一种铝土矿选尾矿回收铝铁同步制备高硅酸渣的方法.pdf

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摘要
申请专利号:

CN201310337625.2

申请日:

2013.08.06

公开号:

CN103421960A

公开日:

2013.12.04

当前法律状态:

授权

有效性:

有权

法律详情:

授权|||实质审查的生效IPC(主分类):C22B 21/00申请日:20130806|||公开

IPC分类号:

C22B21/00; C22B1/06; C22B3/08

主分类号:

C22B21/00

申请人:

昆明理工大学

发明人:

夏举佩; 张召述; 刘成龙

地址:

650093 云南省昆明市五华区学府路253号

优先权:

专利代理机构:

代理人:

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内容摘要

本发明涉及一种铝土矿选尾矿高效回收铝铁同步制备高硅酸渣的方法,属于废弃物综合利用和矿产资源加工技术领域。将铝土矿尾矿干燥、粉磨,加入浓硫酸混合均匀并制成球体,然后加热焙烧,在焙烧的过程中不断地加入浓硫酸,将焙烧完毕后的铝土矿尾矿球体加洗液浸出,过滤后得到的滤液为酸浸初液,滤饼经过洗涤、过滤得到的滤渣为高硅酸渣,得到的洗液作为下次焙烧后的铝土矿尾矿球体的浸出液使用;将酸浸初液用粉磨尾矿中和,过滤后得到的滤液即为含硫酸铝、硫酸铁溶液。该方法通过酸浸实现了硅的富集和除杂,便于酸浸渣回收硅或制备硅酸盐产品。

权利要求书

权利要求书
1.  一种铝土矿选尾矿高效回收铝铁同步制备高硅酸渣的方法,其特征在于具体步骤包括:
(1)将铝土矿尾矿干燥、粉磨至过100目筛筛余量<5%的粉磨尾矿,加入浓硫酸混合均匀并制成球体,然后加热至250~300℃焙烧,在焙烧的过程中不断地加入浓硫酸,保持浓硫酸液体不从铝土矿尾矿球体中流出的情况下缩短加酸时间,浓硫酸总的加入量是铝土矿尾矿中铝、铁氧化物理论耗酸量的1~1.4倍,在上述条件下焙烧0.5~1h;
(2)将步骤(1)中焙烧完毕后的铝土矿尾矿球体按固液比1:4~6加洗液浸出,浸出温度为80~90℃,浸出时间为0.8~1.2h ,过滤后得到的滤液为酸浸初液,滤饼经过洗涤、过滤得到的滤渣为高硅酸渣,得到的洗液作为下次焙烧后的铝土矿尾矿球体的浸出液使用;
(3)将酸浸初液用步骤(1)中干燥、粉磨后得到的粉磨尾矿中和至pH值为1.5~2,过滤后得到的滤液即为含硫酸铝、硫酸铁溶液。

2.  根据权利要求1所述的铝土矿选尾矿高效回收铝铁同步制备高硅酸渣的方法,其特征在于:所述铝土矿尾矿为铝土矿湿法选矿后的固体废弃物,化学成分包括Al2O3、SiO2和Fe2O3。

