CN102502733A

CN102502733A - 一种高浓度碱液常压处理三水铝石矿的方法

Info

Publication number: CN102502733A
Application number: CN2011103289715A
Authority: CN
Inventors: 杨会宾; 李韶辉; 郑秀芳; 胡剑; 姜梅; 王晓锋; 徐宏刚
Original assignee: Aluminum Corp of China Ltd
Current assignee: China Aluminum Shandong Co Ltd
Priority date: 2011-10-26
Filing date: 2011-10-26
Publication date: 2012-06-20
Anticipated expiration: 2031-10-26
Also published as: CN102502733B

Abstract

本发明公开一种高浓度碱液常压处理三水铝石矿的方法：即将高浓度NaOH溶液和高铁三水铝石矿在耐碱反应器内搅拌混匀，常压下加热到110~140℃，然后将溶出料浆经磁选分级机初步分离：所得固体渣用少量水于65℃浸出后进一步液固分离，得到高铁赤泥；磁选后的溶液经冷却结晶后母液返回溶出工序，结晶铝酸钠加种分母液中重新溶解得到铝酸钠溶液，向其中添加拜耳法赤泥、石灰等，经两次脱硅得到铝硅比达145~180、氧化钠和氧化铝的摩尔比α_K=1.45~1.55的铝酸钠精液。将精液进行拜耳法常规条件分解，液固分离得氢氧化铝颗粒和种分母液。种分母液不蒸发而是溶解铝盐和粗氢铝后再返回流程，避免了浓度差别大导致蒸水量多的缺点。

Description

一种高浓度碱液常压处理三水铝石矿的方法

技术领域

本发明涉及一种氧化铝的生产方法，特别涉及一种高浓度碱液常压处理三水铝石矿的方法。

背景技术

氧化铝生产的主要资源——铝土矿，可分为三水铝石型，一水软铝石型，一水硬铝石型及混合型。它们主要含杂质Fe、Ti、Si等元素的化合物。对于进口三水型铝土矿，工业上普遍采用100-150℃的低温拜耳法，大部分三水铝石溶解进入溶液中，而Fe、Ti、石英等杂质化合物在低温下一般不溶于200g/L的苛性碱溶液，而是进入赤泥。溶出过程中由于铝针铁矿的存在，氧化铝不能全部进入溶液，其溶出率只有85%左右，同时赤泥中氧化铁含量也只占60%左右。对于一水软铝石型、一水硬铝石型及混合型铝土矿，除了碱石灰烧结法，工业上只能采用200-300℃的高温拜耳法。这需要高温235~280℃高压3.5~6Mpa管道化溶出，需要较大设备投资和过程能耗。现有的研究主要通过强化传质和提高溶出温度来达到提高氧化铝溶出效果的目的，但是受溶液浓度的限制，提高温度必然导致操作压力升高，设备投资和操作难度急剧增大。

现有文献公开了一种氧化铝的常压低温溶出生产方法。该方法是采用氢氧化钠熔盐低温常压溶出一水硬铝石型铝土矿，然后液固分离，将得到的铝酸钠粗液脱硅后进行铝酸钠结晶，所得晶体溶解后进行种分操作得到氢氧化铝。该方法溶出温度小于180℃，压力小于0.2Mpa，但该法采用的碱液浓度高，液固分离困难，且流程相对复杂，不利操作。现有文献还公开了一种氢氧化钠碱熔铝土矿制备氢氧化铝工艺，将铝土矿按比例加入到氢氧化钠熔盐中，二者反应得到铝酸钠固块，加水煮沸浸出后，铝酸钠溶液进行碳化分解得到氢氧化铝和碳酸钠溶液，碳酸钠溶液再加石灰苛化回收氢氧化钠。此方法铝土矿与氢氧化钠熔盐直接混合，不能混匀影响氧化铝的溶出率，产品质量不稳定，且石灰苛化容易造成氢氧化钠损失。

而对于利用氢氧化钠熔盐法处理铝土矿生产氢氧化铝的方法，该技术将混合均匀的氢氧化钠溶液和铝土矿加热进行熔盐溶出反应；溶出熟料进行浸出，分离赤泥得到铝酸钠溶液，该溶液深度脱硅后经种子分解得到氢氧化铝晶体和种分母液；种分母液蒸发结晶，结晶母液返回到熔盐溶出步骤，铝酸钠结晶加水溶解后返回到种分步骤。但是该方法也有碱液浓度高，液固分离难的困难，且种分母液蒸发水量大，能耗太高。

