CN1956925B - 对通过碱性消化铝土矿生产三水合氧化铝的拜耳法的改进,所述方法包括预脱硅步骤 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及拜耳法,包括研磨(L,B)铝土矿,然后通过使所述研磨的铝土矿与铝酸钠母液(20b,120b)接触来消化(N2,A)该研磨的铝土矿。所述消化在于形成料浆(3a,103),然后处理该料浆以将不溶性残余物(5a,105a)与铝酸钠母液分离。该母液随后进行结晶(D),然后在与结晶过程中沉淀出的三水合氧化铝(11,111)分离并且通过蒸发浓缩(E)之后作为消化母液(20,120)被再循环。该方法包括预脱硅处理(P),在该处理过程中,研磨的铝土矿在消化之前与含钠水溶液接触,其特征在于对于所述预脱硅处理来说使用含钠水溶液(30,130),该溶液的碳酸盐,硫酸盐和任选的氯化物含量,以相对于苛性钠浓度的百分数表示,为小于废母液(8,108)的相应杂质含量的一半。

Description

对通过碱性消化铝土矿生产三水合氧化铝的拜耳法的改进,所述方法包括预脱硅步骤
技术领域
本发明涉及按照拜耳法通过碱性消化(attaque)铝土矿生产三水合氧化铝的方法,包括研磨,然后通过使所述研磨的铝土矿与铝酸钠母液(liqueur)接触来消化该研磨的铝土矿,所述消化在于形成料浆,处理该料浆以将不溶性残余物与铝酸钠母液分离,如此获得的铝酸盐母液随后进行结晶(décomposé),然后在与结晶过程中沉淀出的三水合氧化铝分离之后作为消化母液被再循环。更具体地,本发明涉及一种用于减少在拜耳回路中循环的铝酸盐母液中所溶解的二氧化硅含量的方法。
背景技术
必须要控制铝酸盐母液中溶解的二氧化硅的含量,以防止拜耳回路的管道积垢并且控制所产生的三水合物的纯度。需要留意地是,这种控制要根据被处理铝土矿的性质而变化。矛盾地是,对于具有低含量反应性二氧化硅的铝土矿来说,这种控制是最困难的。
第一种类型的脱硅是针对整个母液本身来进行的。例如,可以在消化之后立即进行脱硅,该消化具有足够长的停留时间,以致溶解的二氧化硅的量达到临界过饱和阈值,这引发了通过沉淀含硅化合物的脱硅反应并且将母液中二氧化硅的浓度降低至可接受的水平,这是就在不溶性残余物的分离之前进行的。还可以在消化之前通过局部引入沉淀种子(germe)来进行脱硅:例如,在US6086834(ALCAN)描述的方法中,母液必须经过由砂和方钠石混合物形成的床;或者在法国申请No.0311909(ALUMINIUM PECHINEY)描述的方法中,基于钙的化合物(通常包含水榴石)被引入到换热器上游的铝酸盐母液中。
第二种类型的脱硅被称作“预脱硅”,它是在消化之前通过使研磨铝土矿与碱性溶液接触来进行的。专利US3481705,AU0474596和US4426363中指出,这种碱性溶液可以是氢氧化钠溶液,任选地混合有碳酸钠或者氢氧化钾溶液,或者优选地,来自拜耳回路的铝酸盐母液的等分液(aliquote)。在实际中,使用后者是具有很大的经济性的:一小部分的废母液(liqueur décomposée)被引入到铝土矿的湿法研磨中。在铝土矿中所含的二氧化硅被溶解在这种母液等分液中,其快速地达到过饱和阈值。由此沉淀出被称作DSP(“预脱硅产物”)的产物,DSP随后与铝土矿消化的不溶性残余物一起除去。还可以直接对添加到拜耳回路中的铝土矿成分进行预脱硅,但与第一种类型的脱硅不同,它无法被用来有效地快速减少在拜耳回路中精确位置的母液的二氧化硅含量。为此,通常在同一个拜耳过程中组合两种类型的脱硅处理。
本发明涉及到改善预脱硅处理。
该预脱硅处理可被看作是针对被引入到拜耳回路中的铝土矿进行的预防性的处理。但是,这种类型的处理只有在其防止母液在结晶前达到给定的溶解二氧化硅临界浓度阈值时才是有效的,对于苛性钠浓度约为155g/l的工厂来说,该给定的溶解二氧化硅临界浓度阈值通常是约0.7%的二氧化硅/苛性钠之比(需要注意地是,在下文中,这个比率与苛性钠重量“%ctq”或者在这种情况下的“%SiO2 ctq”相关),这尤其使得所产生的三水合物的纯度可以被控制。
还发现由现有技术的不同文献推荐的预脱硅处理通常看起来是有效的,但并不总是能够在母液中达到足够低的溶解二氧化硅含量。
理想的预脱硅应当是将铝土矿的所有可溶性含硅相(例如高岭石)转化为在消化条件下可能最稳定的相(DSP)。以此方式,在消化出口处的母液中的二氧化硅浓度应当至多等于DSP的溶解度浓度(根据消化条件的不同,该溶解度为0.5-0.9%ctq)。但是,在文章“Effectof Predesilication and Digestion Conditions on Silica Level InBayer Liquor-Light Metals 2004 TMS,2004”中,作者(E.TIZON,Ph.CLERIN,B.CRISTOL)揭示出在预脱硅期间产生的被认为是不溶性的相(DSP)在消化条件下并不总是稳定的,特别是对于在工业上通常所使用的停留时间(6-10小时)来说,并且它们在消化期间的溶解可最终促使在母液中溶解的二氧化硅含量的增加。因此,在某些条件下,如目前所进行的预脱硅处理并不能有效地控制在消化出口处的铝酸盐母液中所溶解的二氧化硅的含量。
还揭示出,在氧化铝浓度增加时,DSP的溶解度剧烈增加。因此,这种预脱硅效率的损失尤其可导致在消化期间的生产损失(氧化铝浓度受限于二氧化硅浓度)。
