CN112390275A - 一种低硅三水铝石矿处理工艺 - Google Patents
一种低硅三水铝石矿处理工艺 Download PDFInfo
- Publication number
- CN112390275A CN112390275A CN202011377370.9A CN202011377370A CN112390275A CN 112390275 A CN112390275 A CN 112390275A CN 202011377370 A CN202011377370 A CN 202011377370A CN 112390275 A CN112390275 A CN 112390275A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- ore
- dissolution
- liquid
- temperature
- red mud
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Withdrawn
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 48
- 230000008569 process Effects 0.000 title claims abstract description 42
- 229910001679 gibbsite Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 21
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 19
- 239000010703 silicon Substances 0.000 title claims abstract description 19
- 238000004090 dissolution Methods 0.000 claims abstract description 95
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims abstract description 60
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 claims abstract description 56
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims abstract description 43
- 238000001035 drying Methods 0.000 claims abstract description 18
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 claims abstract description 16
- 238000000498 ball milling Methods 0.000 claims abstract description 11
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims abstract description 11
- 238000012216 screening Methods 0.000 claims abstract description 11
- 238000007865 diluting Methods 0.000 claims abstract description 5
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 42
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 28
- 239000003513 alkali Substances 0.000 claims description 24
- 230000029087 digestion Effects 0.000 claims description 20
- 239000012452 mother liquor Substances 0.000 claims description 17
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 13
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- 239000003546 flue gas Substances 0.000 claims description 11
- 239000007787 solid Substances 0.000 claims description 10
- WNROFYMDJYEPJX-UHFFFAOYSA-K aluminium hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[OH-].[Al+3] WNROFYMDJYEPJX-UHFFFAOYSA-K 0.000 claims description 7
- 239000003518 caustics Substances 0.000 claims description 7
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims description 7
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 6
- 239000011362 coarse particle Substances 0.000 claims description 5
- 238000001816 cooling Methods 0.000 claims description 5
- 239000010419 fine particle Substances 0.000 claims description 5
- 238000010790 dilution Methods 0.000 claims description 2
