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采用增溶溶出技术处理一水硬铝石矿采用增溶溶出技术处理一水硬铝石矿 张廷安，王艳利，王一雍，豆志河， （东北大学 材料与冶金学院 辽宁沈阳 110004） 摘要摘要以氢氧化铝作为后加矿增溶溶出技术处理一水硬铝石矿。研究了一段溶出配料分子比、增溶温度、 后加矿加矿量、增溶时间对溶出效果的影响。确定了增溶溶出的工艺条件一段配料分子比αk控制在 1.551.60，增溶温度为 210℃220℃，增溶时间为 1520min，后加矿加入量为一段溶出时矿石量的 1015。此条件下铝土矿的溶出率η达到 88.8以上，溶出液的分子比αk降至 1.4 以下。结果表明， 此方法可以降低溶出液的αk，提高氧化铝的η。 关键词关键词 一水硬铝石矿； 增溶溶出技术；氧化铝；分子比；增溶时间 中图分类号中图分类号 TF 803.21 文献标识码文献标识码A 我国的铝土矿绝大多数是一水硬铝石 矿， 在碱溶液中的溶解速度和平衡溶解度很 小。进行拜耳法溶出时，要求苛刻的作业条 件，生产技术经济指标相对落后，且αk较 高，不利于砂状氧化铝的生产[16]。因而采 取有效措施强化拜耳法溶出 [7]是提高我国 氧化铝生产技术经济指标的主要研究方向， 其途径之一是采用后加矿增溶溶出技术来 处理我国的一水硬铝石矿。 后加矿增溶溶出是先将正常生产的一 水硬铝石矿浆送去高压溶出， 控制料浆的配 料分子比较高，溶液的未饱和度较大，从而 使一水硬铝石在较为宽松的条件下溶出， 制 得αk较高的溶出矿浆液，而易溶出的后加 矿磨制成矿浆在拜耳法溶出后期加入末级 溶出器或料浆自蒸发器中， 利用高温溶出矿 浆的余热迅速升温使其溶出， 进一步降低溶 出液的αk。这样矿石的溶出率得到提高[8]。 国外增溶溶出后加矿主要是三水铝石 矿，且该技术在国外已经有成功的经验，经 济效果明显。 国内对于采用三水铝石矿和国 内的焙烧精矿作为后加矿的增溶溶出工艺 的研究比较多[910]。除了三水铝石矿和焙烧 精矿外， 还可以将目前我国联合法工艺中的 烧结法粗液直接进行深度碳酸化分解所得 的粗氢氧化铝作为后加矿进行增溶溶出， 本 实验以氢氧化铝代替粗氢氧化铝作为后加 矿进行增溶溶出实验，并考察了配料分子 比、增溶温度、后加矿加矿量和增溶时间等 因素对溶出效果的影响。 2 实验实验 2.1 实验原料实验原料 本实验中所用试剂氢氧化铝分析纯； 氧化钙分析纯。所用矿石的化学成分组成 为 Al2O3（66.98％，均为质量百分比） 、SiO2 （7.68％） 、 Fe2O3（5.54％） 、 Na2O（0.31 ％） ，以及灼减（13.85％） ，物相组成为一水 硬铝石（69.4％） 、赤铁矿（3.1％） 、针铁矿 （2.7％） 、石英（1.0％） 、锐钛矿（3.7％） 以及高岭石12.1， 粒度分布为 60～100 目 的占 23.10％、100～160 目的占 54.80％，小 于 160 目的占 21.91％。溶出母液的化学成 分如表 1 所示。 表 1 溶出母液成分组成 Table1 Component of confected digestion liquorg/L NK NT Al2O3 αk 212.36 232.19 113.07 3.09 注NK为苛性碱；Nt为全碱 收稿日期 基金项目国家自然科学基金资助项目[ 50174018 ]，辽宁省重点学科带头人计划项目[辽教办 20011712406] 作者简介张廷安1960- ，男，河南周口人，东北大学教授，博士生导师 PDF created with pdfFactory trial version ___________________________________________________________________________ 2.2 实验设备及过程实验设备及过程 实验所采用的设备是 WHFS- L 型高压 反应釜，温度由- 型自动控温仪控制，控温 精度为1℃。 在高压釜中加入 400mL 母液 （增溶溶出前段母液） ，然后加入一定量的 矿石和氧化钙，进行溶出实验。一段溶出条 件溶出温度 260℃，保温时间 40min，搅 拌速度 280r/min，氧化钙加入量为矿石加入 量的 7。一段溶出后降温至增溶温度，加 入后加矿进行增溶溶出实验。待实验完成 后，将溶出矿浆抽滤，使固液相分离，然后 分别测定其化学成分。 根据下式计算出不同 条件下矿石中氧化铝的溶出率η 100 0 0 − r rr c η 其中， 0 r 为矿石中的铝硅比， c r为赤 泥中的铝硅比。 改变一段溶出的配料分子比、增溶温 度、后加矿加加入量和增溶时间，来考察各 个因素对溶出效果的影响。 3 实验结果与讨论实验结果与讨论 3.1 配料分子比对溶出的影响配料分子比对溶出的影响 由图 1 可看出当配料分子比降低时， αk也在不断的降低，这是因为随着配料分 子比的升高，开始配入的铝土矿量减少，矿 浆中能够溶出的氧化铝减少； η随配料分子 的增加而增加。 