发明内容
因此,为了提高预脱硅的效率,本申请人寻找到一种能够降低所形成的DSP的溶解度并且同时能够最大可能地将可溶性含硅相转化为DSP的方法。
本发明的第一目的在于一种用于按照拜耳法通过碱性消化铝土矿生产三水合氧化铝的方法,包括研磨,然后通过使所述研磨的铝土矿与铝酸钠母液接触来消化该研磨的铝土矿,所述消化在于形成料浆,然后处理该料浆以将不溶性残余物与铝酸钠母液分离,如此获得的所述铝酸盐母液随后进行结晶,然后在与结晶过程中沉淀出的三水合氧化铝分离之后作为消化母液被再循环,所述拜耳法包括预脱硅处理,在该处理过程中,研磨的铝土矿在消化之前与含钠水溶液接触,其特征在于对于所述预脱硅处理来说使用含钠水溶液,该溶液至少部分地来自于拜耳回路并且其被处理以使其苛性浓度(concentration caustique)为60g Na2O/l至220g Na2O/l并且其碳酸盐和硫酸盐或亚硫酸盐的重量含量,以相对于苛性钠的百分数表示,为小于废母液的相应杂质含量的一半。
碳酸盐和硫酸盐或亚硫酸盐的重量含量的表示与相连的阳离子无关。例如,碳酸盐的含量可以表示为每单位体积的CO3的重量。与以每单位体积的Na2O重量表示的苛性浓度相关,我们将其表示为“%CO3ctq”。同样地,硫酸盐或亚硫酸盐的含量可以表示为每单位体积的SO3的重量。与以每单位体积的Na2O重量表示的苛性浓度相关,我们将其表示为“%SO3ctq”。拜耳母液中碳酸盐和硫酸盐或亚硫酸盐杂质的浓度取决于进行消化的铝土矿的性质,因此难以用绝对数值来确定杂质的临界浓度。重要地是,在拜耳回路中这些杂质可能最有害的步骤中,要避免这些杂质的存在,或者至少显著地降低它们的量。通常,对于具有含12%CO3ctq和2%SO3ctq的废母液的拜耳回路来说,用于预脱硅的含钠水溶液的杂质浓度应当是碳酸盐浓度小于6%CO3ctq和硫酸盐或亚硫酸盐浓度小于1%SO3ctq。
通过细致地观察在预脱硅处理中出现的许多沉淀产物,申请人出人意料地发现,在所获得的DSP中,并不是所有属于方钠石类的化合物都如专业文献中所描述的那样稳定。特别是,申请人观察到如果方钠石包含较少的碳酸根,硫酸根或者亚硫酸根类型的离子和较多的铝酸根离子,则方钠石更稳定。
所形成的方钠石由下面的通式表示
Na2O 2SiO Al2O3 1/3(Na2Y)
其中Y表示CO3 2-,SO4 2-或者SO3 2-,或者2Cl-或者2Al(OH)4 -
一摩尔的二氧化硅对应于六分之一摩尔的Na2Y,其作为捕获一个碳酸根、硫酸根或亚硫酸根离子,或者两个氯根离子或者铝酸根离子的“笼”。
申请人观察到,方钠石在消化期间的稳定性可在很大程度上取决于来自预脱硅处理用的含水溶液的离子和Na2Y笼所捕获的离子的类型。含铝酸根离子的方钠石是最稳定的。含碳酸根离子和/或硫酸根或亚硫酸根离子的方钠石是最不稳定的。在很小程度上,氯根离子同样对方钠石在消化期间的稳定性有负面的影响。
本发明的一个优选实施方式在于使用含钠水溶液进行预脱硅,该含钠水溶液的氯化物含量也小于废母液的氯化物含量的一半。该氯化物含量可以表示为每单位体积的Cl重量。与以每单位体积的Na2O重量表示的苛性浓度相关,我们将其表示为“%Cl ctq”。通常,对于具有含4%Cl ctq的废母液的拜耳回路来说,在预脱硅用的含钠水溶液中的氯化物含量必须小于2%Cl ctq。
拜耳铝酸盐母液具有几乎相同的杂质含量(%SO3 ctq,%CO3ctq或者%Cl ctq),而与其提取位置无关(在消化之前,在消化之后或者在稀释之后)。这些含量随时间的变化可能归因于铝土矿品质的变化(在该循环中杂质的主要入口)或者归因于可溶性氢氧化钠损失的改变(在该循环中杂质的主要出口)。在给定的工厂中,每周一次地监测常常是足够的,以便记录这些杂质含量可能的变化,该杂质含量只非常轻微地随时间而变化。
迄今为止,用于预脱硅的含钠水溶液传统上是废铝酸盐母液的等分液。根据本发明,用于预脱硅的该含钠水溶液至少部分地来源于拜耳回路并且被处理以便含有比在拜耳回路中循环的铝酸钠母液更少的硫酸盐或者亚硫酸盐,碳酸盐或氯化物类型的杂质。它也可以是应当被处理以含有较少杂质的废母液的等分液,或者具有较小苛性浓度的铝酸盐母液,通常是洗涤回路的流出液,其应当被处理,例如通过添加氢氧化钠处理,以具有60gNa2O/l至220gNa2O/l的足够的苛性浓度。
如果预脱硅用的含钠水溶液是废母液的等分液,则通过特定的提纯处理如膜过滤或者沉淀来全部或者部分除去其所包含的杂质,通常是碳酸根,硫酸根或亚硫酸根和任选的氯根离子。
还可以通过将氢氧化钠水溶液与在拜耳回路中具有尽可能少杂质的位置处提取的铝酸盐母液混合来得到该含钠水溶液。可以通过在杂质含量得到控制的水中稀释商品氢氧化钠(以下也被称作“纯苛性钠”或“新苛性钠”)来获得氢氧化钠水溶液。这种水可来自于蒸发或者消化步骤中的水蒸发所产生的冷凝液;它也可以是清洗工厂锅炉所产生的热水,或者生水。用于与氢氧化钠水溶液混合的铝酸盐母液优选来自洗涤回路的流出液:苛性化作用的溢流(clair),第一洗涤器的溢流或者洗涤水合物的滤液或者溢流。由通常在红泥洗涤溢流上进行的苛性化过程所产生的溢流具有30-60g/l的苛性钠浓度。这些溢流大多数具有相同的以%ctq表示的杂质含量,但它们的优点是还具有比废母液更低的苛性钠浓度(通常为30-70g/l而不是160-180g/l),这使得能够限制在预脱硅时引入的杂质的整体含量。由苛性化过程得到的溢流还具有的优点是其碳酸盐含量比该回路其余部分中的碳酸盐含量要低(4-8%CO3 ctq)。
