Processing of alunite ores from the Gushsai deposit, Uzbekistan, for alumina production

This article is available in Russian only.
Цитировать:
Алматов И.М., Алимов Д.Ш., Нурмухамедов И.С. Переработка алунитовых руд месторождения Гушсай (Узбекистан) для получения глинозёма // Universum: технические науки : электрон. научн. журн. 2026. 10(151). URL: https://7universum.com/en/tech/archive/item/23579 (дата обращения: 10.11.2026).
Прочитать статью:
DOI - 10.32743/UniTech.2026.151.10.23579

УДК 669.712: 622.7: 553.4

Аннотация

В статье рассматриваются вопросы комплексной переработки алунитовых руд месторождения Гушсай (Узбекистан) с целью селективного извлечения оксида алюминия (глинозёма). В качестве объекта исследования использован алунитовый флотационный концентрат, содержащий 20,19 % Al2O3 и ~35,62 % алунита. Методология работы основана на сочетании предварительной пирометаллургической активации и последующего сернокислотного выщелачивания в периодическом режиме. Подбор оптимальных параметров осуществлялся варьированием температуры, концентрации растворов и продолжительности фаз. Установлено, что термический обжиг концентрата в интервале 450 – 550°C в течение 120 мин в без доступа кислорода обеспечивает полную дегидроксилацию алунита с формированием активной рентгеноаморфной фазы, при этом абсолютное содержание Al2O3 в огарке возрастает до 21,23 %. Определены оптимальные условия гидрометаллургического растворения активированного огарка (10 %-й раствор H2SO4, Ж:Т=5:1, температура 90°C, продолжительность 120 мин, скорость перемешивания 240 об/мин), обеспечивающие переход 79,50 – 87,78 % алюминия в жидкую фазу. Обоснована схема очистки растворов методом селективного гидролитического осаждения примесей (Fe, Cr, Ni) при pH 3,5 – 4,5 и температуре 90°C. Последующее осаждение промежуточного продукта аммиачной водой (pH 6,5-7,0) и финишная кальцинация при 1300°C в течение 60 мин позволили получить кондиционный оксид алюминия со стабильной корундовой структурой (α – Al2O3) и итоговой чистотой целевого компонента 98,17 %. Полученные результаты могут быть использованы в цветной металлургии и химической промышленности для организации не бокситового производства высокочистого сырья, ориентированного на индустрию технической керамики, огнеупоров и высокопрочных абразивов.

Abstract

The article addresses the integrated processing of alunite ores from the Gushsay deposit (Uzbekistan) with the aim of selectively recovering aluminium oxide (alumina). A flotation alunite concentrate containing 20.19 % Al2O3 and ~35.62 % alunite was used as the object of study. The methodology combines preliminary pyrometallurgical activation with subsequent sulphuric acid leaching in batch mode; the optimal parameters were selected by varying temperature, solution concentration, and phase duration. It was established that thermal roasting of the concentrate at 450 – 550°C for 120 min under an oxygen-free atmosphere ensures complete dehydroxylation of alunite with the formation of an active X-ray amorphous phase, whereby the absolute Al2O3 content in the calcine increases to 21.23 %. The optimal conditions for hydrometallurgical dissolution of the activated calcine were determined (10 % H2SO4 solution, L:S = 5:1, temperature 90°C, duration 120 min, stirring speed 240 rpm), providing the transfer of 79.50 – 87.78 % of aluminium into the liquid phase. A purification scheme for the solutions by selective hydrolytic precipitation of impurities (Fe, Cr, Ni) at pH 3.5-4.5 and 90°C was substantiated. Subsequent precipitation of the intermediate product with ammonia water (pH 6.5 – 7.0) and final calcination at 1300°C for 60 min yielded specification-grade aluminium oxide with a stable corundum structure (α – Al2O3) and a final purity of the target component of 98.17 %. The results obtained can be applied in non-ferrous metallurgy and the chemical industry for organising bauxite-free production of high-purity raw materials intended for the technical ceramics, refractories, and high-strength abrasives industries.

Ключевые слова: алунитовая руда; флотационный концентрат; термическая активация; дегидроксилация; сернокислотное выщелачивание; гидролитическая очистка; кальцинация; корунд; оксид алюминия.