但二者的变化趋势随配料分 子比的增高而都有所减缓。 综合考虑碱的循 环效率和溶出指标， 一段溶出配料分子比可 控制在 1.551.60。 3.2 增溶温度对溶出效果的影响增溶温度对溶出效果的影响 图2是增溶溶出温度与溶出效果的关系 图。可以看出氧化铝的η随增溶温度的升高 而增加，当增溶温度达到 215℃以上时，溶 出液的分子比降低到 1.40 左右， 矿石的η已 经接近或者达到了理论溶出率。 此时矿石的 溶出取得了较好的经济指标。选择 215℃作 为增溶温度进行以后的实验。 3.3 后加矿加入量对溶出效果的影响后加矿加入量对溶出效果的影响 一般来说， 后加矿加入量的多少取决于 加入点的温度。 本论文即是要在后加矿加入 温度已经确定的条件下， 不改变其它溶出条 件，只改变后加矿加入量。考察后加矿加入 量对溶出效果的影响。 由图 3 可看出随后加 矿加入量的增加αk在不断的降低，可见增 加后加矿的配入量可以降低αk。η随后加 200204208212216220 1.41 1.42 1.43 1.44 1.45 1.46 溶出液分 子 比 氧化铝 溶出率 增溶温度 αk 0.82 0.83 0.84 0.85 0.86 0.87 0.88 0.89 η 图 2 增溶温度对溶出效果影响图 Fig.2 Effect of sweetening temperature to digestion efficiency 1.481.521.561.601.64 1.44 1.46 1.48 1.50 溶出液分 子 比 氧化铝溶出率 配料分 子 比 ak 0.83 0.84 0.85 0.86 0.87 0.88 η 图 1 配料分子比对溶出效果影响图 Fig.1 Effect of molecule ratio to digestion efficiency 810121416 1.42 1.43 1.44 1.45 1.46 溶出液分 子 比 氧化铝溶出率 后加矿加入量/％ ak 0.84 0.85 0.86 0.87 0.88 0.89 η 图 3 后加矿加矿量对溶出效果的影响图 Fig.3 Effect of ore addition to digestion efficiency 中国科技论文在线___________________________________________________________________________ 矿加入量增加略有增加，但是变化不明显。 3.4 增溶时间对溶出效果的影响增溶时间对溶出效果的影响 当后加矿加入量及增溶温度都确定时， 增溶时间是保证充分溶出的重要因素。 如果 增溶时间不够长， 会造成后加入的矿石不能 充分溶出。如果溶出时间太长，会增加氧化 铝的生产周期，使氧化铝的产量下降。 由图 4 可以看出随着增溶时间的增长， αk不断降低，氧化铝的η不断变大，当增 溶时间在 10min 到 15min 之间时， η随溶 出时间的增加而增加，当增溶时间在 20min 以上时，η变化不太。综合考虑增溶时间对 溶出效果的影响，增溶溶出时间应控制在 1520min 为宜。 采用增溶溶出技术处理河南某矿， 即在 一段溶出的基础上通过添加后加矿继续使 溶出矿浆中未溶出的氧化铝进一步溶出， 能 够在一段分子比很低的情况下， 显著提高氧 化铝η，降低溶出液的αk。从而保证了整 个氧化铝生产过程的产能， 并且达到降低能 耗，改善溶出液性能的目的。 4 结论结论 1.以氢氧化铝作为后加矿，在石灰拜耳 法的基础上用增溶溶出技术处理我国一水 硬铝石矿是可行的。增溶溶出条件为一段 配料分子比αk控制在 1.551.60，增溶温度 为 210220℃，增溶时间为 1520min，后加 矿 加 入 量 为 一 段 溶 出 时 矿 石 量 的 1015。铝土矿的η可达 88.8以上，溶 出液αk降至 1.40 以下。 2.用增溶溶出技术处理河南某矿，能够 明显提高氧化铝的η，降低的溶出液αk。 以氢氧化铝为后加矿用增溶溶出技术处理 我国一水硬铝石矿，可以达到降低能耗，增 加产能以及降低赤泥铝硅比的效果。 参考文献参考文献 1.Li MaoSin，Peng Zhihong，Liu Guihua et al．Intensifying digestion of diaspore and separation of alumina and silica[J].Tran．Nonferrous Met．Soc．China，2003，133 671678． 2. 