- 239000012895 dilution Substances 0.000 claims description 2
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 claims description 2
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 abstract description 9
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 abstract description 3
- PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N aluminium oxide Inorganic materials [O-2].[O-2].[O-2].[Al+3].[Al+3] PNEYBMLMFCGWSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 33
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 32
- 229910001570 bauxite Inorganic materials 0.000 description 23
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 17
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 12
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 12
- 210000000582 semen Anatomy 0.000 description 12
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 10
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 8
- 229910001593 boehmite Inorganic materials 0.000 description 7
- FAHBNUUHRFUEAI-UHFFFAOYSA-M hydroxidooxidoaluminium Chemical compound O[Al]=O FAHBNUUHRFUEAI-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 7
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 6
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 5
- 239000000243 solution Substances 0.000 description 5
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 4
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 description 4
- 229910052593 corundum Inorganic materials 0.000 description 3
- 229910001845 yogo sapphire Inorganic materials 0.000 description 3
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 2
- 238000005054 agglomeration Methods 0.000 description 2
- 230000002776 aggregation Effects 0.000 description 2
- ANBBXQWFNXMHLD-UHFFFAOYSA-N aluminum;sodium;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[Na+].[Al+3] ANBBXQWFNXMHLD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 2
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 2
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 2
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 2
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 2
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000000463 material Substances 0.000 description 2
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 2
- 229910052851 sillimanite Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910001388 sodium aluminate Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000004131 Bayer process Methods 0.000 description 1
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000005540 biological transmission Effects 0.000 description 1
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002817 coal dust Substances 0.000 description 1
