CN105253907A - 化学浮选法处理低品铝土矿的综合利用方法 - Google Patents

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CN105253907A CN201510566482.1A CN201510566482A CN105253907A CN 105253907 A CN105253907 A CN 105253907A CN 201510566482 A CN201510566482 A CN 201510566482A CN 105253907 A CN105253907 A CN 105253907A
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Abstract

本发明提供一种化学浮选法处理低品铝土矿的综合利用方法,主要包括步骤化学浮选除硅、碱溶反应溶铝、碳分焙烧制氧化铝、气体吸收氨解制白炭黑和回收氟资源等步骤,依据化学浮选法处理低品铝土矿的综合利用方法可以制备白炭黑、铁红、氟化铝等一系列产品,使得低品铝土矿中的有效成分得到了充分的利用,氟资源通过氨水进行固化循环利用,减少了氟的浪费;整个流程简单,使用的设备也比较少,本发明提供的上述方法无需对低品位铝土矿进行预处理,采用简单的操作即可得到产品,工艺条件温和,适于大规模生产。

Description

化学浮选法处理低品铝土矿的综合利用方法
技术领域
本发明涉及低品位铝土矿,特别是一种利用化学浮选法处理低品位铝土矿的综合利用方法。
背景技术
随着国民经济的快速持续发展,我国的铝工业也产生了翻天覆地的变化。铝工业的快速发展较好地满足了国民经济建设和社会发展的需要,但随之也带来了资源和能源大量消耗的问题。特别是铝土矿资源贫乏问题,已成为制约我国铝工业持续发展的瓶颈问题。据统计,2001~2007年间,我国用于氧化铝、氟化铝生产的铝土矿品位显著下降,矿石铝硅比从平均约10下降至平均不到7,由于2008年新的氧化铝厂的投产,更加剧了资源的紧张局面,矿石平均铝硅比已降至6以下。我国已探明的铝土矿中99%为一水硬铝石型铝土矿,其特点是难磨、难溶、高硅、低铝硅比,目前我国铝土矿主要用于生产氧化铝,以混联法生产工艺为主,生产流程长、能耗高、建设投资大、产品质量差。
发明内容
有鉴于此,确有必要提供一种化学浮选法处理低品位铝土矿的综合利用方法,以解决上述问题。
本发明提供一种化学浮选法处理低品位铝土矿的综合利用方法,包括以下步骤:
化学浮选除硅:将粒度为50~100目的低品铝土矿颗粒和氟化氢气体置于流化床反应器中,在室温~110℃反应10~30min,得到脱硅固体残渣;用清水洗涤过滤所述脱硅固体残渣,得到高品铝土矿;
碱溶反应溶铝:在245~260℃采用氢氧化钠溶液溶解所述高品铝土矿1~3h,过滤,得到溶铝滤液和赤泥;
碳分焙烧制氧化铝:在温度不大于35℃时,以2.5~3.5L/min的速度向所述溶铝滤液中通入二氧化碳进行碳分反应,直至形成pH值为10~12的碳分混合物,依次对所述碳分混合物进行过滤、洗涤、干燥、焙烧处理得到氧化铝产品;
气体吸收氨解制白炭黑:采用乙醇水溶液吸收所述气体生成物,得到含有二氧化硅的水解产物;在70~90℃向所述水解产物中加入氨水直至pH值为6~8;然后在70~90℃陈化0.5~2小时,得到浑浊液;过滤所述浑浊液,得到白炭黑沉淀和含氟滤液;洗涤、干燥所述白炭黑沉淀,得到白炭黑产品;
回收氟资源:对所述含氟滤液依次进行减压蒸发浓缩、结晶、干燥处理,得到氟化铵晶体。
