CN115676862A - 铝土矿中含硅矿物的二段法脱除工艺 - Google Patents
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Abstract
本发明属于有色冶金技术领域，公开了铝土矿中含硅矿物的二段法脱除工艺。铝土矿和循环母液a进入一段低温消解工序，消解过程中加入有利于提高二氧化硅在铝酸钠溶液中介稳浓度的稳定剂，控制消解温度为100~160℃；一段低温消解工序完成后，二氧化硅以较高浓度介稳在液相中，矿浆固液分离后通过液相分离出这部分二氧化硅；固液分离得到的固相和循环母液b进入二段高温消解工序，控制消解温度为200~280℃，难溶硅矿物在此温度下也被溶解并以较高介稳浓度存在液相中；二段高温消解工序完成后，对矿浆进行固液分离。本发明的二段法在保证铝充分溶出的同时，通过液相分离出大部分的含硅矿物，从而使铁矿物最大程度在赤泥中富集，二段消解后得到的固相即为高铁赤泥。本发明可高效实现对铝土矿石中氧化铝溶出的同时，大量减少含硅矿物进入赤泥，以使铁在赤泥中富集起来，为铝土矿中铁资源的综合利用提供了一条全新的技术路线。
Description
技术领域
本发明属于有色冶金技术领域，具体涉及铝土矿的脱硅工艺。
背景技术
全球氧化铝工业规模巨大，95%以上采用拜耳法工艺生产，铝土矿是其主要原料。铝土矿的类型主要有三水铝石矿、一水软铝石矿和一水硬铝石矿，以及一水软铝石-三水铝石混合型矿。其中三水铝石矿在低温下即可溶出（>120℃）,一水硬铝石矿须在高温下（>250℃）才可溶出，一水软铝石的溶出温度则介于两者之间（200~230℃）。国内矿石以一水硬铝石矿为主，进口矿石则以三水铝石矿和三水铝石-一水软铝石混合矿为主，我国铝土矿对外依存度近年来保持在50%~60%。进口矿石的一个突出特点是多数矿石中氧化铁含量非常高（一般>25%，部分>30%），若能充分溶出铝矿物，同时使硅矿物溶解并以较高介稳浓度存在液相中，则固液分离后可直接获得满足钢铁冶炼行业要求的富铁物料，富铁物料作为铁精矿用于钢铁冶炼行业消纳，可实现对赤泥的源头减排。现有的拜耳法工艺制度主要针对含铝矿物的溶出，未能兼顾铁资源的综合利用。
在现有拜耳法流程中使硅矿物溶解后以较高介稳浓度存在液相中可以降低赤泥盐碱性和成分复杂性，促进赤泥中铁资源的后续利用。铝土矿中的含硅矿物主要有蛋白石、石英等SiO2及其水合物，以及高岭土、伊利石、绿泥石、叶蜡石、绢云母和长石等铝硅酸盐矿物。蛋白石和高岭土在低温条件下（< 150℃）即可很好的与碱液反应，而叶腊石、伊利石和绿泥石等需在中高温（150 ~ 250℃）条件下才能反应溶解，结晶度好的石英的溶解温度更在260℃以上。一般来说，在拜耳法工艺中，铝土矿中的含硅矿物都是先分解成硅酸钠和铝酸钠以游离态进入溶液当中，而两者又易以脱硅产物（DSP）的形式析出。1单位质量SiO2以DSP形式（如Na2O·Al2O3·1.7SiO2·nH2O）进入残渣中会增加约3单位质量赤泥，其中包含0.608单位质量Na2O，所以，含硅矿物进入赤泥会造成赤泥残渣增量（同时降低赤泥中铁含量）的同时也因为钠碱进入残渣中而给赤泥铁资源利用造成困难，而现有的溶出技术或工艺如下。
（1）低温拜耳消化，低温拜耳法一般在低于150℃温度下对矿石进行消化。控制溶出时间的低温消化条件下，氧化铝和活性硅溶解，溶出矿浆中游离二氧化硅不会完全转化为 DSP，固液分离后可脱除一部分矿石中的二氧化硅。但相当一部分的含硅矿物如叶腊石、伊利石、绿泥石和石英等不会反应，仍存留于赤泥残渣中。而由于溶出温度较低，高铁三水矿石中的铝针铁矿不会反应溶出。
