铝土矿脱硅常用方法

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铝土矿脱硅工艺技术模型

铝土矿脱硅工艺技术模型

铝土矿脱硅工艺技术模型【摘要】简述了氧化铝生产工艺、反浮选脱硅技术,介绍了脱硅工艺模型的设计及原理,对未来的发展进行了展望。

【关键词】铝土矿;浮选;脱硅;模型1、前言铝土矿是氧化铝工业的基本原料,我国铝土矿资源储量丰富,预计资源总储量可达近35亿吨以上。

而我国铝土矿绝大部分属于高铝、高硅、矿物成分复杂的一水硬铝石。

2、氧化铝生产工艺目前,我国氧化铝工业多采用拜耳法和烧结法的结合。

首先,用碱液与矿石中的氧化铝反应生产铝酸钠,其溶于碱溶液后成为铝酸钠溶液;其次,铝酸钠溶液通过加晶、搅拌、分解等方法,使溶液中的氧化铝以Al(OH)3状态结晶析出;第三,氢氧化铝通过焙烧获得氧化铝。

在此过程中,矿石所含的杂质及大部分硅的化合物以固体形式存在进入赤泥,而赤泥和低品位矿石则采用烧结法生成氧化铝。

由此可见,该工艺存着投资大、能耗高、工艺长等缺点。

因此,预先脱除矿石中的部分SiO2,使矿石的A/S满足拜耳法生产要求,可节约成本、提高矿石综合利用率。

3、反浮选化学脱硅技术简述由于铝土矿中硅矿物的含量远远低于一水硬铝石或三水铝石的含量,为了有效的脱去铝土矿中的SiO2,提高A/S比,满足拜耳法生产要求,依据“浮少抑多”的原则,现多采用反浮选工艺进行脱硅处理,即抑制一水硬铝石,浮选铝硅酸盐矿物。

该工艺具有以下特点:(1)由于硅酸盐矿物的硬度较低,易于研磨,可以在一水硬铝石粒度较粗的状态下进行浮选分离,这样,不仅降低了磨矿能耗,而且可以获得相对较粗的一水硬铝石精矿粒度,使得产物的水分含量明显下降;(2)浮选中的含硅上浮矿物产率较小,药剂使用量低,可降低成本,同时可避免捕收剂等进入精矿,从而减轻或避免有机物在拜耳法过程中的积累,也有利于其降低水分;(3)容易脱除含硅矿物,在一定程度上减小了氧化铝生产过程中管道上硅渣结疤的问题;(4)便于尾矿处理与综合利用。

4、脱硅实验及控制模型建立为了寻找影响铝土矿脱硅的主要因素,通过对矿物的浮选、溶出实验,同时,利用化学多元素分析等手段研究原矿的结构及性质,最后通过对铝土矿预脱硅进行机理研究,特建立脱硅体系控制模型。

低品位铝土矿石脱硅技术现状及前景

低品位铝土矿石脱硅技术现状及前景

低品位铝土矿石脱硅技术现状及前景作者:高振国来源:《中国化工贸易·上旬刊》2020年第02期摘要:本文介绍了低品位铝土矿石脱硅的方法及发展状况,并对未来发展趋势进行了分析。

关键词:氧化铝;铝土矿;选矿;脱硅我国铝土矿多为一水硬铝石型,其特点是:铝高硅高,铝硅比低,同时氧化铁的含量较低。

氧化铝的生产过程,其实就是铝、硅元素的分离,即脱硅。

实践证明,矿石中的SiO2的含量每增加1%,处理每吨矿石就需要多消耗6.7kg的碱液。

为降低拜耳法生产过程中原料的消耗和铝的损失,必须对铝土矿进行脱硅处理,提高铝硅比(A/S),以满足生产需求。

1 铝土矿选矿脱硅的主要方法及发展状况1.1 化学选矿法在一定的环境温度条件下,含硅矿物通过加入碱液等物质,经过化学反应,使SiO2最先析出进入溶液,而留在溶液中的含铝矿物通过固液分离得到铝精矿。

1.1.1 焙烧--氢氧化钠溶出脱硅法该工艺是针对与铝土矿物共生的含硅矿石(高岭石)而采用的一种最佳的脱硅方法。

通过高温焙烧,使矿物分解为Al2O3和SiO2,然后经过加入碱液,使SiO2最先得到溶解,最后通过固液分离得到高铝硅比的精矿。

1.1.2 氢氧化钠直接溶出脱硅法根据在不同的温度条件时,各种矿物的溶解性及水合铝硅酸钠与一水硬铝石存在物理差异性质,通过分选、溢流、回收、分选等方法而達到脱硅的目的。

该方法可将矿石的铝硅比由2.37提高到8.7-9.7之间,从而可获得优质精矿。

1.2 生物脱硅法铝土矿生物脱硅是利用某些硅酸盐细菌能够溶解铝硅酸盐矿物的特性,使铝土矿在特定微生物的作用下将矿物中的含铝化合物与含硅矿物分离,从而达到脱硅的效果,其处理对象主要为矿山尾矿、废石及低品位难处理铝土矿等。

