物化性质/氢氧化铝
氢氧化铝氢氧化铝又称、三羟基铝，简称ATH，是典型的两性， 开始脱水温度200℃，300℃失去结晶水，溶于无机和碱性水溶液，不溶于水和乙醇。无毒。吸入粉尘会损害肺组织，空气中最高容许6mg/m3。
抗酸作用慢、持久、较强，有收敛作用，有粘膜保护作用，导致便秘，不产生CO2（二氧化碳），无酸反&跳，无碱血症。
氢氧化铝与酸反应：Al(OH)3+3HCl==AlCl3+3H2O(可用来中和胃酸)
Al(OH)3+3H+→Al3++3H2O
氢氧化铝与碱反应：Al(OH)3+NaOH→Na[Al(OH)4]==NaAlO2+2H2O
氢氧化铝在碱性环境中异构反应：Al(OH)3→H3AlO3（铝酸）
Al(OH)3+OH-→AlO2-+2H2O
氢氧化铝受热分解：2Al(OH)3==加热==Al2O3+3H2O
氢氧化铝水中两种电离：
1、Al(OH)3→Al3+&+&3OH-（碱式电离）
2、Al(OH)3+H2O→[Al(OH)4]-+H+（酸式电离）
其中的[Al(OH)4]-中学上习惯写成AlO2-，但是实际上这是错误的。
一般所谓的氢氧化铝实际上是指三氧化二铝的水合物。如向铝盐溶液中加入氨水或碱而得到的白色胶状沉淀，其含水量不定，组成也不均匀，统称为水合氧化铝。只有在铝酸盐溶液中（含有Al（OH）4-离子）的溶液中通CO2才可得到真正的氢氧化铝。
结晶的氢氧化铝与水合氧化铝不同，难溶于酸，加热到373K也不脱水，在573K加热2h才能转变为偏氢氧化铝（AlO（OH））。
氢氧化铝属两性氢氧化物。由于其存在两种电离形式，既是弱酸，可以有酸式化学式H3AlO3，又是弱碱，可以有碱式化学式Al(OH)3。氢氧化铝具有两性，既能与酸反应又能与碱反应。
氢氧化铝的酸性在于它是路易斯酸可以加合OH-，从而体现碱性
Al(OH)3由于两种电离的存在，可以产生两种盐：铝元素两种盐：
⒈铝盐：Al3+&AlCl3,KAl(SO4）2·12H2O（明矾）。它们的水溶液因Al3+的水解而显酸性&分别滴加AgNO3和稀硝酸，产生白色沉淀的为Cl-；产生浅黄色沉淀的为Br-；产生黄色沉淀的为I-
2.偏铝酸盐，AlO2-&NaAlO2,KAlO2.它们的水溶液呈碱性：AlO2-&+&2H2O&→&Al(OH)3&+&OH-&当两类盐混合时，即发生双水解反应，生成&Al(OH)3&Al3+&+&3&AlO2-&+&6H2O&==&4Al(OH)3↓
氢氧化铝主要有325目、800目、1250目、5000目四个规格。白色粉末状固体。几乎不溶于水，能凝聚水中的悬浮物，吸附色素。
技术指标/氢氧化铝
&&指标名称&&&&&&&&&&&优级品&&&&&&&&&&一级品&&&&&&&合格品 外观&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&&白色粉末状，不应有夹杂物 Al(OH)3含量/％≥&&&&&&&99.78&&&&&&&&&99.73&&&&&&&&99.58 SiO2/％≤&&&&&&&&&&&&&&0.01&&&&&&&&&&0.06&&&&&&&&&0.10&&&&& Fe2O3/％≤&&&&&&&&&&&&&0.03&&&&&&&&&&0.03&&&&&&&&&0.05&&& Na2O3/％≤&&&&&&&&&&&&&0.20&&&&&&&&&&0.25&&&&&&&&&0.40&&& 附着水/％≤&&&&&&&&&&&&0.05&&&&&&&&&&0.10&&&&&&&&&0.25&&国外牌号有H系列ATH（美国）、B-103(105)系列ATH(日本)。
制备方法/氢氧化铝
&1、拜耳法& 拜耳法工艺流程系拜耳（K.J.Bayer）于&1888年发明。其原理是用苛性钠（NaOH）溶液加温溶出铝土矿中的氧化铝，得到铝酸钠溶液。溶液与残渣（赤泥）分离后，降低温度，加入氢氧化铝作晶种,经长时间搅拌,铝酸钠分解析出氢氧化铝，洗净,并在950～1200℃温度下煅烧，便得氧化铝成品。析出氢氧化铝后的溶液称为母液，蒸发浓缩后使用。& 由于三水铝石、一水软铝石和一水硬铝石的结晶构造不同,它们在苛性钠溶液中的溶解性能有很大差异,所以要提供不同的溶出条件，主要是不同的溶出。三水铝石型铝土矿可在125～140℃下溶出，一水硬铝石型铝土矿则要在240～260℃并添加石灰（3～7％）的条件下溶出。