- 229910052681 coesite Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052906 cristobalite Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000007547 defect Effects 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 230000008676 import Effects 0.000 description 1
- 238000009776 industrial production Methods 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009434 installation Methods 0.000 description 1
- 230000005415 magnetization Effects 0.000 description 1
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 239000005416 organic matter Substances 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
- 229910052814 silicon oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 1
- 229910052682 stishovite Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000009466 transformation Effects 0.000 description 1
- 229910052905 tridymite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002918 waste heat Substances 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01F—COMPOUNDS OF THE METALS BERYLLIUM, MAGNESIUM, ALUMINIUM, CALCIUM, STRONTIUM, BARIUM, RADIUM, THORIUM, OR OF THE RARE-EARTH METALS
- C01F7/00—Compounds of aluminium
- C01F7/02—Aluminium oxide; Aluminium hydroxide; Aluminates
- C01F7/04—Preparation of alkali metal aluminates; Aluminium oxide or hydroxide therefrom
- C01F7/06—Preparation of alkali metal aluminates; Aluminium oxide or hydroxide therefrom by treating aluminous minerals or waste-like raw materials with alkali hydroxide, e.g. leaching of bauxite according to the Bayer process
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01F—COMPOUNDS OF THE METALS BERYLLIUM, MAGNESIUM, ALUMINIUM, CALCIUM, STRONTIUM, BARIUM, RADIUM, THORIUM, OR OF THE RARE-EARTH METALS
- C01F7/00—Compounds of aluminium
- C01F7/02—Aluminium oxide; Aluminium hydroxide; Aluminates
- C01F7/04—Preparation of alkali metal aluminates; Aluminium oxide or hydroxide therefrom
- C01F7/06—Preparation of alkali metal aluminates; Aluminium oxide or hydroxide therefrom by treating aluminous minerals or waste-like raw materials with alkali hydroxide, e.g. leaching of bauxite according to the Bayer process
- C01F7/0613—Pretreatment of the minerals, e.g. grinding
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01G—COMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
- C01G49/00—Compounds of iron
- C01G49/02—Oxides; Hydroxides
- C01G49/06—Ferric oxide [Fe2O3]
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明涉及一种低硅三水铝石矿处理工艺包括如下步骤：1）烘干；2）破碎筛分；3）磁化焙烧；4）球磨配料；5）高温高压溶出；6）稀释；7）分离；8）精滤及高精液浓度一段分解；9）洗涤；10）物理磁选。采用“矿石磁化焙烧+高温溶出+高浓度一段分解”的处理低硅三水铝石矿的技术具有矿石溶出率高、赤泥沉降性能好、综合能耗低、成本低的明显优势。
Description
技术领域
本发明属于铝矿冶炼技术领域，具体涉及一种低硅三水铝石矿处理工艺。
背景技术
我国铝土矿资源逐渐枯竭，国内氧化铝行业进口铝土矿量日益增加。在进口的铝土矿中，几内亚铝土矿占比约为50%，其每年进口量仍呈现上升的趋势；几内亚铝土矿属于低硅三水铝石矿，矿石中氧化硅含量基本在3%以下；矿石中氧化铝含量在45%~48%，晶型主要为三水铝石，结晶水在23%左右，同时有15%左右的铝针铁矿和少量的一水软铝石；矿石中氧化铁含量在20%-23%，有机物含量在0.14%左右，矿石的附水在10%左右。