说明书

说明书一种铝土矿选尾矿回收铝铁同步制备高硅酸渣的方法
技术领域
本发明涉及一种铝土矿选尾矿回收铝铁同步制备高硅酸渣的方法,属于废弃物综合利用和矿产资源加工技术领域。
背景技术
铝土矿是以三水铝石、一水硬铝石等含水氧化铝矿物为主,并含高岭石、蛋白石、赤铁矿等成分的多矿物混合物,是提取铝、制造耐火材料和高铝水泥的矿物原料,化学式为Al2O3·nH2O,主要用于生产氧化铝,其用量占世界铝土矿总产量的90%以上。
我国铝土矿绝大部分属于高铝、高硅、低铁的一水硬铝石型,80%以上的铝土矿铝硅比在5~8之间,因此不能采用较为经济的常规拜尔法生产氧化铝。根据我国铝土矿特点,普遍采用了碱石灰烧结法和混联法氧化铝生产工艺,并取得了碱耗低和氧化铝收率高的举世瞩目的成就,对发展我国铝工业做出了重要贡献,但与国外处理高品位铝土矿的常规拜尔法相比,存在生产能耗高、工艺流程长、建设投资大、生产成本高、产品质量差等缺陷。因此,为了提高我国氧化铝工业的市场竞争力,合理地利用中低品位矿石资源,提出了“选矿一拜尔法生产氧化铝”新工艺路线。
在中低品位的铝土矿在选矿过程中,尾矿产出占原矿25%左右,主要化学组成为SiO2、Al2O3、Fe2O3,占尾矿质量的80%以上,有的还含有较高的TiO2,其矿物组成与矿物形成过程及周边地质条件有着密切联系。一方面,这些堆存尾矿不仅占用土地,亦会给周边环境造成严重污染并埋下安全隐;另一方面,铝土矿选矿尾矿还含有大量有用资源,铝硅比在1.5左右,高于高岭土,是一种具有很大开发利用价值的二次资源,对其进行资源化利用研究,是提高选矿拜尔法科技竞争力、提高资源利用率的重要途径。
铝土矿选矿尾矿的利用途径是针对尾矿中的矿物结构和化学提出的,主要应用途径有:(1)生产建筑材料,如用于生产双快型水泥,生产人造石材、低温陶瓷木材,耐火材料、墙体材等;(2)铝土矿选矿尾矿生产化工产品,如用于生产复合吸水材料,生产铝硅合金,生产硫酸铝、聚合氯化铝等铝盐制品及4A沸石等;(3)铝土矿选矿尾矿用作井下充填材料,如用于采空区回填;(4)铝土矿选矿尾矿中有价组分的提取,如提取铁金属,氧化铝,二氧化硅,二氧化钛。这些利用途径在一定程度上解决了铝土矿选尾矿的资源利用问题,但受区域条件限制、经济性制约或会产生比尾矿更严重的二次污染,导致技术推广受限。
提取化工产品是高附加值利用铝土矿选尾矿的主要方法,亦是研究热点,为此,提出了很多有颇具创新性的方法,如:
专利CN200610035724.5公开了利用铝土矿制备无铁硫酸铝和超细活性白炭黑的方法,其制备方法是将铝土矿粉碎、磁选除去游离铁源,然后与硫酸反应;加入中、高分子量多官能度的二硫代氨基甲酸盐固相反应除去铁离子,过滤,滤液即为无铁硫酸铝。滤渣分别用碱性水溶液、表面活性剂水溶液、自来水洗至中性,再和强碱反应后过滤,将滤液、无机酸和活性粒子控制剂反应,过滤、水洗、干燥得到超细活性白炭黑。该方法具有工艺简单、成本低廉、适于工业化生产,制备的硫酸铝铁含量小于15ppm、超细活性白炭黑的粒径为0.5~5um、比表面积大于200m2/g、拉伸强度高于17.0MPa、附加值高等优点。
专利CN201210106278.8涉及一种高铁铝土矿分步酸浸提取有价金属的方法,本发明的技术方案是以高铁铝土矿为原料,使用分步酸浸法提取矿物中的多种有价金属元素,首先使用低浓度的硫酸低温浸出矿物中的钪、镓和铁等元素,含铝矿相进入一步浸出渣中,一步浸出液通过结晶得到硫酸铁,第二步浸出使用经过除铁及补酸后的一步浸出液在加压浸出条件下提取一步浸出渣中的铝,二步浸出液经结晶制备硫酸铝产品,结晶后的二步浸出液返回一步浸出循环使用,钪和镓等元素在浸出液中经多次循环富集后,使用萃取的方式分离,得到钪和镓产品。本发明通过分步提取的方式实现了高铁铝土矿中有价元素的综合利用、酸和水的循环及废弃物的零排放。
专利CN201210102803.9涉及一种利用低品位铝土矿酸浸制取氧化铝的方法,将低品位铝土矿研磨,用浓硫酸浸出得硫酸铝溶液,浓缩冷却析出硫酸铝结晶,用盐酸溶解硫酸铝,然后通入HCl气体使溶液饱和,得到AlCl3·6H2O晶体析出,AlCl3·6H2O与氢氧化铵溶液或液氨或碳酸氢铵溶液或碳酸铵溶液反应得到氢氧化铝和氯化铵溶液,氢氧化铝经煅烧得到氧化铝,氯化铵经氧化镁置换得氨气和氯化镁,氯化镁经水解得到氧化镁和盐酸循环使用。
专利CN201110408488.8涉及一种高效综合利用高铁铝土矿的方法,步骤是:将高铁铝土矿与盐酸混合,混合后加入到压反应釜中,加热反应;反应降温后固液分离,得到氯化铝与氯化铁溶液和高硅渣;溶液加入过量氢氧化钠碱液,得到铝酸钠溶液和高铁渣,电解后得到氯气、氢气、氢氧化钠溶液和纯净铝酸钠溶液;铝酸钠溶液引入晶种分解槽进行分解后固液分离,获得氢氧化铝产品和分解母液;经分级后,细颗粒做分解的晶种,粗粒子洗涤后经高温煅烧后获得冶金级氧化铝产品。该方法可使高铁铝土矿中氧化铝和铁有效浸出,整个过程能耗低、无废物产生,完全实现绿色化生产,有利于产业化。
专利CN201110164576.8涉及一种利用铝土矿生产氧化铝的方法,包括以下步骤:(1)将铝土矿破碎处理后,加入还原助剂、纯碱和石灰石进行配料得到混合生料;(2)将混合生料磨矿后加入到窑炉内进行高温烧成;(3)高温烧成熟料进行溶出分离,得到铝酸钠溶液;采用直接沉降法从高温烧成熟料中分离得到赤泥;(4)铝酸钠溶液净化处理,分解析出氢氧化铝;赤泥外排。本发明方法显著降低了熟料折合比,提高熟料窑产能,生产成本大幅降低,赤泥排放量减少了50%以上。本发明方法烧成温度较低,硅的溶出率低,粗液的硅量指数有显著提升,特别适合于高铁铝土矿的处理或者复杂多金属铝土矿的处理。
专利CN201010172151.7涉及一种铝土矿酸法生产氧化铝的方法,按以下步骤进行:(1)选取铝硅比为1.5~5或氧化铁重量含量为10~50%的铝土矿为原料,粉碎后置于密闭容器浸出,浸出时吹入氯化氢气体;(2)在浸出液中加入磷酸三丁酯和磺化煤油进行萃取,萃取后获得萃取相和萃余相;(3)将上述的氯化铝溶液与萃取相分离,然后将氯化铝溶液加热分解,热解温度为400~900℃,热解时间为5~60min,获得氯化铝和氯化氢气体。萃取相经反萃取后获得氯化铁溶液,热解获得氧化铁。本发明实现了低品位矿和高铁铝土矿的有效处理,资源利用率高,实现了铝、铁、硅等有价元素的综合利用;在浸出过程中采用连续喷吹方式加入氯化氢能够加大配矿量提供生产能力。
专利CN201110002674.1公开了一种从铝土矿中提取氧化铝的方法,适用于对不同品位、不同矿石矿物类型铝土矿中氧化铝的提取。该方法采用将破碎后的铝土矿与碳酸钠按一定比例混合研磨后,然后通过焙烧、循环浸取、沉淀过滤、碳分、助剂回收、洗涤和煅烧等步骤,获得高纯氧化铝。整个生产工艺过程中,产生的CO2以及所使用的助剂可回收并实现循环利用。该方法与拜耳法等现有其它各种生产氧化铝的方法相比,具有对铝土矿中的氧化铝品位要求低、铝硅比(A/S)要求低、矿物成分类型无限制,以及氧化铝提取率高、能耗低、工艺过程更加简捷、对设备无特殊要求和成本更低等优点,因此容易实现工业化。
专利CN201010591478.8公开了一种从低品位铝土矿中提取氧化铝的方法:取低品位铝土矿,磨细,加入硫酸铵溶液配制成生料浆,于400~450℃的温度下煅烧,煅烧后加热水溶出,溶出液中通入氨气,得硫酸铵溶液和氢氧化铝沉淀,沉淀煅烧后得氧化铝,本发明将硫酸铵配制成溶液与铝土矿混合,这样可以保证硫酸铵与铝土矿更充分的接触,将氧化铝的提取率提高至90%以上,同时本方法还可以加入高锰酸钾以析出溶出液中的铁,提高氧化铝的品质,将生产过程中产生的氨气和硫酸铵溶液分别净化和浓缩后可循环用于氧化铝生产工艺,实现资源的循环利用。
专利CN201010013633.8公开了一种从铝土矿(铝矾土)中提取氧化铝与硅胶的方法,该方法采取循环活化、浸取、碳分、碳酸钠及水回收、硅铝分离、热解、盐酸回收等步骤获取高纯度氧化铝,整个工艺过程中所产生的CO2以及提取过程中所使用的碱、酸和水均可回收并实现循环利用。本发明所述方法具有氧化铝提取率高、工艺过程简单,同时可获得高纯度硅胶,突破了传统铝土矿提取氧化铝产生大量废渣以及高成本除铁的技术难题。
专利CN201110091469.7涉及一种低品位铝土矿或高岭土类(铝硅土类)原料综合利用领域,特别涉及湿法加碱煅烧和铝、硅化合物的分离等工艺。该工艺是将粉磨的铝硅土类原料与适量强碱和水混合后,经烘干、煅烧活化处理,把煅烧料粉磨后,与适量的水一起加入反应池(反应釜)中,在适当的温度和时间条件下,溶解成NaAlO2、Na2SiO3溶液和少量固体,经过滤分离、调pH值等工艺,使Al(OH)3和H2SiO3析出,再经过滤、调pH值工艺,分离出AlCl3和H2SiO3,AlCl3可合成聚铝,H2SiO3则生产白炭黑。本发明可显著提高原料的溶出效率,提高聚铝的白度和产率,还能生产出高价值的白炭黑,降低热量消耗,具有巨大的经济和环境效益。
专利CN201110361918.5涉及到一种用高铁铝土矿生产氧化铝同时回收铁铝的工艺,该工艺是通过对高铁铝土矿进行预处理,然后根据铝土矿AL2O3的含量,A/S比的高低,选用选矿-拜耳法或常规拜耳法生产氧化铝,赤泥用磁选法回收铁。该法提高了铝土矿中AL2O3品位,提高氧化铝的溶出率;解决了铁的回收问题,铁的回收率达60%以上,同时可有效的回收铝和铁。本法适合含铁>10%,AL2O3>23%,A/S比>3,AL2O3+Fe2O3>60%的铝土矿的加工处理。对现有氧化铝生产线,因为AL2O3含量的提高,含泥量的减少,自然水和结晶水的除去,生产能力可提高25%以上,同时使铁的回收率从11%提高到70%,从而可大幅的降低生产成本。