也可以混合这些液体中的几种液体(纯苛性钠,水,具有不多杂质的含钠液体,废母液等)。
在实际中,用于预脱硅处理的含钠水溶液还常被用于湿法研磨铝土矿:第一等分液被提取,以用于研磨铝土矿,而第二等分液被添加到如此研磨的铝土矿整体中,以获得具有高干物质含量的料浆,通常为300g/l-1500g/l。如果在湿法研磨期间使用的溶液不同于在预脱硅过程中添加的溶液,则将根据本发明来选择二者,以使得它们的混合物(在预脱硅开始时获得)所具有的以相对于苛性浓度表示的碳酸盐,亚硫酸盐或者硫酸盐和任选的氯化物的含量小于废母液的相应杂质含量的一半。
通常,预脱硅处理在于在消化之前使研磨的铝土矿与含钠水溶液(其苛性浓度为60g Na2O/l-220g Na2O/l,优选60g Na2O/l-180g Na2O/l)混合。根据被消化的铝土矿,推荐在预脱硅结束时的最小苛性含量等于60g Na2O/l-140g Na2O/l,以获得尽可能稳定的方钠石(当高于这个苛性最小值时,方钠石的稳定性不再取决于苛性含量)。由混合研磨铝土矿和含钠水溶液得到的料浆在80-150℃的温度下保持小于24小时,通常为1-24小时,优选5-24小时的时间。优选地,调节含钠水溶液的量,以使得所述料浆中的干物质含量为800-1500g/l。对于高干物质含量来说,可以引入添加剂如DREWO添加剂(商标)以降低料浆的粘度。
更特别地,在含钠水溶液来源于与拜耳母液等分液的混合物情况下,则希望尽可能高的干物质含量(在粘度和最小苛性含量的限度内),以限制在预脱硅时的杂质的引入。
在本发明的一个优选实施方式中,通过将商用纯苛性钠溶解于水(含钠或不含钠)中来获得用于预脱硅处理的含水溶液,所述水具有足够低的碳酸盐和硫酸盐或亚硫酸盐以及任选的氯化物的含量,以满足本发明所推荐的最终含量。
目前,氢氧化钠(商业纯苛性钠)被添加,其添加量使得它补偿苛性钠(在排出的不溶性残余物中所含的苛性钠,在所产生的氧化铝水合物中所含的苛性钠和在拜耳循环的液体出口所含的苛性钠)的损失。这种氢氧化钠在传统上在蒸发出口处直接或者间接地添加到铝酸盐母液中。直接引入氢氧化钠可以是例如使用来源于消除沉淀器或者某些过滤器(例如安全过滤器)的填塞的液体。这是因为,随着时间的推移,在沉淀器壁上会形成沉积物,某些过滤器会堵塞,因此需要有规律地拆卸它们以进行清洗。如果使用纯的氢氧化钠水溶液来除去沉积的水合物硬皮,则由该处理产生的液体(其富含溶解的氧化铝)可以被倒入到铝酸盐母液中。因此氢氧化钠常常被直接或者在消除堵塞的处理之后倒入到通过蒸发浓缩之后的铝酸盐母液中,并且根据本发明的这种变化形式,其被直接用于预脱硅而不是将其倒入到蒸发之后的铝酸盐母液中。
如果氢氧化钠首先被用于清洗结晶器或者某些过滤器,则该新方法是不太有效率的,因为硬皮的溶解会导致硬皮浸渍液中存在的杂质污染氢氧化钠。而且,对于某些铝土矿来说,可能有益地是,使用具有尽可能低的与苛性浓度有关的溶解氧化铝含量(参见在实施例1中定义的比率Rp)的预脱硅液,以提高在这个预脱硅步骤过程中的三水铝石的溶解,这有利于由铝酸盐母液得到高岭土并且将后者转化为DSP(参见实施例2的结尾)。硬皮的溶解增加了Rp,因而其可以对其中纯苛性钠是直接注入的方法产生负面的影响,但它仍然好于传统的方法。
根据本发明,目前可以使用这种氢氧化钠进行预脱硅。移动纯苛性钠(或堵塞消除液)的注入点的位置,这是通过将其置于(全部或者部分地)供应用于预脱硅处理的含钠水溶液的位置来进行的。而且,铝土矿脱硅所需的纯苛性钠的量必须要对应于补偿拜耳回路中苛性钠损失所需的苛性钠的量。遗憾地是,在大气压,中等压力或高压下的简单消化通常并不能实现这些情况,因为补偿损失所需的苛性钠的量明显地小于与用于预脱硅的含钠水溶液流相对应的相应量。但是,本发明的这种优选的实施方式至少在以下三种情况下可以有利地适用:
情况1:利用增浓溶出(sweetening)的消化
在包括增浓溶出的高压消化时,通常可以利用纯苛性钠进行具有增浓溶出的铝土矿的完全预脱硅。增浓溶出是一种方法(例如在欧洲专利EP0960069(ALUMINIUM PECHINEY)中描述的),该方法更具体地涉及按照拜耳法碱性消化具有大的一水合氧化铝(勃姆石或者水铝石)含量的铝土矿,在这种方法中,通过添加三水合氧化铝的铝土矿(三水铝石)来提高氧化铝母液的过饱和,该三水合氧化铝的铝土矿在湿法研磨后被引入到高温消化含一水合物的铝土矿所得到的料浆中。在本发明的范围内,三水铝石铝土矿的湿法研磨和预脱硅所用的母液等分液由氢氧化钠水溶液来代替,该氢氧化钠水溶液通过将商用纯苛性钠溶解在水中来获得,所述水具有足够低的碳酸盐和硫酸盐或亚硫酸盐和任选的氯化物的含量。
换言之,这种拜耳法包括利用增浓溶出的消化步骤,在其中,整个纯苛性钠(它被引入回路中,以补偿苛性钠的损失)被用来供应利用增浓溶出的铝土矿预脱硅处理所用的含水溶液,该废液在蒸发之后被基本上直接再引导至主消化中。
将本发明应用于利用增浓溶出的消化是特别具有吸引力的。这是因为,这种方法使得能够在消化出口处达到特别高的苛性钠和氧化铝的浓度,这在随后则往往导致“稳定的”DSP(方钠石),其溶解度高于在消化出口处可接受的二氧化硅水平。通过减少可能“污染”所产生的方钠石的杂质,则在消化出口处获得稳定得多的DSP和因此在母液中的更低的二氧化硅含量。
情况2:在现有的设备中配置新的消化单元
