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专利名称 | 一种高铁含铝物料的综合利用方法 |
申请号 | CN200810143855.4 | 申请日期 | 2008-12-09 |
法律状态 | 权利终止 | 申报国家 | 中国 |
公开/公告日 | 2009-04-22 | 公开/公告号 | CN101413054 |
优先权 | 暂无 | 优先权号 | 暂无 |
主分类号 | C22B1/00 | IPC分类号 | C;2;2;B;1;/;0;0;;;C;2;2;B;1;/;1;4;;;C;0;1;F;7;/;0;4查看分类表>
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申请人 | 中南大学 | 申请人地址 | 湖南省长沙市麓山南路1号
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权利人 | 中南大学 | 当前权利人 | 中南大学 |
发明人 | 李小斌;周秋生;张志强;彭志宏;刘桂华 |
代理机构 | 中南大学专利中心 | 代理人 | 龚灿凡 |
摘要
高铁含铝物料的综合利用方法。主要包括:1)在高铁含铝物料中加入工业纯碱、生石灰和煤粉,并对混合料进行细磨;2)对混匀后的炉料进行烧结;3)烧结熟料采用铝酸钠调整液进行湿磨溶出、分离、洗涤,回收氧化铝;4)磁选回收铁。应用本发明将能高效经济地处理我国已堆存的和每年产出的大量高铁拜耳法赤泥以及储量丰富且目前技术无法经济处理的高铁高硅铝土矿资源,铁、铝和碱的回收率高、外排渣量少且易于处置,具有显著的社会环境效益和经济效益。
1.高铁含铝物料的综合利用方法,其特征在于:主要包括以下步骤:
1)在高铁含铝物料中加入工业纯碱、含钙物料和煤粉,并对混合料进行细磨,使各组分混合均匀;
2)对混匀后的炉料进行烧结,使得高铁含铝物料中的非磁性铁化合物转变成磁铁矿、氧化铝转变成铝酸钠,二氧化硅转变成硅酸钙;
3)烧结熟料采用铝酸钠调整液进行湿磨溶出,溶出浆液经液固分离,得到铝酸钠溶液以及以磁铁矿和硅酸钙为主的渣相,铝酸钠溶液返回拜耳法生产主流程,而溶出渣则采用磁选回收其中的铁,铁精矿用作钢铁冶金的原料,尾矿直接堆存或用于制备建筑材料;
所述含钙物料为生石灰或石灰石;
所述高铁含铝物料、工业纯碱、含钙物料均磨细至74μm以上质量百分数<15%;
所述工业纯碱、含钙物料和煤粉的加入量满足:碱比即[Na2O]/[Al2O3]的分子比为
1.0~1.1,钙比即[CaO]/[SiO2]的分子比为1.0~1.8,配煤量为炉料量的质量百分数为
5~10%;
所述烧结过程条件为:烧成温度为900~1350℃,烧成时间为30~90min;
所述溶出过程条件为:溶出温度为30~90℃、时间15~20min。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于:经液固分离得到的铝酸钠溶液用于碳酸化分解生产氧化铝。
一种高铁含铝物料的综合利用方法\n[0001] 技术领域 本发明涉及一种高铁含铝物料的综合利用技术,属于冶金和资源环境领域。\n[0002] 背景技术 高铁含铝物料(其中的氧化铁和氧化铝含量之和在65%以上)主要包括高铁拜耳法赤泥和高铁铝土矿两类,其中高铁拜耳法赤泥是指高铁一水硬铝石型铝土矿、高铁三水铝石型铝土矿或高铁三水铝石-一水软铝石混合型铝土矿采用拜耳法提取氧化铝后外排的固体废弃物。高铁拜耳法赤泥数量巨大,与所生产的氧化铝量相当,目前我国仅广西地区每年外排的干赤泥量近500万吨;国内部分氧化铝厂采用拜耳法处理进口三水铝石型铝土矿生产氧化铝,每年产出赤泥达1000万吨,大部分属高铁赤泥,有些赤泥中Fe2O3的质量百分含量高达50%以上。大量赤泥长期堆存,不仅占用宝贵的土地资源,而且还造成土壤碱化,污染地下水,严重污染环境。