CN86102989A - 由含少量反应性硅石的三水铝土矿生产氧化铝 - Google Patents
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Abstract
低温下按照拜耳法处理含少量反应性硅石的三水铝土矿的方法,其中在浸取该铝土矿之前利用低浓度苛性钠溶液进行脱硅,其特征是这一碱液由来自拜耳法循环中的一种或多种洗涤水组成,还可补进或者不补进浸取反应液。反应性硅石的重量含量最好是铝土矿中氧化铝含量的5%以下,而脱硅用的碱液浓度是在每升含有50至120克苛性Na2O之间。
Description
本发明涉及根据拜耳法处理含氧化铝(主要是三水铝矿石)和一定比例的硅石的铝土矿石的方法,硅石以硅酸铝或其他各种易溶于拜耳法中常见的铝酸钠溶液的形态出现。
在本专业文献中广泛介绍的精制氧化铝的拜耳法是生产氧化铝供电解还原成金属铝的主要技术方法。
根据这一方法,铝土矿用加热的具有适当浓度的氢氧化钠的水溶液加以处理,促使氧化铝溶解,并获得过饱和的铝酸钠溶液。
在将不起反应的矿石残渣(红泥)固相物质除掉后,在过饱和的铝酸钠溶液中加入氢氧化铝Al(OH)3颗粒以达到沉淀出氢氧化铝的目的。损耗掉氧化铝的铝酸钠溶液称为贫反应液,在经过提浓和再加入氢氧化钠以形成其浓度能与矿石反应的溶液(这种溶液称为反应液)之后,就再循环去进行反应。
本技术领域的普通技术人员都知道,对矿石的处理条件,一方面根据氧化铝的矿物结构和水合度,另一方面根据矾土中的杂质,尤其是硅石、氧化铁、氧化钛等的特性及其含量的不同,而有所不同。
因此,对于含一水合态的氧化铝的铝土矿〔如勃姆石(一水软铝石),一水硬铝石〕在循环拜耳法中是在200℃的高温下处理,而含三水合态的氧化铝矿石,如三水铝矿,一般是在100℃至170℃之间的较低温度下处理。实际上,含三水合态的氧化铝铝土矿很容易利用铝酸钠溶液(拜耳液)来加以浸取。
浸取可溶性的氧化铝,也即三水合态的氧化铝时,如果很好地控制某些杂质,如硅石的不利影响,则其浸取收率一般可达到95%。
事实上,铝土矿中所含的硅石是以多种矿物形态出现的,它们在氢氧化钠中的溶解程度也是各不相等的。某些形态的矿石,如高岭土(Al2O3·2SiO2·2H2O)是分布最广的矿石能同铝土矿中的三水铝矿同时进行溶解。
铝土矿中的这类可溶性硅石组份统称为“反应性硅石”,通常在铝土矿中的含量,以SiO2计,约为干铝土矿重量的0.5至7%。在碱性溶液存在下,反应性硅石首先溶解,然后又沉淀成稍微具有溶解性的硅铝酸钠沉淀。
碱液中溶解硅石的浓度,是由长时间后硅铝酸钠的平衡溶解度所决定的。工业上处理三水铝土矿时,达到硅铝酸钠的平衡溶解度是个例外。一般情况下,碱液中的硅石浓度很高,要比硅铝酸钠的平衡溶解度高得多。因此,这一浓度是同时同硅铝酸钠的平衡溶解度和硅铝酸钠的沉淀动力学密切相关的。铝土矿中的反应性硅石含量少,沉淀动力学速度也就较慢,因为要在出现反应产物的情况下才能促发硅铝酸钠的沉淀反应。
在拜耳法中,铝土矿处理后的富氧化铝溶液中的硅石浓度是一个很重要的因素,因为其量级决定了反应液的浓度,同时也决定了氧化铝产品中的硅杂质含量。因此在处理铝土矿以浸取氧化铝的过程中,往往结合采用一个称为“脱硅”的过程,其目的在于降低碱性反应液中硅石的含量以及氧化铝产品中硅杂质的含量。
这一“脱硅”过程一般是同铝土矿反应过程一起进行的,或者在这一过程之前或之后以另一操作过程进行(美国专利341307和4426363)。
“脱硅”过程中部份地或全部地利用拜耳法中的贫反应液,其中含苛性氧化钠Na2O的浓度在100至200克/升之间,处理温度在80℃至200℃之间。这要根据所处理铝土矿的特性而定。对于含有2.5%以上的反应性硅石的铝土矿,可以获得令人满意的脱硅效果。
与此相反,以前的工艺技术在低温或中温下处理反应性硅石含量低于此一界限的三水铝土矿时,就必需让铝土矿同碱液接触极长的时间。这可由本申请中的下列一些对比例子得到应征。
例 1
在低温下进行浸取处理反应,随后进行脱硅。应用下列以乾铝土矿重量百分比表示的三水铝土矿:
Al2O351.3%
总SiO23.8%
反应性SiO22.8%
利用每升含140克苛性Na2O的溶液在107℃下反应1小时30分钟,每吨铝土矿用6.5米3反应液。反应后,在104℃下进行脱硅作用六小时。