综合上述,铝土矿提取化工产品的方法可划分为两类,一是酸浸溶出法,以提取铝土矿中酸溶物为主,提取产品的种类、最终目标产品类别则与尾矿化学组成、选择酸的种类及后续酸溶物处理工艺有关;二是烧结法,以提取铝为主,其技术与传统联合法类似,均是通过加碱焙烧使尾矿中的铝转化为可溶性盐后浸出为主,焙烧用碱以石灰、碳酸钠和氢氧化钠单用或复配使用。以上专利为低品位铝土矿或铝土矿选尾矿制备化工产品提供了新的技术方法,但存在溶出物回收率低或残渣量大等问题,为此,本发明提出铝土矿选尾矿高效回收铝铁同步制备高硅酸渣的方法,其技术特点是:尾矿不经热活化,干燥粉磨后直接加98%的硫酸成球,于固定床装置中在250~300℃焙烧0.5~1h,焙烧过程中直接从物料上部补加浓硫酸,酸雾经碱吸收后外排;焙烧物直接加洗液溶出酸溶物,铁、铝的收率可达99%和97%。虽然CN201210111184.X公开了一种硫酸熟化去除低品位铝土矿中钛铁的方法,该方法将细磨后的矿与浓硫酸按一定比例混合成浆状,100℃~300℃条件下进行焙烧30min~180min得到熟料;熟料加入到浓度为1mol/L~5mol/L的硫酸溶液中,按液固比为2~10︰1配料,于30℃~90℃下浸出10min~240min,经过滤分离、洗涤、干燥得除钛铁的铝土矿。该发明与本申请在焙烧温度、浸取时间和浸取液固比上有相似之处,但制样方式、焙烧过程及目的有本质区别,同时本发明获得了以氧化硅为主的酸浸渣,通过酸浸实现了硅的富集和除杂,便于酸浸渣回收硅或制备硅酸盐产品。
发明内容
本发明的目的在于克服现有技术的不足,而提供一种铝土矿选尾矿高效回收铝铁同步制备高硅酸渣的方法,通过酸浸实现了硅的富集和除杂,便于酸浸渣回收硅或制备硅酸盐产品。
本发明的技术方案包括如下步骤:
(1)将铝土矿尾矿干燥、粉磨至过100目筛筛余量<5%的粉磨尾矿,加入浓硫酸混合均匀并制成球体,然后加热至250~300℃焙烧,在焙烧的过程中不断地加入浓硫酸,保持浓硫酸液体不从铝土矿尾矿球体中流出的情况下缩短加酸时间,浓硫酸总的加入量是铝土矿尾矿中铝、铁氧化物理论耗酸量的1~1.4倍,在上述条件下焙烧0.5~1h;
(2)将步骤(1)中焙烧完毕后的铝土矿尾矿球体按固液比1:4~6加洗液浸出,浸出温度为80~90℃,浸出时间为0.8~1.2h,过滤后得到的滤液为酸浸初液,滤饼经过洗涤、过滤得到的滤渣为高硅酸渣,得到的洗液作为下次焙烧后的铝土矿尾矿球体的浸出液使用;铝土矿尾矿球体进行浸出时,第一次浸出由于没有得到洗液,采用清水浸出,之后则采用滤饼经过洗涤得到的洗液进行浸出。
(3)将酸浸初液用步骤(1)中干燥、粉磨后得到的粉磨尾矿中和至pH值为1.5~2,过滤后得到的滤液即为含硫酸铝、硫酸铁溶液。
所述铝土矿尾矿为铝土矿湿法选矿后的固体废弃物,化学成分包括Al2O3、SiO2和Fe2O3。
     所述步骤(1)中焙烧铝土矿尾矿球体产生的尾气经碱液吸收后排放。
所述浓硫酸是指浓度为98wt%的硫酸。
本发明与现有技术相比,具有如下优点和积极效果:
(1)直接用浓硫酸成球后焙烧,比浆态料更具操作性。
(2)用空气加热,在250~300℃焙烧时会产生酸雾,采用尾气碱吸收后排放,保证了尾气达标排放,特别适用于酸渣生产白炭黑工艺,可充分利用水玻璃吸收尾气中的酸雾。
(3)在焙烧过程中补加酸,一方面能保证酸浸酸用量,同时也为铝铁的高溶出率创造了条件。
(4)本发明对铝土矿尾矿铝铁含量无特殊要求,原料适应范围宽。
(5)尾矿经酸浸提铝铁后,硅得以富集,酸渣可广泛用作水泥添加剂、制备硅酸盐或白炭黑。
附图说明
图1是本发明流程示意图。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施方式,对本发明作进一步说明。
实施方式一:如图1所示,本实施例的铝土矿选尾矿高效回收铝铁同步制备高硅酸渣的方法为:
(1)将铝土矿尾矿干燥、粉磨至过100目筛筛余量<5%的粉磨尾矿,加入浓硫酸混合均匀并按尾矿粉与浓硫酸质量比1:1.2制成球体,然后加热至250℃焙烧,在焙烧的过程中不断地加入浓硫酸,保持浓硫酸液体不从铝土矿尾矿球体中流出的情况下缩短加酸时间,加酸时间共计为35min,浓硫酸总的加入量是铝土矿尾矿中铝、铁氧化物理论耗酸量的1.2倍,在上述条件下焙烧0.5h;铝土矿尾矿为铝土矿湿法选矿后的固体废弃物,铝土矿选尾矿中主要化学组成Al2O3、Fe2O3、SiO2、TiO2、MgO、CaO分别为:43.82% 、24.71%、26.79%、1.95%、0.78%,0.64%,灼失量为16.78%。焙烧铝土矿尾矿球体产生的尾气经碱液吸收后排放。
(2)将步骤(1)中焙烧完毕后的铝土矿尾矿球体按固液比1:5加清水浸出,浸出温度为80℃,浸出时间为1h,过滤后得到的滤液为酸浸初液,滤饼经过洗涤、过滤得到的滤渣为高硅酸渣,得到的洗液作为下次焙烧后的铝土矿尾矿球体的浸出液使用;高硅酸渣经充分洗涤后采用硅平衡计算铝、铁溶出率,得氧化铝溶出率为97.7%,氧化铁溶出率为99.2%
(3)将酸浸初液用步骤(1)中干燥、粉磨后得到的粉磨尾矿中和至pH值为1.5,过滤后得到的滤液即为含硫酸铝、硫酸铁溶液。经分析酸渣中氧化硅含量为92.3%,铝、铁、钛含量分别为1.72%、0.31%和0.15%,酸浸渣达到了富硅脱杂目的。
实施方式二:如图1所示,本实施例的铝土矿选尾矿高效回收铝铁同步制备高硅酸渣的方法为:
(1)将铝土矿尾矿干燥、粉磨至过100目筛筛余量<5%的粉磨尾矿,加入浓硫酸混合均匀并制成球体,然后加热至300℃焙烧,在焙烧的过程中不断地加入浓硫酸,保持浓硫酸液体不从铝土矿尾矿球体中流出的情况下缩短加酸时间,加酸时间共计为15min,浓硫酸总的加入量是铝土矿尾矿中铝、铁氧化物理论耗酸量的1倍,在上述条件下焙烧0.8h;铝土矿选尾矿中主要化学组成Al2O3、Fe2O3、SiO2、TiO2、MgO、CaO分别为:38.88% 、26.55%、31.89%、2.72%、0.88%,0.73%,灼失量为14.52%。焙烧铝土矿尾矿球体产生的尾气经碱液吸收后排放。
(2)将步骤(1)中焙烧完毕后的铝土矿尾矿球体按固液比1:4加实施例1得到的洗液浸出,浸出温度为90℃,浸出时间为1.2h,过滤后得到的滤液为酸浸初液,滤饼经过洗涤、过滤得到的滤渣为高硅酸渣,得到的洗液作为下次焙烧后的铝土矿尾矿球体的浸出液使用。高硅酸渣经充分洗涤后采用硅平衡计算铝、铁溶出率,得氧化铝溶出率为96.3%,氧化铁溶出率为99.5%
(3)将酸浸初液用步骤(1)中干燥、粉磨后得到的粉磨尾矿中和至pH值为2,过滤后得到的滤液即为含硫酸铝、硫酸铁溶液。经分析酸渣中氧化硅含量为93.7%,铝、铁、钛含量分别为2.12%、0.27%和0.56%,酸浸渣达到了富硅脱杂目的。
实施方式三:如图1所示,本实施例的铝土矿选尾矿高效回收铝铁同步制备高硅酸渣的方法为:
(1)将铝土矿尾矿干燥、粉磨至过100目筛筛余量<5%的粉磨尾矿,加入浓硫酸混合均匀并制成球体,然后加热至260℃焙烧,在焙烧的过程中不断地加入浓硫酸,保持浓硫酸液体不从铝土矿尾矿球体中流出的情况下缩短加酸时间,浓硫酸总的加入量是铝土矿尾矿中铝、铁氧化物理论耗酸量的1.4倍,在上述条件下焙烧1h;焙烧铝土矿尾矿球体产生的尾气经碱液吸收后排放。铝土矿选尾矿中主要化学组成Al2O3、Fe2O3、SiO2、TiO2、MgO、CaO分别为:43.82% 、24.71%、26.79%、1.95%、0.78%,0.64%,灼失量为16.78%。
(2)将步骤(1)中焙烧完毕后的铝土矿尾矿球体按固液比1: 6加洗液浸出,浸出温度为86℃,浸出时间为0.8h,过滤后得到的滤液为酸浸初液,滤饼经过洗涤、过滤得到的滤渣为高硅酸渣,得到的洗液作为下次焙烧后的铝土矿尾矿球体的浸出液使用;铝土矿尾矿球体进行浸出时,第一次浸出由于没有得到洗液,采用清水浸出,之后则采用滤饼经过洗涤得到的洗液进行浸出。高硅酸渣经充分洗涤后采用硅平衡计算铝、铁溶出率,得氧化铝溶出率为98.2%,氧化铁溶出率为99.7%。
(3)将酸浸初液用步骤(1)中干燥、粉磨后得到的粉磨尾矿中和至pH值为1.8,过滤后得到的滤液即为含硫酸铝、硫酸铁溶液。经分析酸渣中氧化硅含量为95.7%,铝、铁、钛含量分别为0.97%、0.22%和0.12%,实现了尾矿酸浸渣富硅脱杂目的。
实施方式四:如图1所示,本实施例的铝土矿选尾矿高效回收铝铁同步制备高硅酸渣的方法为:
(1)将铝土矿尾矿干燥、粉磨至过100目筛筛余量<5%的粉磨尾矿,加入浓硫酸混合均匀并制成球体,然后加热至265℃焙烧,在焙烧的过程中不断地加入浓硫酸,保持浓硫酸液体不从铝土矿尾矿球体中流出的情况下缩短加酸时间,加酸时间共计为30min,浓硫酸总的加入量是铝土矿尾矿中铝、铁氧化物理论耗酸量的1.4倍,在上述条件下焙烧1h;焙烧铝土矿尾矿球体产生的尾气经碱液吸收后排放。铝土矿选尾矿中主要化学组成Al2O3、Fe2O3、SiO2、TiO2、MgO、CaO分别为:38.88% 、26.55%、31.89%、2.72%、0.88%,0.73%,灼失量为14.52%。
(2)将步骤(1)中焙烧完毕后的铝土矿尾矿球体按固液比1: 6加洗液浸出,浸出温度为86℃,浸出时间为0.8h,过滤后得到的滤液为酸浸初液,滤饼经过洗涤、过滤得到的滤渣为高硅酸渣,得到的洗液作为下次焙烧后的铝土矿尾矿球体的浸出液使用。高硅酸渣经充分洗涤后采用硅平衡计算铝、铁溶出率,得氧化铝溶出率为96.3%,氧化铁溶出率为98.2%。
(3)将酸浸初液用步骤(1)中干燥、粉磨后得到的粉磨尾矿中和至pH值为1.8,过滤后得到的滤液即为含硫酸铝、硫酸铁溶液。经分析酸渣中氧化硅含量为91.3%,铝、铁、钛含量分别为2.32%、0.65%和0.87%,实现了尾矿酸浸渣富硅脱杂目的。
以上结合附图对本发明的具体实施方式作了详细说明,但是本发明并不限于上述实施方式,在本领域普通技术人员所具备的知识范围内,还可以在不脱离本发明宗旨的前提下作出各种变化。