Keywords: alunite ore; flotation concentrate; thermal activation; dehydroxylation; sulphuric acid leaching; hydrolytic purification; calcination; corundum; aluminium oxide.

Введение

Оксид алюминия (глинозём – Al2O3) благодаря своим высоким физическим и химическим свойствам широко используется в абразивной, керамической, огнеупорной, цементной и химической промышленности [1, с. 44]. Помимо этого, он остаётся единственным промышленным предшественником металлического алюминия (Al) [2, с. 557].

На сегодняшний день около 90% первичного алюминия в мировом масштабе получают из бокситовых месторождений. Вместе с тем доля целевого компонента в известных запасах бокситов не превышает 10% от общемирового объёма ресурсов данного металла. Нарастающая потребность в Al2O3 обусловила перестройку минерально-сырьевой базы отрасли: наряду с бокситами в качестве альтернативных источников рассматриваются алуниты и нефелины [3, с. 2678; 4, с. 36]. Среди нетрадиционных видов минерального сырья наибольшие перспективы связываются с алунитовыми рудами состава KAl3(SO4)2(OH)6 [5, с. 217], комплексная переработка которых позволяет одновременно получать глинозём, сульфат калия и серную кислоту [6, с. 122].

Практика промышленного освоения алунита охватывает несколько этапов. Её историческую основу составляет многолетняя эксплуатация Кировабадского (Гянджинского) глинозёмного завода в Азербайджане на базе руд месторождения Заглик [7, с. 2149]. Следующим шагом стали крупномасштабные испытания опытно-промышленного комплекса Alumet в США, ориентированного на запасы гор Уо-Уо (Wah Wah Mountains, Юта) [8, с. 833]. Современный этап развития технологий представлен гидрометаллургическими разработками корпорации Zijin Mining Group в Китае по утилизации техногенных алунитсодержащих хвостов медной флотации месторождения Цзыцзиньшань [9, с. 2; 10, с. 1029]. В Узбекистане технологический потенциал алунитовых руд месторождения Гушсай изучался в разные годы: в 1972-1975 гг. исследовались возможности получения коагулянтов и алунита, в 1991 г. – комплексной переработки руды, а в 2012-2016 гг. – обогащения алунитового сырья и синтеза алюмокалиевых квасцов [11, с. 250].

Целью настоящего исследования является физико-химическое обоснование и разработка эффективной технологии комплексной переработки алунитовых руд месторождения Гушсай (Узбекистан) с приоритетным извлечением глинозёма.

Материалы и методы

Объектом исследования являлась средняя проба алунитовой руды месторождения Гушсай (Ташкентская область, Узбекистан). Химический состав руды определяли спектрофотометрическим методом UV-VIS и титрованием, гранулометрический состав – методом ситового анализа с использованием аппарата ASM200 (Siebtechnik GmbH, Германия), минералогический состав – микроскопическим исследованием шлифов и аншлифов на микроскопе Polam-R312. Исходная проба содержала 20,19 % Al2O3, 40,61 % SiO2, 4,24 % Fe2O3, 4,24 % K2O и 22,63 % потерь при прокаливании. Основными минералами являлись алунит (35,62 %) и кварц (34,51 %); также были установлены каолинит (4,10 %) и плагиоклаз (4,93 %). В мелких гранулометрических классах содержание Al2O3 достигало 22,74 %. Подробные результаты исследования вещественного состава и гранулометрических характеристик руды представлены в наших предыдущих работах [12, с. 90].

В предыдущих исследованиях была изучена флотационная обогатимость алунитовой руды при различной крупности измельчения, pH среды и расходе собирателей. Установлены следующие оптимальные параметры: содержание класса -0,074 мм – 85 %, pH пульпы – 10, расход олеата натрия и таллового масла – по 500 г/т. Извлечение алунита в суммарный концентрат составило 94,3 %, а в замкнутом цикле содержание алунита в концентрате достигло 60,97 % при извлечении 87,48 % [12, с. 93]. Полученные результаты использовали в качестве исходной научно-технологической основы для дальнейшего исследования химической переработки алунитсодержащего сырья.