但由于其脱硅速度慢、周期长、条件要求苛刻等客观因素的制约,使得该方法还停留在实验室研究阶段,很难应用于工业生产实践。

1.3 物理选矿法在保证矿物性质不发生改变前提下,通过物理方法尽可能多的除去含硅矿物等杂质,降低矿石中SiO2的含量,达到脱硅的目的。

常压下高浓度NaOH 浸取铝土矿预脱硅

常压下高浓度NaOH 浸取铝土矿预脱硅

2007 年10月 The Chinese Journal of Process Engineering Oct. 2007收稿日期:2006−12−25,修回日期:2007−04−18基金项目:国家自然科学基金资助项目(编号:0303011134)作者简介:杨波(1983−),女,河北省保定市人,硕士研究生,环境工程专业;张亦飞,通讯联系人,E-mail: yfzhang@.常压下高浓度NaOH 浸取铝土矿预脱硅杨 波1,2, 王京刚1, 张亦飞2, 张 懿2(1. 北京化工大学化学工程学院,北京 100029;2. 中国科学院过程工程研究所,北京 100080)摘 要:探讨了常压下高浓度NaOH 浸取铝土矿的预脱硅过程中初始NaOH 浓度、反应温度、浸出时间和碱矿比等因素对氧化铝、氧化硅浸出率及剩余固相中铝硅比的影响,并得出动力学方程. 结果表明,在50% NaOH 溶液、碱矿比2.5及135℃浸出时,反应时间5~20 min 内,可使铝土矿铝硅比由7.6提高到12以上,从而满足拜尔法生产氧化铝对铝土矿的品位要求. 用此方法处理铝土矿预脱硅,可以免去物理选矿环节,与其他化学选矿方法相比,具有节能降耗的优点,同时提高铝土矿品位,为中低品位铝土矿的开发利用开辟了一条新途径. 关键词:预脱硅;铝土矿;亚熔盐;浸出中图分类号:TF111.31 文献标识码:A 文章编号:1009−606X(2007)05−0922−061 前 言氧化铝的工业生产方法主要有拜尔法、联合法和烧结法. 不同的生产方法要求的铝土矿品位不同,而铝土矿中的含硅矿物是氧化铝生产最主要的杂质,铝土矿的铝硅比(A/S)在氧化铝生产中是一项很重要的指标,它关系到设备的生产能力、氧化铝回收率和原材料消耗量等. 拜尔法要求铝土矿的A/S >8~10,联合法要求5~7,烧结法则可处理A/S =3.5~5.0的铝土矿. 我国铝土矿98%以上是含硅量高的一水硬铝石型铝土矿,目前国内使用这种铝土矿进行氧化铝工业生产,一般采用烧结法或混联法生产工艺,比拜尔法工艺流程长、能耗大、成本高,而且产出赤泥量多,对环境造成的影响比较严重[1]. 因此,预先脱除矿石中部分SiO 2,提高铝土矿的铝硅比,不仅可以改善溶出与脱硅条件,而且有助于节省生产成本[2]. 与石灰拜尔法[3]或选矿拜尔法[4]相比,铝土矿预脱硅−拜尔法具有原料利用率高、介质可循环利用的特点. 但在传统拜尔法流程中,工艺碱液的浓度较低,用于预脱硅的效果难以达到对中低品位铝土矿预脱硅的要求.在铝土矿化学脱硅的研究中,主要用NaOH 浓度低于20%的稀碱溶液处理,常见的方法有焙烧−氢氧化钠溶出脱硅和氢氧化钠直接溶出−分选脱硅法[5−8]. 这些方法由于焙烧工序的存在和使用较高液固比处理矿物,能耗和碱耗较大,使之对工业应用提出了经济上的难题. 在亚熔盐氧化铝清洁生产工艺[9,10]中存在NaOH 浓度较高的工艺物流,可用于铝土矿的预脱硅后循环利用[11−13]. 本工作在常压下采用高浓强碱直接浸取铝土矿的脱硅方法,可以免去物理选矿环节,与其他化学选矿方法相比,具有节能降耗的优点,同时提高铝土矿品位. 其原理是根据一水硬铝石和高岭石在不同反应条件下的溶解特性实现脱硅. 通过实验,初步研究了碱液初始浓度、反应温度、反应时间和碱矿比等因素对铝土矿脱硅的影响及反应动力学特性.2 实 验2.1 主要原料与仪器主要原料:氢氧化钠,AR ;盐酸,AR ;去离子水;铝土矿为河南矿,其化学成分经元素分析结果如表1所示,矿物组成经分析表明主要为一水硬铝石、高岭石和二氧化钛.表1 铝土矿化学成份Table 1 Chemical composition of bauxite oreComponent Al 2O 3 SiO 2 Fe 2O 3CaO TiO 2Loss of weight in ignitionAl 2O 3/SiO 2 Content (%, ω) 64.07 8.43 5.63 1.232.7413.227.60成分分析采用岛津ICPQ-100型等离子体光量计及其配件CTM-50型单色扫描仪组成的电感耦合等离子发光分光分析(ICP-AES 分析)装置.晶相分析采用D/Max-IIIC 全自动X 粉晶衍射仪(Philips),5o /min ,全扫描.反应器由不锈钢制成,自带加热套,通过KWT 型可控硅温度控制器控温,用镍铬−镍硅热电耦测温,温控精度为±2℃,反应器上装有搅拌装置和回流冷凝管,其接口处、采样口以及釜盖均采取密封措施,利用取样勺取样. 实验装置如图1所示.1图1 实验装置图Fig.1 Schematic diagram of experimental apparatus2.2 实验方法称取一定量分析纯氢氧化钠放入反应釜中,加去离子水至设定浓度,开通回流冷凝管中的冷却水,并开始搅拌. 将反应釜升温到设定温度,待体系温度恒定后,按一定的碱矿比(NaOH 与铝土矿的质量比)加入铝土矿,即反应开始计时. 定时取样,样品经骤冷、称重后用15% NaOH 溶液稀释,过滤、洗涤,滤液由盐酸溶液中和,再定容、稀释,用ICP −AES 分析其铝、硅含量. 3 结果与讨论3.1 NaOH 初始浓度的影响实验选取与亚熔盐溶出过程相适应的NaOH 浓度(33%~50%, ω),为使高岭石与碱液充分反应,令反应温度为105℃,碱矿比2.5. 不同NaOH 初始浓度对Al 2O 3, SiO 2的溶出率以及渣相中A/S 的影响见图2.图2 碱液浓度对氧化铝、氧化硅浸出率及剩余固相中A/S 的影响Fig.2 Effect of NaOH concentration on Al 2O 3 and SiO 2 leaching rates, and ratio of Al 2O 3 to SiO 2 in solid residue with time由图可知,NaOH 初始浓度越高,Al 2O 3, SiO 2的溶出率和渣相的A/S 越高,这是由于碱液浓度的增高使体系中OH −离子的活度增大,使其与一水硬铝石和高岭石等矿物的反应更加充分. 