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1、(10)申请公布号 CN 103421960 A (43)申请公布日 2013.12.04 CN 103421960 A *CN103421960A* (21)申请号 201310337625.2 (22)申请日 2013.08.06 C22B 21/00(2006.01) C22B 1/06(2006.01) C22B 3/08(2006.01) (71)申请人 昆明理工大学 地址 650093 云南省昆明市五华区学府路 253 号 (72)发明人 夏举佩 张召述 刘成龙 (54) 发明名称 一种铝土矿选尾矿回收铝铁同步制备高硅酸 渣的方法 (57) 摘要 本发明涉及一种铝土矿选尾矿高效回收。

2、铝铁 同步制备高硅酸渣的方法, 属于废弃物综合利用 和矿产资源加工技术领域。 将铝土矿尾矿干燥、 粉 磨, 加入浓硫酸混合均匀并制成球体, 然后加热焙 烧, 在焙烧的过程中不断地加入浓硫酸, 将焙烧完 毕后的铝土矿尾矿球体加洗液浸出, 过滤后得到 的滤液为酸浸初液, 滤饼经过洗涤、 过滤得到的滤 渣为高硅酸渣, 得到的洗液作为下次焙烧后的铝 土矿尾矿球体的浸出液使用 ; 将酸浸初液用粉磨 尾矿中和, 过滤后得到的滤液即为含硫酸铝、 硫酸 铁溶液。 该方法通过酸浸实现了硅的富集和除杂, 便于酸浸渣回收硅或制备硅酸盐产品。 (51)Int.Cl. 权利要求书 1 页 说明书 6 页 附图 1 页 。