此时:Rp=1.06
Rp是溶液中Al2O3浓度同苛性Na2O浓度的比值(重量),而溶液中硅石的浓度同苛性钠的浓度比值为0.64%。
溶液中SiO2的浓度同溶液中苛性Na2O的浓度比值可用以鉴别拜耳循环中各个反应阶段的溶解的硅石含量,该含量值不随溶液中苛性Na2O的浓度变化,以克/升表示。在这一例中,0.64%的含量可保证氧化铝产品(Al2O3)中硅的含量低于100ppm,这是用于生产金属铝时一般可以接受的标准上限。
例 2
在中温下同时反应和脱硅。采用与例1相同的三水铝土矿。
利用每升含150克苛性Na2O的溶液,在145℃下反应和脱硅1小时30分钟,溶液的用量比与例1相同。
此时:Rp=1.21。
溶解硅石的浓度同苛性Na2O液的浓度比例为0.62%。
下面的一些例子中采用含反应性硅石少得多的铝土矿。在这种情况下,要达到脱硅的有效结果需要极长的反应时间,这需要大大增加脱硅车间的投资。
例 3
在低温下反应随后进行脱硅。采用的铝土矿组成为:Al2O3=47.5%;反应性SiO2=1.0%。利用每升含200克苛性Na2O的溶液在107℃下反应2小时,每吨铝土矿采用6.5米3反应液。将溶液稀释到每升含140克苛性Na2O,并在104℃下脱硅20小时。
此时:Rp=1.05。
溶解SiO2的浓度同苛性Na2O浓度的比值为0.63%。在这一例中,同例1相比较如收率和质量相当时,如要保证同一的产量,装置的容量就得是例1装置的三倍。
例 4
在中温下反应同时脱硅。采用同例3一样的铝土矿组成和相同的铝土矿/反应液用量比。利用每升含150克苛性Na2O的溶液,在140℃下反应和脱硅3小时。
此时:Rp=1.14;
而溶解硅石同苛性Na2O的浓度比值为0.64%。
同例2相比较,为了达到相等的产量,装置的容量必需两倍于例2装置的容量;另外,还有反应的生产率下降,因为Rp从1.21降到1.14。这一下降应归因于反应性硅石的百分比比较小,需要增加脱硅作用的时间。
例 5
低温下脱硅然后在中温下反应。采用同例3和例4一样的三水铝土矿。
脱硅:按照1吨铝土矿采用1.5米3悬浮液于100℃下脱硅6小时,悬浮液每升含150克苛性Na2O。
反应:按每吨铝土矿采用4米3悬浮液,将铝土矿悬浮在该已脱硅的溶液中,在140℃下反应20分钟。
此时:Rp=1.16;
而溶解硅石同Na2O苛性浓度的比值为0.62%。
本申请人已经证明,如脱硅作用过程的时间延长,则铝土矿中所含的一大部份三水铝矿会丢失掉。
这一损失,在前面的几个例子中,约相当于反应中可浸取氧化铝量的1.5至2%,这是由于其中的Al(OH)在拟用于单独溶解三水铝矿的反应条件下不可溶解而沉淀出来的缘故,这种反应也称为反向反应。
在对含硅石较多的铝土矿实行脱硅的情况,这一现象不会明显出现,无疑是因为缩短了脱硅的延续时间。
由于有上述的各种缺点,本申请者提出了一种用于处理反应性硅石的重量含量为铝土矿中氧化铝含量5%以下的三水铝土矿的方法。这一方法遵循拜耳法,由于这一方法的促进作用,可以使脱硅装置的容量减少至少50%,并且可完全保持至少等于95%浸取氧化铝的浸取收率,同时,反应后拜耳液中的溶解SiO2的重量含量同苛性Na2O的重量含量比值低于或等于0.65%。
本发明方法是在三水铝土矿浸取处理之前,用一种浓度为每升含40至150克苛性Na2O的氢氧化钠碱性溶液进行脱硅处理,其特征是该碱性溶液含有一种来自拜耳法中的洗涤水,而且至少是下列来源之一:不溶解残渣的洗涤水,氢氧化铝Al(OH)3产品的洗涤水,引发Al(OH)3的洗涤水,并且这一洗涤水可补进或不补进反应液。
实际上已经证明,浸取处理前的脱硅方法的有效性,就溶液中的溶解SiO2同苛性Na2O的比值而言,可使同铝土矿接触的溶液中苛性Na2O的浓度由一最大值转变到介于每升40至150克之间的中间值。
从表1可以看出,溶液中苛性Na2O的浓度低时,反应性硅石的溶解动力学速度较慢,而溶液中苛性Na2O液的浓度高时,硅铝酸钠的沉淀动力学速度又较慢,所以对于两者来说,该方法的效率损失是一样的。
另一方面,从下面的表2可以证明,当悬浮液脱硅的延续时间超过4小时,而且碱液中苛性Na2O的浓度增大时,由于发生反向反应,所以损失了氧化铝的浸取效率。
