CN101875129B - 一种高铁铝土矿综合利用的方法 - Google Patents

一种高铁铝土矿综合利用的方法 Download PDF

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本发明公开了一种高铁铝土矿综合利用的方法,细磨的高铁铝土矿与添加剂混匀、干燥,以煤为还原剂进行还原焙烧,还原后经磨矿、磁选分离得到磁性产品直接还原金属铁粉与非磁性产品富铝渣。采用浸出剂搅拌浸出富铝渣,使铝、硅溶解进入溶液。用多孔吸附剂吸附浸出液中的硅,被吸附的硅经进一步分离处理后制备白炭黑、分子筛等硅基产品。从分离硅以后的溶液中提取氧化铝或硫酸铝等化工产品。采用本发明处理高铁铝土矿,在铝、铁、硅分离的同时将各有价元素加工成不同用途的产品,实现增值加工,具有流程短、能耗低、资源综合利用率高等特点,有广阔的应用前景。

Description

一种高铁铝土矿综合利用的方法
技术领域
[0001] 本发明涉及一种高铁铝土矿综合利用的方法,特别是涉及一种高铁三水铝石型铝土矿资源高效利用的方法。
技术背景
[0002] 铝工业和钢铁工业是我国国民经济的重要基础产业,目前我国已成为世界上最大的钢铁和氧化铝的生产国和消费国。我国铁矿石、铝矿石资源禀赋差、难选难冶,资源供需矛盾日益突出,已逐渐成为制约我国钢铁工业与氧化铝工业发展的瓶颈;与此同时,由于缺乏经济有效的处理技术,致使许多大型特色铁矿、铝土矿资源仍未开发利用,成为“呆滞”矿产资源。
[0003] 广西中部的贵港、宾阳和横县等地广泛分布着高铁铝土矿,已探明储量超过2亿吨,是我国目前已知规模最大的三水铝石型铝土矿矿床。该矿石中Al2O3平均含量为观%, 铝主要赋存于三水铝石中,占总Al2O3的44%〜70% ;另外,在针铁矿内存在Al3+与!^3+的类质同象取代现象,这部分Al2O3约占总Al2O3的20%,其余Al2O3赋存于高岭土和一水硬铝石中。该类矿石铁品位变化范围为〜37%,平均含量达33. 05%,含量明显高于普通的铝土矿,矿石中铁基本以针铁矿、赤铁矿等矿物存在,其中针铁矿约占80%,赤铁矿约占 18%〜20%。矿石中的二氧化硅含量较高,且主要以高岭土等硅酸盐形式存在,SiO2的含量在4%〜12%范围内变化,平均为8%,矿石铝硅比(ΑΛ)较低(2. 6〜5. 4),平均A/S为 3. 26。
[0004] 除含铝、铁矿物以外,高铁铝土矿中还伴生有镓、钒等有价金属,其中(¾含量 0.0044%〜0.0070%,V2O5含量0. 148%〜0. 178%,综合利用价值高。然而,矿石中铝、铁含量相对较低,SiO2含量高,A/S低,无论是作为单一铝矿还是单一铁矿均难以达到工业应用的基本要求,加之铁矿物与铝矿物嵌布粒度极细,大部分矿物结晶较差,部分呈胶态、相互胶结,类质同象现象明显,嵌布关系极为复杂。因此,铝、铁的高效分离是实现该类矿石综合利用的第一步。
[0005] 针对广西高铁铝土矿铝铁分离的研究自该资源发现之日起就一直没有停止,已取得一定的进展,形成了 “先选后冶”、“先铝后铁”和“先铁后铝”三种综合利用的基本方案。
[0006] “先选后冶”工艺是采用选矿方法(包括磁选、浮选、电选等)选出高品位的铝精矿和铁精矿后,再从铝精矿和铁精矿中分别提取铝和铁(李殷泰等.关于广西贵港铝土矿综合利用工艺方案的探讨.轻金属,1992,(9) :6〜15)。由于高铁三水铝石型铝土矿中铁矿物与铝矿物嵌布粒度极细、相互胶结,类质同象现象明显,采用各种常规选矿方法均无法使铝铁矿物有效分离,因此“先选后冶”方案无法实现该类矿石的综合利用。