Начальная стадия пирометаллургической переработки включала термическую активацию полученного алунитового флотационного концентрата, которую проводили в лабораторной муфельной печи в интервале температур 450 – 550°C в течение 2 ч. Данный процесс осуществляли в изолированном от доступа воздуха (бескислородном) режиме с целью селективной декарбонизации сырья и частичного удаления углекислых газов из сопутствующих карбонатных минералов без окисления сульфидных фаз. В результате удаления конституционной влаги, конституционных газов и сопутствующего снижения массы термоактивированного продукта условное содержание Al2O3 в прокаленной шихте возрастало до 21,23 %.

Рисунок 1. Принципиальная технологическая схема переработки флотационного концентрата
Рисунок 1. Принципиальная технологическая схема переработки флотационного концентрата

В ходе серии поисковых экспериментов по последовательному варьированию ключевых факторов (температуры, концентрации растворов и продолжительности фаз) были установлены следующие оптимальные параметры гидрометаллургической переработки активированного огарка (рис.1.). Выщелачивание осуществляли 10 %-ным раствором H2SO4 в периодическом режиме при соотношении жидкой и твердой фаз Ж:Т=5:1 [13, с. 28]. Процесс растворения протекал в течение 2 ч при интенсивном механическом перемешивании со скоростью 240 об/мин, обеспечивая переход 79,50-87,78 % алюминия в жидкую фазу. Разделение полученной суспензии на кремнийсодержащий кек (нерастворимый остаток) и продуктивный сульфатный раствор выполняли методом фильтрации.

Извлечение алюмокалиевых квасцов из полученного фильтрата проводили путем его контролируемого охлаждения с последующим отделением образовавшейся кристаллической фазы. Оставшийся маточный раствор очищали от примесей железа, хрома и никеля методом гидролитического осаждения; для этого при температуре 90°C в систему вводили аммиачную воду до достижения значений pH 3,5 – 4,5, после чего бурый осадок гидроксидов примесных металлов отделяли на вакуум-фильтре. На финишном этапе очищенный раствор нейтрализовали аммиачной водой до pH 6,5 – 7,0 для полного осаждения промежуточного алюминий содержащего соединения. Полученный гидроксидный осадок подвергали вакуумному фильтрованию, высушиванию и последующему высокотемпературному кальцинационному обжигу в течение 60 мин при температуре 1300°C. Данная технологическая последовательность позволила получить конечный кондиционный оксид алюминия (глинозем) с итоговым содержанием целевого компонента Al2O3 на уровне 98,17 %.

Результаты и обсуждения

Исследовано влияние параметров термической активации флотационного алунитового концентрата, кинетики сернокислотного выщелачивания и температуры финальной кальцинации на показатели полупродуктов и конечного продукта.

Термическая активация концентрата. Обжиг осуществляли в интервале 450-550°C в течение 120 мин в отсутствие доступа воздуха. В указанных условиях протекает полная дегидроксилация алунита KAl3(SO4)2(OH)6 с удалением конституционной влаги и формированием рентгеноаморфной фазы, легкорастворимой в кислых средах; а также частичное разложение сопутствующих карбонатов. Бескислородная атмосфера предотвращает окисление пирита до растворимых сульфатов железа и ограничивает загрязнение продуктивных растворов. Потеря массы огарка за счёт удаления летучих компонентов обусловливает рост содержания Al2O3 с 20,19 до 21,23 %. Данный прирост (5,15 % отн.) носит концентрационный характер и не связан с обогащением материала.

Кинетика сернокислотного выщелачивания огарка. Выщелачивание огарка проводили 10 %-ным раствором H2SO4 при Ж:Т=5:1, варьируя продолжительность (60, 90, 120, 150 мин) и температуру (70, 80, 90, 100°C). При повышении температуры от 70 до 90°C и увеличении продолжительности от 60 до 120 мин извлечение алюминия в раствор достигало 79,50-87,78 %. Лимитирующей стадией, по-видимому, является диффузия кислоты через пористый кремнеземистый слой к реакционной зоне, и при 90°C её скорость становится оптимальной. Увеличение продолжительности до 150 мин и повышение температуры до 100°C не приводит к дальнейшему росту извлечения алюминия, но ускоряет растворение кварца и диккита, что увеличивает содержание кремния в растворе. Пульпу фильтровали с отделением нерастворимого кремнистого кека от продуктивного сульфатного раствора.