此外,我国高铁-三水铝石型铝土矿资源储量丰富,约为5.34亿吨,这是一种很有潜在利用价值的资源,但在目前已有技术条件下,对于此类资源,尚无高效经济的处理技术,无法大量工业开采利用。随着环境保护意识的加强、高品位矿资源的日渐枯竭和适应铝工业可持续发展的要求,对高铁含铝物料特别是其中的高铁赤泥进行无害化处理和资源化开发利用已迫在眉睫。\n[0003] 国内有关这方面的研究和实践主要集中在对赤泥中单一有价成分如铁或铝的回收,如通过烧结法处理回收赤泥中的铝和碱,而不考虑铁的回收;或者是采用高温还原将赤泥中的铁还原成海绵铁,而不考虑铝和碱的回收。\n[0004] 对高铁含铝物料综合回收铁、铝的研究一般采取先回收铁再回收铝的“先铁后铝”方案,其主要技术特征是将物料中的铁化合物还原至金属铁,主要有如下两类方法:其一是前苏联提出的熔渣法:即将含铁、铝的矿石与石灰石和焦炭按一定比例混合,混合料在电炉中进行高温还原熔炼生成硅铁合金,分离硅铁后的铝酸钙炉渣再用Na2CO3溶液浸出,回收其中的Al2O3。该法的最大缺陷是能耗高,因为将SiO2还原需要很高的温度;此外,在高温熔炼过程中可能生成不易溶于Na2CO3溶液的铝酸钙,从而造成铝的回收率较低。U.S.Patent \n1,618,105提出的Perdersen法在此基础上进行了改进,将高铁高硅铝土矿、石灰石、焦炭混合料在电炉中于较低的温度下熔炼,二氧化硅不被还原而与钙结合形成硅钙化合物,得到生铁和以12CaO·7Al2O3和2CaO·SiO2为主的炉渣,炉渣用碳酸钠溶液浸出,得到铝酸钠溶液和碳酸钙,经固液分离后获得铝酸钠溶液,在此溶液中通入烟道尾气(CO2)进行碳酸化分解析出Al(OH)3,从而实现铝的回收。在该法中含铁化合物被还原成生铁,熔炼温度仍然偏高,导致能耗高;同时由于铝和硅都需要与石灰结合,因而需配入大量的石灰,造成物料流量大、熟料及溶出液中氧化铝含量低、泥渣易于变性、所需碳酸钠溶液浓度高、铝的回收率较低等问题。其二是美国专利(U.S.Patent 2,964,383)中提到方法,该法是在高铁铝土矿中按一定比例添加纯碱、石灰石和含还原炭的物料,经混匀后,在一定温度下进行烧结,得到以金属铁、铝酸钠和原硅酸钙(2CaO·SiO2)为主体的熟料,熟料经磨细后直接进行磁选分离,精矿(主要为金属铁)用于炼铁,尾矿中的铝酸钠用碱液或铝酸钠溶液浸出,再进行液固分离,溶液经脱硅后再进行碳酸化分解生产氢氧化铝。该法配煤量大(为炉料量的\n10~20%)、配钙量多([CaO]/[SiO2]分子比为2.0~2.15)、烧结温度范围窄(超过1200℃后氧化铝溶出率大幅度降低)、熟料干法细磨、铁易与其它物相包裹或夹杂,存在能耗高、铁的回收率低(~80%)等问题。\n[0005] 发明内容本发明旨在解决已有高铁含铝物料利用技术方面存在的能耗高、铁和铝综合回收率仍然偏低的问题,实现高效经济综合利用我国大量高铁拜耳法赤泥和高铁铝土矿资源。\n[0006] 本发明所提出的高铁含铝物料的综合利用技术主要包括以下步骤:1)在高铁含铝物料中加入工业纯碱、含钙物料(如石灰石、生石灰等)和煤粉,并对混合料进行细磨,使各组分混合均匀;2)对混匀后的炉料进行烧结,使得高铁含铝物料中的非磁性铁化合物转变成磁铁矿(Fe3O4)、氧化铝转变成铝酸钠(Na2O·Al2O3),二氧化硅可转变成原硅酸钙或者低钙的硅钙化合物(3CaO·2SiO2、CaO·SiO2等);3)烧结熟料采用铝酸钠调整液进行湿磨溶出,溶出浆液经液固分离,得到铝酸钠溶液以及以磁铁矿和低钙的硅钙化合物为主的溶出渣,铝酸钠溶液返回拜耳法生产主流程或通过碳酸化分解生产氧化铝,而溶出渣则采用磁选回收其中的铁,铁精矿用作钢铁冶金的原料,尾矿可安全地直接堆存或用于制备建筑材料。