另外,Al 2O 3, SiO 2的溶出率和渣相的A/S 在反应过程中分别具有一个最高点(约10~20 min 处),其后均有下降趋势,这是因为体系中同时进行如下反应:n SiO 2(非晶质)+2NaOH →Na 2O·n SiO 2+H 2O,Al 2O 3+2NaOH →2NaAlO 2+H 2O,Na 2O·n SiO 2+2NaAlO 2+H 2O →Na 2O·Al 2O 3·n SiO 2·H 2O+NaOH.生成的水合铝硅酸钠存在其不稳定形态的溶解过程和稳定形态的析出过程[14,15]. 引入不稳定形态和稳定形态概念是由于水合铝硅酸钠的组成、结构和性质与生成条件(温度、溶液浓度和αK 等)有关. 脱硅溶出过程中最怕出现这种铝工业中常见的“二次沉淀”反应,即如果溶液中有足够浓度的Al 2O 3,则水合铝硅酸钠结晶沉淀物会立即产生,这样会大幅降低溶液中的SiO 2浓度,在研究过程中应尽可能减少这种“脱硅副反应”的影响. 3.2 温度的影响在NaOH 初始浓度为50%、碱矿比为2.5的条件下,考察了反应温度对Al 2O 3, SiO 2浸出率和剩余固相中A/S 的影响. 为了尽量不破坏一水硬铝石的晶格结构而充分溶出高岭石等含硅矿物,在大量预实验的基础上,选取温度范围为110~135℃.在不同反应温度时Al 2O 3, SiO 2浸出率和剩余固相中A/S 随时间的变化趋势如图3所示. 由图3(a)可知,温度越高,Al 2O 3的溶出率越大,并且在此温度范围内,Al 2O 3的溶出率受温度影响比受NaOH 初始浓度影响大. 135℃时Al 2O 3的溶出率与110和120℃时相比增长幅度1. Speed controller2. Motor3. Reflux condenser4. Outlet5. Thermocouple6. Temperature controller7. Stirrer50100150200250012345A l 2O 3 l e a c h i n g r a t e (%)Time (min)05010015020025089101112A l /S i i n s o l i d r e s i d u eTime (min)501001502002500510152025303540S i O 2 l e a c h i n g r a t e (%)Time (min)较大,在反应80和240 min 时分别达到16.3%和25.4%,说明在此温度和碱液浓度条件下,随着反应时间的延长,已经有部分一水硬铝石被溶出. 由图3(b)可以看出,在反应前80 min ,温度越高,SiO 2的溶出率越高,温度的提高对SiO 2的溶出率具有促进作用. 但在80 min 以后,由于体系中Al 2O 3浓度的大幅度增高,体系中存在相对较高浓度的Al 2O 3,使SiO 2溶解度骤然降低,导致135℃时SiO 2的溶出率在120 min 之后比110和120℃时还低. 如图3(c)所示,剩余固相中A/S 随时间的变化趋势与SiO 2溶出率的变化趋势相似,但反应温度为135℃时,在5~20 min 内剩余固相中A/S 的值达12以上,所得精矿的A/S 较理想.图3 温度对氧化铝、氧化硅浸出率及剩余固相中A/S 的影响Fig.3 Effect of temperature on Al 2O 3 and SiO 2 leaching rates, and ratio of Al 2O 3 to SiO 2 (A/S) in solid residue with time图4 碱矿比对氧化铝、氧化硅浸出率及剩余固相中A/S 的影响Fig.4 Effect of the ratio of alkali to ore on Al 2O 3 and SiO 2 leaching rates, and ratio of Al 2O 3 to SiO 2 (A/S) in solid residue with time3.3 碱矿比的影响溶出时的碱矿比应按矿石中SiO 2含量、溶出温度及碱液浓度和苛性比,对照Na 2O −Al 2O 3−SiO 2−H 2O 系相图[16]确定. 由相图可知,一定量Al 2O 3的存在会影响SiO 2的溶解度,不利于SiO 2的溶出,因此碱矿比不宜过小,但碱矿比过大必然导致碱循环量增大. 在一系列预实验的基础上,选择反应的碱矿比在2.5左右,并比较了NaOH 初始浓度为50%、反应温度135℃、碱矿比为2和2.5时的Al 2O 3, SiO 2溶出率及渣相A/S 随时间的变化趋势,见图4.如图4(a)所示,碱矿比为2.5时Al 2O 3的溶出率均略高于碱矿比2时的溶出率,且随着时间延长,二者整体呈上升趋势. 如图4(b)所示,反应进行初期,铝土矿中SiO 2的溶出率较高,反应20 min 后,由于铝硅酸钠的沉淀作用,SiO 2的溶出率开始下降,且在反应的前一阶段碱矿比为2.5时SiO 2的溶出率略高于碱矿比2时的溶出率. 直到反应时间为180 min 以后,由于碱矿比为2.5时体系中Al 2O 3浓度较高,引起SiO 2溶解度的降低,导致SiO 2溶出率降低幅度较大,使碱矿比为2.5时SiO 2的溶出率低于碱矿比为2时SiO 2的溶出率. 如图4(c)所示,固相A/S 随时间的变化趋势与SiO 2溶出率的变化趋势相似. 