表 2
100℃下脱硅5小时,反向反应的效率损失
Na2O液的浓度 44 77 150
(克/升)
脱硅后溶液的 0.55 0.69 0.95
Rp
效率损失 没有检测到 0.7 1.5
(%)
为了研究其他的最优化条件参数,如温度以及在一固定容积的溶液中加进不同的铝土矿量,本申请者进行过实验,表明当提高温度或增加铝土矿的加入量时,脱硅的效果有明显的改善,正如下面的表3所示。
同以后铝土矿的浸取反应相配合的脱硅过程的最优化结果,一方面是在脱硅时使反应性硅石组份溶解85%以上,最好是90%以上;另一方面,脱硅后溶液中的硅石浓度,至多是浸取反应后对溶液所要求硅石浓度的0.9倍、在这种条件下浸取反应的延续时间可能缩短到达到至少有95%可浸取氧化铝溶解所需要的最短延续时间。
从这些观测结果中可以得出结论,即除了有能明显地减少三水铝土矿的脱硅时间和可应用于反应性硅石含量低的特点外,还可以经济的方式利用一部份洗涤水作为脱硅的碱液,本发明方法的其他优点,主要还有:
-限制了反向反应的效率损失,
-减小了拜耳法中沉淀大量硅铝酸钠的危险,从而避免了生成污垢杂质,
-氧化铝产品中硅含量低(Si<100ppm)
本发明方法及其实施,从以下的说明和应用实例中将能更好地加以理解。
图1是本发明方法的流程示意图,其中按照本发明对反应性硅石含量低的三水铝土矿用拜耳法进行处理。
碱液A是由一部份下列来源的洗涤水构成,即来自6的红泥洗涤水A1,或来自11的氢氧化铝Al(OH)3产物洗涤水A2,或来自13的引发用Al(OH)3的洗涤水A3,或者是至少两种上述的洗涤水的混合水,这些洗涤水补添或者不补添一部份反应液B2。碱液A用于制备粉碎铝土矿的悬浮液。洗涤水A1和(或)A2和(或)A3等有时还在蒸发器14里提浓和在提纯装置15里处理。
碱液A在粉碎机中同三水铝土矿混合,每吨铝土矿采用0.5至1.2米3碱液,制备悬浮液S1。离开粉碎装置1后,悬浮液S1加热到80至100℃之间以便在2进行脱硅操作。悬浮液在该温度下停留2至10小时,以便保证至少有85%的反应性硅石转化成不溶性硅铝酸钠。
从以上脱硅操作中排出的脱硅溶液S2与10分出的拜耳贫反应液B的一部份B1在装置3中接触以进行浸取反应处理,B1液有时还在蒸发装置14中提浓,以便调整浓度。B1的用量按悬浮液S2中所含的每吨铝土矿约用五立方米,然后把上述混合液加热至100至170℃之间,经过的时间足以浸取出95%铝土矿中所含的三水铝石。
把上述浸取后排出的悬浮液S3冷却,然后在装置4中用部份补充洗涤水A4稀释。
从上一操作排出的悬浮液S4在装置5中进行澄清,然后一部分用以供入供再循环用的拜耳法贫反应液中,它是富集了氧化铝的拜耳法反应液经过装置7过滤后,在再循环使用前在装置8、9和10处成为贫反应液的;另一部分用以供入装置6处的再循环使用的红泥洗涤水A1中,或与A2或A3一起用以作为脱硅碱液A,或用于作稀释液A4。
应用举例:
例1:
原料为含47.5%Al2O3,和含1%反应性硅石(SiO2/Al2O3=0.021)的三水铝土矿
脱硅:每吨铝土矿用一立方米经浸取反应后的洗涤残渣的第一洗涤清液进行粉碎,每升清液中含70克苛性Na2O和65克Al2O3。悬浮液在三个串联的容器中加热至100℃,经过4小时以实现脱硅。脱硅结束后,溶解硅石的浓度为SiO2/Na2O=0.3%。
浸取三水铝矿中的氧化铝的反应:经过脱硅后的悬浮液同5.1立方米每升含200克苛性Na2O和120克Al2O3的溶液混合。氧化铝的浸取是在三个串联的容器中,并在107℃下接触反应1小时实现的。
此时:Rp=1.06
浸取的氧化铝收率为97%,浸取以后富集液中的溶解SiO2同苛性Na2O的比值为0.57%,这就可保证氧化铝产品中的硅石含量低于100ppm,并可保证出现极少量的蒸发器污垢。
这一结果可同前述的例1和例3作比较。
例2:
原料同例1
脱硅:每吨铝土矿用1立方米预先补充过反应液的Al(OH)3产物洗涤水进行粉碎,溶液中每升含76克苛性Na2O,Rp=0.57。悬浮液在三个串联的容器中在加热至100℃的条件下脱硅4小时。脱硅后,溶解硅石的浓度同苛性Na2O浓度的比值为0.3%。
浸取三水铝矿中氧化铝的反应:混入4.95立方米每升含140克Na2O和77克Al2O3的溶液,在140℃下反应15分钟。
