особенно в интервале температур 500-550С, удаляются 6 моль гидроксильной воды с первоначальным образованием псевдоморфозы по алуниту, которая затем превращается в безводные алюмокалиевые (алюмонатриевые) квасцы и аморфный глинозем. При температуре 650 С, а особенно интенсивно выше 800С, безводные квасцы разрушаются, превращаясь в сульфат калия (натрия) и у-А1203; в газовую фазу выделяются сернистый и серный газы. Химические превращения калиевого алунита при обжиге в воздушной атмосфере можно представить следующей схемой:
При выщелачивании водой обожженного при температуре 520-540С алунита в раствор извлекаются квасцы. Последние в процессе выщелачивания гидролизуются с образованием труднорастворимой основной соли K2[Al6(S04)5(OH)io] 4H20, что приводит к уменьшению их извлечения в раствор. Поэтому с целью предотвращения гидролиза выщелачивание проводят водными растворами серной кислоты. В этом случае также извлекается и аморфный глинозем.
Алунитовую руду можно сульфатизировать путем спекания ее серной кислотой при относительно низких температурах без предварительного дегидратирующего обжига по реакции:
Сущность процесса состоит в том, что руду смешивают с серной кислотой в количестве, несколько превышающем стехиометрическое, и пульпу влажностью 45-47% спекают в интервале температур 300-400С. Полученный спек выщелачивают водой при отношении Ж:Т = 2,5:3 в течение 20 мин.
Большой практический интерес представляют разработки по сернокислотной переработке алунитов, проводившиеся под руководством А.К.Запольского [6]. Согласно одной из этих работ [33], алунит обрабатывают определенным количеством 10-15%-ного раствора серной кислоты и подают в печь «кипящего слоя» для грануляционного спекания при температуре 500-620С. Полученные гранулы выщелачивают остатком серной кислоты при 100-103С проточным методом. Извлечение глинозема в раствор составляет 87-90%, а оксиды щелочных металлов и серного ангидрида- 90-93%.
В работах [6, 33-34] алунитовый концентрат следующего состава, %масс: А1203 - 27,8; К20 - 27,8; S03 - 26,6; Fe203 - 1,2; Si02 - 23,7 и др., обрабатывают H2S04 в количестве 20% от стехиометрического. Полученную пульпу подают на грануляционное спекание при температуре 200-250С и обжигают при 550С в печах «кипящего слоя» Обожженные гранулы выщелачивают раствором серной кислоты при 98С в течение 20 мин. Сернокислый раствор отделяют от кремнеземистого остатка фильтрованием. Из сернокислого раствора при охлаждении до 40С кристаллизуют алюмокалиевые квасцы, а из маточного раствора путем высаливания серной кислотой — сульфат алюминия при 10-80 С. Извлечение полезных компонентов в раствор составляет 92-95%.
Способ «Калунит» [6] основан на выделении при температуре 200С глинозема из раствора в составе основной соли алюминия K2S04-3A1203-4S03-9H20, который после отделения маточного раствора и промывки прокаливают при температуре 1000С. Газы S02 и S03, получаемые при прокаливании, направляют на производство серной кислоты. Продукт от разложения квасцов выщелачивают водой, при этом растворяются сульфаты щелочей, а в осадке остается А12Оз В.С.Сажиным и А.К.Запольским значительно усовершенствован способ «Калунит» [6]. Обезжелезование ведется предварительным восстановлением Fe3+ до Fe2+ алюминиевой стружкой с последующей кристаллизацией основных солей при молярном отношении K2S04 : A SO = 1:3, а не 1:1, окислительный обжиг при 1000С заменен низкотемпературным, восстановительным.
Авторами работ [33-34] исследовано влияние различных физико-химических факторов на процесс разложения алунитовых руд месторождения Токмак на стадии дегидратирующего обжига сырья и сернокислотного разложения спека. Определены оптимальные технологические условия проведения процессов.