（2）高温拜耳消化，矿石中三水铝石和铝针铁矿都可被反应溶出，且在高温条件下，基本上所有含硅矿物都被反应溶解，但以钙霞石为主的DSP也大量快速生成进入渣相。由于易溶的三水铝石也被置于在高温下消解，这浪费了相当一部分的能耗。
（3）低-高温二段拜耳消化技术，有国内外的研究者先后提出过二段溶出工艺，如欧洲专利EP0652850（Alcan Int Ltd (CA)）、EP0652181、FR9313601（AluminiumPechiney），美国专利US4994244，国内专利CN100999A。一段溶出一般在低于温度150℃下进行，易溶的三水铝石充分溶出，二段溶出温度一般在220~280℃范围进行，难溶含铝矿物中的铝也被回收。相对于仅一段高温消解，二段溶出工艺显著降低了生产能耗，但工艺主要以提高氧化铝的回收率为目的，忽略了硅矿物在溶出过程中的反应行为。在高温下几乎所有含硅矿物都会反应溶解并生成钠硅渣进入赤泥，不利于铁矿物资源化利用。
据报道，铝酸钠溶液体系中SiO2存在三种形态，即1）不稳定态，溶液中游离SiO2浓度超过特定铝酸钠溶液条件下的实际极限浓度，游离SiO2存在析出的趋势；2）不饱和态，铝酸钠溶液中游离SiO2浓度低于含硅矿物的理论最高浓度，含硅矿物存在溶解的趋势；3）介稳态，铝酸钠溶液中游离SiO2浓度介于前两者限制浓度之间，虽然在热力学上不稳定，但实际上这个状态下的游离SiO2可以在溶液中较长时间停留。若能使游离二氧化硅较长时间以较高介稳浓度停留在溶液中，就有足够的时间采取固液分离措施，避免二氧化硅重新进入赤泥固相中。
发明内容
针对现有技术存在的问题，本发明的目的是提供一种二段法脱除铝土矿中含硅矿物的工艺，在保证铝充分溶出的同时，将二氧化硅以较高浓度介稳在溶液中，固液分离后通过液相分离出铝土矿中大部分含硅矿物，得到富铁赤泥（铁精矿），而液相中的二氧化硅经单独脱硅后以钠硅渣析出。
为实现上述目的，本发明提供以下具体的技术方案。
本发明提供一种铝土矿中含硅矿物的二段法脱除工艺，为二段低-高温拜耳消解工艺，包括以下步骤：
步骤S1，铝土矿和循环母液a进入一段低温消解工序，消解过程中加入有利于提高二氧化硅在铝酸钠溶液中介稳浓度的稳定剂，控制消解温度为100~160℃；
步骤S2，一段低温消解工序完成后，对矿浆进行固液分离，固相和循环母液b进入二段高温消解工序，控制消解温度为200~280℃；
步骤S3，二段高温消解工序完成后，对矿浆进行固液分离，固相即为高铁赤泥。
进一步地，在本发明的部分优选实施方式中，所述循环母液a的苛碱浓度为150~250g/L，苛性比为2.5~3.5。
进一步地，在本发明的部分优选实施方式中，一段低温消解工序的配料分子比为1.2~2.0。
进一步地，在本发明的部分优选实施方式中，所述稳定剂为聚乙二醇、聚丙烯酰胺、十二烷基三甲基溴化铵、氟硼酸钠、磷酸氢二钾、三水磷酸铵、氨基三亚甲基膦酸、乙二胺四甲叉膦酸、聚乙烯胺、聚乙烯亚胺、四羟丙基乙二胺、聚乙烯基咪唑、聚乙基噁唑啉、聚乙烯吡咯烷酮中的至少一种。
进一步地，在本发明的部分优选实施方式中，所述稳定剂的加入量为铝土矿质量的0.1~3%。
进一步地，在本发明的部分优选实施方式中，所述一段低温消解工序的时间为5~90min。
进一步地，在本发明的部分优选实施方式中，所述循环母液b的苛性比为1.7~3.0、苛碱浓度为180~300g/L。