发明内容

本发明的一个目的在于提供一种降低能耗、操作安全、溶出率高的高浓度碱液常压处理三水铝石矿的方法。

具体技术方案由如下步骤实现：

一种高浓度碱液常压处理三水铝石矿的方法，由如下步骤完成：

A 溶出工序：将质量浓度39%-50%的NaOH溶液和高铁三水铝石矿按溶出液中氧化钠和氧化铝的摩尔比（分子比）α_K：3-6控制加矿量，搅拌混匀，常压下加热到120-145℃，保温20－60min，将溶出料浆降温；

B分离工序：经初步分离后，分离出的固体渣加入水中浸出后进一步液固分离得到高铁赤泥，浸出液进入脱硅工序；

C分离后的溶液经过冷却结晶，得到的铝酸钠结晶，结晶母液返回溶出工序；铝酸钠结晶加入种分母液并掺配粗氢氧化铝废渣混合溶解，所得铝酸钠溶液中氧化钠浓度在110-180g/L，然后送入脱硅工序；

D脱硅工序：将步骤B和步骤C中的混合铝酸钠溶液脱硅，得到精制铝酸钠溶液；

E种分工序：向脱硅得到的铝酸钠溶液中添加拜耳氢氧化铝作种子，经搅拌分解后得到氢氧化铝颗粒和种分母液；

F种分母液与磁选初分离浓碱液析出结晶掺配粗氢氧化铝废渣混合均匀，使氧化钠和氧化铝摩尔比α_K达到1.40-1.60，优选为1.50，重新返回到脱硅工序。

在上述制备方法中，所述的溶出工序中还可以加入使溶液中CaO：SiO₂摩尔比为1.5的石灰再搅拌。所述的溶出工序中保温时间小于1小时，优选为30分钟。所述的溶出工序中将溶出料浆降温至85-110℃，优选为95℃。所述分离工序中在固体渣中加入水的水温为30-80℃。所述的脱硅工序中按1-10g/L添加拜耳法赤泥、碳铝酸钙或者Ca(OH)₂的一种或几种作晶种，所述的具体脱硅条件为在90-100℃水浴中脱硅1-3h，优选为2h。所述的脱硅工序中精制铝酸钠溶液中铝硅比达到145-180，氧化钠和氧化铝的分子比为α_K=1.45-1.60。所述的种分工序中，控制分解初温60-75℃，终温40-50℃，分解24-70h。所述的种分工序按种子中氢氧化铝折合成氧化铝与溶液中氧化铝摩尔比（种子比）为2：1添加拜耳氢氧化铝。

在本发明的一个具体实施方案中，所述方法包括以下步骤：

A溶出工序：在质量浓度39%-50%的NaOH溶液中按溶出液中氧化钠和氧化铝的摩尔比（分子比）α_K：3-6控制矿量加入高铁三水铝石矿，或再加入使溶液中CaO：SiO₂摩尔比为1.5的石灰再搅拌搅拌混匀，常压下加热到120-145℃，保温20－60min，优选为30min，将溶出料浆降至95℃；

B分离工序：用磁选分级机初步分离，经初步分离后，分离出的固体渣加入60℃水中浸出后进一步液固分离得到高铁赤泥，浸出液进入脱硅工序；

C分离后的溶液经过冷却结晶，结晶母液返回溶出工序；铝酸钠结晶加入种分母液并掺配粗氢氧化铝废渣混合溶解，所得铝酸钠溶液中氧化钠浓度在110-180g/L，然后送入脱硅工序；

D脱硅工序：将步骤B和步骤C中的混合铝酸钠溶液脱硅，脱硅按1-10g/L添加拜耳法赤泥、碳铝酸钙或者Ca(OH)₂的一种或几种作为晶种，在90-140 ℃水浴中脱硅2h，得到铝硅比达到145-180，氧化钠和氧化铝的分子比为α_K=1.45-1.60的精制铝酸钠溶液；

E种分工序：向脱硅得到的铝酸钠溶液中以种子中氢氧化铝折合成氧化铝与溶液中氧化铝摩尔比（种子比）为2：1，添加拜耳氢氧化铝作种子，控制分解初温60-75℃，终温40-50℃，分解24-70h，经搅拌分解后得到氢氧化铝颗粒和种分母液；