目前国内外处理几内亚矿（低硅三水铝石矿）主要的生产工艺为低温拜耳法，其中溶出和分解采用的工艺为低温溶出和低精液浓度两段分解工艺。低温溶出是指溶出温度在145℃；低精液浓度两段分解工艺是指精液的碱浓度较低在140~ 145g/L，分解分为附聚段和长大段，附聚段的固含在200g/L左右，长大段的固含在600g/L左右。
根据低温溶出的实际生产情况，其存在如下问题：
（1）矿石中氧化铝的相对溶出率普遍偏低，均不能超过88%。这是因为低温溶出温度偏低，不能使矿石中的铝针铁矿和一水软铝石发生溶出反应，故矿石中氧化铝溶出率偏低。
（2）溶出赤泥的沉降性能较差，洗涤次数较多，一般均采用6次洗涤。这是因为矿石中的铝针铁矿未能发生溶出反应，晶型没有发生改变，在赤泥中仍为铝针铁矿，导致赤泥沉降性能变差。
（3）低温溶出赤泥选铁得到的铁精矿品位和铁回收率均较低，铁精矿品位大概在45%-48%，铁的回收率小于33%。
（4）低精液浓度两段分解工艺存在物料流量大，流程复杂，能耗高的缺点。
发明内容
针对上述问题，本发明提供一种矿石溶出率高、赤泥沉降性能好、综合能耗低、成本低的低硅三水铝石矿处理工艺。
具体技术方案是：一种低硅三水铝石矿处理工艺，包括如下步骤：
步骤1）烘干：将原矿先进行烘干。
步骤2）破碎筛分：将步骤1）烘干后的矿石进行破碎，破碎的粒度控制在10mm以下，破碎后的矿石进行筛分，筛分粒度不合格的粗颗粒的矿石返回破碎，粒度合格的细颗粒的矿石进入磁化焙烧工段。
步骤3）磁化焙烧：焙烧温度400~600℃，焙烧时间为30~60min；磁化焙烧后的矿石采用空气进行冷却得到焙烧矿。
步骤4）球磨配料：焙烧矿配入循环母液进行球磨配料。
步骤5）高温高压溶出：将步骤4）的球磨配料矿送入管道化溶出装置进行高温高压溶出，控制溶出温度为240℃~280℃，溶出时间为20~40min。
步骤6）稀释：溶出料浆采用赤泥一次洗液进行稀释。
步骤7）分离：将步骤6）稀释后的溶出料浆经过分离得到粗液（铝酸钠溶液）和底流赤泥料浆。
步骤8）精滤及高精液浓度一段分解：将步骤7）分离得到的粗液（铝酸钠溶液）通过精滤后得到精液，精液采用高精液浓度一段分解工艺，精液的碱浓度控制在160~180g/L，分解固含在500~800g/L，分解时间控制在45~55h，分解产出氢氧化铝，同时得到分解母液，分解母液通过蒸发提高碱浓度后形成循环母液返回步骤4）进行配料。
步骤9）洗涤：将步骤7）分离得到的底流赤泥料浆经过逆向洗涤得到一次洗液和末洗赤泥料浆，一次洗液返回步骤6）稀释溶出料浆。
步骤10）物理磁选：对步骤9）中的末洗赤泥料浆采用物理磁选方法回收赤泥中的氧化铁。
本发明步骤1）利用烟气余热烘干矿石，烘干热源为磁化焙烧的烟气，矿石烘干是指脱除矿石中的附水，一般矿石的附水有10%，烘干主要有两个目的：一个是节能，利用焙烧的烟气去烘干矿石的附水，使矿石附水降低到3%以内，在下一步磁化焙烧时可以节能降耗；另一个目的是降低矿石的粘性，如果矿石附水高不利于实现下一步的破碎，矿石容易堵塞下料口和破碎机，将矿石的附水降到3%以内可以解决矿石破碎粘接的问题。
磁化焙烧的热源采用动力煤或者水煤气，动力煤和水煤气的用量根据焙烧的还原气氛进行调整，磁化焙烧后的矿石采用空气进行冷却得到焙烧矿，空气通过换热提温后进入磁化焙烧工段与加热介质进行燃烧。
磁化焙烧是指矿石中的赤铁矿转变为磁铁矿，这是个还原反应，需要有还原介质（比如煤粉或者一氧化碳）和还原温度（一般在400~600℃），低于400℃还原反应很慢，效果不好；温度不宜超过600℃，因为超过600℃铝土矿中的三水铝石和一水软铝石会发生晶型转变，造成氧化铝的溶出率偏低。
球磨配料中配入的循环母液量是与矿石中的氧化铝含量有关，矿石中氧化铝含量越高，配入的母液量越多，氧化铝含量越少，配入的母液量越少，针对几内亚矿（低硅三水铝石矿）优选的为每1t焙烧矿配入3.5m3的循环母液。
高温高压溶出采用管道化溶出装置来实现，即列管换热器式的管道（冶金领域常用技术手段），是一根大管里面有3根小管，小管里面走矿浆，大管里面走蒸汽给矿浆加热。
高温高压溶出可将铝土矿中的铝针铁矿和一水软铝石矿全部进行溶出反应，铝针铁矿转化为赤铁矿或者磁铁矿，一水软铝石发生溶出反应一般需要在220℃以上，铝针铁矿发生溶出反应一般需要200℃以上。
在高温溶出中，一水软铝石和铝针铁矿中的氧化铝均能发生溶出反应，铝土矿中氧化铝的相对溶出率可达96%以上（传统的低温溶出一般在86~88%），不仅降低了矿耗，同时还改善了赤泥的沉降性能。高压溶出，至少得240℃以上，当然做300℃也没用问题，但是300℃的溶出设备压力和耐热等级就比240℃高很多，不仅增加了设备投资，也增大了风险。
相对于低浓度两段分解工艺，高浓度一段分解工艺具有流程简单，系统液量少，输送能耗低的特点；分解产出氢氧化铝，同时得到分解母液。
进一步，所述步骤1）烘干中将矿石的附水降低至3%以内。
进一步，所述步骤6）中稀释后的溶出料浆稀释的苛性碱浓度控制在160~180g/l。
进一步，所述步骤8）中分解母液通过蒸发水量将苛性碱浓度提高到200~240g/l形成循环母液。
进一步，所述步骤9）中赤泥洗涤次数5次以下。
进一步，所述步骤10）磁选的磁场强度为3000~13000高斯。
进一步，所述步骤1）烘干热源为磁化焙烧的烟气。
进一步，所述步骤5）高温高压溶出的控制溶出温度为260℃~270℃，溶出时间为30min。从产业化生产效率方面和设备投资、设备防护及安全的角度来看，申请人优选的采用了260℃~270℃，溶出时间为30min的高温高压溶出参数。
本发明的有益效果：“矿石磁化焙烧+高温溶出+高浓度一段分解”的处理低硅三水铝石矿的技术具有矿石溶出率高、赤泥沉降性能好、综合能耗低、成本低的明显优势。
对原矿进行“磁化焙烧预处理”，使原矿中的Fe2O3还原成Fe3O4，有利于后续赤泥选铁，提高铁精矿品位和铁回收率，减少赤泥排放量；同时通过磁化焙烧降低了矿石中的附水和结晶水，减少了矿石的运费；而且通过磁化焙烧降低了矿石中的有机物含量，减少了有机物对生产系统的影响；还提高了矿石中氧化铝品位，在同等生产装置的情况下，矿石中氧化铝品位提高，则产能提高，生产成本降低。