当配置新的消化单元时,并且特别是对于现有工厂中具有高生产率的消化(高苛性钠和氧化铝浓度导致高二氧化硅含量)来说,可以利用新苛性钠或者工厂即整个设备的堵塞消除液来进行新消化线的整个预脱硅处理。
情况3:在老设备上的临时应用
对于标准方法(只有单一类型的消化)或者更复杂的方法(增浓溶出或者与主消化平行的消化),这种方法可偶尔(通常一星期)用在现有的工厂中。这种偶尔的应用可临时地降低母液中的二氧化硅含量,以防止或者作为解脱措施应付结晶过程中二氧化硅沉淀的危机或者换热器中或者蒸发过程中的大量积垢。
附图说明
图1示出了具有在不同预脱硅条件(也就是说使用含有或多或少杂质的所用含钠水溶液)下合成的方钠石的消化过程中的二氧化硅溶解的动力学。
图2示出了在利用EP0960069所描述的增浓溶出的消化的改进范围内使用的本发明方法的特定实施方式的步骤。
图3示出了图2所示利用增浓溶出的消化过程中三种二氧化硅溶解动力学,这些曲线中的每个曲线涉及到采用三水铝石预脱硅所用的一种特定含钠水溶液。
图4示出了在“传统”拜耳法中临时使用的本发明方法的特定实施方式的步骤。
具体实施方式
实施例
实施例1-溶解动力学(图1)
在所选预脱硅条件下在24小时内合成不同的方钠石,以评价在含钠水溶液中存在杂质的影响。
所用的不同含钠溶液的杂质含量如下所示:
I:  13%CO3 ctq,  4%SO3 ctq,  4%Cl ctq
II: 13%CO3 ctq,  0%SO3 ctq,  0%Cl ctq
III:0%CO3 ctq,   4%SO3 ctq,  0%Cl ctq
IV: 0%CO3 ctq,   0%SO3 ctq,  4%Cl ctq
V:  0%CO3 ctq,   0%SO3 ctq,  0%Cl ctq
随后在下面的消化条件下利用水合物消化这些方钠石:
温度:145℃
铝酸盐母液:
-苛性浓度:200gNa2O/l
-氧化铝过饱和:
Figure S05816152X20061122D000101
-杂质含量:12%CO3 ctq,4%SO3 ctq,4%Cl ctq。
正如可以从图1中观察到的,这些方钠石的消化产生了溶解动力学曲线(随时间变化的与母液中溶解的苛性钠含量有关的溶解二氧化硅含量),它们均具有与初始方钠石无关的相同形状:经过最大含量(由于所选的时间比例的原因,在图1中并未达到在曲线V上的最大值),然后随着时间的流逝二氧化硅含量缓慢降低。
具有最大杂质时合成的方钠石(I)获得最高的二氧化硅含量,而没有杂质的方钠石(V)在消化期间最稳定。
实施例2-利用增浓溶出的一水合物铝土矿的消化(图2和3)
本实施例示出了在欧洲专利EP0960069中描述的具有增浓溶出的消化方法的改进。
一水合物铝土矿1,在消化母液20的等分液20a(其Rp优选为0.55-0.65并且苛性钠浓度为160-220g Na2O/l)存在下的第一湿法研磨A1之后,与消化母液20的另一等分液20b一起被引入到高压釜中,以形成料浆,将该料浆在220-300℃的温度下加热足以溶解一水合氧化铝的时间,通常为0.2-1小时。由这种第一加压消化A2产生的料浆2(其氧化铝过饱和的特征为Rp是1.05-1.20)被部分冷却,同时其压力被释放(冷却/减压N1)。在小于200℃的温度下,在压力下注入(“增浓溶出”N2)由湿法研磨L三水合物铝土矿13得到的浆状物6’。在被注入到料浆2中之前,研磨的浆状物6’在100℃下保持8小时,以使得所述浆状物进行预脱硅P。
在专利EP0960069中,湿法研磨和预脱硅是使用消化母液的第三等分液20c来进行的。根据本发明,这种等分液的提供被完全或者部分取消(部分取消的情况在图2中表示为以虚线示出的等分液20d)并且通过提供含钠水溶液30来代替,该含钠水溶液30是利用杂质含量得到控制的水15稀释的纯氢氧化钠水溶液9’。这种水可以任选地用铝酸盐母液来代替,该铝酸盐母液是在拜耳回路中具有尽可能少杂质的点提取的,通常是在碳酸钠苛性化步骤的出口处提取的苛性化作用的溢流。在这里可以分两步进行添加:含钠水溶液30的第一等分液30a被用于湿法研磨三水合物铝土矿13,而第二等分液30b则被倒入到由该湿法研磨产生的料浆中,调节第二等分液的用量,以使得达到1000g/l的干物质含量。
该注入优选在190℃-130℃的温度下在调压器中进行,该调压器对应于这个温度并且保证至少两分钟的停留时间。由于注入研磨的浆状物6’而导致富含氧化铝的料浆3a随后被冷却并且被减压至大气压。它具有的Rp为1.20-1.40,并且其苛性钠浓度为180g Na2O/l-240g Na2O/l。通过提供来源于红泥洗涤的稀释液的一部分7b对其进行第一稀释。其浓度被降低至160g Na2O/l-175g Na2O/l。然后在略微低于沸腾温度(但低小于5℃)的温度下,在絮凝剂存在下对其进行沉降C1,并且最后进行过滤C2,以将铝酸钠母液4a与不溶性残余物5分离。在用水7和所产生的三水合氧化铝11的洗涤水14a逆流洗涤之后,这些惰性残余物5a(也被称作红泥)被排出G。
铝酸盐母液4a利用残余物5的过滤的(过滤0)洗涤水7c进行稀释(稀释M)。稀释的溶液4b具有的苛性钠浓度为140-155g Na2O/l。其随后被冷却并在80℃-50℃的温度下,在存在用作晶种的再循环的沉淀细颗粒10的情况下进行结晶(D)。如此获得的三水合氧化铝颗粒被分类,以使最大的颗粒11被回收,以在水14中洗涤并且煅烧K,以产生氧化铝12,同时最细的颗粒留在再循环的晶种10中。废母液8随后通过蒸发E被浓缩。一旦被浓缩,则该母液被用作消化母液20。