F种分母液与磁选初分离高浓度铝酸钠液析出结晶混合并掺配粗氢氧化铝废渣，于中等温度反应一段时间后，溶液分子比α_K达到1.40-1.8，重新返回到脱硅工序。

本发明提出了高浓度碱液（NaOH浓度大于550g/L）常压处理，低浓度铝酸钠溶液种子分解的浓稀双相双循环流程思路。一方面，将高浓度NaOH溶液在常压下加热到140℃的高温，用来溶出高铁三水铝石矿，结果表明，矿石中全部三水铝石及大部分铝针铁矿都溶解进入溶液，氧化铝溶出率达到92%-95%，降温后氧化铝在该体系中以水合铝酸钠Na₂（Al₂O₃ (OH）₂)1.5H₂O形式析出。同时绝大部分硅矿物也溶出，溶出赤泥中氧化铁含量高达65%-73%，而杂质硅和氧化铝都在3%以下，同时，此富铁赤泥可以作为冶金铁砂直接出售。溶出液结晶析盐母液主要为浓碱液，经脱硅过程，返回溶出工序；结晶析盐重新溶于水制得低α_K铝酸钠溶液，经脱硅得到高铝硅比精液，种分分解得到氢氧化铝，整个过程循环效率较低温拜耳法大大提高。另一方面，目前现有技术中种分母液大多经过蒸发到高浓度，而本发明是增浓溶出粗氢铝后返回流程，这样避免了浓度差别太大导致的蒸发水量多的缺点，节约了流程操作成本，提高了经济效益。

附图说明

图1：是本发明实施例提供的一种高浓度碱液常压处理三水铝石矿的方法的流程图。

具体实施方式

下面结合具体实施方式对本发明进行进一步的详细描述，给出的实施例仅为了阐明本发明，而不是为了限制本发明的范围。

实施例1：

取550g 40%氢氧化钠溶液和300g粒度≤106μm的高铁三水铝石矿（溶出液中分子比α_K=5.18），在耐碱反应器中搅拌混匀，同时加热到140℃，保温反应30min，使铝土矿中各组分与碱液充分反应，得到含铝酸钠的料浆。将该溶出料浆降温至100℃左右，用磁选分级机进行初步分离：分离出的固体渣加入60℃水中浸出后进一步液固分离得到高铁赤泥，浸出液进入脱硅工序；磁选分离后的溶液用固体铝酸钠作晶种，经过降温结晶得到Na₂（Al₂O₃（OH)₂)1.5H₂O固体，结晶母液返回溶出工序继续溶出三水铝土矿，铝酸钠结晶配入粗氢氧化铝废渣加入种分母液混合，于140℃反应1h后，使溶解后溶液氧化钠浓度在130g/L，α_K达到1.50。

上述混合溶液中按6g/L添加拜耳法赤泥作为晶种，于95 ℃水浴中脱硅2h，使溶液中铝硅比达到145，满足种子分解要求。脱硅渣经洗涤工序后可以用来生产沸石等化学品氧化铝。脱硅得到的铝酸钠溶液以种子比2：1添加拜耳氢氧化铝作种子分解试验，控制分解初温70℃，终温45℃，分解30h，得到氢氧化铝晶体和种分母液。

通过对赤泥和分解母液的分析表明，整个过程氧化铝溶出率提高至97.3%，赤泥中氧化铝减少到2.31%，氧化硅含量降低至3.01%，而氧化铁含量富集到70%。铝酸钠溶液的分解率达到55%。

所用矿石化学成分及X-衍射结果如表1如下：

表1

Figure 2011103289715100002DEST_PATH_IMAGE002

实施例2：

在耐碱反应器中，将600g 45%氢氧化钠溶液和300g粒度≤150μm的高铁三水铝石矿搅拌混匀（溶出液中分子比α_K=5.64），在反应器中搅拌混合物加热到135℃，保温反应30min，使铝土矿中氧化铝和氢氧化钠充分反应，得到含铝酸钠的料浆。将该溶出料浆降至100℃左右，用磁选分级机进行初步分离：分离出的固体渣加入洗水中浸出后进一步分离得到高铁赤泥，浸出液进入脱硅工序；磁选分离后的溶液用固体铝酸钠作晶种，经过冷却结晶，结晶母液返回溶出工序继续溶出三水铝土矿，铝酸钠结晶配入粗氢氧化铝废渣加入种分母液混合，于145℃反应1h后得到α_K=1.50中等浓度铝酸钠溶液，其重新返回脱硅工序。