针对焙烧矿通过研磨和配料后采用“高温溶出+高浓度一段分解”联合工艺技术进行处理，可使矿石中氧化铝的相对溶出率提高到96%以上，同时焙烧消除了矿石中有机物的影响，可采用高精液浓度一段分解工艺生产砂状氢氧化铝，提高产品质量，节约了分解系统投资和运行成本。
附图说明
图1是本发明的工艺流程示意图。
具体实施方式
为了使本发明所解决的技术问题、技术方案更加清楚明白，以下结合附图及实施例，对本发明进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用于解释本发明，并不用于限定本发明。
本发明所公开的技术方案（如图1）经在国内某年产80万吨使用几内亚矿石（低硅三水铝石矿）的氧化铝厂实施获得以下实施列，该批次实施过程中的原矿经过检测，使用的几内亚矿石（低硅三水铝石矿）成分为Al2O3含量46.8%，SiO2含量2.5%，结晶水含量24%，附水含量10%。
实施例1：
1）烘干：将本批次使用的原矿先进行烘干，将矿石的附水降低至3%，本实施例中的烘干热源为磁化焙烧的烟气，烟气温度在140~160℃。
2）破碎筛分：将烘干后的矿石进行破碎，破碎的粒度控制在10mm以下，破碎后的矿石进行筛分，筛分粒度不合格的粗颗粒的矿石返回破碎，粒度合格的细颗粒的矿石进入磁化焙烧工段。
3）磁化焙烧：将粒度合格的细颗粒的矿石在焙烧温度400℃条件下焙烧60min；磁化焙烧后的矿石采用空气进行冷却得到焙烧矿。
矿石中约80%的Fe2O3转变为Fe3O4，且脱除了全部的附水和50%的结晶水，则1t几内亚原矿经过焙烧后变成了0.88t干矿，矿石的运费变成了原来运费的0.88倍；而且矿石中Al2O3含量升高为53.2%，相对于原矿Al2O3含量为46.8%，矿石中Al2O3含量升高了6.4%，在相同生产装置的条件下，产能提高了约4%。
4）球磨配料：焙烧矿配入循环母液进行球磨配料，每1t焙烧矿配入3.5m3的循环母液。
5）高温高压溶出：将步骤4）的球磨配料矿送入全管道化溶出装置进行高温高压溶出，控制溶出温度为240℃，溶出时间为40min。
溶出温度为240℃，溶出时间为40min，矿石中氧化铝相对溶出率达到了96.5%，相对于原低温相对溶出率86%，溶出率提高了10.5%，则每吨氧化铝高温溶出矿石耗量比低温溶出矿石耗量降低了约0.3t。
6）稀释：溶出料浆采用赤泥一次洗液进行稀释，稀释的苛性碱浓度控制在160g/l。
7）分离：将步骤6）稀释后的溶出料浆经过分离得到粗液和底流赤泥料浆；
8）精滤及高精液浓度一段分解：将分离得到的粗液通过精滤后得到精液，精液采用高精液浓度一段分解工艺，精液的碱浓度控制在160g/L，分解固含在500g/L，分解时间控制在45h，分解产出氢氧化铝，同时得到循环母液，循环母液通过蒸发提高碱浓度至220g/l后返回步骤4）进行配料；分解率可达51.6%。
相对于低精液浓度二段分解工艺，高浓度一段分解减少了分解料浆流量至少300m3/h，减少了输送能耗以及至少节约了2台Φ16m×38m的分解槽，节约了投资。
9）洗涤：将步骤7）分离得到的底流赤泥料浆经过4次逆向洗涤得到一次洗液和碱浓度小于3g/l末洗赤泥料浆，一次洗液返回步骤6）稀释溶出料浆。
相对于低温溶出的6次逆向洗涤，高温溶出减少了2次洗涤，不仅节约了投资，还节约了运行成本。
10）物理磁选：对步骤9）中的末洗赤泥料浆采用物理磁选方法回收赤泥中的氧化铁，磁选的磁场强度为3000高斯，选出的铁精矿品位达到56%以上，赤泥中铁回收率达到60%以上。
实施例2：
1）烘干：将本批次使用的原矿先进行烘干，将矿石的附水降低至2%，实施例中的烘干热源为磁化焙烧的烟气，烟气温度在140~160℃。
2）破碎筛分：将烘干后的矿石进行破碎，破碎的粒度控制在10mm以下，破碎后的矿石进行筛分，筛分粒度不合格的粗颗粒的矿石返回破碎，粒度合格的细颗粒的矿石进入磁化焙烧工段。
3）磁化焙烧：将粒度合格的细颗粒的矿石在焙烧温度500℃条件下焙烧40min；磁化焙烧后的矿石采用空气进行冷却得到焙烧矿。
矿石中约79.3%的Fe2O3转变为Fe3O4，且脱除了全部的附水和50%的结晶水，则1t几内亚原矿经过焙烧后变成了0.876t干矿，矿石的运费变成了原来运费的0.88倍；而且矿石中Al2O3含量升高为52.9%，相对于原矿Al2O3含量为46.8%，矿石中Al2O3含量升高了6.1%，在相同生产装置的条件下，产能提高了约4%。
4）球磨配料：焙烧矿配入循环母液进行球磨配料,每1t焙烧矿配入3.5m3的循环母液。
5）高温高压溶出：将步骤4）的球磨配料矿送入全管道化溶出装置进行高温高压溶出，控制溶出温度为270℃，溶出时间为30min。
溶出温度为270℃，溶出时间为30min，矿石中氧化铝相对溶出率达到了97%，相对于原低温相对溶出率86%，溶出率提高了11%，则每吨氧化铝高温溶出矿石耗量比低温溶出矿石耗量降低了约0.31t。
6）稀释：溶出料浆采用赤泥一次洗液进行稀释，稀释的苛性碱浓度控制在170g/l。
7）分离：将步骤6）稀释后的溶出料浆经过分离得到粗液和底流赤泥料浆；
8）精滤及高精液浓度一段分解：将分离得到的粗液通过精滤后得到精液，精液采用高精液浓度一段分解工艺，精液的碱浓度控制在170g/L，分解固含在700g/L，分解时间控制在50h，分解产出氢氧化铝，同时得到循环母液，循环母液通过蒸发提高碱浓度至200g/l后返回步骤4）进行配料；分解率可达52%。
相对于低精液浓度二段分解工艺，高浓度一段分解减少了分解料浆流量至少300m3/h，减少了输送能耗以及至少节约了2台Φ16m×38m的分解槽，节约了投资。
9）洗涤：将步骤7）分离得到的底流赤泥料浆经过4次逆向洗涤得到一次洗液和碱浓度小于3g/L末洗赤泥料浆，一次洗液返回步骤6）稀释溶出料浆。
相对于低温溶出的6次逆向洗涤，高温溶出减少了2次洗涤，不仅节约了投资，还节约了运行成本。
10）物理磁选：对步骤9）中的末洗赤泥料浆采用物理磁选方法回收赤泥中的氧化铁，磁选的磁场强度为6000高斯，选出的铁精矿品位达到56%以上，赤泥中铁回收率达到60%以上。
实施例3：
烘干：将本批次使用的原矿先进行烘干，将矿石的附水降低至2%，实施例中的烘干热源为磁化焙烧的烟气，烟气温度在140~160℃。
2）破碎筛分：将烘干后的矿石进行破碎，破碎的粒度控制在10mm以下，破碎后的矿石进行筛分，筛分粒度不合格的粗颗粒的矿石返回破碎，粒度合格的细颗粒的矿石进入磁化焙烧工段。
3）磁化焙烧：将粒度合格的细颗粒的矿石在焙烧温度600℃条件下焙烧30min；磁化焙烧后的矿石采用空气进行冷却得到焙烧矿。