所涉及的流动的数量级如下:料浆2(来自一水合物铝土矿的消化)在设备中以650-1500m3/h循环,与增浓溶出有关的料浆6,的流动约为30-80m3/h,而纯氢氧化钠水溶液以5-10m3/h的流量被引入到水15中。
在蒸发E(在EP0969096的图2中标记为9)之后不再添加苛性钠。这种添加是在三水铝石铝土矿13的湿法研磨L中和提供苛性钠9’的预脱硅P中进行的。使铝土矿脱硅所需的纯苛性钠的量对应于补偿拜耳回路中苛性钠损失所需的苛性钠的量。
图3示出了表示在采用增浓溶出消化具有水铝石的铝土矿的过程中二氧化硅的溶解动力学的三个曲线,这些曲线中的每一个对应于在利用增浓溶出的预脱硅过程中采用不同的含钠溶液。在这种类型的消化中,苛性浓度是高的(接近220g Na2O/l)并且溶解二氧化硅的临界浓度阈值(在消化出口处的液体中应当优选不超过该阈值)在此为大约0.85%SiO2 ctq至0.90%SiO2 ctq。
标记为(X)的曲线描绘了已利用废母液的等分液进行预脱硅时的母液中的二氧化硅溶解动力学。在经过非常高的最大含量(1.02%SiO2 ctq)之后,该含量缓慢地下降,同时保持明显地高于该临界阈值。
标记为(XI)的曲线描绘了已使用生水稀释的纯氢氧化钠水溶液进行预脱硅时的母液中的二氧化硅溶解动力学。在经过最大含量0.90%SiO2 ctq之后,该含量下降,经过并低于该临界阈值。
标记为(XII)的曲线描绘了已使用杂质浓度等于废母液杂质浓度的氢氧化钠水溶液进行预脱硅时的母液中的二氧化硅溶解动力学。与废母液的不同之处因而主要在于不存在溶解的氧化铝(Rp=0)。在经过最大含量0.96%SiO2 ctq之后,该含量缓慢下降,同时在80分钟结束时保持足够高(0.94%SiO2 ctq)。最后的这个曲线给出了中间的结果,其使得能够量化在含钠溶液中溶解的氧化铝含量和这种同一含钠溶液的杂质含量的相应效果。因而可以估计在预脱硅时用纯苛性钠代替废母液所产生的总增益的1/3下的零Rp的效果。当Rp为零时,在预脱硅过程中溶解了较大量的氧化铝,因此有利于获取高岭土并将其转化为方钠石。
实施例3-在老设备中的临时使用(图4)
本实施例的拜耳法用于处理三水合氧化铝铝土矿(三水铝石)。
三水铝石铝土矿101在通常为消化母液120的等分液的含钠溶液的存在下进行湿法研磨B。研磨的铝土矿进行预脱硅处理P(通常在100℃下8小时),通常使用消化母液120的等分液。由消化A得到的料浆102进行预脱硅Q,然后通过提供来源于洗涤红泥得到的稀释液的一部分107b进行稀释。所得到的料浆103随后在絮凝剂的存在下进行沉降C1,并且最后进行过滤C2以将铝酸钠母液104a与不溶性残余物105分离。在用水107和所产生的三水合氧化铝的洗涤水114a进行逆流洗涤之后,这些惰性残余物105a(也被称作红泥)被排出G。
铝酸盐母液104a利用残余物105的过滤的(过滤0)洗涤水107c进行稀释(稀释M)。稀释的溶液104b具有的苛性钠浓度为140-155gNa2O/l。其随后被冷却并在80℃-50℃的温度下,在存在用作晶种的再循环的沉淀细颗粒110的情况下进行结晶(D)。如此获得的三水合氧化铝颗粒被分类,以使最大的颗粒111被回收,以在水114中洗涤H并且煅烧K,以产生氧化铝112,同时最细的颗粒留在再循环的晶种110中。废母液108随后通过蒸发E被浓缩。一旦被浓缩,则该母液被用作消化母液20。
苛性钠的损失在“正常”条件下通过有规律地在蒸发E之后添加苛性钠(标记为109的虚线箭头)来补偿。当溶解在母液中的二氧化硅达到危险的阈值时(当超过该阈值时,则在结晶过程中存在二氧化硅沉淀的风险或者在换热器中或者在蒸发的过程中产生不想要的结垢的风险)或者如果这种情况已经发生而有必要降低二氧化硅的含量,同时不降低(这种降低将导致生产率损失)在消化出口处的比率Rp,则可以通过移动在蒸发后的纯苛性钠的添加位置来改变湿法研磨B和预脱硅P的含钠溶液的供应。这种添加因而在三水铝石铝土矿101的湿法研磨步骤B和预脱硅P处通过提供苛性钠109’来进行。由于使铝土矿脱硅所需的纯苛性钠的量明显地大于补偿拜耳回路中苛性钠损失所需的苛性钠的量,因此这种添加可以只是临时性的。在这种情况下的添加分两步来进行:在铝土矿的湿法研磨中使用含钠水溶液130的第一等分液130a,而第二等分液130b被倒入到由湿法研磨产生的料浆中,调节第二等分液的用量,以使得达到1000g/l的干物质含量。
所涉及的流动的数量级如下:
●料浆102,在设备中以650-1500m3/h循环,
●在“正常”条件下使用的纯氢氧化钠水溶液109的流量为大约5-10m3/h,
●在特定情况下用于预脱硅的纯氢氧化钠水溶液109,的流量为大约40-80m3/h。

Claims (14)

1.一种用于按照拜耳法通过碱性消化铝土矿生产三水合氧化铝的方法,包括研磨(L,B)所述铝土矿,然后通过使所述研磨的铝土矿与被称作原母液的铝酸钠母液(20b,120b)接触来消化(N2,A)该研磨的铝土矿,所述消化在于形成料浆(3a,103),然后处理该料浆以将不溶性残余物(5a,105a)与铝酸钠母液分离,如此获得的所述铝酸盐母液随后进行结晶(D)以形成较贫含氧化铝的废母液(8,108),然后在与结晶过程中沉淀出的三水合氧化铝(11,111)分离并且通过蒸发浓缩之后被再循环到所述原母液(20,120),所述拜耳法包括预脱硅处理(P),在该处理过程中,研磨的铝土矿在消化之前与含钠水溶液接触,其特征在于对于所述预脱硅处理来说使用所述含钠水溶液(30,130),该溶液至少部分地来自于拜耳回路并且其被处理以使其苛性浓度为60g Na2O/L至220g Na2O/L并且其碳酸盐的重量含量以及硫酸盐或亚硫酸盐的重量含量,以相对于苛性浓度的百分数表示,为小于废母液(8,108)的相应杂质重量含量的一半。