同时可以看到,由于在此反应条件下脱硅反应快速,当碱矿比为2.5时,将反应时间控制在20 min 内,固相A/S 可以达到12以上,使得到的精矿很好地符合后续工艺的要求,因此不必增大碱矿比以避免碱液循环量的增大及循环效率的降低.501001502002500510152025A l 2O 3 l e a c h i n g r a t e (%)Time (min)501001502002500510152025A l 2O 3 l e a c h i n g r a t e (%)Time (min)50100150200250789101112A /S i n s o l i d r e s i d u eTime (min)50100150200250051015202530354045S i O 2 l e a c h i n g r a t e (%)Time (min)050100150200250681012A /S i n s o l i d r e s i d u eTime (min)5010015020025001020304050S i O 2 l e a c h i n g r a t e (%)Time (min)3.4 浸出时间的影响由于在一定的反应时间内,体系中SiO 2溶出率和渣相A/S 均随温度和NaOH 初始浓度的升高而增大,因此,考察了反应条件为135℃,NaOH 初始浓度50%,碱矿比2.5时,反应时间对Al 2O 3和SiO 2浸出率的影响,见图5.如图所示,在保证铝土矿与碱液充分接触的情况下,二者一经混合即发生剧烈反应,有大量SiO 2被溶出,而此时Al 2O 3的溶出速度缓慢. 这是由于在此反应条件下,短时间内铝土矿的主要成分一水硬铝石的晶格结构不会被破坏,而主要含硅矿物高岭石可以与碱液充分反应,预脱硅反应为快速反应.图5 浸出时间对氧化铝和氧化硅浸出率的影响Fig.5 Effect of leaching time on Al 2O 3 and SiO 2 leaching rates图6为原矿及相同反应条件下反应时间20 min 时渣相的X 射线衍射图. 由图可知,经处理后,高岭石峰完全消失,说明高岭石反应完全. 随着时间的延长,Al 2O 3的浸出率逐渐升高而SiO 2的溶出率逐渐降低. 因图6 反应20 min 剩余固相的XRD 图Fig.6 XRD patterns of bauxite ore before and after20 min treatment此,在应用此方法进行铝土矿预脱硅时,为了抑制“二次沉淀”作用,应严格控制反应时间. 在反应的前20 min 内,可以较好地保证SiO 2的高溶出率和Al 2O 3的低溶出率,Al 2O 3回收率维持在93%以上,并且固相残渣的A/S 可达到12,脱硅效果较好. 3.5 脱硅动力学 3.5.1 动力学表征方法利用等高切面法[17]来确定表观活化能,容易推知:ln(t 1/t 2)=ln(k 2/k 1)=(E /R )(T 1−1−T 2−1), (1)或 ∆ln t =(E /R )∆T −1. (2) 式中,t 为脱硅时间(s),R 为气体常数,8.314 J/(mol·K),T 为脱硅温度,以ln t −T −1作图,即可求得脱硅反应的表观活化能E .若浸出剂大大过量,即C 0>>∆C ,可近似认为脱硅过程中C 不变,可得0ln ln t n C ∆=−∆, (3)式中,n 为表观级数,C 0为反应物初始浓度(mol/L). 以ln t −ln C 0作图,即可求得表观级数.按切线法求出某温度下的初始浸出速率,利用公式/e [OH ]E RT n r A S −−=, (4)解出系数A ,即可求得动力学方程,其中S 为矿物表面积(m 2),r 为SiO 2浸出速率(mol/s). 3.5.2 动力学研究结果根据上述动力学研究方法,采用图3(b)中第5 min 的3次重复实验数据的平均值,利用等高切面法可得出计算反应表观活化能所用数据,见表2.依据表2,以ln t −T −1作图,如图7所示. 由式(2)已知,图中拟合斜率乘以R 即为表观活化能值,以此得出本研究采用的铝土矿的快速预脱硅反应的表观活化能为23.4 kJ/mol.同理,由图2(b)的相应数据利用等高切面法可得出计算反应表观级数所用数据,见表3.依据表3以ln t −ln C 0作图,如图8所示. 由式(3)已知,图中拟合斜率的相反数即为表观级数值,由此得到本铝土矿快速预脱硅反应的表观级数为0.9.利用式(4)可求得本研究所用的铝土矿快速脱硅反应的动力学方程为()230.91.2210exp 23.410[OH ]−−⎡⎤=×−×⎣⎦r RT . (5)501001502002501015202530354045L e a c h i n g r a t e (%)Time (min)204060800300060009000120001500018000Before treatment DDDDDD DA DA K DD DDD DD DI n t e n s i t y (C o u n t s )2θ (o)KDAfter treatmentK. Kaolinite D. Diaspore A. TiO 2表2 计算铝土矿脱硅反应表观活化能所用数据 Table 2 Data for calculation of apparent activation energySiO 2 leaching rate 25% SiO 2 leaching rate 20% SiO 2 leaching rate 15%Temperature (K) T −1 (×10−3 K −1) Reaction time, t (min) ln t Reaction time, t (min) ln t Reaction time, t (min) ln t 383.15 2.61 4.57 1.52 3.67 1.30 2.75 1.01 393.15 2.54 3.56 1.27 2.83 1.04 2.14 0.76 408.15 2.45 2.91 1.07 2.34 0.85 1.75 0.56表3 计算铝土矿脱硅反应表观级数所用数据Table 3 Data for calculation of reaction orderSiO 2 leaching rate 25% SiO 2 leaching rate 20% SiO 2 leaching rate 15%Initial concentration of NaOH, C 0 (mol/L) ln C 0Reaction time, t (min)ln t Reaction time, t (min) ln t Reaction time, t (min) ln t8.25 2.11 4.95 1.60 3.97 1.38 2.97 1.09 9.97 2.30 3.97 1.38 3.16 1.15 2.36 0.86 12.6 2.53 3.39 1.22 2.72 1.00 2.03 0.71图7 铝土矿脱硅反应表观活化能图8 铝土矿脱硅反应表观级数Fig.7 Apparent activation energy of desiliconization of bauxite ore Fig.8 Reaction order of desiliconization of bauxite ore4 结 论(1) 通过浸出实验的比较,得出在常压下利用高浓度的NaOH 溶液采用直接浸取方法对铝土矿进行预脱硅处理的优化条件为:NaOH 溶液浓度50%,碱矿比2.5,浸出温度135℃.