此时:Rp=1.16。
浸取的氧化铝收率是97%,富集反应液中溶解硅石的浓度同苛性Na2O浓度的比值为0.58%。
这一结果也可同前述的试验例5作比较。
Claims (10)
1、用含主要是以三水铝矿形态存在的氧化铝和含以硅酸铝形态存在的硅石且其重量含量以SiO2计是铝土矿重量的2.5%以下的一种铝土矿按照拜耳法生产氧化铝的方法,这一方法包括:
首先,有一个主流程,其中有一称为反应液的碱液,通过一般在100°至170℃的温度下,与该铝土矿的反应而富集氧化铝,然后从中分离出反应所产生的不溶性残渣,再加以冷却,并在此过程中引入激发沉淀的Al(OH)3引发剂,以便沉淀出含有以三水合氧化铝形态存在的一部份氧化铝,在分离出称之为“氢氧化铝产物”沉淀Al(OH)3和该引发剂Al(OH)3之后,这一碱液就再循环作为反应碱液应用,
其次,有一些辅助流程,特别是引入水,单独分别地洗涤不溶性残渣,氢氧化铝产物,氢氧化铝引发剂,以产生碱液洗涤水,用于主流程中,
最后,有用以调整各种洗涤水浓度的蒸发装置,
其特征包括操作步骤:
a)、铝土矿与一种至少含有下列来源之一的洗涤水碱液进行接触:
不溶性残渣洗涤水
氢氧化铝Al(OH)3产物洗涤水
引发用氢氧化铝洗涤水
这种碱液往往还补进反应液,同铝土矿形成悬浮液,并进行磨碎,
b)、将磨碎之后的悬浮液加热到约100℃,并经历足够的时间,以便将铝土矿中至少85%的硅酸铝转化成不溶解的硅铝酸钠,
c)从这最后称为脱硅的步骤中排出的悬浮液同主流程结合,通过与反应碱液接触足够的时间,而使含在铝土矿中的至少90%的三水合铝在反应的温度下得以溶解。
2、根据权利要求1的方法,其特征是以硅酸铝形态存在的SiO2含量为铝土矿中氧化铝含量的5%以下。
3、根据权利要求1的方法,其特征是与铝土矿接触的碱液,其浓度以苛性Na2O计,最好为每升含50至120克,而碱性洗涤液的体积用量,为每吨铝土矿采用2.5立方米以下,最好为1.2立方米以下。
4、根据权利要求1、2和3的方法,其特征是脱硅处理的温度是在80°至100℃之间。
5、根据权利要求1至4的方法,其特征是脱硅处理的持续时间足以达到至少有85%,最好是高于90%的硅酸铝形成不溶解的硅铝酸钠的转化率,而且溶液中所含的溶解硅石的浓度,例如溶解硅石同苛性Na2O的重量比值是反应液中这同一比值的0.9倍以下。
6、根据权利要求5的方法,其特征是脱硅的持续时间是在2至10小时之间。
7、根据权利要求1的方法,其特征是反应液的浓度,以苛性Na2O表示,每升含量在110至220克之间,而反应液中溶解硅石的含量,例如溶解硅石同苛性Na2O的重量比值是在0.4%至0.7%之间。
8、根据权利要求1至7的方法,其特征在于脱硅后的悬浮液与反应碱液接触混和后,温度在100°至160℃之间,而维持在这一温度下的时间足以溶解含在铝土矿中的至少95%的三水合铝。
9、根据权利要求1至8的方法,其特征在于按溶解硅石同硅铝酸钠相平衡的条件,浸取反应后悬浮液中钠碱和氧化铝的浓度和温度的选择是使溶解SiO2同苛性Na2O的比值低于或等于反应液的这一比值的数值。
10、根据权利要求1的方法,其特征在于从拜耳法循环中抽取出并全部地或部份地用以构成与铝土矿接触的碱液的各种洗涤水组份可进行提浓和(或)提纯,以便除去碳酸盐和有机物质等不希望有的溶解性杂质。
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Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN1049874C (zh) * | 1996-06-28 | 2000-03-01 | 中国长城铝业公司 | 一种铝土矿浆预脱硅工艺方法 |
Families Citing this family (11)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US5122349A (en) * | 1988-10-27 | 1992-06-16 | Aluminiumipari Troszt | Process for producing alumina |