3、(19)中华人民共和国国家知识产权局 (12)发明专利申请 权利要求书1页 说明书6页 附图1页 (10)申请公布号 CN 103421960 A CN 103421960 A *CN103421960A* 1/1 页 2 1. 一种铝土矿选尾矿高效回收铝铁同步制备高硅酸渣的方法, 其特征在于具体步骤包 括 : (1) 将铝土矿尾矿干燥、 粉磨至过100目筛筛余量5%的粉磨尾矿, 加入浓硫酸混合均 匀并制成球体, 然后加热至 250 300焙烧, 在焙烧的过程中不断地加入浓硫酸, 保持浓 硫酸液体不从铝土矿尾矿球体中流出的情况下缩短加酸时间, 浓硫酸总的加入量是铝土矿 尾矿中铝、 铁氧化物理论。

4、耗酸量的 1 1.4 倍, 在上述条件下焙烧 0.5 1h ; (2) 将步骤 (1) 中焙烧完毕后的铝土矿尾矿球体按固液比 1 : 4 6 加洗液浸出, 浸出 温度为 80 90, 浸出时间为 0.8 1.2h , 过滤后得到的滤液为酸浸初液, 滤饼经过洗 涤、 过滤得到的滤渣为高硅酸渣, 得到的洗液作为下次焙烧后的铝土矿尾矿球体的浸出液 使用 ; (3) 将酸浸初液用步骤 (1) 中干燥、 粉磨后得到的粉磨尾矿中和至 pH 值为 1.5 2, 过 滤后得到的滤液即为含硫酸铝、 硫酸铁溶液。 2. 根据权利要求 1 所述的铝土矿选尾矿高效回收铝铁同步制备高硅酸渣的方法, 其特 征在于 : 所。

5、述铝土矿尾矿为铝土矿湿法选矿后的固体废弃物, 化学成分包括 Al2O3、 SiO2和 Fe2O3。 权 利 要 求 书 CN 103421960 A 2 1/6 页 3 一种铝土矿选尾矿回收铝铁同步制备高硅酸渣的方法 技术领域 0001 本发明涉及一种铝土矿选尾矿回收铝铁同步制备高硅酸渣的方法, 属于废弃物综 合利用和矿产资源加工技术领域。 背景技术 0002 铝土矿是以三水铝石、 一水硬铝石等含水氧化铝矿物为主, 并含高岭石、 蛋白石、 赤铁矿等成分的多矿物混合物, 是提取铝、 制造耐火材料和高铝水泥的矿物原料, 化学式为 Al2O3nH2O, 主要用于生产氧化铝, 其用量占世界铝土矿总产量。

6、的 90% 以上。 0003 我国铝土矿绝大部分属于高铝、 高硅、 低铁的一水硬铝石型, 80以上的铝土矿铝 硅比在 5 8 之间, 因此不能采用较为经济的常规拜尔法生产氧化铝。根据我国铝土矿特 点, 普遍采用了碱石灰烧结法和混联法氧化铝生产工艺, 并取得了碱耗低和氧化铝收率高 的举世瞩目的成就, 对发展我国铝工业做出了重要贡献, 但与国外处理高品位铝土矿的常 规拜尔法相比, 存在生产能耗高、 工艺流程长、 建设投资大、 生产成本高、 产品质量差等缺 陷。因此, 为了提高我国氧化铝工业的市场竞争力, 合理地利用中低品位矿石资源, 提出了 “选矿一拜尔法生产氧化铝” 新工艺路线。 0004 在中。

7、低品位的铝土矿在选矿过程中, 尾矿产出占原矿 25左右, 主要化学组成为 SiO2、 Al2O3、 Fe2O3, 占尾矿质量的 80% 以上, 有的还含有较高的 TiO2, 其矿物组成与矿物形成 过程及周边地质条件有着密切联系。一方面, 这些堆存尾矿不仅占用土地, 亦会给周边环 境造成严重污染并埋下安全隐 ; 另一方面, 铝土矿选矿尾矿还含有大量有用资源, 铝硅比在 1.5 左右, 高于高岭土, 是一种具有很大开发利用价值的二次资源, 对其进行资源化利用研 究, 是提高选矿拜尔法科技竞争力、 提高资源利用率的重要途径。 0005 铝土矿选矿尾矿的利用途径是针对尾矿中的矿物结构和化学提出的, 主。

8、要应用途 径有 :(1) 生产建筑材料, 如用于生产双快型水泥, 生产人造石材、 低温陶瓷木材, 耐火材 料、 墙体材等 ;(2) 铝土矿选矿尾矿生产化工产品, 如用于生产复合吸水材料, 生产铝硅合 金, 生产硫酸铝、 聚合氯化铝等铝盐制品及 4A 沸石等 ;(3) 铝土矿选矿尾矿用作井下充填材 料, 如用于采空区回填 ;(4) 铝土矿选矿尾矿中有价组分的提取, 如提取铁金属, 氧化铝, 二 氧化硅, 二氧化钛。 这些利用途径在一定程度上解决了铝土矿选尾矿的资源利用问题, 但受 区域条件限制、 经济性制约或会产生比尾矿更严重的二次污染, 导致技术推广受限。 0006 提取化工产品是高附加值利用。

9、铝土矿选尾矿的主要方法, 亦是研究热点, 为此, 提 出了很多有颇具创新性的方法, 如 : 专利 CN200610035724.5 公开了利用铝土矿制备无铁硫酸铝和超细活性白炭黑的方 法, 其制备方法是将铝土矿粉碎、 磁选除去游离铁源, 然后与硫酸反应 ; 加入中、 高分子量多 官能度的二硫代氨基甲酸盐固相反应除去铁离子, 过滤, 滤液即为无铁硫酸铝。 滤渣分别用 碱性水溶液、 表面活性剂水溶液、 自来水洗至中性, 再和强碱反应后过滤, 将滤液、 无机酸和 活性粒子控制剂反应, 过滤、 水洗、 干燥得到超细活性白炭黑。该方法具有工艺简单、 成本 低廉、 适于工业化生产, 制备的硫酸铝铁含量小于。

10、 15ppm、 超细活性白炭黑的粒径为 0.5 说 明 书 CN 103421960 A 3 2/6 页 4 5um、 比表面积大于 200m2/g、 拉伸强度高于 17.0MPa、 附加值高等优点。 0007 专利 CN201210106278.8 涉及一种高铁铝土矿分步酸浸提取有价金属的方法, 本 发明的技术方案是以高铁铝土矿为原料, 使用分步酸浸法提取矿物中的多种有价金属元 素, 首先使用低浓度的硫酸低温浸出矿物中的钪、 镓和铁等元素, 含铝矿相进入一步浸出渣 中, 一步浸出液通过结晶得到硫酸铁, 第二步浸出使用经过除铁及补酸后的一步浸出液在 加压浸出条件下提取一步浸出渣中的铝, 二步浸。

11、出液经结晶制备硫酸铝产品, 结晶后的二 步浸出液返回一步浸出循环使用, 钪和镓等元素在浸出液中经多次循环富集后, 使用萃取 的方式分离, 得到钪和镓产品。本发明通过分步提取的方式实现了高铁铝土矿中有价元素 的综合利用、 酸和水的循环及废弃物的零排放。 0008 专利 CN201210102803.9 涉及一种利用低品位铝土矿酸浸制取氧化铝的方法, 将 低品位铝土矿研磨, 用浓硫酸浸出得硫酸铝溶液, 浓缩冷却析出硫酸铝结晶, 用盐酸溶解硫 酸铝, 然后通入 HCl 气体使溶液饱和, 得到 AlCl36H2O 晶体析出, AlCl36H2O 与氢氧化铵 溶液或液氨或碳酸氢铵溶液或碳酸铵溶液反应得到。