2.权利要求1的方法,其中所述含钠水溶液(30,130)具有小于废母液(8,108)的氯化物重量含量的一半的氯化物重量含量,以相对于苛性浓度的百分数来表示。
3.权利要求1的方法,其中所述含钠水溶液来自于氢氧化钠水溶液与在拜耳回路中具有尽可能少杂质的位置处提取的铝酸盐母液的混合物。
4.权利要求3的方法,其中所述氢氧化钠水溶液通过在杂质含量得到控制的水中稀释新苛性钠来获得。
5.权利要求3的方法,其中所述铝酸盐母液来自洗涤回路的流出液:苛性化作用的溢流,第一洗涤器的溢流,或者洗涤水合物的滤液或者溢流。
6.权利要求1的方法,其中所述预脱硅处理用废母液的等分液进行,其所包含的杂质通过特定的提纯处理来全部或者部分除去,所述特定的提纯处理选自膜过滤或者沉淀。 
7.权利要求1-6中任一项的方法,其中由研磨铝土矿和含钠水溶液的混合物得到的料浆在80-150℃的温度下保持小于24小时的时间。
8.权利要求1-6中任一项的方法,其中调节含钠水溶液的量,以使得所述料浆中干物质含量为300-1500g/L。
9.权利要求4的方法,其中所述新苛性钠是为补偿拜耳回路中苛性钠的损失而加入的苛性钠。
10.权利要求3的方法,其中对于预脱硅处理来说,使用堵塞消除液,该堵塞消除液由利用新苛性钠清洗结晶槽或者被氧化铝水合物堵塞的过滤器来得到。
11.权利要求9或10的方法,其中所述新苛性钠或所述堵塞消除液的注入点位于供应用于预脱硅处理(P)的含钠水溶液(30,130)的注入点(9’,109’)。
12.权利要求1-11中任一项的方法在利用增浓溶出的消化时用于三水铝石铝土矿预脱硅的用途。
13.权利要求1-11中任一项的方法用于在现有拜耳设备中配置新消化单元的用途。
14.权利要求1-11中任一项的方法用于降低母液中二氧化硅含量的临时应用的用途,以防止或者作为解脱措施应付结晶过程中二氧化硅沉淀的危机或者换热器中或者蒸发过程中的大量积垢。 
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Families Citing this family (28)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP5596539B2 (ja) 2007-05-21 2014-09-24 オーバイト アルミナ インコーポレイテッド アルミニウム鉱石からアルミニウム及び鉄を抽出する方法
CN101671041B (zh) * 2008-09-09 2011-07-27 中铝国际技术发展有限公司 一种氧化铝熔出后的蒸发方法及装置
US8029752B2 (en) * 2009-04-06 2011-10-04 Nalco Company Approach in controlling DSP scale in bayer process
US8545776B2 (en) * 2009-09-25 2013-10-01 Nalco Company Reducing aluminosilicate scale in the Bayer process
US8282834B2 (en) 2009-09-25 2012-10-09 Nalco Company Di- and mono-alkoxysilane functionalized polymers and their application in the Bayer process
US9416020B2 (en) 2009-09-25 2016-08-16 Nalco Company Surfactant based small molecules for reducing aluminosilicate scale in the bayer process
US9487408B2 (en) 2009-09-25 2016-11-08 Nalco Company Reducing aluminosilicate scale in the bayer process
EP2686458A4 (en) 2011-03-18 2015-04-15 Orbite Aluminae Inc METHODS FOR RECOVERING RARE EARTH ELEMENTS FROM ALUMINUM-CONTAINING MATERIALS
EP2705169A4 (en) 2011-05-04 2015-04-15 Orbite Aluminae Inc METHOD FOR RECOVERING RARE ELEMENTS FROM DIFFERENT OTHERS
WO2012162817A1 (en) 2011-06-03 2012-12-06 Orbite Aluminae Inc. Methods for preparing hematite