[0007] “先铝后铁”工艺(李殷泰等.关于广西贵港铝土矿综合利用工艺方案的探讨.轻金属,1992,(9) :6〜15;唐向琪等.贵港式三水铝石矿综合利用方案比较.轻金属,1995,(2) :1〜6;唐向琪等.广西贵港型三水铝石矿的拜耳法处理.轻金属,1995, (5) :14〜19 ;梅贤恭.某三水型铝铁复合矿综合开发利用新工艺研究.1994 ;13-15)是从三水铝石型铝土矿的基本特性出发,充分利用了矿石中三水铝石易溶出的特点,应用成熟的拜耳法氧化铝生产技术,从原矿中提取氧化铝(高铁三水铝土矿溶出技术,申请号:CN 200510200399. 9 ;从高铁三水铝土矿中提取铝和铁的方法,申请号:CN 200510200560. 2)。 但由于广西三水铝石型铝土矿A/S低,拜耳法生产过程中会使大量的氧化铝和氧化钠与氧化硅反应,以钠硅渣的形式进入赤泥,造成氧化铝和苛性钠的损失,再加上以类质同象形式存在于针铁矿、赤铁矿中的铝无法通过拜耳法溶出,不仅使氧化铝生产能耗高、效率低而且导致赤泥中氧化铝的残留量较高,赤泥的利用依然存在铝铁分离难的问题。
[0008] “先铁后铝”工艺(李殷泰等.关于广西贵港铝土矿综合利用工艺方案的探讨.轻金属,1992,(9) :6〜15 ;唐向琪等.贵港式三水铝石矿综合利用方案比较.轻金属.1995, (2) :1〜6)是先将高铁铝土矿在高炉(或电炉)内冶炼提铁,然后对炉渣进行浸出提取氧化铝。从整个工艺来看,虽然该法在回收铁及氧化铝两个指标上达到了要求,但高炉冶炼难度大、炉渣冷却要求高,同时该工艺存在流程长、能耗高、成本高等问题,使得其工业应用难度较大。
[0009] 另一方面,由于广西高铁三水铝石型铝土矿中含有较多的含硅矿物高岭土,因此在解决铝铁分离问题的同时,仍需实现铝硅的高效分离。
[0010] 目前的铝硅分离研究一方面是以提高矿石A/S为目的,主要针对高硅铝土矿(一水硬铝石型)高硅、低铝硅比的典型特点,对铝土矿进行预脱硅,简称铝土矿脱硅。另一方面是氧化铝生产中的铝硅分离研究。由于高铁铝土矿矿物嵌布关系复杂,粒度微细,单体解离难度大,采用预脱硅工艺无法对铝土矿进行有效的脱硅处理。同时,基于铝土矿特性及工艺技术条件的不完善,氧化铝生产中的各种铝硅分离方法也不同程度地存在不足,因此针对高铁铝土矿中的铝硅分离有待于从理论与工艺方面进一步研究。
[0011] 综上所述,广西高铁铝土矿综合利用的关键在于铁铝硅的高效分离,且铝、铁可以同时回收利用。
发明内容
[0012] 本发明所要解决的技术问题是提供一种能实现高铁铝土矿中铝、铁、硅高效分离与增值加工,以及共/伴生金属综合回收的高铁铝土矿综合利用的方法。
[0013] 为了解决上述技术问题,本发明提供的高铁铝土矿综合利用的方法,高铁铝土矿经过破碎、磨矿至细度为-0. 074mm粒级所占质量百分含量不小于80%,与由元明粉和柠檬酸钠按质量比95〜92 : 5〜8混合而成的添加剂配合,添加剂的配加量为高铁铝土矿干基质量百分含量的17. 5%〜25%,经过混勻在1000°C〜1150°C下还原焙烧60min〜90min, 还原剂煤的加入量为干料质量的0. 7〜1. 2倍,冷却后的还原产品磨矿至细度为-0. 074mm 粒级所占质量百分含量不小于95%,在97. 5mT〜150mT磁场强度下磁选,所得磁性产品为IFe品位90 %〜94%、Al2O3质量含量0. 5 %〜2. 3 %、SiO2质量含量0. 