其中,所述低品铝土矿中的铝硅比小于等于7。所述低品铝土矿的原矿中以氧化铝、二氧化硅等为主要成分,并含有氧化钾、氧化钛、氧化铁等杂质,而且所述低品铝土矿中的各元素基本上是以氧化物形式存在的,其中的氧化铝具体地主要可分为一水硬铝石、三水铝石和一水软铝石。因此,本文中的“硅的脱除率”和“脱硅率”均是指二氧化硅的脱除率,“铝含量”是指氧化铝含量,“铝的回收率”是指氧化铝的回收率,“铝溶出率”是指氧化铝等含铝化合物的溶出率,“硅含量”是指氧化硅的含量,“钾含量”是指氧化钾含量,“钠含量”是指氧化钠含量。低品铝土矿原矿中含有一水硬铝石、部分三水铝石和部分一水软铝石。所述室温的温度为10~40℃。另外,本文中所述的“氟化氢气体”是指无水氟化氢气体。
基于上述,所述化学浮选除硅的步骤包括:依次对低品铝土矿原矿进行破碎、研磨处理,得到所述低品铝土矿颗粒;先将粒度为50~100目的所述低品铝土矿颗粒置于所述流化床反应器中,再向所述流化床反应器中通入所述氟化氢气体,在真空度为0.08~0.1MPa的负压条件下,控制反应温度为20~40℃,所述氟化氢气体在所述流化床反应器中停留10~20min,以去除所述低品铝土矿颗粒中的硅元素和部分铁元素,得到所述脱硅固体残渣和含有氟化硅的气体生成物。
其中,因为在脱硅过程中会有氟化硅气体产生,所以,在所述低品铝土矿颗粒发生分解时,所述流化床反应器是处于负压状态的。该步骤主要涉及的反应方程式为:
Fe2O3+HF=FeF3+3H2O,SiO2+4HF=SiF4+2H2O。
基于上述,在所述化学浮选除硅步骤中,所述清水的温度为8090℃。
基于上述,所述碱溶反应溶铝的步骤包括:碾磨所述高品铝土矿,得到高品铝土矿颗粒;将所述高品铝土矿颗粒置于高压釜中,并向所述高压釜中加入氢氧化钠溶液,其中,所述氢氧化钠溶液的浓度为310~390g/L;然后将所述高压釜加热至245~260℃,使所述高品铝土矿颗粒与所述氢氧化钠溶液反应1~3h溶解所述高品铝土矿颗粒中的氧化铝,形成碱溶混合物;过滤所述碱溶混合物得到所述溶铝滤液和赤泥。
基于上述,利用低品铝土矿制取氟化铝的方法还包括制取钛精矿:采用盐酸浸取所述赤泥除去赤泥中的氧化铁、氧化镁、氧化钙、氧化钾和氧化钠,以制取钛精矿。
基于上述,在所述碳分焙烧制氧化铝的步骤中,所述碳分反应的温度为20~30℃。
基于上述,在所述碳分焙烧制氧化铝的步骤中,对所述碳分混合物进行过滤,得到碳酸钠滤液和氢氧化铝沉淀;对所述氢氧化铝沉淀进行洗涤、干燥、焙烧处理得到氧化铝;向所述碳酸钠滤液中加入氧化钙,直至停止生成碳酸钙沉淀,得到碳酸钙混合物;过滤所述碳酸钙混合物得到氢氧化钠滤液和碳酸钙半成品;干燥所述碳酸钙半成品,制得碳酸钙成品。
基于上述,所述碳分焙烧制氧化铝的步骤还包括:回收所述氢氧化钠滤液,并将所述氢氧化钠滤液通入到所述高压釜中。
基于上述,所述气体吸收氨解制白炭黑的步骤包括:将所述气体生成物在-6~-4kPa下,通入吸收塔进行吸收和水解反应,采用所述乙醇水溶液作为吸收液,其中的乙醇与水的体积比为1:1,使得所述气体生成物在70~90℃下水解,生成含有二氧化硅的所述水解产物;将所述水解产物通入氨解釜,向所述氨解釜中加入氨水中和所述水解产物,并使所述氨解釜中的物质的pH为6~8;中和完毕后,在70~90℃陈化0.5~2小时,得到所述浑浊液;将置于所述氨解釜中的所述混浊液输送到压滤机中过滤,得到白炭黑沉淀和含氟滤液;依次洗涤、烘干所述白炭黑沉淀,制得所述白炭黑产品。
基于上述,所述回收氟资源的步骤包括:在70~90℃下,在真空度为0.05~0.08MPa时对所述含氟滤液进行减压浓缩蒸发处理直至氟化铵浓度达到12mol/L,然后加入乙醇溶液并在20~30℃冷却结晶,离心分离得到所述氟化铵晶体。
与现有技术相比,本发明采用化学浮选法处理低品位铝土矿制取了氧化铝、白炭黑等一系列产品,铝土矿中的有效成分得到了充分的利用,氟资源通过氨水进行固化循环利用,减少了氟的浪费。整个工艺流程简单,设备少,无废气废液排放,节能环保。与选矿拜耳法、富矿烧结法等相比,通过简单的氟化氢化学浮选即可得到高铝硅比的铝土矿,并且无废渣产生,工艺条件温和,适于大规模生产。