进一步地，在本发明的部分优选实施方式中，所述二段高温消解工序的配料分子比为1.4~2.0。
进一步地，在本发明的部分优选实施方式中，所述二段高温消解工序的时间为20~120min。
进一步地，在本发明的部分优选实施方式中，所述一段低温消解工序完成后矿浆固液分离得到的液相与所述二段高温消解工序完成后矿浆固液分离得到的液相经过脱硅工序后，得到脱硅精液。
本发明提供铝土矿的二段脱硅消解技术，在第一段低温消解工序中，加入了稳定剂，大幅提高了二氧化硅在铝酸钠溶液中的介稳浓度，减少了DSP的析出。在低温消解过程中，易溶的含硅矿物如蛋白石和高岭石被溶解，游离态二氧化硅以较高浓度介稳存在于液相当中，固液分离后固相进入第二段的高温拜耳消解工序。在高温消解工序中，叶腊石、伊利石、绿泥石和石英等难溶含硅矿物也都被溶解，在控制的高温消解条件下，游离态二氧化硅也以较高浓度介稳存在于液相当中。
经两段消解工艺和固液分离处理后得到的赤泥残渣中二氧化硅含量较少，且钠碱含量也得到一定的控制，富铁赤泥可直接作为铁精矿产出。通过分离出两段消解工艺得到的溶出粗液（液相），铝土矿石中大部分的二氧化硅被脱除，脱除率可达到 90%以上，溶出粗液经过脱硅工艺后得到易于单独处理的DSP。本发明可高效实现对铝土矿石中SiO2的脱除，在保证铝溶出的同时大幅减少了矿石中二氧化硅杂质进入赤泥，使铁在赤泥中大量富集，为铝土矿中铁的综合利用提供了一条全新的技术路线。本发明对矿石中二氧化硅的脱除率高，且脱硅产物不会进入赤泥，可单独处理。这减少了赤泥残渣的产生量，同时也减少了进入赤泥中的碱含量而有利于赤泥铁矿物的资源化回收利用。
附图说明
图1为铝土矿含硅矿物的二段法脱除工艺流程图。
具体实施方式
为了便于理解本发明，下文将结合说明书附图和较佳的实施例对本发明做更全面、细致地描述，但本发明的保护范围并不限于以下具体实施例。
除非另有定义，下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解的含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的，并不是旨在限制本发明的保护范围。
除非另有特别说明，本发明中用到的各种原材料、试剂、仪器和设备等均可通过市场购买得到或者可通过现有方法制备得到。
图1为本发明的铝土矿二段脱硅工艺流程图。
本发明针对铝土矿，提出二段法脱除铝土矿中含硅矿物的工艺，包括以下步骤：
步骤S1，铝土矿和循环母液a进入一段低温消解工序，消解过程中加入有利于提高二氧化硅在铝酸钠溶液中介稳浓度的稳定剂，控制消解温度为100~160℃；
步骤S2，一段低温消解工序完成后，对矿浆进行固液分离，固相和循环母液b进入二段高温消解工序，控制消解温度为200~280℃；
步骤S3，二段高温消解工序完成后，对矿浆进行固液分离，固相即为高铁赤泥。
在部分具体实施例中，所述循环母液a的苛碱浓度为150~250g/L，配料分子比为1.2~2.0，例如可以为1.2、1.3、1.5、1.7、1.8、2.0等数值。
需要进一步说明的是，本发明中每100mL循环母液配矿量（Q，单位为g），按如下公式进行计算：
式中，αk配为配料分子比；Nk母为循环母液的Na2Ok浓度（g/L）；A母为循环母液的Al2O3浓度（g/L）；A矿、S矿分别为矿石中Al2O3、SiO2的百分含量；η理论为矿石中氧化铝理论溶出率，η理论=（A矿/S矿-1）/（A矿/S矿）。