\n[0007] 主要工艺参数为:1)生料粒度:原料、工业纯碱、含钙物料均需磨细74μm以上<15%(质量百分数);2)生料配方:碱比即[Na2O]/[Al2O3]的分子比为1.0~1.1,钙比即[CaO]/[SiO2]的分子比为1.0~1.8(对于[CaO]/[SiO2]的分子比大于1.0的物料不再另添加含钙化合物),配煤量为炉料量的5~10%(质量百分数)以控制铁矿物主要还原至磁铁矿,避免大量形成铁粒造成大量包裹和夹杂从而影响后续过程氧化铝和铁的分离;3)烧结制度:烧成温度在900~1350℃之间,烧成时间为30~90min;4)溶出制度:溶出温度为30~90℃、时间15~20min;4)磁选条件:场强为48kA/m~240kA/m。\n[0008] 本发明相对于已有的技术,主要存在如下优点:1)在烧结过程中,炉料中的铁化合物转变成磁铁矿,而不是金属铁,因而增大了熟料烧结过程温度适应范围,便于控制,本发明中最高烧结温度可达1350℃;2)配煤量相对较少,本发明中煤粉配入量仅为炉料量的\n5~10%;3)有别于“先铁后铝”法,本发明采用“先铝后铁”技术路线:熟料先采用铝酸钠调整液溶出,回收其中的铝和碱,然后再经磁选回收铁,有利于提高物料中氧化铝的回收,氧化铝的回收率大于90%;4)本发明改变了炉料烧结过程中硅钙化合物的组成,大幅度减小了含钙物料的加入量,进而减小了物料流量,经济效益将更为显著。\n[0009] 应用本发明将能高效经济地处理我国已堆存的和每年产出的大量高铁拜耳法赤泥以及储量丰富且目前技术无法经济处理的高铁高硅铝土矿资源,外排渣量少且易于处置,具有显著的社会环境效益和经济效益。\n附图说明\n[0010] 图1:高铁含铝物料综合利用技术原则工艺流程。\n具体实施方式\n[0011] 实施例1 以我国某高铁一水硬铝石型铝土矿经拜耳法高压(溶出温度~260℃)溶出后的外排赤泥为原料,其主要化学组成为:Fe2O3 36.05%,Al2O3 19.35%,Na2O \n3.50%,TiO2 6.20%,CaO 16.50%,SiO2 7.85%。在该赤泥中按碱比为1.0、配煤量为炉料量的10%分别加入工业纯碱和煤粉,不再添加含钙物料,混合料经细磨混匀制得生料,生料于1050℃下烧结,并在该温度下保温60min,冷却后熟料在铝酸钠调整液中进行湿磨溶出、分离、洗涤,回收氧化铝和碱,溶出渣在场强为240kA/m时进行一次粗选,然后在场强为\n150kA/m时进行一次精选,回收Fe3O4。在此技术条件下赤泥中Al2O3的溶出率达到92.78%,Na2O的溶出率为97.50%,铁的回收率为90.67%,磁选精矿中全铁(TFe)品位为61.78%。\n[0012] 实施例2 与实施例1不同的是先将实施例1中混匀的生料进行造球,再对球团进行烧结,溶出渣在场强为48kA/m时进行磁选回收Fe3O4,其它工艺制度和条件均保持不变。\n在此技术条件下,Al2O3的溶出率达到92.52%,Na2O的溶出率为96.92%,铁的回收率为\n90.42%,磁选精矿中全铁(TFe)品位为61.49%。\n[0013] 实施例3 以我国某高铁一水硬铝石型铝土矿经拜耳法高压(溶出温度~260℃)溶出后的外排赤泥为原料,其主要化学组成为:Fe2O3 37.10%,Al2O3 18.53%,Na2O \n3.51%,TiO2 6.17%,CaO 14.38%,SiO2 10.88%。在该赤泥中按碱比为1.0、配煤量为炉料量的10%分别加入工业纯碱和煤粉,不再添加含钙物料,混合料经细磨混匀制得生料,生料于1200℃下烧结,并在该温度下保温30min,冷却后熟料在铝酸钠调整液中进行溶出、分离、洗涤,回收氧化铝和碱,溶出渣在场强为240kA/m时进行一次初选,然后在场强为\n150kA/m时进行一次精选,回收Fe3O4。在此技术条件下Al2O3的溶出率达到88.70%,Na2O的溶出率为96.48%,铁的回收率为89.85%,磁选精矿中全铁(TFe)品位为61.07%。\n[0014] 实施例4 与实施例3不同的是,生料配方中钙比为1.80、烧结温度为1300℃,其它工艺条件与实施例3相同。在此技术条件下,Al2O3的溶出率达到87.12%,Na2O的溶出率为96.32%,铁的回收率为89.47%,磁选精矿中全铁(TFe)品位为60.48%。