本发明采用化学浮选法处理低品位铝土矿制取氧化铝,其主要特点是采用化学浮选除硅-碱溶反应溶铝-碳分焙烧制氧化铝等步骤处理低品位铝土矿,提高低品铝土矿的铝硅比,低品铝土矿中铝的回收率高,反应条件温和,工艺流程简单;在低品铝土矿脱硅的步骤中,利用氟化氢气体与二氧化硅反应,硅的脱除率可达到98.84%,且氟循环利用率可达到90%以上,解决了氟资源短缺的问题;在铝土矿碱溶的步骤中,采用氢氧化钠溶液溶解高品铝土矿,铝的相对溶出率可达98.2%;在碳分焙烧制氧化铝的步骤中,利用二氧化碳气体使氢氧化铝结晶析出,焙烧得到氧化铝的纯度达到98.97%。
本发明用化学浮选法处理低品位铝土矿制取氧化铝,铝的回收率达到了90%,白炭黑的收率达到83%,比表面积达到245m2/g,氧化铝的纯度达到了98.97%,达到了行业先进水平,实验所取得数据可作为工业化的基础和依据。整个工艺流程时间短,工艺条件温和,有助于节约资源,降低浪费和环境保护,其推广使用,必将产生良好的社会和经济意义。
由于铝土矿中的铝几乎以一水硬铝石的形式存在,而一水硬铝石在低温下比较稳定,不与酸碱反应,矿石中的铁等可溶性元素却可以用酸除去。二氧化硅能和氟化氢反应,因此,利用低品铝土矿颗粒与氟化氢气体在流化床反应器中充分接触反应,可以除去所述低品铝土矿颗粒中的绝大部分的硅元素以及一些酸溶性杂质,如铁元素,甚至使得硅元素的去除率达到98.84%,从而提高低品铝土矿的铝硅比,得到所述高品铝土矿,且该高品铝土矿的铝硅比大于10,有利于提高氧化铝产品的纯度,使得氧化铝产品的纯度可以达到98.97%。
本发明中的所述脱硅固体残渣采用热水清洗可以利用其中残留的氟化氢除去残留在该脱硅固体残渣中的部分钛、铁等元素,而且还可以减少除硅元素后矿石中氟元素的含量。
由于赤泥中的二氧化钛含量达到17%左右,所以可以通过酸浸除去赤泥中的氧化铁、氧化镁、氧化钙、氧化钾、氧化钠等,制取钛精矿;另外本发明中在碳酸钠滤液加入氧化钙提高氢氧化钠浓度,循环用于碱溶反应溶铝的步骤中;因此,本发明提供的化学浮选法处理低品铝土矿的综合利用方法可以有效地节约了物耗,避免了环境污染。
附图说明
图1是本发明提供化学浮选法处理低品铝土矿的综合利用方法流程图。
具体实施方式
下面通过具体实施方式,对本发明的技术方案做进一步的详细描述。
请参阅图1,提供一种化学浮选法处理低品铝土矿的综合利用方法,包括以下步骤:
化学浮选除硅:将粒度为50~100目的低品铝土矿颗粒和氟化氢气体置于流化床反应器中,在室温~110℃反应10~30min,得到脱硅固体残渣和含有氟化硅的气体生成物;用清水洗涤过滤所述脱硅固体残渣,得到高品铝土矿。具体地,通过依次对低品铝土矿原矿进行破碎、研磨处理而得到的所述低品铝土矿颗粒;先将50~100目的所述低品铝土矿颗粒置于所述流化床反应器中,再向所述流化床反应器中通入所述氟化氢气体,在真空度为0.08~0.1MPa的负压条件下,控制反应温度为20~40℃,所述氟化氢气体在所述流化床反应器中停留10~20min,以去除所述低品铝土矿颗粒中的硅元素和部分铁元素,得到所述脱硅固体残渣和含有氟化硅的气体生成物;采用80~90℃的热水洗涤、过滤、干燥所述脱硅固体残渣,得到高品铝土矿。其中,该步骤主要涉及的反应方程式为:
Fe2O3+HF=FeF3+3H2O,SiO2+4HF=SiF4+2H2O。
碱溶反应溶铝:在245~260℃采用氢氧化钠溶液溶解所述高品铝土矿1~3h,过滤,得到溶铝滤液和赤泥。具体地,碾磨所述高品铝土矿,得到高品铝土矿颗粒;将所述高品铝土矿颗粒置于高压釜中,并向所述高压釜中加入氢氧化钠溶液,其中,所述氢氧化钠溶液的浓度为310~390g/L;然后将所述高压釜加热至245~260℃,使所述高品铝土矿颗粒与所述氢氧化钠溶液反应1~3h溶解所述高品铝土矿颗粒中的氧化铝,形成碱溶混合物;过滤所述碱溶混合物得到所述溶铝滤液和赤泥。