矿石中约80%的Fe2O3转变为Fe3O4，且脱除了全部的附水和50%的结晶水，则1t几内亚原矿经过焙烧后变成了0.88t干矿，矿石的运费变成了原来运费的0.88倍；而且矿石中Al2O3含量升高为53.3%，相对于原矿Al2O3含量为46.8%，矿石中Al2O3含量升高了6.5%，在相同生产装置的条件下，产能提高了约4%。
4）球磨配料：焙烧矿配入循环母液进行球磨配料,每1t焙烧矿配入3.7m3的循环母液。
5）高温高压溶出：将步骤4）的球磨配料矿送入全管道化溶出装置进行高温高压溶出，控制溶出温度为280℃，溶出时间为20min。
溶出温度为280℃，溶出时间为20min，矿石中氧化铝相对溶出率达到了96.3%，相对于原低温相对溶出率86%，溶出率提高了10.3%，则每吨氧化铝高温溶出矿石耗量比低温溶出矿石耗量降低了约0.3t。
6）稀释：溶出料浆采用赤泥一次洗液进行稀释，稀释的苛性碱浓度控制在180g/l。
7）分离：将步骤6）稀释后的溶出料浆经过分离得到粗液和底流赤泥料浆；
8）精滤及高精液浓度一段分解：将 分离得到的粗液通过精滤后得到精液，精液采用高精液浓度一段分解工艺，精液的碱浓度控制在180g/L，分解固含在800g/L，分解时间控制在55h，分解产出氢氧化铝，同时得到循环母液，循环母液通过蒸发提高碱浓度至240g/l后返回步骤4）进行配料；分解率可达52.3%。
相对于低精液浓度二段分解工艺，高浓度一段分解减少了分解料浆流量至少300m3/h，减少了输送能耗以及至少节约了2台Φ16m×38m的分解槽，节约了投资。
9）洗涤：将步骤7）分离得到的底流赤泥料浆经过4次逆向洗涤得到一次洗液和碱浓度小于3g/L末洗赤泥料浆，一次洗液返回步骤6）稀释溶出料浆。
相对于低温溶出的6次逆向洗涤，高温溶出减少了2次洗涤，不仅节约了投资，还节约了运行成本。
10）物理磁选：对步骤9）中的末洗赤泥料浆采用物理磁选方法回收赤泥中的氧化铁，磁选的磁场强度为13000高斯，选出的铁精矿品位达到56%以上，赤泥中铁回收率达到62%以上。
对比实施例1：
通过对国内某年产80万吨的使用几内亚矿石（低硅三水铝石矿）的氧化铝厂采用传统的低温溶出和低精液浓度两段分解工艺的进行冶炼过程中的数据进行检测和统计如下：
本次跟踪统计的为几内亚矿石（低硅三水铝石矿）标号为国外2#矿和国外4#矿供货的原矿，几内亚矿石（低硅三水铝石矿）成分为Al2O3含量47%左右，其他相关铝土矿物含量如下表一所示：
原矿采用低温溶出：铝土矿经过破碎配料后进入溶出器中，采用低压蒸汽（170-180℃）对矿浆进行加热至145℃，在此温度下停留大概30min，使铝土矿中的三水铝石发生溶出反应，但是铝土矿中的一水软铝石和铝针铁矿不会在此温度下发生溶出反应，所以一水软铝石和铝针铁矿中的氧化铝就不会溶出，使铝土矿中的总氧化铝溶出率偏低，经过对该铝土矿中氧化铝的相对溶出率一般在86%~88%，因为铝土矿中3%左右的一水软铝石和10%左右的铝针铁矿未发生溶出反应。
在本发明所公开的技术方案中通过高温溶出，一水软铝石和铝针铁矿中的氧化铝均能发生溶出反应，铝土矿中氧化铝的相对溶出率一般在96%以上。
而相对溶出率影响的是矿耗，就是生产一吨氧化铝需要多少铝土矿；低温溶出生产一吨氧化铝矿耗一般在2.8t，而高温溶出生产一吨氧化铝矿耗一般在2.5t。
如果按照2020年10月的1吨几内亚矿（低硅三水铝石矿）到厂价500元/t计算，则高温溶出生产1吨氧化铝在矿石上节约了0.3t，即节约了150元钱，一个年产80万吨氧化铝厂一年可以节约大约1.2亿元原料采购费。
采用低温溶出铝针铁矿没有发生溶出反应会影响后续赤泥（铝土矿发生溶出反应后的渣称为赤泥）的洗涤效果和沉降效果，铝针铁矿沉降效果很差一般需要6次洗涤。
对比实施例2：
在本发明技术方案步骤8）中精液采用高精液浓度一段分解工艺，精液的碱浓度控制在160~180g/L，分解固含在500~800g/L，分解时间控制在45~55h，这是因为精液浓度主要影响到精液流量和分解流量，流量越大，动力输送能耗越高，需要的分解槽个数越多，投资越大。以年产80万吨氧化铝为例，如表二所示。
在相同固含和相同分解时间的前提下，精液碱浓度为165g/l时，对应的分解料浆流量为1539m3/h，按52h的分解时间计算，则需要总的容积=1539×52=80028m3，则需要Φ16×38的分解槽11台；精液碱浓度为145g/l时，对应的分解料浆流量为1819m3/h，按52h的分解时间计算，则需要总的容积=1819×52=94588m3，则需要Φ16×38的分解槽13台。
Φ16m×38m分解槽设备重量约530t，一台分解槽可节约材料费和制作安装费355万元。Φ16m×38m分解槽基础投资约120万元，总计一台分解槽可节约475万元。
因此，优选的精液的碱浓度控制在160-170g/L，分解固含在600~750g/L，分解槽数量（台）可保持11台高效运行，可有效降低生产投资和运营费用。
以上通过具体的和优选的实施例详细的描述了本发明，但本领域技术人员应该明白，本发明并不局限于以上所述实施例，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换等，均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (8)
1.一种低硅三水铝石矿处理工艺，其特征在于，包括如下步骤：
步骤1）烘干：将原矿先进行烘干；
步骤2）破碎筛分：将步骤1）烘干后的矿石进行破碎，破碎的粒度控制在10mm以下，破碎后的矿石进行筛分，筛分粒度不合格的粗颗粒的矿石返回破碎，粒度合格的细颗粒的矿石进入磁化焙烧工段；
步骤3）磁化焙烧：焙烧温度400~600℃，焙烧时间为30~60min；磁化焙烧后的矿石采用空气进行冷却得到焙烧矿；
步骤4）球磨配料：焙烧矿配入循环母液进行球磨配料；
步骤5）高温高压溶出：将步骤4）的球磨配料矿送入管道化溶出装置进行高温高压溶出，控制溶出温度为240℃~280℃，溶出时间为20~40min；
步骤6）稀释：溶出料浆采用赤泥一次洗液进行稀释；
步骤7）分离：将步骤6）稀释后的溶出料浆经过分离得到粗液和底流赤泥料浆；
步骤8）精滤及高精液浓度一段分解：将步骤7）分离得到的粗液通过精滤后得到精液，精液采用高精液浓度一段分解工艺，精液的碱浓度控制在160~180g/L，分解固含在500~800g/L，分解时间控制在45~55h，分解产出氢氧化铝，同时得到分解母液，分解母液通过蒸发提高碱浓度后形成循环母液返回步骤4）进行配料；