Изучена кинетика процессов дегидратирующего обжига алунитового сырья и сернокислотного разложения алунитового спека. Установлено, что процесс обжига алунита описывается уравнением Колмогорова-Ерофеева, а процесс кислотного разложения алунитового спека — уравнением Ротиняна-Дроздова. Значение кажущейся энергии активации процесса обжига алунита, равное 39 кДж/моль, свидетельствует о протекании процесса в кинетической области, а значение энергии активации реакции взаимодействия спека с H2SO4, равное 4,5 кДж/моль - о протекании процесс в диффузионной области [35].
На основании физико-химических методов анализа установлены химические процессы, протекающие на стадии дегидратирующего обжига сырья и сернокислотного разложения алунитового спека. Обжиг сырья при температуре 450-580С сопровождается заметным выделением конституционной воды алунита с образованием безводных алюминиевых и алюмонатриевых квасцов, а также у-АІгОз. При сернокислотной обработке спека разлагаются минералы ярозит и у-А12Оз, в результате чего образуются сульфаты алюминия и железа. Кремнезем алунитового спека выделяется в форме a-Si02 и частично остается в составе кислотонерастворимого минерала иллита [35, 36].
Сернокислотное разложение предварительно обожженных аргиллитов месторождения Чашма-Санг
Для переработки трудно вскрываемого и низкокачественного алюмосодержащего сырья более перспективной считается хлорная технология, в частности предусматривающая получение хлорида алюминия с последующим электролитическим выделением алюминия из хлорных расплавов [54]. Высокая реакционная способность хлора, а также легкость взаимодействия хлоридов с другими соединениями дает возможность достаточно полно извлекать из перерабатываемого сырья все ценные составляющие, в том числе хлорид алюминия, из различного алюмосодержащего сырья, что решается в ряде работ [55]. В монографии А.А.Фурмана и В.Г.Рабовского [56] систематизированы теоретические знания и практический опыт в данной области. Здесь же приводится ряд способов хлорирования алюминия в кипящем слое, который создают инертным газом или другим инертным материалом (например, песком).
Проблема получения хлорида алюминия из .различного алюмосодержащего сырья решается в ряде работ [57-60]. Безводный хлорид алюминия был впервые получен Эрстедом в 1825 г. пропусканием хлора над нагретой смесью окиси алюминия с углем. Поскольку хлорирование алюминия несколько замедляется вследствие образования на металле пленки окиси алюминия, для ее удаления стали пропускать хлор под давлением через расплавленный алюминий при тщательном перемешивании или добавлять в раствор небольшое количество древесного угля, действующего как восстановитель.
В СССР хлорид алюминия был впервые получен в производственных условиях в 1919 г. хлорированием металлического алюминия. Разработка промышленного способа получения А1С13 из отечественного природного сырья - каолина, в присутствии оксида углерода была начата в конце 20-х годов и завершилась в 1935 г. Производство хлорида алюминия включает несколько стадий [57]. На первой стадии в специальных генераторах газификацией каменноугольного кокса кислородом получают концентрированный оксид углерода. Следующая стадия состоит в приготовлении, сушке и прокаливании каолиновых брикетов. Основная задача - хлорирование каолиновых брикетов, проводится в непрерывно действующей шахтной печи газообразным хлором в присутствии оксида углерода. Основная реакция хлорирования: Кроме оксида алюминия, с хлором заметно взаимодействует и оксид кремния: Скорость хлорирования Si02 и А120з в смеси всегда выше скорости хлорирования индивидуальных оксидов, т.