Гидролитическая очистка и получение оксида алюминия. Охлаждением продуктивного раствора выделяли алюмокалиевые квасцы, что обеспечивало первичное отделение основной массы алюминия и калия. Маточный раствор очищали от примесей Fe, Cr, Ni методом селективного гидролитического осаждения при 90°C. Поддержание pH в диапазоне 3,5-4,5 дозированием аммиачной воды обеспечивает практически полное осаждение железа в виде Fe(OH)3, тогда как алюминий остаётся в растворе. После вакуум-фильтрации осадка pH очищенного фильтрата повышали до 6,5-7,0, осаждая промежуточный гидроксид алюминия.

Таблица 1.

Результаты термической обработки соединения алюминия

Продукт Количество, %; Al2O3 Температура, °С
Алюминиевый продукт 96,3 1200
Алюминиевый продукт 97,2 1250
Алюминиевый продукт 98,17 1300
Алюминиевый продукт 98,17 1350

Влияние температуры кальцинации (1200-1350°C, 60 мин) на содержание Al2O3 в конечном продукте показано на рис.2. При 1200°C оно составляет 96,3 %, что указывает на неполное разложение остаточных сульфатных фаз. При 1250°C содержание возрастает до 97,2 %, а при 1300°C достигает максимума – 98,17 %, вследствие завершения десульфатизации и перекристаллизации низкотемпературных модификаций в стабильную высокоплотную фазу α – Al2O3 (корунд). Нагрев до 1350°C чистоту не изменяет (98,17 %), что подтверждает стабильность корундовой структуры.

Рисунок 2. Зависимость количества Al₂O₃ от температуры обжига, %
Рисунок 2. Зависимость количества Al2O3 от температуры обжига, %

Заключение

На основе экспериментальных исследований по разработке технологии комплексной переработки алунитовых руд месторождения Гушсай сформулированы следующие выводы:

Установлено, что термическая активация флотационного концентрата в интервале 450 – 550°C в течение 120 мин в бескислородной атмосфере обеспечивает полную дегидроксилацию алунита с формированием рентгеноаморфной фазы. Вследствие удаления летучих компонентов содержание Al2O3 в огарке возрастает с 20,19 до 21,23 % (прирост 5,15 % отн.), что носит исключительно концентрационный характер.

Определены оптимальные параметры сернокислотного выщелачивания термоактивированного огарка: 10 %-й раствор H2SO4, Ж:Т=5:1, температура 90°C, продолжительность 120 мин, скорость перемешивания 240 об/мин. Указанные условия обеспечивают максимальный перевод алюминия в сульфатный раствор на уровне 79,50 – 87,78 %; лимитирующей стадией процесса является диффузия кислоты через пористый кремнеземистый слой.

Обоснована технологическая схема глубокой очистки маточных растворов методом селективного гидролитического осаждения примесей при 90°C и pH 3,5 – 4,5. Последующее осаждение аммиачной водой при pH 6,5 – 7,0 и финальная кальцинация промежуточного продукта при 1300°C в течение 60 мин обеспечивают получение кондиционного оксида алюминия со стабильной корундовой структурой (α – Al2O3) и чистотой целевого компонента 98,17 %.

Список литературы

1. Bray E.L. Bauxite and alumina // Mining Engineering. – 2011. – Т. 63, № 6. – P. 44⁠–⁠45.

2. Barry T.S., Uysal T., Birinci M., Erdemoğlu M. Thermal and Mechanical Activation in Acid Leaching Processes of Non-bauxite Ores Available for Alumina Production – A Review // Mining, Metallurgy & Exploration. – 2019. – Т. 36. – P. 557⁠–⁠569. – DOI: 10.1007/s42461-018-0025-7.

3. Babayeva P. Heydərov A., Turan M.D. et al. Optimization of Aluminum Leaching from Alunite Ore with NaOH Using Response Surface Methodology (RSM) // Journal of Sustainable Metallurgy. – 2025. – Т. 11. – P. 2677⁠–⁠2687. – DOI: 10.1007/s40831-025-01156-6.