步骤9）洗涤：将步骤7）分离得到的底流赤泥料浆经过逆向洗涤得到一次洗液和末洗赤泥料浆，一次洗液返回步骤6）稀释溶出料浆；
步骤10）物理磁选：对步骤9）中的末洗赤泥料浆采用物理磁选方法回收赤泥中的氧化铁。
2.根据权利要求1所述的一种低硅三水铝石矿处理工艺，其特征在于：所述步骤1）烘干中将矿石的附水降低至3%以内。
3.根据权利要求1所述的一种低硅三水铝石矿处理工艺，其特征在于：所述步骤6）中稀释后的溶出料浆稀释的苛性碱浓度控制在160~180g/l。
4.根据权利要求1所述的一种低硅三水铝石矿处理工艺，其特征在于：所述步骤8）中分解母液通过蒸发水量将苛性碱浓度提高到200-240g/l形成循环母液。
5.根据权利要求1所述的一种低硅三水铝石矿处理工艺，其特征在于：所述步骤9）中赤泥洗涤次数5次以下。
6.根据权利要求1所述的一种低硅三水铝石矿处理工艺，其特征在于：所述步骤10）磁选的磁场强度为3000-13000高斯。
7.根据权利要求1或2所述的一种低硅三水铝石矿处理工艺，其特征在于：所述步骤1）烘干热源为磁化焙烧的烟气。
8.根据权利要求1-6任一项所述的一种低硅三水铝石矿处理工艺，其特征在于：所述步骤5）高温高压溶出的控制溶出温度为260℃~270℃，溶出时间为30min。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202011377370.9A CN112390275A (zh) | 2020-12-01 | 2020-12-01 | 一种低硅三水铝石矿处理工艺 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202011377370.9A CN112390275A (zh) | 2020-12-01 | 2020-12-01 | 一种低硅三水铝石矿处理工艺 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN112390275A true CN112390275A (zh) | 2021-02-23 |
Family
ID=74604805
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN202011377370.9A Withdrawn CN112390275A (zh) | 2020-12-01 | 2020-12-01 | 一种低硅三水铝石矿处理工艺 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN112390275A (zh) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN114212809A (zh) * | 2021-11-29 | 2022-03-22 | 冯圣生 | 一种低温溶出赤泥回收氧化铝和氧化铁的新工艺 |
Citations (11)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB592324A (en) * | 1944-03-02 | 1947-09-15 | Alais & Froges & Camarque Cie | Improvement in the separation of "red muds" in the manufacture of alumina by the bayer process |
| GB990403A (en) * | 1961-10-24 | 1965-04-28 | Montedison Spa | Process of treating red slurries |
| CN1743475A (zh) * | 2005-09-23 | 2006-03-08 | 贵阳铝镁设计研究院 | 从高铁三水铝土矿中提取铝和铁的方法 |
| CN101624654A (zh) * | 2009-04-17 | 2010-01-13 | 华中科技大学 | 一种拜耳法赤泥粒径分级预处理铁铝回收方法 |
| CN102815730A (zh) * | 2012-08-07 | 2012-12-12 | 北京化工大学 | 一种高硫铝土矿的氧化脱硫-磁化除铁预处理方法 |
| CN102925134A (zh) * | 2012-11-29 | 2013-02-13 | 昆明冶金研究院 | 使用高铁低品位铝土矿制备高强度石油压裂支撑剂的方法 |
| CN103614547A (zh) * | 2013-11-28 | 2014-03-05 | 中南大学 | 一种从一水硬铝石型铝土矿中分离铁铝硅的方法 |
| CN104163445A (zh) * | 2014-07-25 | 2014-11-26 | 中国铝业股份有限公司 | 一种铝土矿的综合利用方法 |
| CN106540801A (zh) * | 2016-10-27 | 2017-03-29 | 中南大学 | 一种对赤泥进行磁化焙烧‑磁选的方法 |
| CN106830023A (zh) * | 2017-02-08 | 2017-06-13 | 兰州理工大学 | 一种从铝灰中回收氧化铝的方法及该方法制备的氧化铝 |
| CN109279633A (zh) * | 2017-07-19 | 2019-01-29 | 陈湘清 | 一种低温焙烧铝土矿生产氢氧化铝的方法 |
-
2020
- 2020-12-01 CN CN202011377370.9A patent/CN112390275A/zh not_active Withdrawn
Patent Citations (12)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB592324A (en) * | 1944-03-02 | 1947-09-15 | Alais & Froges & Camarque Cie | Improvement in the separation of "red muds" in the manufacture of alumina by the bayer process |
| GB990403A (en) * | 1961-10-24 | 1965-04-28 | Montedison Spa | Process of treating red slurries |