上述初次分离碱液和结晶析盐重新溶出的混合溶液按6g/L添加Ca(OH)₂作为脱硅助剂，于90 ℃水浴中脱硅1h30min，溶液铝硅比达到145，满足种子分解要求。脱硅渣经洗涤工序后可以用来生产沸石等化学品氧化铝。

脱硅得到的铝酸钠溶液以种子比2：1添加拜耳氢氧化铝作种子分解试验，控制分解初温60℃，终温40℃，分解24h，得到氢氧化铝粗晶和种分母液。

通过对赤泥和分解母液的分析表明，氧化铝溶出率达到92%，而氧化铁含量富集到68%，铝酸钠溶液的分解率为54%。

实施例3：

在敞口钢制反应釜中，将1000g 39%氢氧化钠溶液和500g粒度在106μm以下的高铁三水铝石矿搅拌混匀（溶出液中分子比α_K=4.95），在反应器中加热到140℃，添加20g纯Ca(OH)₂(摩尔比[CaO：SiO₂]=1.5)，搅匀反应20min，使铝土矿各组分和氢氧化钠充分反应，得到含铝酸钠的料浆。将该料浆降至100℃左右，用磁选分级机进行初步分离：分离出的固体渣加入80℃水中浸出后进一步分离得到高铁赤泥，浸出液进入脱硅工序；磁选分离后的溶液用固体铝酸钠作晶种，经过冷却结晶，结晶母液返回溶出工序继续溶出三水铝土矿，铝酸钠结晶掺配粗氢氧化铝废渣加入种分母液中混匀，于140℃反应1h后得到α_K=1.50的中等浓度铝酸钠溶液，重新返回脱硅工序。高浓度碱液体系添加石灰溶出三水矿，溶出液中SiO₂含量大大降低，最终矿石中氧化铝溶出率降为92.5%。

上述混合铝酸钠溶液按6g/L添加Ca(OH)₂，于125 ℃水浴中脱硅2h，溶液铝硅比达到150，满足种子分解要求。脱硅渣经洗涤工序后可以用来生产沸石等化学品氧化铝。脱硅得到的铝酸钠溶液添加拜耳氢氧化铝作种子分解试验，控制分解初温65℃，终温40℃，分解30h，得到氢氧化铝晶体和种分母液。通过对赤泥和分解母液的分析表明，整个过程铝酸钠溶液的分解率达到55%。

实施例4：

在不锈钢反应器内，将1kg 氧化钠浓度50%结晶母液和500g粒度≤150μm的高铁三水铝石矿搅拌混匀（溶出液中分子比α_K=4.95），然后在反应器中搅拌加热到140℃，保温反应30min，铝土矿中各组分同氢氧化钠充分反应，得到含铝酸钠的料浆。将该含铝酸钠的溶出料浆降至90℃左右，用磁选分级机初步分离：分离出的固体渣用少量65℃水浸出后进一步分离得到高铁赤泥浸出液，再使浸出液去脱硅工序；磁选分离后的溶液经过冷却结晶，结晶母液返回溶出工序，铝酸钠结晶掺配粗氢氧化铝废渣后加入种分母液混匀，于145℃反应1h得到α_K=1.50氧化钠浓度在120g/L的铝酸钠溶液，其重新返回脱硅工序。最终铝土矿中氧化铝溶出率达到95%。

上述混合铝酸钠溶液按5g/L添加拜耳法赤泥作晶种，于98 ℃水浴中脱硅3h，过滤后得到一次脱硅液再加入少量碳铝酸钙同样温度下进行二次脱硅，得到高铝硅比铝酸钠溶液，满足种子分解要求。

向脱硅得到的铝酸钠溶液中添加拜耳氢氧化铝作种子分解（种子比2：1），控制分解初温65℃，终温45℃，分解40h，得到氢氧化铝颗粒和种分母液。通过对赤泥和分解母液的分析表明，铝酸钠溶液的分解率为53%。

Claims

1.一种高浓度碱液常压处理三水铝石矿的方法，其特征在于，包括：

A 溶出工序：将质量浓度39%-50%的NaOH溶液和高铁三水铝石矿按溶出液中氧化钠和氧化铝的摩尔比α_K：3-6控制加矿量，搅拌混匀，常压下加热到120-145℃，保温20－60min，将溶出料浆降温；

B 分离工序：经初步分离后，分离出的固体渣加入水中浸出后进一步液固分离得到高铁赤泥，浸出液进入脱硅工序；

C 分离后的溶液经过冷却结晶，得到的铝酸钠结晶，结晶母液返回溶出工序；铝酸钠结晶加入种分母液并掺配粗氢氧化铝废渣混合溶解，所得铝酸钠溶液中氧化钠浓度在110-180g/L，然后送入脱硅工序；