\n[0015] 实施例5 采用进口高铁三水铝石型铝土矿经拜耳法低温(溶出温度~145℃)溶出后外排赤泥为原料,Fe2O3 48.50%,Al2O3 12.5%,Na2O5.5%,TiO2 4.3%,CaO 3.2%,SiO2 7.7%。在此高铁拜耳法赤泥中按碱比为1.05、钙比为1.0、配煤量为炉料量的6%分别加入工业纯碱、石灰石和煤粉,经细磨混匀制得生料,生料于1000℃下烧结,并在此温度下保温45min,冷却后熟料在铝酸钠调整液中进行溶出、分离、洗涤,回收氧化铝和碱,调整液中Na2Ok 60g/L,Al2O3 45.5g/L,溶出温度为72℃,溶出时间为15min。溶出渣在场强为\n240kA/m时进行一次初选,然后在场强为150kA/m时进行一次精选,回收Fe3O4。在此技术条件下,Al2O3的溶出率达到87.03%,Na2O的溶出率97.30%,铁的回收率为92.60%,磁选精矿中全铁(TFe)品位为63.85%。\n[0016] 实施例6 采用进口高铁一水软铝石-三水铝石混合型铝土矿经拜耳法高压(溶出温度~145℃)溶出后的外排赤泥为原料,其主要化学组成为:Fe2O3 38.45%,Al2O3 \n17.60%,Na2O 3.20%,TiO2 3.12%,CaO3.41%,SiO26.56%。在该赤泥中按碱比为1.1、钙比为1.80、配煤量为炉料量的9%分别加入工业纯碱、生石灰和煤粉,混合料经细磨混匀制得生料,生料于1050℃下烧结,并在该温度下保温60min,冷却后熟料在铝酸钠调整液中进行溶出、分离、洗涤,回收氧化铝和碱,调整液中Na2Ok 62.96g/L,Al2O346.15g/L,溶出温度为70℃,溶出时间为15min。溶出渣在场强为240kA/m时进行一次初选,然后在场强为\n150kA/m时进行一次精选,回收Fe3O4。在此技术条件下,Al2O3的溶出率达到87.53%,Na2O的溶出率94.79%,铁的回收率为89.63%,磁选精矿中全铁(TFe)品位为60.51%。\n[0017] 实施例7 直接以我国某地区高铁-三水铝石型铝土矿为原料,其主要化学组成为:Fe2O3 42.53%,Al2O3 29.64%,SiO2 8.73%,Na2O 0.53%,TiO21.73%,CaO 0.05%。在该铝土矿中按碱比为1.0、钙比为1.50、配煤量为炉料量的8%分别加入工业纯碱、生石灰和煤粉,混合料经细磨混匀制得生料,生料于1050℃下烧结,并在该温度下保温60min,冷却后熟料在铝酸钠调整液中进行溶出、分离、洗涤,回收氧化铝和碱,调整液中Na2Ok62.96g/L,Al2O3 46.15g/L,溶出温度为70℃,溶出时间为15min。溶出渣在场强为240kA/m时进行一次初选,然后在场强为150kA/m时进行一次精选,回收Fe3O4。在此技术条件下,Al2O3的溶出率达到92.56%,Na2O的溶出率97.65%,铁的回收率为90.25%,磁选精矿中全铁(TFe)品位为63.50%。\n[0018] 实施例8 与实施例7不同的是,生料在1350℃下烧结,并在该温度下保温45min,其它所有工艺条件与实施例七相同。在此技术条件下,Al2O3的溶出率达到89.56%,Na2O的溶出率97.13%,铁的回收率为90.65%,磁选精矿中全铁(TFe)品位为60.15%。
法律信息
- 2014-02-05
未缴年费专利权终止
IPC(主分类): C22B 1/00
专利号: ZL 200810143855.4
申请日: 2008.12.09
授权公告日: 2010.07.14
- 2010-07-14
- 2009-06-17
- 2009-04-22
引用专利(该专利引用了哪些专利)
序号 | 公开(公告)号 | 公开(公告)日 | 申请日 | 专利名称 | 申请人 | 该专利没有引用任何外部专利数据! |
被引用专利(该专利被哪些专利引用)
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