CN102259903B (zh) * 2011-06-20 2013-06-05 中国铝业股份有限公司 降低氧化铝拜耳流程溶液中碳酸钠含量的方法
RU2014114938A (ru) 2011-09-16 2015-10-27 Орбит Элюминэ Инк. Способы получения оксида алюминия и разнообразных других продуктов
CN104302791B (zh) 2012-01-10 2017-03-15 奥佰特氧化铝有限公司 用于处理赤泥的方法
RU2633579C9 (ru) 2012-03-29 2017-12-25 Орбит Алюминэ Инк. Способы обработки летучей золы
WO2014008586A1 (en) 2012-07-12 2014-01-16 Orbite Aluminae Inc. Processes for preparing titanium oxide and various other products
WO2014047728A1 (en) 2012-09-26 2014-04-03 Orbite Aluminae Inc. Processes for preparing alumina and magnesium chloride by hc1 leaching of various materials
CN105189357A (zh) 2012-11-14 2015-12-23 奥佰特氧化铝有限公司 纯化铝离子的方法
CN104291383B (zh) * 2013-07-16 2016-08-10 中国科学院过程工程研究所 一种高铁三水铝石型铝土矿综合利用的方法
EP2886178A1 (en) * 2013-12-20 2015-06-24 Rio Tinto Alcan International Limited Process and installation for producing alumina trihydrate by alkaline digestion of bauxite ore
US10427950B2 (en) 2015-12-04 2019-10-01 Ecolab Usa Inc. Recovery of mining processing product using boronic acid-containing polymers
FR3072956B1 (fr) * 2017-10-31 2024-03-01 Amber Dev Procede de traitement de bauxite
AU2019412507A1 (en) * 2018-12-27 2021-08-12 Companhia Brasileira De Alumínio Aluminium recovery method
CN109850929B (zh) * 2018-12-31 2021-03-16 贵州博汇联润铝业有限公司 一种种分槽稀释原矿矿浆制备氢氧化铝微粉方法
FR3095433A1 (fr) * 2019-04-29 2020-10-30 Ib2 Procede de traitement de residus d’enrichissement physique de bauxite
CN111592022B (zh) * 2020-04-20 2023-05-12 中铝山东新材料有限公司 一种拟薄水铝石的生产方法
EP4161775A1 (en) 2020-06-08 2023-04-12 Eastman Chemical Company A plasticized cellulose ester-based multilayer resilient flooring article
CN113716589A (zh) * 2021-10-09 2021-11-30 贵州华锦铝业有限公司 一种拜耳法氧化铝脱硫脱碳协同处理的方法及其系统
CN113856507B (zh) * 2021-10-18 2024-04-02 中铝矿业有限公司 一种进口铝土矿矿浆配制装置及方法

Citations (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3413087A (en) * 1964-03-13 1968-11-26 Reynolds Metals Co Method for extracting alumina from its ores
US3481705A (en) * 1964-08-31 1969-12-02 Kaiser Aluminium Chem Corp Predigestion of low-silica bauxite
AU474596B2 (en) * 1972-04-03 1974-07-25 Kaiser Aluminum & Chemical Corporation Improvements in the bayer process production of alumina
US3853535A (en) * 1971-05-17 1974-12-10 Tatabanyai Szenbanyak Process for the comminution of particulate alluminaceous materials