е. наблюдается явление взаимного катализа, в интервале температур 550-800С глинозем и кремнезем хлорируются в тех соотношениях, в каких они находятся в исходном сырье. О распределении хлора при более высоких температурах в литературе имеются противоречивые данные [58]. Из практики известно, что при хлорировании каолиновых глин и сиаллитов выше 900С выход А1С13 падает, а выход SiCl4 заметно возрастает [59]. Здесь же приводятся технологические схемы промышленного производства хлорида алюминия, разработанные американскими, немецкими и советскими специалистами [54-56]. Хлорирование оксидного сырья (глинозема или природных алюмосодержащих руд) ведется только в присутствии восстановителя. В качестве восстановителя наряду с углем используют из твердых — кокс и каменноугольный пек, а из глинообразных - окись углерода, генераторный газ, фосген. Оптимальной температурой хлорирования в присутствии этих восстановителей является 1000-1100 С. В качестве хлорирующих агентов наряду с хлором некоторые исследователи применяют хлористый водород, хлористую серу, четыреххлористый углерод и др. С хлористым водородом глинозем реагирует при более высокой температуре, причем эта реакция обратима. Добавление небольших количеств угля смещает ее равновесие в сторону образования хлорида алюминия. Смесь хлорида серы с хлором обладает как хлорирующими, так и восстановительными свойствами. Поэтому реакция протекает при более низкой температуре. Четыреххлористый углерод нацело взаимодействует с глиноземом при 390С, образуя хлорид алюминия [60]. В присутствии углерода хлорирующими агентами для глинозема или алюминиевых руд также могут служить хлориды Na, Са, Fe. ;. Между тем, по данным авторов работ [61-62], подтвержденным многолетней промышленной практикой, выход АІСІз достигает минимального значения при 1000-1200С. Эти расхождения объясняются тем,, что данные получены на основе опытов, проведенных в противоточной шахтной печи непрерывного действия, т.е. в условиях, благоприятных для вторичной реакции: Авторами работы [63] подтверждено, что взаимодействие SiCU с глиноземом заметно увеличивается при температуре 1000С и выше. Таким образом, при хлорировании каолина в шахтной печи при температурах 1000-1200С действительно наблюдается снижение выхода SiCU, но не за счет снижения скорости хлорирования кремнезема, ,а вследствие протекания вторичной реакции.
Принципиальная технологическая схема переработки аргиллитов месторождений Зидды и Чашма-Санг хлорным способом
Алюминийсодержащий минерал - каолинит и железосодержащий минерал - гетит после прокаливания при температуре 600С хорошо хлорируется. Очевидно, при прокаливании происходит термообработка, где удаляется химически связанная вода и перестройка кристаллической структуры перехода с ос-модификации в растворимую форму, то есть переход каолинита в метакаолинит. Химический состав аргиллитов месторождения Зидды приведен в табл.3.1.
Для изучения процесса переработки аргиллитов месторождения Зидды использовали газообразный хлор, получаемый при электролизе поваренной соли производственного объединения «Таджикхимпром» г.Яван.
Аргиллит измельчался в лабораторной шаровой мельнице, после измельчения подвергался ситовому анализу, где был разделен в соответствующие фракции: 0,5; 0,2; 0,16; 0,1 и менее. Измельченная проба подвергалась обжигу при температуре 500-600С в течение 50-60 мин. Обожженную массу аргиллита перемешивали с восстановителем и подвергали хлорированию. Результаты хлорирования приведены на рис.3.3
Влияние температуры на хлорирование оксидов, входящих в состав аргиллита месторождения Зидды исследовали в интервалах 100-1000С при длительности процесса 120 мин (рис.3.3.а). Содержание восстановителя — активированного угля в шихте составил 40-50%. В интервале температур 400-500С степень хлорирования оксидов железа и алюминия возрастает и составляет 13,9-26,1% и 25,8-52,7% соответственно. Однако хлорируемость оксида алюминия по сравнению с оксидом железа в исследуемых пределах температур остается ниже почти в два раза. Максимальное извлечение оксида алюминия достигается при температуре 700-800С и составляет 68,9%, а в некоторых опытах - до 69,6%.
Следует отметить, что значительное влияние температуры на хлорируемость оксидов наблюдается в интервале 500-700С. В этом интервале степень хлорирования оксидов алюминия и железа возрастает от 13,9-59,8% и 25.8-94.9% соответственно.