12、氢氧化铝和氯化铵溶液, 氢氧化铝经煅 烧得到氧化铝, 氯化铵经氧化镁置换得氨气和氯化镁, 氯化镁经水解得到氧化镁和盐酸循 环使用。 0009 专利 CN201110408488.8 涉及一种高效综合利用高铁铝土矿的方法, 步骤是 : 将高 铁铝土矿与盐酸混合, 混合后加入到压反应釜中, 加热反应 ; 反应降温后固液分离, 得到氯 化铝与氯化铁溶液和高硅渣 ; 溶液加入过量氢氧化钠碱液, 得到铝酸钠溶液和高铁渣, 电解 后得到氯气、 氢气、 氢氧化钠溶液和纯净铝酸钠溶液 ; 铝酸钠溶液引入晶种分解槽进行分解 后固液分离, 获得氢氧化铝产品和分解母液 ; 经分级后, 细颗粒做分解的晶种, 粗粒子洗。

13、涤 后经高温煅烧后获得冶金级氧化铝产品。该方法可使高铁铝土矿中氧化铝和铁有效浸出, 整个过程能耗低、 无废物产生, 完全实现绿色化生产, 有利于产业化。 0010 专利 CN201110164576.8 涉及一种利用铝土矿生产氧化铝的方法, 包括以下步骤 : (1) 将铝土矿破碎处理后, 加入还原助剂、 纯碱和石灰石进行配料得到混合生料 ;(2) 将混 合生料磨矿后加入到窑炉内进行高温烧成 ;(3) 高温烧成熟料进行溶出分离, 得到铝酸钠 溶液 ; 采用直接沉降法从高温烧成熟料中分离得到赤泥 ;(4) 铝酸钠溶液净化处理, 分解析 出氢氧化铝 ; 赤泥外排。本发明方法显著降低了熟料折合比, 提。

14、高熟料窑产能, 生产成本大 幅降低, 赤泥排放量减少了 50% 以上。本发明方法烧成温度较低, 硅的溶出率低, 粗液的硅 量指数有显著提升, 特别适合于高铁铝土矿的处理或者复杂多金属铝土矿的处理。 0011 专利 CN201010172151.7 涉及一种铝土矿酸法生产氧化铝的方法, 按以下步骤进 行 : (1) 选取铝硅比为 1.5 5 或氧化铁重量含量为 10 50的铝土矿为原料, 粉碎后置 于密闭容器浸出, 浸出时吹入氯化氢气体 ; (2) 在浸出液中加入磷酸三丁酯和磺化煤油进 行萃取, 萃取后获得萃取相和萃余相 ; (3) 将上述的氯化铝溶液与萃取相分离, 然后将氯化 铝溶液加热分解,。

15、 热解温度为 400 900, 热解时间为 5 60min, 获得氯化铝和氯化氢气 体。萃取相经反萃取后获得氯化铁溶液, 热解获得氧化铁。本发明实现了低品位矿和高铁 铝土矿的有效处理, 资源利用率高, 实现了铝、 铁、 硅等有价元素的综合利用 ; 在浸出过程中 采用连续喷吹方式加入氯化氢能够加大配矿量提供生产能力。 0012 专利 CN201110002674.1 公开了一种从铝土矿中提取氧化铝的方法, 适用于对不 同品位、 不同矿石矿物类型铝土矿中氧化铝的提取。该方法采用将破碎后的铝土矿与碳酸 说 明 书 CN 103421960 A 4 3/6 页 5 钠按一定比例混合研磨后, 然后通过焙。

16、烧、 循环浸取、 沉淀过滤、 碳分、 助剂回收、 洗涤和煅 烧等步骤, 获得高纯氧化铝。整个生产工艺过程中, 产生的 CO2以及所使用的助剂可回收并 实现循环利用。该方法与拜耳法等现有其它各种生产氧化铝的方法相比, 具有对铝土矿中 的氧化铝品位要求低、 铝硅比 (A/S) 要求低、 矿物成分类型无限制, 以及氧化铝提取率高、 能耗低、 工艺过程更加简捷、 对设备无特殊要求和成本更低等优点, 因此容易实现工业化。 0013 专利 CN201010591478.8 公开了一种从低品位铝土矿中提取氧化铝的方法 : 取低 品位铝土矿, 磨细, 加入硫酸铵溶液配制成生料浆, 于 400 450的温度下煅。

17、烧, 煅烧后加 热水溶出, 溶出液中通入氨气, 得硫酸铵溶液和氢氧化铝沉淀, 沉淀煅烧后得氧化铝, 本发 明将硫酸铵配制成溶液与铝土矿混合, 这样可以保证硫酸铵与铝土矿更充分的接触, 将氧 化铝的提取率提高至 90以上, 同时本方法还可以加入高锰酸钾以析出溶出液中的铁, 提 高氧化铝的品质, 将生产过程中产生的氨气和硫酸铵溶液分别净化和浓缩后可循环用于氧 化铝生产工艺, 实现资源的循环利用。 0014 专利 CN201010013633.8 公开了一种从铝土矿 ( 铝矾土 ) 中提取氧化铝与硅胶的 方法, 该方法采取循环活化、 浸取、 碳分、 碳酸钠及水回收、 硅铝分离、 热解、 盐酸回收等步。

18、骤 获取高纯度氧化铝, 整个工艺过程中所产生的 CO2以及提取过程中所使用的碱、 酸和水均可 回收并实现循环利用。 本发明所述方法具有氧化铝提取率高、 工艺过程简单, 同时可获得高 纯度硅胶, 突破了传统铝土矿提取氧化铝产生大量废渣以及高成本除铁的技术难题。 0015 专利 CN201110091469.7 涉及一种低品位铝土矿或高岭土类 ( 铝硅土类 ) 原料综 合利用领域, 特别涉及湿法加碱煅烧和铝、 硅化合物的分离等工艺。 该工艺是将粉磨的铝硅 土类原料与适量强碱和水混合后, 经烘干、 煅烧活化处理, 把煅烧料粉磨后, 与适量的水一 起加入反应池 ( 反应釜 ) 中, 在适当的温度和时间。

19、条件下, 溶解成 NaAlO2、 Na2SiO3溶液和少 量固体, 经过滤分离、 调 pH 值等工艺, 使 Al(OH)3和 H2SiO3析出, 再经过滤、 调 pH 值工艺, 分 离出 AlCl3和 H2SiO3, AlCl3可合成聚铝, H2SiO3则生产白炭黑。本发明可显著提高原料的溶 出效率, 提高聚铝的白度和产率, 还能生产出高价值的白炭黑, 降低热量消耗, 具有巨大的 经济和环境效益。 0016 专利 CN201110361918.5 涉及到一种用高铁铝土矿生产氧化铝同时回收铁铝的工 艺, 该工艺是通过对高铁铝土矿进行预处理, 然后根据铝土矿 AL2O3的含量, A/S 比的高低,。

20、 选用选矿 - 拜耳法或常规拜耳法生产氧化铝, 赤泥用磁选法回收铁。该法提高了铝土矿中 AL2O3品位, 提高氧化铝的溶出率 ; 解决了铁的回收问题, 铁的回收率达 60以上, 同时可有 效的回收铝和铁。本法适合含铁 10, AL2O3 23, A/S 比 3, AL2O3+Fe2O3 60的 铝土矿的加工处理。对现有氧化铝生产线, 因为 AL2O3 含量的提高, 含泥量的减少, 自然水 和结晶水的除去, 生产能力可提高 25以上, 同时使铁的回收率从 11提高到 70, 从而 可大幅的降低生产成本。 0017 综合上述, 铝土矿提取化工产品的方法可划分为两类, 一是酸浸溶出法, 以提取铝 土。