US4289629A (en) * 1980-07-10 1981-09-15 J. M. Huber Corporation Removal of contaminants from strongly alkaline solution
US4426363A (en) * 1981-02-27 1984-01-17 Sumitomo Aluminium Smelting Company, Ltd. Process for extracting alumina from aluminous ores
US4430310A (en) * 1983-02-08 1984-02-07 Kaiser Aluminum & Chemical Corporation Purification of impure Bayer process liquors
CN1009278B (zh) * 1988-02-08 1990-08-22 美国辉瑞有限公司 具有抗球虫和促生长作用的酸性聚环醚抗菌素的制备方法
CN1243496A (zh) * 1997-01-22 2000-02-02 皮奇尼铝公司 处理富含氧化铝一水合物铝土矿的改进方法

Family Cites Families (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
FR2581053B1 (fr) * 1985-04-30 1987-05-29 Pechiney Aluminium Production d'alumine a partir de bauxite a gibbsite a basse teneur en silice reactive
FR2732332B1 (fr) * 1995-03-31 1997-05-09 Pechiney Aluminium Procede de traitement de bauxite a trihydrate d'alumine a basse teneur en silice reactive
AUPO376296A0 (en) * 1996-11-20 1996-12-12 Comalco Aluminium Limited Removal of silica from bauxite

Patent Citations (9)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3413087A (en) * 1964-03-13 1968-11-26 Reynolds Metals Co Method for extracting alumina from its ores
US3481705A (en) * 1964-08-31 1969-12-02 Kaiser Aluminium Chem Corp Predigestion of low-silica bauxite
US3853535A (en) * 1971-05-17 1974-12-10 Tatabanyai Szenbanyak Process for the comminution of particulate alluminaceous materials
AU474596B2 (en) * 1972-04-03 1974-07-25 Kaiser Aluminum & Chemical Corporation Improvements in the bayer process production of alumina
US4289629A (en) * 1980-07-10 1981-09-15 J. M. Huber Corporation Removal of contaminants from strongly alkaline solution
US4426363A (en) * 1981-02-27 1984-01-17 Sumitomo Aluminium Smelting Company, Ltd. Process for extracting alumina from aluminous ores
US4430310A (en) * 1983-02-08 1984-02-07 Kaiser Aluminum & Chemical Corporation Purification of impure Bayer process liquors
CN1009278B (zh) * 1988-02-08 1990-08-22 美国辉瑞有限公司 具有抗球虫和促生长作用的酸性聚环醚抗菌素的制备方法
CN1243496A (zh) * 1997-01-22 2000-02-02 皮奇尼铝公司 处理富含氧化铝一水合物铝土矿的改进方法

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Publication number Publication date
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US20070178041A1 (en) 2007-08-02

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