所述低品铝土矿经过化学浮选除硅的步骤,除去其中的绝大部分硅元素、部分钛、铁等元素,所以,所述高品铝土矿的主要成分为Al2O3、Fe2O3等。上述碱溶反应溶铝的步骤主要利用Al2O3的两性,用氢氧化钠碱液溶解所述高品铝土矿可以将矿中的Al2O3和Fe2O3等杂质相分离开,避免了复杂的分离工序。其反应方程式主要为:
Al2O3+2NaOH=2NaAlO2+H2O
由于在脱硅过程中使用氟化氢气体作为反应物,为了防止所述流化床反应器受到酸腐蚀,该流化床反应器应采用聚四氟乙烯作为衬层。
碳分焙烧制氧化铝:在温度不大于35℃时,以2.5~3.5L/min的速度向所述溶铝滤液中通入二氧化碳进行碳分反应,直至形成pH值为10~12的碳分混合物,依次对所述碳分混合物进行过滤、洗涤、干燥、焙烧处理得到氧化铝成品。优选地,所述碳分反应的温度为20~30℃。具体地,在所述碳分焙烧制氧化铝的步骤中,对所述碳分混合物进行过滤得到碳酸钠滤液和氢氧化铝沉淀,所述氢氧化铝沉淀经过洗涤、干燥处理得到氢氧化铝粉末;对所述碳分混合物进行过滤,得到碳酸钠滤液和氢氧化铝沉淀;对所述氢氧化铝沉淀进行洗涤、干燥处理得到氢氧化铝粉末;焙烧所述氢氧化铝粉末,得到氧化铝成品;向所述碳酸钠滤液中加入氧化钙,直至停止生成碳酸钙沉淀,得到碳酸钙混合物;过滤所述碳酸钙混合物得到氢氧化钠滤液和碳酸钙半成品;干燥所述碳酸钙半成品,制得碳酸钙成品。所述氢氧化钠滤液被回收,并被输送到所述高压釜中。其中,该步骤涉及的反应主要为:
2NaAlO2+CO2+3H2O=Na2CO3+2Al(OH)3
2Al(OH)3=Al2O3+3H2O。
气体吸收氨解制白炭黑:采用乙醇水溶液吸收所述气体生成物,得到含有二氧化硅的水解产物;在70~90℃向所述水解产物中氨水中和,并调节pH值至6~8;然后在70~90℃陈化0.5~2小时,得到浑浊液,过滤所述浑浊液,得到白炭黑沉淀和含氟滤液。具体地,将所述气体生成物在-6~-4kPa下,通入吸收塔进行吸收和水解反应,采用所述乙醇水溶液作为吸收液,其中的乙醇与水的体积比为1:1,使得所述气体生成物在70~90℃下水解,生成含有二氧化硅的所述水解产物;将所述水解产物通入氨解釜,向所述氨解釜中加入氨水中和所述水解产物,并使所述氨解釜中的物质的pH为6~8;中和完毕后,在70~90℃陈化0.5~2小时,得到所述浑浊液;将置于所述氨解釜中的所述混浊液输送到压滤机中过滤,得到白炭黑沉淀和含氟滤液;依次洗涤、烘干所述白炭黑沉淀,制得所述白炭黑产品。
其中,在所述气体吸收氨解制白炭黑的步骤中,所述气体生成物主要包括氟化硅气体和氟化氢气体,而且氟化硅气体水解生成氟硅酸,氟硅酸氨解生成氟化铵;该步骤中涉及的反应原理主要为:
3SiF4+2H2O=2H2SiF6+SiO2↓,HF+NH3=NH4F,
H2SiF6+6NH3+2H2O=6NH4F+SiO2↓。
回收氟资源:对所述含氟滤液依次进行减压蒸发浓缩、结晶、干燥处理,得到氟化铵晶体。具体地,将所述含氟滤液通过泵输送到氟化铵浓缩结晶釜中,使之在70~90℃,真空度为0.05~0.08MPa时,于所述氟化铵浓缩结晶釜中浓缩,直至所述氟化铵浓缩结晶釜中的氟化铵浓度达到12mol/L;然后向所述氟化铵浓缩结晶釜中加入乙醇溶液并采用冷却水循环系统在20~30℃进行冷却结晶;将结晶后的晶浆经离心机离心分离,干燥,得到所述氟化铵晶体。
由此可见,本发明提供的化学浮选法处理低品铝土矿的综合利用方法主要包括化学浮选除硅、碱溶反应溶铝、碳分焙烧制氧化铝、气体吸收氨解制白炭黑和回收氟资源等综合利用方法步骤。下面通过分别列举具体实施例的方式,对本发明做进一步阐述。
