專利名稱：一種高鐵鋁土礦綜合利用的方法
技術領域：
本發明涉及一種高鐵鋁土礦綜合利用的方法，特別是涉及一種高鐵三水鋁石型鋁 土礦資源高效利用的方法。
背景技術：
鋁工業和鋼鐵工業是我國國民經濟的重要基礎產業，目前我國已成為世界上最大 的鋼鐵和氧化鋁的生產國和消費國。我國鐵礦石、鋁礦石資源稟賦差、難選難冶，資源供需 矛盾日益突出，已逐漸成為制約我國鋼鐵工業與氧化鋁工業發展的瓶頸；與此同時，由于缺 乏經濟有效的處理技術，致使許多大型特色鐵礦、鋁土礦資源仍未開發利用，成為“呆滯”礦 產資源。廣西中部的貴港、賓陽和橫縣等地廣泛分布著高鐵鋁土礦，已探明儲量超過2億 噸，是我國目前已知規模最大的三水鋁石型鋁土礦礦床。該礦石中A1203平均含量為28%， 鋁主要賦存于三水鋁石中，占總A1203的44% 70% ；另外，在針鐵礦內存在Al3+與Fe3+的 類質同象取代現象，這部分A1203約占總A1203的20%，其余A1203賦存于高嶺土和一水硬鋁 石中。該類礦石鐵品位變化范圍為24% 37%，平均含量達33. 05%，含量明顯高于普通 的鋁土礦，礦石中鐵基本以針鐵礦、赤鐵礦等礦物存在，其中針鐵礦約占80%，赤鐵礦約占 18% 20%。礦石中的二氧化硅含量較高，且主要以高嶺土等硅酸鹽形式存在，Si02的含 量在4% 12%范圍內變化，平均為8%，礦石鋁硅比(A/S)較低(2. 6 5. 4)，平均A/S為 3. 26。除含鋁、鐵礦物以外，高鐵鋁土礦中還伴生有鎵、釩等有價金屬，其中Ga含量 0.0044% 0.0070%，V205含量0. 148% 0. 178%，綜合利用價值高。然而，礦石中鋁、鐵 含量相對較低，3102含量高，A/S低，無論是作為單一鋁礦還是單一鐵礦均難以達到工業應 用的基本要求，加之鐵礦物與鋁礦物嵌布粒度極細，大部分礦物結晶較差，部分呈膠態、相 互膠結，類質同象現象明顯，嵌布關系極為復雜。因此，鋁、鐵的高效分離是實現該類礦石綜 合利用的第一步。針對廣西高鐵鋁土礦鋁鐵分離的研究自該資源發現之日起就一直沒有停止，已取 得一定的進展，形成了 “先選后冶”、“先鋁后鐵”和“先鐵后鋁”三種綜合利用的基本方案。“先選后冶”工藝是采用選礦方法(包括磁選、浮選、電選等)選出高品位的鋁精礦 和鐵精礦后，再從鋁精礦和鐵精礦中分別提取鋁和鐵(李殷泰等.關于廣西貴港鋁土礦綜 合利用工藝方案的探討.輕金屬，1992，(9) :6 15)。由于高鐵三水鋁石型鋁土礦中鐵礦 物與鋁礦物嵌布粒度極細、相互膠結，類質同象現象明顯，采用各種常規選礦方法均無法使 鋁鐵礦物有效分離，因此“先選后冶”方案無法實現該類礦石的綜合利用。“先鋁后鐵”工藝(李殷泰等.關于廣西貴港鋁土礦綜合利用工藝方案的探 討.輕金屬，1992，(9) :6 15;唐向琪等.貴港式三水鋁石礦綜合利用方案比較.輕金 屬，1995，(2) :1 6;唐向琪等.廣西貴港型三水鋁石礦的拜耳法處理.輕金屬，1995， (5) :14 19 ；梅賢恭.某三水型鋁鐵復合礦綜合開發利用新工藝研究.1994 ；13-15)是