2 %〜3. 2 %的直接还原金属铁粉,磁选过程中铁回收率为89%〜95% ;所得非磁性产品为Al2O3质量含量35%〜42%、5丨02质量含量10%〜16%的富铝渣;以质量百分浓度为15%〜30%的硫酸溶液为浸出剂,在室温〜60°C、质量液固比为8 : 1〜10 : 1的条件下搅拌浸出富铝渣15min〜120min,A1203、的浸出率分别为65%〜92%和71%〜95% ;在室温下,加入0. 8g/L〜1. 2g/L的多孔吸附剂活性炭吸附浸出液中的硅,15min〜60min时间内硅的吸附率为80%〜88%,被吸附的SW2进一步处理制备成白炭黑、多孔筛硅基材料,从活性炭吸附硅后的溶液中分离提取氧化铝或硫酸铝化工产品;在还原焙烧、磨选过程中质量百分浓度为83%〜97%的伴生金属镓进入直接还原金属铁粉中富集回收,质量百分浓度为 63%〜73%的钒进入富铝渣中富集回收。
[0014] 在本发明中,添加剂元明粉和柠檬酸钠的作用在于:硫酸钠与铝、硅矿物发生化学反应生成铝硅酸钠,破坏高铁铝土矿中铁、铝、硅之间复杂的嵌布结构;柠檬酸钠高温热解生成CO和压等还原性物质,可促进铁氧化物的还原及金属铁颗粒的长大,为铁与铝、硅的分离创造有利条件。
[0015] 与现有高铁铝土矿处理工艺相比,采用本发明可使矿石中的铁、铝、硅在高效分离的同时被制备成产品,矿石中其它伴生元素也同时得到分离、富集与回收,实现高铁铝土矿资源综合利用与增值加工。本发明具有流程短、能耗低、环境污染小等优点,具有良好的应用前景。
附图说明
[0016] 图1是本发明的工艺流程示意图。 具体实施方式
[0017] 下面结合附图和具体实施方式对本发明作进一步详细说明。
[0018] 高铁铝土矿的主要化学成分:IFe 31. 22%, Al2O3 26. 35%, SiO2 8. 32%,伴生金属含量 Ga 0. 0062%, V 0. 11%。
[0019] 实施例1 :高铁铝土矿经预先破碎、磨矿至细度为-0.074mm粒级所占的质量百分数为80%,再与由元明粉和柠檬酸钠按质量比95 : 5混合而成的添加剂配合,添加剂的配加量为高铁铝土矿干基质量百分含量的17. 5%,混勻后在1000°C的温度下还原焙烧 90min,还原剂煤的加入量为干料质量的0.7倍,焙烧产物磨矿至细度为-0. 074mm粒级所占质量百分含量为95%,在97. 5mT的磁场强度下磁选,所得磁性产品金属铁粉中IFe含量为 90. 08% ,Al2O3含量1.89%,SiO2含量为1. 72%,铁的磁选回收率为89. 23%。富铝渣的TFe 含量5. 64%, Al2O3含量37. 72%, SiO2含量11. 62%。采用质量百分浓度为15%的硫酸溶液浸出富铝渣,在质量液固比为8 : 1条件下室温浸出120min,Al2O3的浸出率为70. 76%, SiO2的浸出率为74. 55%。在浸出液中加入0. 8g/L的活性炭,室温吸附60min,浸出液中硅的吸附率为83. 75%。从吸附硅后的溶液中分离提取氧化铝或硫酸铝等化工产品。还原焙烧-磁选过程中87%的镓进入金属铁粉,65. 2%的钒进入富铝渣。