D 脱硅工序：将步骤B和步骤C中的混合铝酸钠溶液脱硅，得到精制铝酸钠溶液；

E 种分工序：向脱硅得到的铝酸钠溶液中添加拜耳氢氧化铝作种子，经搅拌分解后得到氢氧化铝颗粒和种分母液；

F 种分母液与磁选初分离浓碱液析出结晶掺配粗氢氧化铝废渣混合均匀，使氧化钠和氧化铝摩尔比αK达到1.40－1.80，重新返回到脱硅工序。

2.根据权利要求1所述的方法，所述的氧化钠和氧化铝摩尔比αK达到1.50。

3.根据权利要求1所述的方法，所述的溶出工序中保温时间小于1小时。

4.根据权利要求3所述的方法，所述的溶出工序中保温时间为30分钟。

5.根据权利要求1 所述的方法，所述的溶出工序中将溶出料浆降至85-110℃。

6.根据权利要求5所述的方法，所述的溶出工序中将溶出料浆降至95℃。

7.根据权利要求1所述的方法，所述分离工序中固体渣中加入水的水温为30-80℃。

8.根据权利要求7所述的方法，所述分离工序中固体渣中加入水的水温为60℃。

9.根据权利要求1所述的方法，所述的脱硅工序中按1-10g/L添加拜耳法赤泥、碳铝酸钙或者Ca(OH)₂的一种或几种作为脱硅晶种。

10.根据权利要求1所述的方法，所述的具体脱硅条件为在90-140 ℃水浴中脱硅1-3h。

11.根据权利要求10所述的方法，所述的具体脱硅条件为在98 ℃水浴中脱硅2h。

12.根据权利要求1所述的方法，所述的种分工序中，分解初温控制60-75℃，终温40-50℃，分解24-70h。

13.根据权利要求1所述的方法，所述的溶出工序中还可以加入使溶液中CaO：SiO2摩尔比为1.5的石灰再搅拌。

14.根据权利要求1-13中任一所述的方法，所述的脱硅工序中精制铝酸钠溶液中铝硅比达到145-180，氧化钠和氧化铝的摩尔比α_K=1.45-1.60。

15.根据权利要求14中所述的方法，所述的种分工序中晶种量以其中氢氧化铝折合成氧化铝与溶液中氧化铝摩尔比等于2：1进行控制。

16.一种高浓度碱液常压处理三水铝石矿的方法，其特征在于，包括：

A 溶出工序：在质量浓度39%-50%的NaOH溶液中按溶出液中氧化钠和氧化铝的摩尔比（分子比）α_K：3-6控制矿量加入高铁三水铝石矿，或再加入使溶液中CaO：SiO₂摩尔比为1.5的石灰再搅拌混匀，常压下加热到120-145℃，保温30分钟，将溶出料浆降至95℃；

B 分离工序：用磁选分级机初步分离，经初步分离后，分离出的固体渣加入60℃水中浸出后进一步液固分离得到高铁赤泥，浸出液进入脱硅工序；

C 分离后的溶液经过冷却结晶，结晶母液返回溶出工序；铝酸钠结晶加入种分母液并掺配粗氢氧化铝废渣混合溶解，所得铝酸钠溶液中氧化钠浓度在110-180g/L，然后送入脱硅工序；

D 脱硅工序：将步骤B和步骤C中的混合铝酸钠溶液脱硅，脱硅按1-10g/L添加拜耳法赤泥、碳铝酸钙或者Ca(OH)₂的一种或几种作为晶种，在90-140 ℃水浴中脱硅2h，得到铝硅比达到145-180，氧化钠和氧化铝的分子比为α_K=1.45-1.60的精制铝酸钠溶液；

E 种分工序：向脱硅得到的铝酸钠溶液中以种子中氢氧化铝折合成氧化铝与溶液中氧化铝摩尔比（种子比）为2：1，添加拜耳氢氧化铝作种子，控制分解初温60-75℃，终温40-50℃，分解24-70h，经搅拌分解后得到氢氧化铝颗粒和种分母液；

F种分母液与磁选初分离高浓度铝酸钠液析出结晶混合并掺配粗氢氧化铝废渣，于135℃-145℃反应1h后，使溶液分子比α_K达到1.40-1.8，重新返回到脱硅工序。