3從三水鋁石型鋁土礦的基本特性出發，充分利用了礦石中三水鋁石易溶出的特點，應用成 熟的拜耳法氧化鋁生產技術，從原礦中提取氧化鋁(高鐵三水鋁土礦溶出技術，申請號CN 200510200399. 9 ；從高鐵三水鋁土礦中提取鋁和鐵的方法，申請號CN 200510200560. 2)。 但由于廣西三水鋁石型鋁土礦A/S低，拜耳法生產過程中會使大量的氧化鋁和氧化鈉與氧 化硅反應，以鈉硅渣的形式進入赤泥，造成氧化鋁和苛性鈉的損失，再加上以類質同象形式 存在于針鐵礦、赤鐵礦中的鋁無法通過拜耳法溶出，不僅使氧化鋁生產能耗高、效率低而且 導致赤泥中氧化鋁的殘留量較高，赤泥的利用依然存在鋁鐵分離難的問題。“先鐵后鋁”工藝(李殷泰等.關于廣西貴港鋁土礦綜合利用工藝方案的探討.輕 金屬，1992，(9) 6 15 ；唐向琪等.貴港式三水鋁石礦綜合利用方案比較.輕金屬.1995， (2) :1 6)是先將高鐵鋁土礦在高爐(或電爐)內冶煉提鐵，然后對爐渣進行浸出提取氧 化鋁。從整個工藝來看，雖然該法在回收鐵及氧化鋁兩個指標上達到了要求，但高爐冶煉難 度大、爐渣冷卻要求高，同時該工藝存在流程長、能耗高、成本高等問題，使得其工業應用難 度較大。另一方面，由于廣西高鐵三水鋁石型鋁土礦中含有較多的含硅礦物高嶺土，因此 在解決鋁鐵分離問題的同時，仍需實現鋁硅的高效分離。目前的鋁硅分離研究一方面是以提高礦石A/S為目的，主要針對高硅鋁土礦(一 水硬鋁石型)高硅、低鋁硅比的典型特點，對鋁土礦進行預脫硅，簡稱鋁土礦脫硅。另一方 面是氧化鋁生產中的鋁硅分離研究。由于高鐵鋁土礦礦物嵌布關系復雜，粒度微細，單體解 離難度大，采用預脫硅工藝無法對鋁土礦進行有效的脫硅處理。同時，基于鋁土礦特性及工 藝技術條件的不完善，氧化鋁生產中的各種鋁硅分離方法也不同程度地存在不足，因此針 對高鐵鋁土礦中的鋁硅分離有待于從理論與工藝方面進一步研究。綜上所述，廣西高鐵鋁土礦綜合利用的關鍵在于鐵鋁硅的高效分離，且鋁、鐵可以 同時回收利用。
發明內容
本發明所要解決的技術問題是提供一種能實現高鐵鋁土礦中鋁、鐵、硅高效分離 與增值加工，以及共/伴生金屬綜合回收的高鐵鋁土礦綜合利用的方法。為了解決上述技術問題，本發明提供的高鐵鋁土礦綜合利用的方法，高鐵鋁土礦 經過破碎、磨礦至細度為-o. 074mm粒級所占質量百分含量不小于80%，與由元明粉和檸檬 酸鈉按質量比95 92 5 8混合而成的添加劑配合，添加劑的配加量為高鐵鋁土礦干基 質量百分含量的17. 5% 25%，經過混勻在1000°C 1150°C下還原焙燒60min 90min， 還原劑煤的加入量為干料質量的0. 7 1. 2倍，冷卻后的還原產品磨礦至細度為-0. 074mm 粒級所占質量百分含量不小于95%，在97. 5mT 150mT磁場強度下磁選，所得磁性產品 為TFe品位90 % 94%、A1203質量含量0. 5 % 2. 3 %、Si02質量含量0. 2 % 3. 2 %的 直接還原金屬鐵粉，磁選過程中鐵回收率為89% 95% ；所得非磁性產品為A1203質量含 量35% 42%、5102質量含量10% 16%的富鋁渣；以質量百分濃度為15% 30%的 硫酸溶液為浸出劑，在室溫 60°C、質量液固比為8 1 10 1的條件下攪拌浸出富鋁 渣15min 120min，A1203、Si02的浸出率分別為65% 92%和71% 95% ；在室溫下，加 入0. 8g/L 1. 2g/L的多孔吸附劑活性炭吸附浸出液中的硅，15min 60min時間內硅的吸附率為80% 88%，被吸附的Si02進一步處理制備成白炭黑、多孔篩硅基材料，從活性 炭吸附硅后的溶液中分離提取氧化鋁或硫酸鋁化工產品；在還原焙燒、磨選過程中質量百 分濃度為83% 97%的伴生金屬鎵進入直接還原金屬鐵粉中富集回收，質量百分濃度為 63% 73%的釩進入富鋁渣中富集回收。