化学浮选除硅、制取白炭黑及回收氟资源
实施例1.1
本发明提供的所述化学浮选除硅步骤及制取白炭黑和回收氟资源的实施例1.1包括以下步骤:
化学浮选除硅:提供如表1所示的低品铝土矿原矿,并将之置于破碎机中进行破碎,然后将破碎后的低品铝土矿置于研磨机中进行研磨,得到粒度为100目的低品铝土矿颗粒;取所述100目低品铝土矿颗粒10.00g置于流化床反应器中,将氟化氢气体通入110℃的所述流化床反应器中,反应30min,得到脱硅固体残渣和含有氟化硅的气体生成物;用清水清洗、过滤所述脱硅固体残渣,得到6.969g高品铝土矿产品。采用X射线荧光分析法分析知道:高品铝土矿产品中SiO2含量为0.18%,硅的脱除率为99.61%,氟元素的含量为42.89%,Al2O3含量为52.33%。
表1低品铝土矿原矿的组分
组分 Al2O3 SiO2 K2O TiO2 Fe2O3 其他 烧减
含量/% 46.14 32.42 2.48 3.21 2.72 1.31 11.70
气体吸收氨解制取白炭黑:将所述气体生成物在-6kPa下,通入吸收塔进行吸收和水解反应,采用所述乙醇水溶液作为吸收液,其中的乙醇与水的体积比为1:1,使得所述气体生成物在70℃下水解,生成含有二氧化硅的所述水解产物;将所述水解产物通入氨解釜,向所述氨解釜中加入氨水中和所述水解产物,并使所述氨解釜中的物质的pH为6;中和完毕后,在70℃陈化1小时,得到所述浑浊液;将置于所述氨解釜中的所述混浊液输送到压滤机中过滤,得到白炭黑沉淀和含氟滤液;依次洗涤、烘干所述白炭黑沉淀,制得2.74g白炭黑产品,白炭黑产品的收率85%,比表面积达到260m2/g。
回收氟资源:将含氟滤液通过泵输送到氟化铵浓缩结晶釜中,使之在70℃,真空度为0.05~0.06MPa时,于所述氟化铵浓缩结晶釜中浓缩,直至所述氟化铵浓缩结晶釜中的氟化铵浓度达到12mol/L;然后向所述氟化铵浓缩结晶釜中加入乙醇溶液并采用冷却水循环系统在20℃进行冷却结晶;将结晶后的晶浆经离心机离心分离,干燥,得到所述氟化铵晶体,氟化铵的回收率为85%。
实施例1.2
本发明提供的所述化学浮选除硅步骤及制取白炭黑和回收氟资源的实施例1.2与实施例1.1的不同之处在于:
在所述化学浮选除硅步骤中,所述低品铝土矿颗粒和氟化氢气体的反应温度为70℃,反应15min得到5.400g高品铝土矿产品。采用X射线荧光分析法分析知道:高品铝土矿产品中SiO2含量为1.41%,硅的脱除率为97.65%,氟元素的含量为23.41%,Al2O3含量为68.53%。
在气体吸收氨解制取白炭黑的步骤中,所述气体生成物在-4kPa下通入到吸收塔中,所述气体生成物在80℃下水解,氨解中和后氨解釜中的物质的pH为8,并在80℃陈化1.5小时;制得2.65g白炭黑产品,白炭黑产品的收率84%,比表面积达到265m2/g。
在所述回收氟资源的步骤中,所述含氟滤液是在80℃、真空度为0.06~0.07MPa时进行减压浓缩的;在30℃时进行冷却结晶;最终氟化铵的回收率为88.2%。
实施例1.3
本发明提供的所述化学浮选除硅步骤及制取白炭黑和回收氟资源的实施例1.3与实施例1.1的不同之处在于:
在所述化学浮选除硅步骤中,所述低品铝土矿颗粒和氟化氢气体的反应温度为20℃,反应20min得到5.410g高品铝土矿产品。采用X射线荧光分析法分析知道:高品铝土矿产品中SiO2含量为5.19%,硅的脱除率为91.33%,氟元素的含量为19.80%,Al2O3含量为65.20%。
在所述气体吸收氨解的步骤中,所述气体生成物在-5kPa下通入到吸收塔中,所述气体生成物在78℃下水解,氨解中和后氨解釜中的物质的pH为8,并在78℃陈化2小时;制得2.70g白炭黑产品,白炭黑产品的收率85%,比表面积达到258m2/g。