Зависимость степени хлорирования оксидов А1203 и Fe203 от продолжительности процесса хлорирования изучали в интервале от 20 до 120 мин (рис.З.З.б). С увеличением длительности процесса переработки до 120 мин при оптимальной температуре 750-800С извлечение оксидов А12Оз и Fe2C 3 возрастает, достигая максимального значения 69,6% и 95,2% соответственно. Дальнейшее увеличение продолжительности процесса не дает заметного увеличения степени извлечения оксидов алюминия и железа.. Для максимального извлечения А12Оз и Fe2C 3 достаточна обработка исходного аргиллита в течение 120 мин.
В следующей серии опытов изучалось влияние содержания восстановителя в шихте на разложение аргиллита. Содержание восстановителя в шихте изменялось от 2 до 100% (рис.3.3.в), а неизменными факторами в данном процессе являлись: температура - 800С и продолжительность процесса - 120 мин. При увеличении количества угля от 2 до 10% степень хлорирования оксидов А1203 и Fe203 возрастает от 5,7 до 15,2% и 24,1 до 32,8% соответственно. Увеличение содержания восстановителя в шихте более 40-50% практически не изменяет степень извлечения оксидов. Максимальная степень извлечения достигается по 70-80%-ном содержании восстановителя, и составляет: оксида алюминия - 70,4%, и оксида железа - 96,5%.
Результаты проведенных опытов, где в качестве восстановителя были использованы угли Зиддинского и других месторождений Таджикистана (Назарайлок, Айни и др.), предварительно очищенных от сероорганических примесей путем прокаливания без доступа кислорода при температуре 350-400С показали, что они проявляют хорошую восстановительную способность в процессе хлорирования аргиллитов Зидды. Это исключает транспортировку угля (восстановителя) из-за рубежа и использования активированного угля.
Влияние крупности частиц на извлечение оксидов при хлорировании аргиллитов Зидды изучалось после фракционного разделения аргиллита. Хлорирование сырья проводили в присутствии 40-50% восстановителя (угля) при оптимальной температуре 750-800С в течение 120 мин.
Для проведения опытов были подобраны фракции аргиллита от 0,5 до ОД мм и менее (рис.3.3.г). С уменьшением размера частиц аргиллита степень хлорирования оксидов постепенно повышается. При этом показано, что оптимальной крупностью обрабатываемого сырья для максимального извлечения оксидов является размер частиц 0.1 мм и менее. При этом степень извлечения А1203 и Fe203 составляет 68,1 и 94,9% соответственно.
Для определения расхода подаваемого хлора в следующей серии опытов изучали влияние количества подаваемого хлора на хлорируемость оксидов алюминия и железа, входящих в состав аргиллитов месторождения Зидды. Количество подаваемого хлора изменялось от 2 до 15 мл/мин. Результаты хлорирования приведены на рис. 3.4. Как показывают результаты опытов, максимальное хлорирование оксидов наблюдается при расходе хлора 14-15 мл/мин, где степень извлечения оксидов достигает: А1203 - 72,6% и Ре2Оз -96,5% соответственно. Дальнейшее увеличение расхода хлора не привело к существенному изменению степени разложения оксидов алюминия и железа. Отходящие газы после реакции хлорирования улавливаются двухступенчатым поглощением сначала 10%-ным раствором щелочи, затем 12-15%-ным раствором иодида калия. Количество хлора в поглотителях определяли объемным иодометрическим методом. При дальнейшем увеличении расхода хлора степень извлечения оксидов А1203 и Fe203 практически не изменялась, а наоборот, затруднялся процесс улавливания отходящего непрореагированного хлора. Таким образом, в результате выполненных исследований можно рекомендовать следующие условия разложения аргиллита месторождения Зидды: температура обжига - 600С; температура хлорирования - 700-800С; продолжительность хлорирования аргиллита - 120 мин; содержание восстановителя в шихте - 40-50% и размер частиц - менее 0,1 мм.