21、矿中酸溶物为主, 提取产品的种类、 最终目标产品类别则与尾矿化学组成、 选择酸的种类 及后续酸溶物处理工艺有关 ; 二是烧结法, 以提取铝为主, 其技术与传统联合法类似, 均是 通过加碱焙烧使尾矿中的铝转化为可溶性盐后浸出为主, 焙烧用碱以石灰、 碳酸钠和氢氧 化钠单用或复配使用。以上专利为低品位铝土矿或铝土矿选尾矿制备化工产品提供了新 的技术方法, 但存在溶出物回收率低或残渣量大等问题, 为此, 本发明提出铝土矿选尾矿高 说 明 书 CN 103421960 A 5 4/6 页 6 效回收铝铁同步制备高硅酸渣的方法, 其技术特点是 : 尾矿不经热活化, 干燥粉磨后直接加 98% 的硫酸成球,。

22、 于固定床装置中在 250 300焙烧 0.5 1h, 焙烧过程中直接从物料 上部补加浓硫酸, 酸雾经碱吸收后外排 ; 焙烧物直接加洗液溶出酸溶物, 铁、 铝的收率可达 99% 和 97%。虽然 CN201210111184.X 公开了一种硫酸熟化去除低品位铝土矿中钛铁的方 法, 该方法将细磨后的矿与浓硫酸按一定比例混合成浆状, 100 300条件下进行焙烧 30min 180min 得到熟料 ; 熟料加入到浓度为 1mol/L 5mol/L 的硫酸溶液中, 按液固比 为 2 10 1 配料, 于 30 90下浸出 10min 240min, 经过滤分离、 洗涤、 干燥得除钛 铁的铝土矿。 该。

23、发明与本申请在焙烧温度、 浸取时间和浸取液固比上有相似之处, 但制样方 式、 焙烧过程及目的有本质区别, 同时本发明获得了以氧化硅为主的酸浸渣, 通过酸浸实现 了硅的富集和除杂, 便于酸浸渣回收硅或制备硅酸盐产品。 发明内容 0018 本发明的目的在于克服现有技术的不足, 而提供一种铝土矿选尾矿高效回收铝铁 同步制备高硅酸渣的方法, 通过酸浸实现了硅的富集和除杂, 便于酸浸渣回收硅或制备硅 酸盐产品。 0019 本发明的技术方案包括如下步骤 : (1) 将铝土矿尾矿干燥、 粉磨至过100目筛筛余量5%的粉磨尾矿, 加入浓硫酸混合均 匀并制成球体, 然后加热至 250 300焙烧, 在焙烧的过程。

24、中不断地加入浓硫酸, 保持浓 硫酸液体不从铝土矿尾矿球体中流出的情况下缩短加酸时间, 浓硫酸总的加入量是铝土矿 尾矿中铝、 铁氧化物理论耗酸量的 1 1.4 倍, 在上述条件下焙烧 0.5 1h ; (2) 将步骤 (1) 中焙烧完毕后的铝土矿尾矿球体按固液比 1 : 4 6 加洗液浸出, 浸出温 度为 80 90, 浸出时间为 0.8 1.2h, 过滤后得到的滤液为酸浸初液, 滤饼经过洗涤、 过 滤得到的滤渣为高硅酸渣, 得到的洗液作为下次焙烧后的铝土矿尾矿球体的浸出液使用 ; 铝土矿尾矿球体进行浸出时, 第一次浸出由于没有得到洗液, 采用清水浸出, 之后则采用滤 饼经过洗涤得到的洗液进行浸。

25、出。 0020 (3) 将酸浸初液用步骤 (1) 中干燥、 粉磨后得到的粉磨尾矿中和至 pH 值为 1.5 2, 过滤后得到的滤液即为含硫酸铝、 硫酸铁溶液。 0021 所述铝土矿尾矿为铝土矿湿法选矿后的固体废弃物, 化学成分包括 Al2O3、 SiO2和 Fe2O3。 0022 所述步骤 (1) 中焙烧铝土矿尾矿球体产生的尾气经碱液吸收后排放。 0023 所述浓硫酸是指浓度为 98wt% 的硫酸。 0024 本发明与现有技术相比, 具有如下优点和积极效果 : (1) 直接用浓硫酸成球后焙烧, 比浆态料更具操作性。 0025 (2) 用空气加热, 在 250 300焙烧时会产生酸雾, 采用尾气。

26、碱吸收后排放, 保证 了尾气达标排放, 特别适用于酸渣生产白炭黑工艺, 可充分利用水玻璃吸收尾气中的酸雾。 0026 (3) 在焙烧过程中补加酸, 一方面能保证酸浸酸用量, 同时也为铝铁的高溶出率创 造了条件。 0027 (4) 本发明对铝土矿尾矿铝铁含量无特殊要求, 原料适应范围宽。 0028 (5) 尾矿经酸浸提铝铁后, 硅得以富集, 酸渣可广泛用作水泥添加剂、 制备硅酸盐 说 明 书 CN 103421960 A 6 5/6 页 7 或白炭黑。 附图说明 0029 图 1 是本发明流程示意图。 具体实施方式 0030 下面结合附图和具体实施方式, 对本发明作进一步说明。 0031 实施方。

27、式一 : 如图 1 所示, 本实施例的铝土矿选尾矿高效回收铝铁同步制备高硅 酸渣的方法为 : (1) 将铝土矿尾矿干燥、 粉磨至过 100 目筛筛余量 5% 的粉磨尾矿, 加入浓硫酸混合 均匀并按尾矿粉与浓硫酸质量比 1 : 1.2 制成球体, 然后加热至 250焙烧, 在焙烧的过程 中不断地加入浓硫酸, 保持浓硫酸液体不从铝土矿尾矿球体中流出的情况下缩短加酸时 间, 加酸时间共计为 35min, 浓硫酸总的加入量是铝土矿尾矿中铝、 铁氧化物理论耗酸量的 1.2 倍, 在上述条件下焙烧 0.5h ; 铝土矿尾矿为铝土矿湿法选矿后的固体废弃物, 铝土矿选 尾矿中主要化学组成 Al2O3、 Fe2。

28、O3、 SiO2、 TiO2、 MgO、 CaO 分别为 : 43.82% 、 24.71%、 26.79%、 1.95%、 0.78%, 0.64%, 灼失量为 16.78%。焙烧铝土矿尾矿球体产生的尾气经碱液吸收后排 放。 0032 (2) 将步骤 (1) 中焙烧完毕后的铝土矿尾矿球体按固液比 1 : 5 加清水浸出, 浸出温 度为 80, 浸出时间为 1h, 过滤后得到的滤液为酸浸初液, 滤饼经过洗涤、 过滤得到的滤渣 为高硅酸渣, 得到的洗液作为下次焙烧后的铝土矿尾矿球体的浸出液使用 ; 高硅酸渣经充 分洗涤后采用硅平衡计算铝、 铁溶出率, 得氧化铝溶出率为 97.7%, 氧化铁溶出率。