(2) 应用此方法进行铝土矿预脱硅是快速反应,预脱硅时间应控制在5~20 min 内,脱硅效果比较理想,所得精矿的铝硅比可达12以上.(3) 确定了铝土矿快速预脱硅反应的表观活化能为23.4 kJ/mol ,反应级数为0.9,脱硅动力学方程为()230.91.2210exp 23.410[OH ]−−⎡⎤=×−×⎣⎦r RT .(4) 用高浓度NaOH 进行铝土矿预脱硅有望使生产成本大大降低. 一方面,此过程为常压下操作,蒸汽能耗低;另一方面,由于在亚熔盐法生产铝土矿工艺中可循环使用的高浓氢氧化钠物流的存在,相当于将铝土矿原矿直接进入工艺流程,免去物理选矿及单独的化学选矿工序,缩短了整体氧化铝生产流程,为解决目前我国氧化铝生产流程复杂、能耗偏高问题开辟了一条新路.参考文献:[1] 蒋昊,李光辉,胡岳华. 铝土矿的铝硅分离 [J]. 国外金属矿选矿,2001, (5): 24−29.[2] 杨重愚. 氧化铝生产工艺学,修订版 [M]. 北京:冶金工业出版社,1993. 25−38.[3] 付高峰,田福泉,权昆. 中低品位铝土矿石灰拜耳法溶出的研究[J]. 东北大学学报(自然科学版), 2005, 26(11): 1093−1095. 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Untersuchungen uber die Gleichgewichte in denSystem Al2O3·Na2O·H2O und Al2O3·K2O·H2O [J]. Z. Anorg. Allg.Chem., 1930, 191: 129.[16] 刘今,程汉林,吴若琼. 低铝硅比铝土矿预脱硅研究 [J]. 中南工业大学学报,1995, (6): 666−670.[17] 蒋安仁,杨倩志. 有色冶金物理化学,第2辑 [M]. 上海:上海市科学技术编译馆, 1953. 49−51.Pre-desiliconization of a Bauxite Ore through Leaching by High ConcentrationNaOH Solution under Atmospheric PressureYANG Bo1,2, WANG Jing-gang1, ZHANG Yi-fei2, ZHANG Yi2(1. Col. Chem. Eng., Beijing University of Chemical Technology, Beijing 100029, China;2. Institute of Process Engineering, Chinese Academy of Sciences, Beijing 100080, China)Abstract: A leaching process for the pre-desiliconization of bauxite ore by high concentration NaOH solution under the atmospheric pressure was studied. The effects of leaching temperature, initial NaOH concentration, leaching time and mass ratio of alkali to ore on the leaching rates of Al2O3 and SiO2, and the ratio of aluminum to silicon in solid residue were investigated, and the kinetic equation was obtained. The results show that when the mass concentration of NaOH is 50%, the desiliconization temperature 135℃, mass ratio of alkali to ore 2.5 and the desiliconization time about 5~20 min, the ratio of aluminum to silicon of bauxite ore can be increased from 7.6 to 12, so as to meet the grade need of bauxite ore in Bayer process. The pre-desiliconization of bauxite ore can be realized by this process without physical processing. Compared with other chemical processing, the pre-desiliconization treatment can improve the grade of bauxite ore with the advantages of saving energy and reducing production costs, which may provide a new way of exploitation of mid-low grade bauxite ore.Key words: pre-desiliconization; bauxite ore; submelt salt; leaching。