在本發明中，添加劑元明粉和檸檬酸鈉的作用在于硫酸鈉與鋁、硅礦物發生化學 反應生成鋁硅酸鈉，破壞高鐵鋁土礦中鐵、鋁、硅之間復雜的嵌布結構；檸檬酸鈉高溫熱解 生成CO和H2等還原性物質，可促進鐵氧化物的還原及金屬鐵顆粒的長大，為鐵與鋁、硅的 分離創造有利條件。與現有高鐵鋁土礦處理工藝相比，采用本發明可使礦石中的鐵、鋁、硅在高效分離 的同時被制備成產品，礦石中其它伴生元素也同時得到分離、富集與回收，實現高鐵鋁土礦 資源綜合利用與增值加工。本發明具有流程短、能耗低、環境污染小等優點，具有良好的應 用前景。
圖1是本發明的工藝流程示意圖。
具體實施例方式下面結合附圖和具體實施方式
對本發明作進一步詳細說明。高鐵鋁土礦的主要化學成分TFe 31. 22%, A1203 26. 35%, Si02 8 . 32%，伴生金 屬含量 Ga 0. 0062%, V 0. 11%。實施例1 高鐵鋁土礦經預先破碎、磨礦至細度為-0.074mm粒級所占的質量百 分數為80%，再與由元明粉和檸檬酸鈉按質量比95 5混合而成的添加劑配合，添加劑 的配加量為高鐵鋁土礦干基質量百分含量的17. 5%，混勻后在1000°C的溫度下還原焙燒 90min，還原劑煤的加入量為干料質量的0.7倍，焙燒產物磨礦至細度為-0. 074mm粒級所占 質量百分含量為95%，在97. 5mT的磁場強度下磁選，所得磁性產品金屬鐵粉中TFe含量為 90. 08%41203含量1.89%，5102含量為1. 72%，鐵的磁選回收率為89. 23%。富鋁渣的TFe 含量5. 64%,A1203含量37. 72%、Si02含量11. 62%。采用質量百分濃度為15%的硫酸溶 液浸出富鋁渣，在質量液固比為8 1條件下室溫浸出120min，Al203的浸出率為70. 76%， Si02的浸出率為74. 55%。在浸出液中加入0. 8g/L的活性炭，室溫吸附60min，浸出液中硅 的吸附率為83. 75%。從吸附硅后的溶液中分離提取氧化鋁或硫酸鋁等化工產品。還原焙 燒-磁選過程中87%的鎵進入金屬鐵粉，65. 2%的釩進入富鋁渣。實施例2 高鐵鋁土礦經預先破碎、磨礦至細度為-0. 074mm粒級所占的質量百分 數為85%，再與由元明粉和檸檬酸鈉按質量比92 8混合而成的添加劑配合，添加劑的配 加量占高鐵鋁土礦干基質量百分含量的25%，混勻后在1050°C的溫度下還原焙燒90min， 還原劑煤的加入量為干料質量的0. 9倍，焙燒產物磨礦至細度為-0. 074mm粒級所占質 量百分含量為95%，在125mT的磁場強度下磁選，所得磁性產品金屬鐵粉中TFe含量為 92. 96%，A1203含量為1.28%，5102含量1. 17%，鐵的磁選回收率為92. 77%。富鋁渣的TFe 含量3. 61%,A1203含量40. 92%、Si02含量11. 65%。用質量百分濃度為20%的硫酸溶液 浸出富鋁渣，在質量液固比為10 1的條件下室溫浸出90min，Al203的浸出率為84. 19%,Si02的浸出率為88. 7%。在浸出液中加入lg/L的活性炭室溫下吸附45min，浸出液中Si02 的吸附率為85. 95%。從吸附硅后的溶液中分離提取氧化鋁或硫酸鋁等化工產品。還原焙 燒_磁選過程中92%的鎵進入金屬鐵粉，65. 1 %的釩進入富鋁渣。實施例3 高鐵鋁土礦經預先破碎、磨礦至細度為-0. 