CN114988443A

CN114988443A - 一种富铝渣回收氧化铝的方法

Info

Publication number: CN114988443A
Application number: CN202210620450.5A
Authority: CN
Inventors: 朱德庆; 李思唯; 潘建; 郭正启; 杨聪聪; 李启厚
Original assignee: Central South University
Current assignee: Central South University
Priority date: 2022-06-02
Filing date: 2022-06-02
Publication date: 2022-09-02

Abstract

本发明涉及一种富铝渣回收氧化铝的方法，属于工业废渣资源化利用技术领域。本发明一种富铝渣回收氧化铝的方法，包括以下步骤：第一步，利用由含钠物料和含钙物料按设定比例组成的复合添加剂对富铝渣熔渣改性：第二步，以大于等于20℃/min的冷却速度对熔渣急冷：第三步，碱浸：将急冷后的改性渣破碎、磨矿，然后进行碱浸处理，得到铝酸钠溶液和浸出渣。本发明铝回收率大于75％。本发明铝硅分离程度高、铝回收率高，工艺简单可控，便于工业化应用。

Description

一种富铝渣回收氧化铝的方法

技术领域

本发明涉及一种富铝渣回收氧化铝的方法，属于工业废渣资源化利用技术领域。

背景技术

富铝渣中铝、硅等元素含量较高，主要矿物组成为刚玉(Al₂O₃)、霞石 (NaAlSiO₄)、莫来石(3Al₂O₃·2SiO₂)、长石(CaAl₂Si₂O₈)等铝硅矿物。目前，从富铝渣中回收铝的方法可以分为两种，即碱法和酸法。酸法提取氧化铝，是以无机酸为浸出剂，最终所得到的产品为氢氧化铝晶体。该方法存在酸耗大，酸回收复杂等缺点。因此，大多数研究都是以碱法为主，碱法提取氧化铝是通过碱处理富铝渣，使渣中含铝物相转变成铝酸钠，然后通过碱浸回收。碱法提取氧化铝主要包括烧结法、拜耳法和联合法。其中，拜耳法适合处理 A/S(wAl₂O₃/wSiO₂)比高于8的富铝渣，联合法或烧结法则适合处理 A/S(wAl₂O₃/wSiO₂)比介于4-8的富铝渣。但是，尚未存在有效措施从低 A/S(wAl₂O₃/wSiO₂)比的富铝渣中回收铝，导致资源浪费和铝回收率低。尤其未见可以从低A/S比(即A/S小于1.5)到高A/S比(即A/S大于5)均适用的相关工艺记载。

发明内容

本发明的目的是提供一种富铝渣回收氧化铝的方法，提高氧化铝的回收率，以实现氧化铝的有效回收。

本发明的技术方案为：一种富铝渣回收氧化铝的方法，包括下述的步骤：

第一步，富铝渣熔渣改性：向熔融状态的富铝渣中按照熔渣质量比添加5～20％的复合添加剂，超声波作用使其充分搅拌和熔化；或相向富铝渣中按照渣质量的5～20％添加复合添加剂，熔化、搅拌使其充分混合均匀；

所述复合添加剂由按质量百分比计的下述组分组成：含钠物料40～75wt％，含钙物料25～60wt％；

第二步，熔渣急冷：将上述改性的熔渣以大于等于20℃/min、优选为 40-50℃/min的冷却速度进行冷却离心操作；得到急冷后的改性渣；

第三步，碱浸：将急冷后的改性渣破碎、磨矿，然后进行碱浸处理，得到铝酸钠溶液和浸出渣。

在一个具体实施方式中，第一步经电炉熔炼后的富铝渣，出炉温度为 1150～1300℃，然后添加所述复合添加剂。

在一个具体实施方式中，所述含钠物料包括苏打和/或苛性碱，含钙物料包括生石灰、消石灰、石灰石中的至少一种。

在一个具体实施方式中，含钠物料中Na₂O含量为20～40wt％，含钙物料中 CaO含量为10～20wt％。在本发明含钠物料中Na₂O是指将含钠物料的化学式中 2个钠原子配1个氧原子进行搭配，得到的；如碳酸钠其可以表达成Na₂O.CO₂。在本发明含钠物料中CaO是指将含钠物料的化学式中1个Ca原子配1个氧原子进行搭配，得到的；如碳酸钙其可以表达成CaO.CO₂。

在一个具体实施方式中，第三步碱浸时，渣细度-0.074mm 75％-90％。

在一个具体实施方式中，第三步碱浸制度为：碱浸温度为65～95℃，碱浓度为2～8mol/L，碱浸时间为30min～180min。

在一个具体实施方式中，富铝渣中氧化铝含量为20～50wt％左右，二氧化硅含量为10～50wt％左右。

本发明所开发的工艺可以适用于A/S小于1.5、优选为1.2-1.49的富铝渣。

本发明方法所用复合添加剂，利用氧化钠与渣中的三氧化铝结合，形成易溶于水的铝酸钠；利用氧化钙与渣中二氧化硅结合，形成难溶于水的硅酸钙，从而促进铝渣的选择性分离效果。