[0020] 实施例2 :高铁铝土矿经预先破碎、磨矿至细度为-0. 074mm粒级所占的质量百分数为85%,再与由元明粉和柠檬酸钠按质量比92 : 8混合而成的添加剂配合,添加剂的配加量占高铁铝土矿干基质量百分含量的25%,混勻后在1050°C的温度下还原焙烧90min, 还原剂煤的加入量为干料质量的0. 9倍,焙烧产物磨矿至细度为-0. 074mm粒级所占质量百分含量为95%,在125mT的磁场强度下磁选,所得磁性产品金属铁粉中IFe含量为 92. 96% ,Al2O3含量为1.¾%,SiO2含量1. 17%,铁的磁选回收率为92. 77%。富铝渣的TFe 含量3. 61%, Al2O3含量40. 92%, SiO2含量11. 65%。用质量百分浓度为20%的硫酸溶液浸出富铝渣,在质量液固比为10 : 1的条件下室温浸出90min,Al2O3的浸出率为84. 19%,SiO2的浸出率为88. 7%。在浸出液中加入lg/L的活性炭室温下吸附45min,浸出液中SW2 的吸附率为85. 95%。从吸附硅后的溶液中分离提取氧化铝或硫酸铝等化工产品。还原焙烧-磁选过程中92%的镓进入金属铁粉,65. 1 %的钒进入富铝渣。
[0021] 实施例3 :高铁铝土矿经预先破碎、磨矿至细度为-0. 074mm粒级所占的质量百分数为95%,与由元明粉和柠檬酸钠按质量比95 : 5混合而成的添加剂配合,添加剂的配加量占高铁铝土矿干基质量百分含量的22. 5%,混勻后在1100°C的温度下还原焙烧60min, 还原剂煤的加入量为干料质量的1. 2倍,焙烧产物磨矿至细度为-0. 074mm粒级所占质量百分含量为98%,在125mT的磁场强度下磁选,所得磁性产品金属铁粉中IFe含量92. 23%, Al2O3含量1.49%、SiO2含量1.27%,铁的磁选回收率为92.66%。富铝渣的IFe含量 4.02%、Al2O3含量35. 28%、SiO2含量12. 19%。用质量百分浓度为25%的硫酸溶液浸出富铝渣,在质量液固比为9 : 1的条件下室温浸出60min,Al2O3的浸出率为79. 33%, SiO2 的浸出率为83. 58%。在浸出液中加入1. 2g/L的活性炭室温下吸附60min,浸出液中SW2 的吸附率为86. 93%。从吸附硅后的溶液中分离提取氧化铝或硫酸铝等化工产品。还原焙烧-磁选过程中93%的镓进入金属铁粉,68%的钒进入富铝渣。
[0022] 实施例4 :高铁铝土矿经预先破碎、磨矿至细度为-0. 074mm粒级所占的质量百分数为80%,再与由元明粉和柠檬酸钠按质量比94 : 6混合而成的添加剂配合,添加剂的配加量占高铁铝土矿干基质量百分含量的20%,混勻后在1150°C的温度下还原焙烧60min, 还原剂煤的加入量为干料质量的1.0倍,焙烧产物磨矿至细度为-0. 074mm粒级所占的质量百分数为95%,在97. 5mT的磁场强度下磁选,所得磁性产品金属铁粉中IFe含量91. 46%, Al2O3含量1.73%、SiO2含量1.65%,铁的磁选回收率为90.四%。富铝渣的IFe含量 5.48%、Al2O3含量39. 78%、SiO2含量12.70%。用质量百分浓度为30%的硫酸溶液浸出富铝渣,在质量液固比为10 : 1、浸出温度为45°C的条件下浸出30min,Al2O3的浸出率为 91.72%, SiO2的浸出率为94. 77%。在浸出液中加入0. 8g/L活性炭室温下吸附30min,浸出液中S^2的吸附率为82. 3%。从吸附硅后的溶液中分离提取氧化铝或硫酸铝等化工产品。还原焙烧-磁选过程中87%的镓进入金属铁粉,65%的钒进入富铝渣。