泡沫浮选法从铝土矿中分离硅

泡沫浮选法从铝土矿中分离硅

泡沫浮选法从铝土矿中分离硅摘要:本文介绍了一种全新的方法,即通过反浮选来富集三水铝石,以回收冶金级铝土矿精矿。

来自工业选厂的尾矿经磨洗和脱泥作业后,其中的石英硅可通过浮选法回收。

其中,以淀粉为抑制剂,醚胺为阴离子捕收剂,适宜的pH值为10.0左右。

中试试验得到了铝和不溶性硅之比为11.1的冶金级精矿,包含三水铝石和铁钛共生矿,其中可用铝含量为42.3%。

精矿再进一步用磁选法分选,可以得到54%的可用铝,铝和不溶性硅之比可达到12.6,最终精矿中可用铝的回收率高达69.3%。

关键字:反浮选非铁金属矿尾矿1 介绍巴西拥有全球大约8%的铝土矿资源,此地区的铝土矿有两种类型,即高原铝土矿和山地铝土矿。

第一种,高原铝土矿,发现于北部矿床,例如Oriximiná-PA和Paragominas-PA这两个地方,其致密的连续矿层组成了广阔的高原地带。

第二种,山地铝土矿,出现在山顶和坡面。

因此相对于高原矿床,它没有广阔连续的矿体。

对于山地铝土矿来说,根据基岩性质的不同,每一个矿体都有其特殊的性质。

由于红土化作用随斜坡的不同而变化,即使是在相同矿体部分,矿石性质也存在很大差异。

这种类型的矿床被发现于巴西南部 Zona da Mata 地区的Cataguases and Miraí 矿床。

两种铝土矿的矿物学集合都包含三水铝石(巴西出现的唯一氧化铝)、石英、高岭石、铁氧化物和钛共生矿。

其它矿物均基于基岩以伴生矿形式出现。

2 铝土矿浮选实践全球性铝土矿的工业实践都是在于直接将原矿给入铝生产厂。

Shaffer在他的中小型企业矿物加工手册关于铝的一章节中提到,实际上,通常用于金属工业的选矿方法并不适宜用来选铝,而且原矿已经过了破碎和筛分。

在中国,铝硅比低于8的一水硬铝石型铝土矿可用烧结法进行处理,或采用烧结法和拜尔法相结合工艺。

铝硅比大于10的矿石可直接用拜尔法进行处理。

根据这个比率,贫化更严重的矿石可以给入特殊设计的精炼设备。

铝土矿焙烧_碱浸脱硅新工艺

铝土矿焙烧_碱浸脱硅新工艺

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第3期
范晓慧等 : 铝土矿焙烧2碱浸脱硅新工艺
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已完全满足拜耳工艺要求 。原矿和铝精矿的拜耳法溶 出试验结果 (见表 4) 表明 :铝精矿中 Al2O3 的理论溶出 率 、实际溶出率和相对溶出率都有大幅度的提高 。表明 铝土矿经焙烧后不会影响其 Al2O3 的高压溶出性能 。
在各种铝土矿脱硅方法中 ,焙烧2碱浸脱硅工艺因 氧化铝回收率高 、易于在现行生产工艺上改造等优点 而受重视 。目前铝土矿焙烧预脱硅的研究主要限于理
论研究和实验室小型试验 ,而焙烧矿的碱浸脱硅主要 采用加压溶出[1] 。因此本文研究了铝土矿回转窑焙烧 常压碱浸脱硅工艺的可行性及其工艺条件 。
1 原料和研究方法
Abstract : A test is made of desilication of the diaspore2kaolin type bauxide by rotary kiln roasting normal pressure alkali leaching. The results show that the process is feasible. Its roasting process conditions are as follows : T = 1 050 ~1 100 ℃, and t = 15~20 min , and its normal pressure alkali leaching conditions are as follows : Na2Ok concentration of 100~150 gΠL , a LΠS ratio of about 4~5 , a digestion temperature of 2 h. Under the above conditions , the desilication ratio is 55. 20 % and the AΠS ratio is 9. 9. These results is equal to the ones obtained by pressure digestion. Two2stage digestion can improve the desilication ration of roasted ore and reduce greatly the digestion time. When the times of the 1st and 2nd stages are 30 min , respectively , the desilication ratio of roasted ore is up to 59. 69 %. The digestion test by the Bayer process shows that the de2 silication ratio of aluminium concentrate obtained by roasting desilication is higher than the one of run2of2mine ore. Key words : bauxite ; rotary kiln ; desilication roasting ; normal pressure digestion