在所述回收氟资源的步骤中,所述含氟滤液是在78℃、真空度为0.06~0.07MPa时进行减压浓缩的;在28℃时进行冷却结晶;最终氟化铵的回收率为89%。
实施例1.4
本发明提供的所述化学浮选除硅步骤及制取白炭黑和回收氟资源的实施例1.4与实施例1.1的不同之处在于:
在所述化学浮选除硅步骤中,所述低品铝土矿颗粒的粒度为50目,其和氟化氢气体的反应温度为30℃,反应20min得到5.350g高品铝土矿产品。采用X射线荧光分析法分析知道:高品铝土矿产品中SiO2含量为9.89%,硅的脱除率为83.68%,氟元素的含量为14.81%,Al2O3含量为64.97%。
在所述气体吸收氨解的步骤中,所述气体生成物在-4kPa下通入到吸收塔中,所述气体生成物在75℃下水解,氨解中和后氨解釜中的物质的pH为7,并在75℃陈化1.5小时;制得2.67g白炭黑产品,白炭黑产品的收率84%,比表面积达到267m2/g。
在所述回收氟资源的步骤中,所述含氟滤液是在65℃、真空度为0.06~0.07MPa时进行减压浓缩的;在23℃时进行冷却结晶;最终氟化铵的回收率为90.2%。
实施例1.5
本发明提供的所述化学浮选除硅步骤及制取白炭黑和回收氟资源的实施例1.5与实施例1.1的不同之处在于:
在所述化学浮选除硅步骤中,所述低品铝土矿颗粒的粒度为200目,其和氟化氢气体的反应温度为40℃,反应10min得到5.343g高品铝土矿产品。采用X射线荧光分析法分析知道:高品铝土矿产品中SiO2含量为4.90%,硅的脱除率为92.34%,氟元素的含量为20.15%,Al2O3含量为65.45%。
在所述气体吸收氨解的步骤中,所述气体生成物在-5kPa下通入到吸收塔中,所述气体生成物在70℃下水解,氨解中和后氨解釜中的物质的pH为7,并在70℃陈化1.5小时;制得2.66g白炭黑产品,白炭黑产品的收率86%,比表面积达到270m2/g;
在所述回收氟资源的步骤中,所述含氟滤液是在90℃、真空度为0.06~0.07MPa时进行减压浓缩的;在25℃时进行冷却结晶;最终氟化铵的回收率为91.2%。
碱溶反应溶铝
实施例2.1
所述碱溶反应溶铝的步骤的实施例2.1包括以下步骤:
实施例2.1
在本发明提供的利用低品铝土矿制取氟化铝的方法中,步骤二碱溶反应溶铝的步骤的实施例2.1包括以下步骤:
先称取如下表2.1所示组分的高品铝土矿30.000g,再碾磨形成高品铝土矿颗粒;将所述高品铝土矿颗粒置于高压釜中,并所述高压釜中加入310g/L氢氧化钠溶液在250℃下,使所述高品铝土矿颗粒与所述氢氧化钠溶液反应2h,以溶解所述高品铝土矿颗粒中的氧化铝形成碱溶混合物;过滤所述碱溶混合物得到所述溶铝滤液和赤泥。测得反应完毕后测得赤泥产品质量为6.313g。采用X射线荧光分析法分析得知赤泥产品中的氧化铝含量为9.442%,铝溶出率为97.20%。
表2.1高品铝土矿的组分
Al2O3 SiO2 K2O TiO2 Fe2O3 其他 烧减
69.14% 6.49% 0.63% 2.70% 4.93% 2.11% 14.26%
实施例2.2
本发明提供的碱溶反应溶铝步骤的实施例2.2与实施例2.1的不同之处在于:使用的氢氧化钠溶液的浓度为350g/L,反应完毕后测得赤泥产品质量为5.212g,采用X射线荧光分析法分析得知产品中的铝含量为7.287%,铝溶出率为98.20%。
实施例2.3
本发明提供的碱溶反应溶铝步骤的实施例2.3与实施例2.1的不同之处在于:使用的氢氧化钠溶液的浓度为390g/L,反应完毕后测得赤泥产品质量为6.944g,铝含量为14.096%,铝溶出率为95.50%。
实施例2.4
本发明提供的碱溶反应溶铝步骤的实施例2.4与实施例2.2的不同之处在于:碱溶反应的温度为200℃,反应完毕后测得赤泥产品质量为8.959g,铝含量为16.76%,铝溶出率为93.40%。