29、为 99.2% (3) 将酸浸初液用步骤 (1) 中干燥、 粉磨后得到的粉磨尾矿中和至 pH 值为 1.5, 过滤后 得到的滤液即为含硫酸铝、 硫酸铁溶液。经分析酸渣中氧化硅含量为 92.3%, 铝、 铁、 钛含量 分别为 1.72%、 0.31% 和 0.15%, 酸浸渣达到了富硅脱杂目的。 0033 实施方式二 : 如图 1 所示, 本实施例的铝土矿选尾矿高效回收铝铁同步制备高硅 酸渣的方法为 : (1) 将铝土矿尾矿干燥、 粉磨至过 100 目筛筛余量 5% 的粉磨尾矿, 加入浓硫酸混合 均匀并制成球体, 然后加热至 300焙烧, 在焙烧的过程中不断地加入浓硫酸, 保持浓硫酸 液体不从铝。

30、土矿尾矿球体中流出的情况下缩短加酸时间, 加酸时间共计为 15min, 浓硫酸总 的加入量是铝土矿尾矿中铝、 铁氧化物理论耗酸量的 1 倍, 在上述条件下焙烧 0.8h ; 铝土矿 选尾矿中主要化学组成 Al2O3、 Fe2O3、 SiO2、 TiO2、 MgO、 CaO 分别为 : 38.88% 、 26.55%、 31.89%、 2.72%、 0.88%, 0.73%, 灼失量为 14.52%。焙烧铝土矿尾矿球体产生的尾气经碱液吸收后排 放。 0034 (2) 将步骤 (1) 中焙烧完毕后的铝土矿尾矿球体按固液比 1 : 4 加实施例 1 得到的 洗液浸出, 浸出温度为 90, 浸出时间为。

31、 1.2h, 过滤后得到的滤液为酸浸初液, 滤饼经过洗 涤、 过滤得到的滤渣为高硅酸渣, 得到的洗液作为下次焙烧后的铝土矿尾矿球体的浸出液 使用。 高硅酸渣经充分洗涤后采用硅平衡计算铝、 铁溶出率, 得氧化铝溶出率为96.3%, 氧化 铁溶出率为 99.5% (3) 将酸浸初液用步骤 (1) 中干燥、 粉磨后得到的粉磨尾矿中和至 pH 值为 2, 过滤后得 说 明 书 CN 103421960 A 7 6/6 页 8 到的滤液即为含硫酸铝、 硫酸铁溶液。经分析酸渣中氧化硅含量为 93.7%, 铝、 铁、 钛含量分 别为 2.12%、 0.27% 和 0.56%, 酸浸渣达到了富硅脱杂目的。 0。

32、035 实施方式三 : 如图 1 所示, 本实施例的铝土矿选尾矿高效回收铝铁同步制备高硅 酸渣的方法为 : (1) 将铝土矿尾矿干燥、 粉磨至过100目筛筛余量5%的粉磨尾矿, 加入浓硫酸混合均 匀并制成球体, 然后加热至 260焙烧, 在焙烧的过程中不断地加入浓硫酸, 保持浓硫酸液 体不从铝土矿尾矿球体中流出的情况下缩短加酸时间, 浓硫酸总的加入量是铝土矿尾矿中 铝、 铁氧化物理论耗酸量的 1.4 倍, 在上述条件下焙烧 1h ; 焙烧铝土矿尾矿球体产生的尾气 经碱液吸收后排放。铝土矿选尾矿中主要化学组成 Al2O3、 Fe2O3、 SiO2、 TiO2、 MgO、 CaO 分别 为 : 4。

33、3.82% 、 24.71%、 26.79%、 1.95%、 0.78%, 0.64%, 灼失量为 16.78%。 0036 (2) 将步骤 (1) 中焙烧完毕后的铝土矿尾矿球体按固液比 1 : 6 加洗液浸出, 浸出 温度为 86, 浸出时间为 0.8h, 过滤后得到的滤液为酸浸初液, 滤饼经过洗涤、 过滤得到的 滤渣为高硅酸渣, 得到的洗液作为下次焙烧后的铝土矿尾矿球体的浸出液使用 ; 铝土矿尾 矿球体进行浸出时, 第一次浸出由于没有得到洗液, 采用清水浸出, 之后则采用滤饼经过洗 涤得到的洗液进行浸出。 高硅酸渣经充分洗涤后采用硅平衡计算铝、 铁溶出率, 得氧化铝溶 出率为 98.2%,。

34、 氧化铁溶出率为 99.7%。 0037 (3) 将酸浸初液用步骤 (1) 中干燥、 粉磨后得到的粉磨尾矿中和至 pH 值为 1.8, 过 滤后得到的滤液即为含硫酸铝、 硫酸铁溶液。经分析酸渣中氧化硅含量为 95.7%, 铝、 铁、 钛 含量分别为 0.97%、 0.22% 和 0.12%, 实现了尾矿酸浸渣富硅脱杂目的。 0038 实施方式四 : 如图 1 所示, 本实施例的铝土矿选尾矿高效回收铝铁同步制备高硅 酸渣的方法为 : (1) 将铝土矿尾矿干燥、 粉磨至过 100 目筛筛余量 5% 的粉磨尾矿, 加入浓硫酸混合 均匀并制成球体, 然后加热至 265焙烧, 在焙烧的过程中不断地加入浓。

35、硫酸, 保持浓硫酸 液体不从铝土矿尾矿球体中流出的情况下缩短加酸时间, 加酸时间共计为 30min, 浓硫酸 总的加入量是铝土矿尾矿中铝、 铁氧化物理论耗酸量的 1.4 倍, 在上述条件下焙烧 1h ; 焙 烧铝土矿尾矿球体产生的尾气经碱液吸收后排放。铝土矿选尾矿中主要化学组成 Al2O3、 Fe2O3、 SiO2、 TiO2、 MgO、 CaO 分别为 : 38.88% 、 26.55%、 31.89%、 2.72%、 0.88%, 0.73%, 灼失量为 14.52%。 0039 (2) 将步骤 (1) 中焙烧完毕后的铝土矿尾矿球体按固液比 1 : 6 加洗液浸出, 浸 出温度为 86, 。

36、浸出时间为 0.8h, 过滤后得到的滤液为酸浸初液, 滤饼经过洗涤、 过滤得到 的滤渣为高硅酸渣, 得到的洗液作为下次焙烧后的铝土矿尾矿球体的浸出液使用。高硅酸 渣经充分洗涤后采用硅平衡计算铝、 铁溶出率, 得氧化铝溶出率为 96.3%, 氧化铁溶出率为 98.2%。 0040 (3) 将酸浸初液用步骤 (1) 中干燥、 粉磨后得到的粉磨尾矿中和至 pH 值为 1.8, 过 滤后得到的滤液即为含硫酸铝、 硫酸铁溶液。经分析酸渣中氧化硅含量为 91.3%, 铝、 铁、 钛 含量分别为 2.32%、 0.65% 和 0.87%, 实现了尾矿酸浸渣富硅脱杂目的。 0041 以上结合附图对本发明的具体实施方式作了详细说明, 但是本发明并不限于上述 实施方式, 在本领域普通技术人员所具备的知识范围内, 还可以在不脱离本发明宗旨的前 提下作出各种变化。 说 明 书 CN 103421960 A 8 1/1 页 9 图 1 说 明 书 附 图 CN 103421960 A 9 。

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