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Control techniques for digestion in bayer 图 4 增溶时间对溶出效果的影响 Fig.4 Effect of sweetening time to digested efficiency 8101214161820222426 1.38 1.40 1.42 1.44 1.46 1.48 1.50 1.52 溶出液分 子 比 氧化铝溶出率 增溶时 间 αk 0.84 0.86 0.88 0.90 η PDF created with pdfFactory trial version 中国科技论文在线___________________________________________________________________________ process[J].Acta metalurgica SinicaEnglish Letters,2000,136 11741178. 8. 刘彩玫，李明，龙建华. 选精矿焙烧后增溶溶出技术研究 [J].轻金属,2002,12428. Liu Caimei, Li Ming, Li Jianhua. Study of increased digestion technology with dressed high grade bauxite after calcinations activation[J]. Light Metals, 2002,1 2428. 9.吕子剑，尹中林.一水硬铝石矿溶出后加矿增溶溶出技术的 可行性分析[J]. 轻金属,1997, 32426. Lv Zijian, Yi Zhonglin. The feasibility analysis of adding an ore after bauxite’s digestion in sweetening process[J]. Light Metals, 1997, 32426. 10 Pyzalsk M, Wojcik M. Investigation of manufacture of pure aluminum oxides [A], InTMS Light Metals CommitteLight Metals[C], Warrendale, Metallurgical Soc of AIME, 1989.6973 Using Sweetening Process to Dispose Diaspore ZHANG Ting- an WANG Yan- li WANG Yiyong DOU Zhihe School of Materials Metallurgy, Northeastern University，Shenyang 110004, China. Correspondent ZHANG Ting- an, Emailzta2000 Abstract AlOH3 was used as the sweetening ore to dispose diaspore through sweetening process. The influences of molecule ratio of first step digestion， sweetening temperature， addition amount of the sweetening ore and sweetening time on the digestion of diaspore were investigated respectively. The sweetening technical conditions were obtained that first- step molecule ratio is range from 1.551.60, sweetening temperature is 210℃, sweetening time is about 1520min, the addition amount of the sweetening ore is 1015. Under this conditions, the alumina digestion efficiency reaches above 88.8, the molecule ratio αk of the digestion liquor is below 1.4. The results indicated that the sweetening process could reduce αk of the digeston liquor and increase the digestion efficiencyηof alumina. Keywords diaspore；sweetening process；alumina；molecule ratio；sweetening time PDF created with pdfFactory trial version 中国科技论文在线___________________________________________________________________________