本发明针对含铝熔渣中铝硅矿物紧密共生的矿相结构，基于目的矿物密度差及结晶温度差，开发利用离心力、液氮以及添加剂的化学力协同作用的关键技术。通过离心力的作用有助于矿物颗粒之间聚集。通过液氮的作用改变铝硅矿物晶型结构，使硅酸盐以非晶态形式存在，从而改善含铝矿物和含硅矿物的嵌布关系。改性熔渣冷却过程中通过多措施的协同作用，重构富铝渣矿相，实现控制结晶，简化含硅矿物和铝矿物相互嵌布复杂度，提高铝矿物可选性。通过实验证实，本发明碱浸得到可以得到浓度达40g/L的铝酸钠溶液。

本发明铝回收率大于75％、优选为75～85％。

本发明通过对富铝渣的矿相重构，实现铝、硅的有效分离和回收，与现有技术相比，具有以下特点：

(1)本发明采用复合添加剂，利用复合添加剂与铝硅矿物的亲和力差异，促进熔渣中铝酸钠的生成，稳定铝渣中硅酸盐物相，有利于其在碱浸时浸出，改善富铝渣中铝的选择性分离，提高氧化铝的回收率；

(2)本发明合理地利用超声波，强化添加剂在熔渣中的有效分散，促进其与熔渣的完全反应，从而强化改性效果；

(3)本发明在有效地液氮或水蒸气作用下，改善铝硅矿物的嵌布关系，实现矿相重构，强化氧化铝的高效回收。

(4)本发明对于从低A/S比(即A/S小于1.5)到高A/S比(即A/S大于5) 的原料均适用，而且铝回收率大于75％，铝、硅的分离效果非常理想。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图。

具体实施方式

以下通过具体实施例和对比实验对本发明技术方案进行详细的阐述。

本发明所用复合添加剂中，含钠物料和含钙物料可以为纯物质或天然矿物。在下述实施例中，Na₂O平均含量为40％，CaO含量为20％。

本发明所用复合添加剂采用下述的制备方法：将含钙物料和含钠物料按质量比进行称量、混匀，加入适量的水，然后通过圆盘造球机获得3-5mm的小球，最后将小球烘干至恒重，即获得复合添加剂。

在下述实施例中，改性渣经破碎、磨矿至-5mm，然后通过高压辊磨破碎至 -1mm，最后通过球磨机磨细。

对比例1

对电炉熔炼所得的富铝渣Al₂O₃品位为49％，SiO₂品位为40％，不添加任何添加剂，采用和实施例1完全一样的急冷-碱浸工艺处理，获得铝回收率为 30.56％，硅回收率为25.65％。

实施例1

对电炉熔炼所得的富铝渣Al₂O₃品位为49％，SiO₂品位为40％，按富铝渣质量的5％添加复合添加剂(60wt％含钠物料(苛性碱)，40wt％含钙物料(消石灰))进行熔渣改性，经超声波场的作用下使其充分混匀和熔化，改性渣经过急冷(采用液氮冷却，冷却速度约为40℃/min，离心转速为8000转/min)、破碎、磨矿后(磨矿后，细度-0.074mm的渣占渣总质量的90％左右)，碱浸得到铝酸钠溶液。在熔融温度1200℃的条件下进行改性，改性渣在碱浸条件：-0.074mm 90％，碱浸温度为95℃，碱浓度为5mol/L(固液比为10ml/g，苛性碱浸出，浸出120min)，获得铝回收率为75.25％，硅回收率为20.05％。

实施例2

对电炉熔炼所得的富铝渣Al₂O₃品位为49％，SiO₂品位为40％，按富铝渣质量的10％添加复合添加剂(65wt％含钠物料(苏打)，35wt％含钙物料(石灰石))进行熔渣改性，经超声波场的作用下使其充分混匀和熔化，改性渣经过急冷(采用液氮冷却，冷却速度约为45℃/min，离心转速为9000转/min)、破碎、磨矿后(磨矿后，细度-0.074mm的渣占渣总质量的90％左右)，碱浸得到铝酸钠溶液。在熔融温度1250℃的条件下进行改性，改性渣在碱浸条件：-0.074mm 90％，碱浸温度为95℃，碱浓度为5mol/L，(固液比为10ml/g，苛性碱浸出，浸出120min)获得铝回收率为78.54％，硅回收率为15.35％。