074mm粒級所占的質量百分 數為95%，與由元明粉和檸檬酸鈉按質量比95 5混合而成的添加劑配合，添加劑的配加 量占高鐵鋁土礦干基質量百分含量的22. 5%，混勻后在1100°C的溫度下還原焙燒60min， 還原劑煤的加入量為干料質量的1. 2倍，焙燒產物磨礦至細度為-0. 074mm粒級所占質量百 分含量為98%，在125mT的磁場強度下磁選，所得磁性產品金屬鐵粉中TFe含量92. 23%, A1203含量1.49%、Si02含量1.27%，鐵的磁選回收率為92.66%。富鋁渣的TFe含量 4.02%、A1203含量35. 28%、Si02含量12. 19%。用質量百分濃度為25%的硫酸溶液浸出 富鋁渣，在質量液固比為9 1的條件下室溫浸出60min，A1203的浸出率為79. 33%, Si02 的浸出率為83. 58%。在浸出液中加入1. 2g/L的活性炭室溫下吸附60min，浸出液中Si02 的吸附率為86. 93%。從吸附硅后的溶液中分離提取氧化鋁或硫酸鋁等化工產品。還原焙 燒_磁選過程中93%的鎵進入金屬鐵粉，68%的釩進入富鋁渣。實施例4 高鐵鋁土礦經預先破碎、磨礦至細度為-0. 074mm粒級所占的質量百分 數為80%，再與由元明粉和檸檬酸鈉按質量比94 6混合而成的添加劑配合，添加劑的配 加量占高鐵鋁土礦干基質量百分含量的20%，混勻后在1150°C的溫度下還原焙燒60min， 還原劑煤的加入量為干料質量的1.0倍，焙燒產物磨礦至細度為-0. 074mm粒級所占的質量 百分數為95%，在97. 5mT的磁場強度下磁選，所得磁性產品金屬鐵粉中TFe含量91. 46%, A1203含量1.73%、Si02含量1.65%，鐵的磁選回收率為90.29%。富鋁渣的TFe含量 5.48%、A1203含量39. 78%、Si02含量12.70%。用質量百分濃度為30%的硫酸溶液浸出 富鋁渣，在質量液固比為10 1、浸出溫度為45°C的條件下浸出30min，A1203的浸出率為 91.72%, Si02的浸出率為94. 77%。在浸出液中加入0. 8g/L活性炭室溫下吸附30min，浸 出液中Si02的吸附率為82. 3%。從吸附硅后的溶液中分離提取氧化鋁或硫酸鋁等化工產 品。還原焙燒-磁選過程中87%的鎵進入金屬鐵粉，65%的釩進入富鋁渣。實施例5 高鐵鋁土礦經預先破碎、磨礦至細度為-0. 074mm粒級所占的質量百分 數為90%，再與由元明粉和檸檬酸鈉按質量比95 5混合而成的添加劑配合，添加劑的配 加量占高鐵鋁土礦干基質量百分含量的25%，混勻后在1150°C的溫度下還原焙燒60min， 還原劑煤的加入量為干料質量的1. 0倍，焙燒產物磨礦至細度為-0. 074mm粒級所占的質量 百分數為100%，在150mT的磁場強度下磁選，所得磁性產品金屬鐵粉中TFe含量93. 3%, A1203含量0. 78%、Si02含量0. 23%,鐵的磁選回收率為93.6%。富鋁渣的TFe含量5.61%, A1203含量36. 23%，Si02含量15. 58%。用質量百分濃度為15%的硫酸溶液浸出富鋁渣， 在質量液固比為8 1的條件下室溫浸出60min，A1203浸出率為69. 29%，5102浸出率為 73%。在浸出液中加入0. 8g/L活性炭室溫吸附15min，浸出液中Si02的吸附率為80. 81%。 從吸附硅后的溶液中分離提取氧化鋁或硫酸鋁等化工產品。還原焙燒-磁選過程中91. 7% 的鎵進入金屬鐵粉，72. 85%的釩進入富鋁渣。