在低温消解工序中，加入有利于提高二氧化硅在铝酸钠溶液中介稳浓度的稳定剂。在部分具体实施方式中，所述稳定剂为聚乙二醇、聚丙烯酰胺、十二烷基三甲基溴化铵、氟硼酸钠、磷酸氢二钾、三水磷酸铵、氨基三亚甲基膦酸、乙二胺四甲叉膦酸、聚乙烯胺、聚乙烯亚胺、四羟丙基乙二胺、聚乙烯基咪唑、聚乙基噁唑啉、聚乙烯吡咯烷酮中的至少一种。
在部分具体实施例中，所述稳定剂添加量为铝土矿质量的0.1~3%，可以进一步选择为0.1%、0.5%、1%、1.5%、2%、2.5%、3%等数值。
在部分具体实施方式中，所述一段低温消解工序的时间为5~90min，例如可以为5min、10min、20min、30min、40min、50min、60min、70min、80min、90min等。
在低温消解工序中，铝土矿石中蛋白石和高岭石等含硅矿物被反应且大部分以介稳状态停留在液相中。之后，低温消解工序完成后的矿浆进行固液分离，固相进一步进入高温消解工序。
在部分具体实施方式中，所述循环母液b的苛性比为1.7~3.0，进一步优选为2.0~3.0，更优选为2.0~2.5；苛碱浓度为180~300g/L，进一步优选为220~280g/L，更优选为220~260g/L。
在部分具体实施方式中，循环母液b与低温消解工序固液分离后得到的固相的配料分子比为1.4~2.0，可以选择1.4~2.0中的任一数值。
在部分具体实施方式中，所述二段高温消解工序的时间为20~120min，进一步优选为40~100min，更优选为60~100min。
高温消解工序中，叶腊石、伊利石、绿泥石和石英等含硅矿物被反应且大部分以介稳状态停留在液相中。固液分离后，固相为铝土矿脱硅后得到的高铁赤泥。
通过以下公式计算矿石中SiO2的脱除率。
在部分具体实施方式中，所述一段低温消解工序完成后矿浆固液分离得到的液相与所述二段高温消解工序完成后矿浆固液分离得到的液相经过脱硅工序后，得到脱硅精液。
在部分具体实施方式中，可进一步通过以下方式处理脱硅精液：稀释、种分、蒸发、补碱，然后进入循环作为母液处理铝土矿或者低温消解工序完成后矿浆固液分离得到的固相。
以下通过具体的实施例进一步说明。
实施例1：
铝土矿：Al2O3:44.69%，Fe2O3:25.21%，SiO2:2.11%，TiO2:2.40%
循环母液a：苛性比为3.0、苛碱浓度为190g/L
循环母液b：苛性比为2.0、苛碱浓度为210g/L
稳定剂：磷酸氢二钾，加入量为铝土矿的1.5%
按照配料分子比1.5将铝土矿和循环母液a加入到溶出槽中，并加入稳定剂。在130±5℃的条件下，溶出30min，得到矿浆一。
压滤矿浆一，得到固相一和液相一。
液相一送往脱硅工序，脱硅。
固相一与循环母液b按照配料分子比1.7加入到溶出槽中，在270℃溶出60min，得到矿浆二。
压滤矿浆二，得到固相二和液相二。
液相二送往脱硅工序，脱硅。
固相二即为高铁赤泥。
检测固相二中的硅含量，计算铝土矿脱硅率为91.9%。
实施例2：
铝土矿：Al2O3:44.69%，Fe2O3:25.21%，SiO2:2.11%，TiO2:2.40%
循环母液a：苛性比为2.8、苛碱浓度为170g/L
循环母液b：苛性比为1.9、苛碱浓度为220g/L
稳定剂：聚丙烯酰胺，加入量为铝土矿的1%
按照配料分子比1.4将铝土矿和循环母液a加入到溶出槽中，并加入稳定剂。在120±5℃的条件下，溶出40min，得到矿浆一。
压滤矿浆一，得到固相一和液相一。
液相一送往脱硅工序，脱硅。
固相一与循环母液b按照配料分子比1.7加入到溶出槽中，在250℃溶出70min，得到矿浆二。