实施例3

对电炉熔炼所得的富铝渣Al₂O₃品位为49％，SiO₂品位为40％，按富铝渣质量的15％添加复合添加剂(75wt％含钠物料(小苏打)，25wt％含钙物料(生石灰))进行熔渣改性，经超声波场的作用下使其充分混匀和熔化，改性渣经过急冷(采用液氮冷却，冷却速度约为50℃/min，离心转速为10000转/min)、破碎、磨矿后(磨矿后，细度-0.074mm的渣占渣总质量的90％左右)，碱浸得到铝酸钠溶液。在熔融温度为1300℃条件下进行改性，改性渣在碱浸条件： -0.074mm 90％，碱浸温度为95℃，碱浓度为5mol/L，(固液比为10ml/g，苛性碱浸出，浸出180min)获得铝回收率为80.45％，硅回收率为14.53％。

对比例2

对电炉熔炼的富铝渣中Al₂O₃品位为50％，SiO₂品位为10％，不添加任何添加剂，采用和实施例4完全一样的急冷-碱浸工艺处理，获得铝的回收率为 55.45％，硅的回收率为35.65％。

实施例4

对电炉熔炼的富铝渣中Al₂O₃品位为50％，SiO₂品位为10％，按富铝渣质量的10％添加复合添加剂(75wt％含钠物料(小苏打)，25wt％含钙物料(石灰石))进行熔渣改性，经超声波场的作用下使其充分混匀和熔化，改性渣经过急冷(采用液氮冷却，冷却速度约为50℃/min，离心转速为10000转/min)、破碎、磨矿后(磨矿后，细度-0.074mm的渣占渣总质量的90％左右)，碱浸得到铝酸钠溶液。在熔融温度为1200℃条件下进行改性，改性渣在碱浸条件：-0.074mm 90％，碱浸温度为95℃，碱浓度为8mol/L，(固液比为10ml/g，苛性碱浸出，浸出180min)获得铝回收率为84.45％，硅回收率为14.35％。

对比例3

其他条件和实施例3一致，不同之处在于：

对电炉熔炼所得的富铝渣Al₂O₃品位为49％，SiO₂品位为40％，按富铝渣质量的15％添加复合添加剂(75wt％含钠物料(小苏打)，25wt％含钙物料(生石灰))进行熔渣改性，经超声波场的作用下使其充分混匀和熔化，改性渣经过自然冷却(冷却速度约为5℃/min)、破碎、磨矿后(磨矿后，细度-0.074mm的渣占渣总质量的90％左右)，碱浸得到铝酸钠溶液。在熔融温度为1300℃条件下进行改性，改性渣在碱浸条件：-0.074mm 90％，碱浸温度为95℃，碱浓度为5mol/L， (固液比为10ml/g，苛性碱浸出，浸出180min)获得铝回收率为60.54％，硅回收率为25.35％。

由上述实施例得到的数据可知：采用本发明的复合添加剂应用在电炉熔炼富铝渣熔渣改性急冷-碱浸工艺，获得铝回收率达到75％以上，硅回收率低于15％的指标。与对比例1、2相比较，本发明复合添加剂在富铝渣矿相重构-碱浸工艺中，大幅提高了铝的回收率，降低了硅的回收率，有效实现铝硅的分离。

Claims

1.一种富铝渣回收氧化铝的方法，其特征在于包括以下步骤：

所述复合添加剂由按质量百分比计的下述组分组成：40～75％含钠物料，25～60％含钙物料，合计100％；

第二步，熔渣急冷：将上述改性的熔渣以大于等于20℃/min、优选为40-50℃/min的冷却速度进行冷却离心操作；得到急冷后的改性渣；

2.根据权利要求1所述的富铝渣回收氧化铝的方法，其特征在于：第一步经电炉熔炼后的富铝渣，出炉温度为1150-1300℃，然后添加所述复合添加剂。

3.根据权利要求1所述的富铝渣回收氧化铝的方法，其特征在于：在液氮和离心力作用下快速冷却；得到急冷后的改性渣；离心处理时，转速为8000-10000转/min。

4.根据权利要求3所述的富铝渣回收氧化铝的方法，其特征在于：第二步熔渣快速冷却至室温。

5.根据权利要求1所述的富铝渣回收氧化铝的方法，其特征在于：所述含钠物料包括苏打和/或苛性碱，含钙物料包括生石灰、消石灰、石灰石中的至少一种。

6.根据权利要求4所述的富铝渣回收氧化铝的方法，其特征在于：含钠物料中Na₂O含量为20～40wt％，含钙物料中CaO含量为10～20wt％。

7.根据权利要求1所述的富铝渣回收氧化铝的方法，其特征在于：第三步碱浸时，改性渣细度-0.074mm 75％-90％。

8.根据权利要求1或7所述的富铝渣回收氧化铝的方法，其特征在于：第三步碱浸制度为：碱浸温度为65～95℃，碱浓度为2～8mol/L，碱浸时间为30min～180min。

9.根据权利要求1、2、7中任一项所述的富铝渣回收氧化铝的方法，其特征在于：富铝渣中氧化铝含量为20～50wt％，二氧化硅含量为10～50wt％。

10.根据权利要求1、2、7中任一项所述的富铝渣回收氧化铝的方法，其特征在于：铝回收率大于75％。