实施例2.5
本发明提供的碱溶反应溶铝步骤的实施例2.5与实施例2.4的不同之处在于:碱溶反应的温度为300℃,反应完毕后测得赤泥产品质量为7.695g,铝含量为19.484%,铝溶出率为93.10%。
实施例2.6
本发明提供的碱溶反应溶铝步骤的实施例2.6与实施例2.4的不同之处在于:碱溶反应的温度为250℃,反应时间为1h,反应完毕后测得赤泥产品质量为6.079g,铝含量为21.248%,铝溶出率为92.20%。
实施例2.7
本发明提供的碱溶反应溶铝步骤的实施例2.6与实施例2.4的不同之处在于:碱溶反应的时间为3h,反应完毕后测得赤泥产品质量为6.872g,铝含量为13.915%,铝溶出率为98.50%。
碳分焙烧制氧化铝
实施例3.1
所述碳分焙烧制氧化铝的步骤的实施例3.1包括以下步骤:
将所述溶铝滤液通入到结晶釜中,在20℃下,以2.5~3.5L/min的速度向所述结晶釜中通入二氧化碳进行碳分反应,使其与所述溶铝滤液反应形成碳分混合物,所述碳分混合物在形成所述结晶釜pH=10~12;对所述碳分混合物进行过滤得到碳酸钠滤液和氢氧化铝沉淀,所述氢氧化铝沉淀经过洗涤、干燥处理得到氢氧化铝粉末,焙烧所述氢氧化铝粉末得到氧化铝产品;此外向所述碳酸钠滤液中加入氧化钙反应直至停止生成碳酸钙沉淀,得到碳酸钙混合物;过滤所述碳酸钙混合物得到氢氧化钠滤液和碳酸钙。所述氢氧化钠滤液被回收,还被输送到所述高压釜中。其中,采用X射线荧光分析法分析:所述氧化铝产品中的Al2O3的含量为98.97%,不含氧化钾及氧化钠,Fe2O3的含量为0.01%,F的含量为0.7%,SiO2的含量为0.156%,CaO的含量为0.08%,符合工业化生产要求。
实施例3.2
本发明提供的碳分焙烧制氧化铝步骤的实施例3.2与实施例3.1的不同之处在于:所述碳分反应的温度为30℃;最终得到的氧化铝产品中的Al2O3的含量为97.37%,Fe2O3的含量为0.02%,F的含量为0.2%,SiO2的含量为0.03%,CaO的含量为0.03%,Na2O的含量为0.12%,K2O的含量为0.06%,符合工业化生产要求。
实施例3.3
本发明提供的碳分焙烧制氧化铝步骤的实施例3.3与实施例3.1的不同之处在于:所述碳分反应的温度为40℃;最终得到的氧化铝产品中的氧化铝含量为98.32%,Fe2O3的含量为0.02%,F的含量为0.2%,SiO2的含量为0.02%,CaO的含量为0.02%,Na2O的含量为0.3%,K2O的含量为0.06%,符合工业化生产要求。
最后应当说明的是:以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非对其限制;尽管参照较佳实施例对本发明进行了详细的说明,所属领域的普通技术人员应当理解:依然可以对本发明的具体实施方式进行修改或者对部分技术特征进行等同替换;而不脱离本发明技术方案的精神,其均应涵盖在本发明请求保护的技术方案范围当中。

Claims (10)

1.一种化学浮选法处理低品铝土矿的综合利用方法,包括以下步骤:
化学浮选除硅:将粒度为50~100目的低品铝土矿颗粒和氟化氢气体置于流化床反应器中,在室温~110℃反应10~30min,得到脱硅固体残渣;用清水洗涤过滤所述脱硅固体残渣,得到高品铝土矿;
碱溶反应溶铝:在245~260℃采用氢氧化钠溶液溶解所述高品铝土矿1~3h,过滤,得到溶铝滤液和赤泥;
碳分焙烧制氧化铝:在温度不大于35℃时,以2.5~3.5L/min的速度向所述溶铝滤液中通入二氧化碳进行碳分反应,直至形成pH值为10~12的碳分混合物,依次对所述碳分混合物进行过滤、洗涤、干燥、焙烧处理得到氧化铝产品;