压滤矿浆二，得到固相二和液相二。
液相二送往脱硅工序，脱硅。
固相二即为高铁赤泥。
检测固相二中的硅含量，计算铝土矿脱硅率为86.2%。
实施例3：
铝土矿：Al2O3:44.25%，Fe2O3:25.54%，SiO2:3.02%，TiO2:2.44%
循环母液a：苛性比为2.8、苛碱浓度为170g/L
循环母液b：苛性比为2.2、苛碱浓度为240g/L
稳定剂：氟硼酸钠，加入量为铝土矿质量的2%
按照配料分子比1.6将铝土矿和循环母液a加入到溶出槽中，并加入稳定剂。在140±5℃的条件下，溶出10min，得到矿浆一。
压滤矿浆一，得到固相一和液相一。
液相一送往脱硅工序，脱硅。
固相一与循环母液b按照配料分子比1.8加入到溶出槽中，在260℃溶出80min，得到矿浆二。
压滤矿浆二，得到固相二和液相二。
液相二送往脱硅工序，脱硅。
固相二即为高铁赤泥。
检测固相二中的硅含量，计算铝土矿脱硅率为82.2%。
以上所述仅是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以做出若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。
Claims (10)
1.一种铝土矿中含硅矿物的二段法脱除工艺，其特征在于，包括以下步骤：
步骤S1，铝土矿和循环母液a进入一段低温消解工序，消解过程中加入有利于提高二氧化硅在铝酸钠溶液中介稳浓度的稳定剂，控制消解温度为100~160℃；
步骤S2，一段低温消解工序完成后，对矿浆进行固液分离；固液分离得到的固相和循环母液b进入二段高温消解工序，控制消解温度为200~280℃；
步骤S3，二段高温消解工序完成后，对矿浆进行固液分离，固相即为高铁赤泥。
2.如权利要求1所述的铝土矿中含硅矿物的二段法脱除工艺，其特征在于，所述循环母液a的苛碱浓度为150~250g/L，苛性比为2.5~3.5。
3.如权利要求2所述的铝土矿中含硅矿物的二段法脱除工艺，其特征在于，一段低温消解工序中配料分子比为1.2~2.0。
4.如权利要求1-3任一项所述的铝土矿中含硅矿物的二段法脱除工艺，其特征在于，所述稳定剂为聚乙二醇、聚丙烯酰胺、十二烷基三甲基溴化铵、氟硼酸钠、磷酸氢二钾、三水磷酸铵、氨基三亚甲基膦酸、乙二胺四甲叉膦酸、聚乙烯胺、聚乙烯亚胺、四羟丙基乙二胺、聚乙烯基咪唑、聚乙基噁唑啉、聚乙烯吡咯烷酮中的至少一种。
5.如权利要求4所述的铝土矿中含硅矿物的二段法脱除工艺，其特征在于，所述稳定剂的加入量为铝土矿质量的0.1~3%。
6.如权利要求1所述的铝土矿中含硅矿物的二段法脱除工艺，其特征在于，所述一段低温消解工序的时间为5~90min。
7.如权利要求1所述的铝土矿含硅矿物的二段法脱除工艺，其特征在于，所述循环母液b的苛性比为1.7~3.0、苛碱浓度为180~300g/L。
8.如权利要求7所述的铝土矿含硅矿物的二段法脱除工艺，其特征在于，二段高温消解工序的配料分子比为1.4~2.0。
9.如权利要求1所述的铝土矿含硅矿物的二段法脱除工艺，其特征在于，所述二段高温消解工序的时间为20~120min。
10.如权利要求1所述的铝土矿含硅矿物的二段法脱除工艺，其特征在于，所述一段低温消解工序完成后矿浆固液分离得到的液相与所述二段高温消解工序完成后矿浆固液分离得到的液相混合后进入脱硅工序，得到脱硅精液，进入后续分解工序。
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