| US3295924A (en) * | 1961-10-24 | 1967-01-03 | Montedison Spa | Process for recovering iron, titanium and aluminum from the red slurries obtained in processing bauxite by the bayer process |
| CN1743475A (zh) * | 2005-09-23 | 2006-03-08 | 贵阳铝镁设计研究院 | 从高铁三水铝土矿中提取铝和铁的方法 |
| CN101624654A (zh) * | 2009-04-17 | 2010-01-13 | 华中科技大学 | 一种拜耳法赤泥粒径分级预处理铁铝回收方法 |
| CN102815730A (zh) * | 2012-08-07 | 2012-12-12 | 北京化工大学 | 一种高硫铝土矿的氧化脱硫-磁化除铁预处理方法 |
| CN102925134A (zh) * | 2012-11-29 | 2013-02-13 | 昆明冶金研究院 | 使用高铁低品位铝土矿制备高强度石油压裂支撑剂的方法 |
| CN103614547A (zh) * | 2013-11-28 | 2014-03-05 | 中南大学 | 一种从一水硬铝石型铝土矿中分离铁铝硅的方法 |
| CN104163445A (zh) * | 2014-07-25 | 2014-11-26 | 中国铝业股份有限公司 | 一种铝土矿的综合利用方法 |
| CN106540801A (zh) * | 2016-10-27 | 2017-03-29 | 中南大学 | 一种对赤泥进行磁化焙烧‑磁选的方法 |
| CN106830023A (zh) * | 2017-02-08 | 2017-06-13 | 兰州理工大学 | 一种从铝灰中回收氧化铝的方法及该方法制备的氧化铝 |
| CN109279633A (zh) * | 2017-07-19 | 2019-01-29 | 陈湘清 | 一种低温焙烧铝土矿生产氢氧化铝的方法 |
Non-Patent Citations (2)
| Title |
|---|
| 李坚: "《轻稀贵金属冶金学》", 31 March 2018 * |
| 秦超等: "高铁铝土矿磁化焙烧对铁铝分离的影响", 《湿法冶金》 * |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN114212809A (zh) * | 2021-11-29 | 2022-03-22 | 冯圣生 | 一种低温溶出赤泥回收氧化铝和氧化铁的新工艺 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN102703696B (zh) | 一种从红土镍矿中综合回收有价金属的方法 | |
| CN112322909B (zh) | 一种用硫酸浸出法提取红土镍矿有价金属元素及酸碱再生循环的方法 | |
| CN112280976B (zh) | 一种从红土镍矿中回收有价金属及酸再生循环的方法 | |
| CN101139660A (zh) | 一种从金精矿酸化焙烧烧渣中提取铁铅和金银的方法 | |
| CN114751434B (zh) | 一种沉积型锂资源的综合回收利用方法 | |
| CN111286630B (zh) | 一种钛精矿悬浮焙烧除杂提纯的方法 | |
| CN112226630B (zh) | 一种用盐酸浸出法提取红土镍矿有价金属元素及酸碱再生循环的方法 | |
| WO2018233688A1 (zh) | 钙铁榴石一步碱热法处理中低品位铝土矿生产氢氧化铝的方法 | |
| WO2018233687A1 (zh) | 钙铁榴石一步碱热法处理中低品位铝土矿生产铝酸钠的方法 | |
| CN107779595A (zh) | 一种低冰镍湿法处理直接分离镍铜的方法 | |
| CN112390275A (zh) | 一种低硅三水铝石矿处理工艺 | |
| CN101182600A (zh) | 从高钙、高铁钢渣中提钒的选冶联合工艺 | |
| CN113562770B (zh) | 一种梯级回收赤泥中铁钠资源及尾渣全量化利用的方法 | |
| CN209857666U (zh) | 一种高温还原焙砂冷却保护余热回收系统 | |
| CN112194156A (zh) | 一种高铁三水铝石型铝土矿的除铁方法 | |
| CN104711428B (zh) | 一种用于酸洗污泥制备回收金属的方法 | |
| CN113061736B (zh) | 烧结机头灰中钾、铅、铁的分离方法 | |
| CN105567888A (zh) | 一种利用水力旋流分离法从钢铁冶金含铁粉尘中回收铁精粉的方法 | |
| CN113088709B (zh) | 同步分离烧结机头灰中钾、铅、铁的方法 | |
| CN212450663U (zh) | 一种铝灰回收处理系统 | |
| CN112830522B (zh) | 一种菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法 | |
| CN114262797A (zh) | 一种从赤泥钠化焙烧渣中有效分离回收铁和铝的方法 | |
| WO2022088641A1 (zh) | 一种不全萃的电池回收方法 | |
| CN112441614B (zh) | 一种从酸性溶液中分离回收二氧化钛的方法 | |
| CN215997065U (zh) | 一种赤泥资源化还原铁粉的设备 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PB01 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| WW01 | Invention patent application withdrawn after publication | ||
| WW01 | Invention patent application withdrawn after publication |
Application publication date: 20210223 |