4. Taghiyev E.I., Tagijev E., Agajeva L. Cost Effective Technology of Alunite Ore Processing // International Journal of Chemistry. – 2019. – Т. 11, № 1. – P. 36⁠–⁠42. – DOI: 10.5539/ijc.v11n1p36.

5. Özdemir M., Çetişli H. Extraction kinetics of alunite in sulfuric acid and hydrochloric acid // Hydrometallurgy. – 2005. – Т. 76, № 3⁠–⁠4. – P. 217⁠–⁠224. – DOI: 10.1016/j.hydromet.2004.11.003.

6. Gamidov R.G., Teymurova E.A., Jafarov Y., Ibragimov A., Ibragimova F., Mammadov A., Abdullaev N. Development of ammonia-alkaline method of complex processing of alunite ore // Azerbaijan Chemical Journal. – 2023. – № 1. – P. 122⁠–⁠128. – DOI: 10.32737/0005-2531-2023-1-122-128.

7. Ibrahimov A.A., Namazov S., Safarov J., Yusubov F., Vakilova R., Hasanov R.I. Innovative Sulphite Method for Optimizing Aluminum Oxide Production from Alunite Ore // International Journal of Design & Nature and Ecodynamics. – 2024. – Т. 19, № 6. – P. 2149⁠–⁠2159. – DOI: 10.18280/ijdne.190631.

8. Miller J.D., Ackerman J.B. Bench scale flotation of alunite ore with oleic acid // Fine Particles Processing: Proceedings of the International Symposium on Fine Particles Processing, Las Vegas, Nevada. – 1980. – Т. 1. – P. 832⁠–⁠852.

9. Zhao W., Yao X.-L., Zhong S.-P., Zhu Y.-Y., Yang X., Yi L., Li G., Song J., Yu H., Ruan R., Qi T. Extraction of Al and K salts from associated alunite tailings by an acid calcination-water leaching method // Journal of Cleaner Production. – 2015. – P. 1⁠–⁠7. – DOI: 10.1016/j.jclepro.2015.05.103.

10. Zhu M., Chen H., Zhong S.-P., Huang Z., Chen X., Hu Z.-B. Beneficiation of Ga from alunite concentrates by selective acid leaching and alkaline precipitation // Physicochemical Problems of Mineral Processing. – 2019. – P. 1028⁠–⁠1038. – DOI: 10.5277/PPMP19024.

11. Badalov F.A., Almatov I.M., Alimov D. Sh. Alunit ma’danlarini qayta ishlash bo‘yicha jahon tajribasi va O‘zbekiston sharoitida ularni qo‘llash istiqbollari // Zarafshon vohasini kompleks innovatsion rivojlantirish yutuqlari, muammolari va istiqbollari: V xalqaro ilmiy-amaliy anjuman materiallari. – 2024.

12. Almatov I.M., Bekpulatov J.M., Alimov D. Sh. Go‘shsoy koni alunit ma’dani texnologik namunalarining flotatsion boyitiluvchanligini tadqiq qilish // Sanoatda Raqamli Texnologiyalar. – 2025. – Т. 3, № 4. – P. 89⁠–⁠93. – DOI: 10.70769/3030⁠–⁠3214.SRT.3.4.2025.12.

13. Almatov I.M., Usenov R.B., Makhmarezhabov D.B. Comprehensive processing methods for oil shale from the Aktau deposit (Uzbekistan) // Obogashchenie Rud. – 2023. – № 6. – P. 28⁠–⁠32. – DOI: 10.17580/or.2023.06.05.

Информация об авторах
doctor of Technical Sciences, senior researcher, Head of the Center of the State Institution Institute of Mineral Resources, Republic of Uzbekistan, Tashkent
Doctoral student of Tashkent State Technical University named after Islam Karimov, Republic of Uzbekistan, Tashkent
Head of the Laboratory of Ore Processing Technology of the State Institution Institute of Mineral Resources, Republic of Uzbekistan, Tashkent
ISSN 2311-5122. Article metadata is hosted on the eLIBRARY.RU platform.
Mass media registration cert.: EL No. FS77-91806 dated 17.06.2026
Journal founder: Universum LLC
Editor-in-Chief - Marina Yu. Zvezdina.
Top