CA2126885A1 (en) * | 1993-06-30 | 1994-12-31 | Gillian Mary Moody | Production of alumina |
FR2712275B1 (fr) * | 1993-11-09 | 1995-12-15 | Pechiney Aluminium | Procédé de traitement de bauxites contenant un mélange de trihydrate d'alumine et de monohydrate d'alumine. |
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 |
JP2000211919A (ja) * | 1998-11-16 | 2000-08-02 | Sumitomo Chem Co Ltd | アルミナ含有鉱石からの水酸化アルミニウムの製造方法 |
CN1189398C (zh) * | 2001-07-11 | 2005-02-16 | 住友化学工业株式会社 | 制造氢氧化铝的方法 |
FR2870535B1 (fr) | 2004-05-18 | 2007-02-16 | Aluminium Pechiney Soc Par Act | Perfectionnement au procede bayer de production de trihydrate d'alumine par attaque alcaline de bauxite, ledit procede comportant une etape de predessilicatation |
CN1730393A (zh) * | 2005-07-18 | 2006-02-08 | 贵阳铝镁设计研究院 | 高铁三水铝土矿溶出技术 |
AU2007329174A1 (en) * | 2006-12-07 | 2008-06-12 | Bhp Billiton Aluminium Australia Pty Ltd | Removal of impurities from bauxite |
CN101676670B (zh) * | 2008-09-16 | 2011-02-02 | 沈阳铝镁设计研究院 | 一种设备的冷却水供水方法及供水系统 |
CN113716577B (zh) * | 2021-09-10 | 2023-04-18 | 湖南绿脉环保科技股份有限公司 | 一种含高岭土的含硅铝原料的脱硅方法 |
Family Cites Families (8)
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DE1171888B (de) * | 1959-04-28 | 1964-06-11 | Chem Fab Heinrichshall Veb | Verfahren zur Abscheidung von Kieselsaeure aus kieselsaeurereichen Bauxiten |
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US4519989A (en) * | 1983-02-22 | 1985-05-28 | Aluminum Company Of America | Removal of organic contaminants from bauxite and other ores |
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Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
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CN1049874C (zh) * | 1996-06-28 | 2000-03-01 | 中国长城铝业公司 | 一种铝土矿浆预脱硅工艺方法 |
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