實施例6 高鐵鋁土礦經預先破碎、磨礦至細度為-0.074mm粒級所占的質量百 分數為100%，再與由元明粉和檸檬酸鈉按質量比92 8混合而成的添加劑配合，添加劑 的配加量占高鐵鋁土礦干基質量百分含量的17.5%，混勻后在1050°C的溫度下還原焙燒75min，還原劑煤的加入量為干料質量的0. 8倍，焙燒產物磨礦至細度為_0. 074mm粒級所 占質量百分含量為100%，在100mT的磁場強度下磁選，所得磁性產品金屬鐵粉中TFe含量 90. 27%, A1203含量2. 3%、Si02含量1. 53%，鐵的磁選回收率為90. 33%。富鋁渣的TFe 含量3. 91%,A1203含量35. 56%,Si02含量10. 65%。用質量百分濃度為15%的硫酸溶液 浸出富鋁渣，在質量液固比為8 1、浸出溫度60°C條件下浸出15min，A1203的浸出率為 71.23%, Si02的浸出率為75.04%。在浸出液中加入0. 8g/L活性炭室溫吸附45min，浸出 液中Si02的吸附率為83. 2%。從吸附硅后的溶液中分離提取氧化鋁或硫酸鋁等化工產品。 還原焙燒_磁選過程中95. 6%的鎵進入金屬鐵粉，72. 29%的釩進入富鋁渣。
權利要求
一種高鐵鋁土礦綜合利用的方法，其特征是高鐵鋁土礦經過破碎、磨礦至細度為-0.074mm粒級所占質量百分含量不小于80％，與由元明粉和檸檬酸鈉按質量比95～92∶5～8混合而成的添加劑配合，添加劑的配加量為高鐵鋁土礦干基質量百分含量的17.5％～25％，經過混勻后按干料質量的0.7～1.2倍加入還原劑在1000℃～1150℃下還原60min～90min，冷卻后磨礦至細度為-0.074mm粒級所占質量百分含量不小于95％，在97.5mT～150mT磁場強度下磁選，所得磁性產品為直接還原金屬鐵粉，所得非磁性產品為富鋁渣；以質量百分濃度為15％～30％的硫酸溶液為浸出劑，在室溫～60℃、質量液固比為8∶1～10∶1的條件下攪拌浸出富鋁渣15min～120min；在室溫下，加入0.8g/L～1.2g/L的多孔吸附劑活性炭吸附浸出液中的硅，吸附時間為15min～60min，被吸附的SiO2進一步處理制備成白炭黑、多孔篩硅基材料，從活性炭吸附硅后的溶液中分離提取氧化鋁或硫酸鋁化工產品；在還原焙燒、磨選過程中伴生金屬鎵進入直接還原金屬鐵粉中富集回收，釩進入富鋁渣中富集回收。
2.根據權利要求1所述的高鐵鋁土礦綜合利用的方法，其特征在于所述的還原劑為煤。
全文摘要
本發明公開了一種高鐵鋁土礦綜合利用的方法，細磨的高鐵鋁土礦與添加劑混勻、干燥，以煤為還原劑進行還原焙燒，還原后經磨礦、磁選分離得到磁性產品直接還原金屬鐵粉與非磁性產品富鋁渣。采用浸出劑攪拌浸出富鋁渣，使鋁、硅溶解進入溶液。用多孔吸附劑吸附浸出液中的硅，被吸附的硅經進一步分離處理后制備白炭黑、分子篩等硅基產品。從分離硅以后的溶液中提取氧化鋁或硫酸鋁等化工產品。采用本發明處理高鐵鋁土礦，在鋁、鐵、硅分離的同時將各有價元素加工成不同用途的產品，實現增值加工，具有流程短、能耗低、資源綜合利用率高等特點，有廣闊的應用前景。
文檔編號B03B7/00GK101875129SQ20101019504
公開日2010年11月3日 申請日期2010年6月8日 優先權日2010年6月8日
發明者劉牡丹, 姜濤, 孫娜, 張元波, 張吉清, 曾精華, 朱忠平, 李光輝, 李騫, 楊永斌, 范曉慧, 郭宇峰, 陳許玲, 饒明軍 申請人:中南大學