[0023] 实施例5 :高铁铝土矿经预先破碎、磨矿至细度为-0. 074mm粒级所占的质量百分数为90%,再与由元明粉和柠檬酸钠按质量比95 : 5混合而成的添加剂配合,添加剂的配加量占高铁铝土矿干基质量百分含量的25%,混勻后在1150°C的温度下还原焙烧60min, 还原剂煤的加入量为干料质量的1. 0倍,焙烧产物磨矿至细度为-0. 074mm粒级所占的质量百分数为100%,在150mT的磁场强度下磁选,所得磁性产品金属铁粉中IFe含量93. 3%, Al2O3含量0. 78%,SiO2含量0. 23%,铁的磁选回收率为93.6%。富铝渣的TFe含量5.61%, Al2O3含量36. 23%,SiO2含量15. 58%。用质量百分浓度为15%的硫酸溶液浸出富铝渣, 在质量液固比为8 : 1的条件下室温浸出60min,Al2O3浸出率为69.四%,5102浸出率为 73%。在浸出液中加入0. 8g/L活性炭室温吸附15min,浸出液中SW2的吸附率为80. 81%。 从吸附硅后的溶液中分离提取氧化铝或硫酸铝等化工产品。还原焙烧-磁选过程中91. 7% 的镓进入金属铁粉,72. 85%的钒进入富铝渣。
[0024] 实施例6 :高铁铝土矿经预先破碎、磨矿至细度为-0.074mm粒级所占的质量百分数为100%,再与由元明粉和柠檬酸钠按质量比92 : 8混合而成的添加剂配合,添加剂的配加量占高铁铝土矿干基质量百分含量的17.5%,混勻后在1050°C的温度下还原焙烧
675min,还原剂煤的加入量为干料质量的0. 8倍,焙烧产物磨矿至细度为_0. 074mm粒级所占质量百分含量为100%,在IOOmT的磁场强度下磁选,所得磁性产品金属铁粉中IFe含量 90. 27%, Al2O3含量2. 3%、SiO2含量1. 53%,铁的磁选回收率为90. 33%。富铝渣的IFe 含量3. 91%, Al2O3含量35. 56%, SiO2含量10. 65%。用质量百分浓度为15%的硫酸溶液浸出富铝渣,在质量液固比为8 : 1、浸出温度60°C条件下浸出15min,Al2O3的浸出率为 71.23%, SiO2的浸出率为75.04%。在浸出液中加入0. 8g/L活性炭室温吸附45min,浸出液中S^2的吸附率为83. 2%。从吸附硅后的溶液中分离提取氧化铝或硫酸铝等化工产品。 还原焙烧-磁选过程中95. 6%的镓进入金属铁粉,72.的钒进入富铝渣。

Claims (1)

1. 一种高铁铝土矿综合利用的方法,其特征是:高铁铝土矿经过破碎、磨矿至细度为-0. 074mm粒级所占质量百分含量不小于80%,与由元明粉和柠檬酸钠按质量比95〜 92 : 5〜8混合而成的添加剂配合,添加剂的配加量为高铁铝土矿干基质量百分含量的 17. 5%〜25%,经过混勻后按干料质量的0. 7〜1. 2倍加入还原剂煤在1000°C〜1150°C下还原60min〜90min,冷却后磨矿至细度为-0. 074mm粒级所占质量百分含量不小于95%, 在97. 5mT〜150mT磁场强度下磁选,所得磁性产品为直接还原金属铁粉,所得非磁性产品为富铝渣;以质量百分浓度为15%〜30%的硫酸溶液为浸出剂,在室温〜60°C、质量液固比为8 : 1〜10 : 1的条件下搅拌浸出富铝渣15min〜120min ;在室温下,加入0. 8g/L〜 1. 2g/L的多孔吸附剂活性炭吸附浸出液中的硅,吸附时间为15min〜60min,被吸附的SW2 进一步处理制备成白炭黑、多孔筛硅基材料,从活性炭吸附硅后的溶液中分离提取氧化铝或硫酸铝化工产品;在还原焙烧、磨选过程中伴生金属镓进入直接还原金属铁粉中富集回收,钒进入富铝渣中富集回收。
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