高硫高硅铝土矿的焙烧脱硫—碱浸脱硅

高硫高硅铝土矿的焙烧脱硫—碱浸脱硅

Vol. 40 No. 3(Sum. 177)June2021第40卷第3期(总第177期)2021牟6月湿法冶金 .Hydrometa l urgyofChina高硫高硅铝土矿的焙烧脱硫一碱浸脱硅高 威1,张 强1234,李 莎1(1.商丘工学院机械工程学院河南商丘476000;2.贵州大学材料与冶金学院,贵州贵阳550025;3.贵州省冶金工程与过程节能重点试验室,贵州贵阳550025;4.共伴生有色金属资源加压湿法冶金技术国家重点试验室,云南昆明650503)摘要:研究了中低品位高硫高硅铝土矿焙烧脱硫一碱浸脱硅工艺,考察了焙烧前、后铝土矿的物相变化,以及 碱浸时间、碱浸温度、液固体积质量比和碱液质量浓度对脱硅效果的影响)结果表明:在碱浸温度95 f 、碱质量浓度110 g/L 、碱浸时间60 min 、液固体积质量比10/1条件下,脱硅率为45.89%,氧化铝损失率为3.89%)适宜条件下,脱硅后铝溶出率达97.21%,较未脱硅焙烧工艺的铝溶出率提高4.89%)关键词:铝土矿;高硫;高硅;脱硅;碱浸中图分类号:TF803.25;TF111.14 文献标识码:A DOI : 10. 13355/j. cnki. sfyj. 2021. 03. 006随着高品位铝土矿资源的日渐枯竭,低品位 铝土矿的开发利用越来越受到重视。

低品位铝土 矿有高铁铝土矿和高硫高硅铝土矿两种[13])高 硫高硅铝土矿储量丰富,但硫含量较高,无法直接用于生产氧化铝。

高硫高硅铝土矿中的硅会对生 产造成不利影响:溶出过程中生成钠硅渣,造成大 量AlOs 和NaO 损失,铝溶出率较低[45];钠硅 渣在生产设备和运输管道上结疤,使设备传热系数降低,增大能耗[67];钠硅渣进入氢氧化铝中,影响产品质量8。

目前,高硫高硅铝土矿的处理未能有效解决 脱硫脱硅的同时兼顾铝溶出效果的问题。

脱硫方法主要有浮选、生物浸出、湿法、电解、氧化与高温 焙烧「910-。

铝土矿脱硅目标

铝土矿脱硅目标

铝土矿脱硅目标铝土矿是一种重要的铝源材料,其主要成分是氧化铝和硅酸盐矿物。

然而,硅酸盐矿物中的硅酸盐含量对于铝土矿的利用存在一定的限制。

因此,铝土矿的脱硅工艺对于铝的提取至关重要。

脱硅是指将铝土矿中的硅酸盐矿物从铝土矿中分离出来的过程。

脱硅的目标是尽可能地降低铝土矿中硅酸盐的含量,以提高铝的纯度。

铝土矿脱硅的方法主要包括物理方法和化学方法。

物理方法是通过物理性质的差异将硅酸盐矿物从铝土矿中分离出来。

常用的物理方法包括重选、磁选、浮选和筛分等。

重选是利用铝土矿和硅酸盐矿物的密度差异,通过重力分离的方法将硅酸盐矿物从铝土矿中分离出来。

磁选是利用铝土矿和硅酸盐矿物的磁性差异,通过磁力分离的方法将硅酸盐矿物从铝土矿中分离出来。

浮选是利用铝土矿和硅酸盐矿物的比重差异,通过气泡的作用将硅酸盐矿物从铝土矿中分离出来。

筛分是利用铝土矿和硅酸盐矿物的粒度差异,通过筛网的作用将硅酸盐矿物从铝土矿中分离出来。

这些物理方法可以有效地将硅酸盐矿物从铝土矿中分离出来,但是分离效果有一定的限制。

化学方法是通过化学反应将硅酸盐矿物从铝土矿中分离出来。

常用的化学方法包括酸浸法、碱浸法和氟化法等。

酸浸法是利用酸性溶液将硅酸盐矿物溶解,然后通过沉淀或其他方法将硅酸盐矿物分离出来。

碱浸法是利用碱性溶液将硅酸盐矿物溶解,然后通过沉淀或其他方法将硅酸盐矿物分离出来。

氟化法是利用氟化物与硅酸盐矿物反应生成可挥发的硅酸氟化物,然后通过蒸馏或其他方法将硅酸氟化物分离出来。

这些化学方法可以实现高效的脱硅效果,但是对环境有一定的影响,需要注意环境保护。

除了物理方法和化学方法,还可以采用热处理方法进行铝土矿的脱硅。

热处理方法是通过高温热解将硅酸盐矿物转化为其他化合物或挥发出来,然后通过冷却或其他方法将硅酸盐矿物分离出来。

热处理方法可以实现较好的脱硅效果,但是需要高温条件和较长的处理时间,成本较高。

综上所述,铝土矿脱硅的目标是降低铝土矿中硅酸盐的含量,以提高铝的纯度。

高硅—水硬铝石型铝土矿的铝硅分离

高硅—水硬铝石型铝土矿的铝硅分离

东北大学硕士学位论文高硅—水硬铝石型铝土矿的铝硅分离姓名:谷志君申请学位级别:硕士专业:矿物加工工程指导教师:韩跃新20031201东北太学硕士学位论丈摘要摘要众所周知,铝二t矿是生产氧化铝、耐火材料及建材的主要原料。