气体吸收氨解制白炭黑:采用乙醇水溶液吸收所述气体生成物,得到含有二氧化硅的水解产物;在70~90℃向所述水解产物中加入氨水直至pH值为6~8;然后在70~90℃陈化0.5~2小时,得到浑浊液;过滤所述浑浊液,得到白炭黑沉淀和含氟滤液;洗涤、干燥所述白炭黑沉淀,得到白炭黑产品;
回收氟资源:对所述含氟滤液依次进行减压蒸发浓缩、结晶、干燥处理,得到氟化铵晶体。
2.根据权利要求1所述的化学浮选法处理低品铝土矿的综合利用方法,其特征在于,所述化学浮选除硅的步骤包括:依次对低品铝土矿原矿进行破碎、研磨处理,得到所述低品铝土矿颗粒;先将粒度为50~100目的所述低品铝土矿颗粒置于所述流化床反应器中,再向所述流化床反应器中通入所述氟化氢气体,在负压条件下,控制反应温度为20~40℃,所述氟化氢气体在所述流化床反应器中停留10~20min,以去除所述低品铝土矿颗粒中的硅元素和部分铁元素,得到所述脱硅固体残渣和含有氟化硅的气体生成物。
3.根据权利要求1或2所述的化学浮选法处理低品铝土矿的综合利用方法,其特征在于,在所述化学浮选除硅步骤中,所述清水的温度为8090℃。
4.根据权利要求1或2所述的利用化学浮选法处理低品铝土矿的综合利用方法,其特征在于,所述碱溶反应溶铝的步骤包括:碾磨所述高品铝土矿,得到高品铝土矿颗粒;将所述高品铝土矿颗粒置于高压釜中,并向所述高压釜中加入氢氧化钠溶液,其中,所述氢氧化钠溶液的浓度为310~390g/L;然后将所述高压釜加热至245~260℃,使所述高品铝土矿颗粒与所述氢氧化钠溶液反应1~3h溶解所述高品铝土矿颗粒中的氧化铝,形成碱溶混合物;过滤所述碱溶混合物得到所述溶铝滤液和赤泥。
5.根据权利要求4所述的化学浮选法处理低品铝土矿的综合利用方法,其特征在于,它还包括制取钛精矿:采用盐酸浸取所述赤泥除去赤泥中的氧化铁、氧化镁、氧化钙、氧化钾和氧化钠,以制取钛精矿。
6.根据权利要求4所述的化学浮选法处理低品铝土矿的综合利用方法,其特征在于,在所述碳分焙烧制氧化铝的步骤中,所述碳分反应的温度为20~30℃。
7.根据权利要求1所述的化学浮选法处理低品铝土矿的综合利用方法,其特征在于,在所述碳分焙烧制氧化铝的步骤中,对所述碳分混合物进行过滤,得到碳酸钠滤液和氢氧化铝沉淀;对所述氢氧化铝沉淀进行洗涤、干燥、焙烧处理得到氧化铝;向所述碳酸钠滤液中加入氧化钙,直至停止生成碳酸钙沉淀,得到碳酸钙混合物;过滤所述碳酸钙混合物得到氢氧化钠滤液和碳酸钙半成品;干燥所述碳酸钙半成品,制得碳酸钙成品。
8.根据权利要求7所述的化学浮选法处理低品铝土矿的综合利用方法,其特征在于,所述碳分焙烧制氧化铝的步骤还包括:回收所述氢氧化钠滤液,并将所述氢氧化钠滤液通入到所述高压釜中。
9.根据权利要求1或2所述的化学浮选法处理低品铝土矿的综合利用方法,其特征在于,所述气体吸收氨解制白炭黑的步骤包括:将所述气体生成物在-6~-4kPa下,通入吸收塔进行吸收和水解反应,采用所述乙醇水溶液作为吸收液,其中的乙醇与水的体积比为1:1,使得所述气体生成物在70~90℃下水解,生成含有二氧化硅的所述水解产物;将所述水解产物通入氨解釜,向所述氨解釜中加入氨水中和所述水解产物,并使所述氨解釜中的物质的pH为6~8;中和完毕后,在70~90℃陈化0.5~2小时,得到所述浑浊液;将置于所述氨解釜中的所述混浊液输送到压滤机中过滤,得到白炭黑沉淀和含氟滤液;依次洗涤、烘干所述白炭黑沉淀,制得所述白炭黑产品。
10.根据权利要求9所述的化学浮选法处理低品铝土矿的综合利用方法,其特征在于,所述回收氟资源的步骤包括:在70~90℃下,在真空度为0.05~0.08MPa时对所述含氟滤液进行减压浓缩蒸发处理直至氟化铵浓度达到12mol/L,然后加入乙醇溶液并在20~30℃冷却结晶,离心分离得到所述氟化铵晶体。
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