我国绝大多数铝上矿资源为高铝高硅低铁一水硬钟:石型,其储量占总储量的98%以L。

我国大部分铝土矿的铝硅比(A/S)在5~8之间,大于l0的储量不到10%,且洗选困难,不能用常规拜耳法生产氧化铝。

为此,目前国内正在探索铝土矿选矿脱硅的新方法和工艺。

我国铝土矿的主要有用矿物一一水硬铝石常和高岭石、伊利石和叶蜡石等铝硅酸盐矿物共生,因此研究一水硬铝石和伴生硅酸盐特别是高岭石的选择性磨矿特性和可浮性基础显得十分重要。

本文以河南铝土矿为试验原料。

利用振动磨对铝土矿进行了选择性磨矿试验。

研究结果表明,在磨矿细度为一0.074mm占50%左右时,选择性磨矿可以在一定的粒度范围内实现铝硅分离的目的,粗粒级(+0.106mm)合格产品可以达到41%以上的回收率。

通过选择性磨矿分离出的中间级别(即一0.106+O.0lmm)用来作浮选研究,进一步提高铝硅比以达到拜耳法冶炼氧化铝的要求。

而余下的细粒级(即一O.01mm级别)经x一射线衍射,鉴定其为高岭石等脉石矿物,故作为尾矿处理。

作者在阴离子捕收剂浮选体系中系统地研究了一水硬铝石和高岭石的可浮性差异:研究了一水硬铝石和高岭石的晶体化学特征和表面特性与可浮性,以及无机阴离子调整剂等对一水硬铝石和高岭石可浮性的影响,找出了它们与可浮性之间的关系。

作者最终成功地浮选出一水硬铝石,综合选择性磨矿得到了精矿A/S达9以上,回收率为85.57%的良好效果,满足了拜耳法生产氧化铝的要求。

不足之处是许多方法还不够完善,还要通过大量系统的试验来不断深化,实现工业化生产。

关键词:铝土矿一水硬铝石高岭石选择性磨矿Ⅱ东北大学颤”{‘掌托沧史A转STRACTT|IESEPERATIoN0FALUMINIUMANDSILICONINBAUXITEOFHIGHSILI(:ONDlASPoREABSTRACTAsweallknow,bauxiteisarawmaterialforproducingaluminium,refractorymaterialandarchitecturematerial.Mostbauxitesinourcountryarediaspore,whichcontainmuchaluminiumandsilicon.1ittleiron.Thetotalreservationisbeyond98percentofallbauxitereserve.TheA/Sofmostofourcountry’sbauxiteisbetween5to8,thebausiteinwhichMSexceeds10isnotmorethan10percent,anditisdifficulttowashanddealwiththeore,sothatitcan’tbeusedtoproducealuminabytheroutineBayerprocess.Nowsomenewtechniqueswhichcanbeusedtodiscardthesiliconbymineralprocessingareexplored.Diasporeisthemainvaluablemineralofbauxiteofourcountrywhichisassociatedwithsilicatemineralsofaluminiumsuchaskaolinite,illite,pyrauxite,ere.Soitisimportanttostudyselectivegrindingfeaturesandfloatabilityofdisporeandassociatedsilicateminerals.ThepaperstudiestheselectivegrindingfeatureofdiasporebyvibratingmillwiththeminefromHenanprovinceasrawmaterials.Vibrationgrindingtestshasbeendonetostudythebauxite+Theresultsshowthattheseparationofaluminiumfromsiliconcanbeachievedbyusingselectivegrindingundertheconditionthatproductbelowe.074mmisabout50percent,andarecoveryofabove41percentatcoarseconcentratescanbegotten.Theintergradesize(--0.106+0.Olnun)isusedasfrothfloatationmaterials,sothattoincreasetheA/SfortherequirementofproducingaluminabyBayerprocess-Theremains(--O.01ram)wereidentifiedasgangueafterthatthemwerescannedbytransmissionelectronmicroscopy,Sothemwerediscarded。

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矿产资源开发利用方案编写内容要求及审查大纲
矿产资源开发利用方案编写内容要求及《矿产资源开发利用方案》审查大纲一、概述
㈠矿区位置、隶属关系和企业性质。

如为改扩建矿山, 应说明矿山现状、
特点及存在的主要问题。

㈡编制依据
(1简述项目前期工作进展情况及与有关方面对项目的意向性协议情况。

(2 列出开发利用方案编制所依据的主要基础性资料的名称。

如经储量管理部门认定的矿区地质勘探报告、选矿试验报告、加工利用试验报告、工程地质初评资料、矿区水文资料和供水资料等。

对改、扩建矿山应有生产实际资料, 如矿山总平面现状图、矿床开拓系统图、采场现状图和主要采选设备清单等。

二、矿产品需求现状和预测
㈠该矿产在国内需求情况和市场供应情况
1、矿产品现状及加工利用趋向。

2、国内近、远期的需求量及主要销向预测。

㈡产品价格分析
1、国内矿产品价格现状。

2、矿产品价格稳定性及变化趋势。

三、矿产资源概况
㈠矿区总体概况
1、矿区总体规划情况。

2、矿区矿产资源概况。

3、该设计与矿区总体开发的关系。

㈡该设计项目的资源概况
1、矿床地质及构造特征。

2、矿床开采技术条件及水文地质条件。

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