& 现代拜耳法的主要进展在于：①设备的大型化和连续操作；②生产过程的；③节省能量，例如高压强化溶出和流态化焙烧；④生产砂状氧化铝以满足铝电解和烟气干式净化的需要。拜耳法的工艺流程见图。& 氢氧化铝制备1 拜耳法的优点主要是流程、投资省和能耗较低，最低者每吨氧化铝的能耗仅3×106千卡左右，碱耗一般为100公斤左右（以Na2CO3计）。& 拜耳法生产的经济效果决定于铝土矿的质量，主要是矿石中的SiO2含量，通常以矿石的铝硅比，即矿石中的Al2O3与SiO2含量的重量比来表示。因为在拜耳法的溶出过程中，SiO2转变成方钠石型的水合铝硅酸钠(Na2O?Al2O3?1.7SiO2?nH2O)，随同赤泥排出。矿石中每公斤SiO2大约要造成1公斤Al2O3和0.8公斤NaOH的损失。铝土矿的铝硅比越低，拜耳法的经济越差。直到70年代后期，拜耳法所处理的铝土矿的铝硅比均大于7～8。由于高品位三水铝石型铝土矿逐渐减少，如何利用其他类型的低品位铝矿资源和节能新工艺等问题，已是、开发的重要方向。&&&2、碱石灰烧结法& 氢氧化铝适用于处理高硅的铝土矿，将铝土矿、碳酸钠和石灰按一定比例混合配料，在回转窑内烧结成由(Na2O?Al2O3)、铁酸钠(Na2O?Fe2O3、原硅酸钙（2CaO?SiO2）和钛酸钠（CaO?TiO2组成的熟料。然后用稀碱溶液溶出熟料中的铝酸钠。此时铁酸钠水解得到的NaOH也进入溶液。如果溶出条件控制适当，原钙就不会大量地与铝酸钠溶液发生反应，而与钛酸钙、Fe2O3?H2O&等组成赤泥排出。溶出熟料得到的铝酸钠溶液经过专门的脱硅过程，SiO2O形成水合铝硅酸钠(称为钠硅渣)或水化石榴石3CaO?Al2O3?xSiO2?(6－2x)H2O沉淀(其中x≈0.1),而使溶液提纯。把CO2气体通入精制铝酸钠溶液，和加入晶种搅拌，得到氢氧化铝沉淀物和主要成分是碳酸钠的母液。氢氧化铝经煅烧成为成品。水化石榴石中的Al2O3可以再用含Na2CO3母液回收。& 　　碱石灰烧结法的主要化学反应如下：& 　　烧结：& 　　Al2O3+Na2CO3─→Na2O?Al2O3+CO2& 　　Fe2O3+Na2CO3─→Na2O?Fe2O3+CO2& 　　SiO2+2CaCO3─→2CaO?SiO2+2CO2& 　　TiO2+CaCO3─→CaO?TiO2+CO2& 　　熟料溶出：& 　　Na2O?Al2O3+4H2O─→2NaAl(OH)4（溶解）& 　　Na2O?Fe2O3+2H2O─→Fe2O3?H2O↓+2NaOH（水解）& 　　脱硅：& 　　1.7&Na2SiO3+2NaAl(OH)4─→Na2O?Al2O3?1.7SiO2?nH2O↓+3.4NaOH& 　　3&Ca(OH)2+2NaAl(OH)4+x&Na2SiO3─→&3CaO?Al2O3?x&SiO2?(6-2x)H2O↓+2(1+x)NaOH& 　　分解：& 　　2NaOH+CO2─→Na2CO3+H2O& 　　NaAl(OH)4─→Al(OH)3↓+NaOH& &&&&中国碱石灰烧结法生产氧化铝的主要技术成就是：在熟料烧成中采用低比配方，在熟料溶出工艺中采用二段磨料和低分子比溶液，以抑制溶出时的副反应损失，使熟料中Na2O和Al2O3的溶出率分别达到94～96％和92～94％。Al2O3的总回收率约90％,每吨氧化铝的Na2CO3的消耗量约95公斤。碱烧结法可以处理拜耳法不能经济地利用的低品位矿石，其铝硅比可低至3.5,且原料的综合利用较好，有其特色。& 氢氧化铝制备2&拜耳-烧结联合法拜耳－烧结联合法& 可充分发挥两法优点，取长补短,利用铝硅比较低的铝土矿,求得更好的经济效果。联合法有多种形式,均以拜耳法为主,而辅以烧结法。按联合法的目的和流程连接方式不同，又可分为法、法和混联法三种工艺流程。& ①&串联法是用烧结法回收拜耳法赤泥中的Na2O和Al2O3,用于处理拜耳法不能经济利用的三水铝石型。扩大了原料资源，减少碱耗，用较廉价的纯碱代替烧碱，而且Al2O3的回收率也较高。& ②&并联法是拜耳法与烧结法平行作业，分别处理铝土矿，但烧结法只占总生产能力的10～15％，用烧结法流程转化产生的NaOH补充拜耳法流程中NaOH的消耗。& &③&混联法是前两种法的综合。此法中的烧结法除了处理拜耳法赤泥外，还处理一部分低品位矿石。& 中国根据本国的铝矿资源特点，发展出多种氧化铝生产方法。50年代初就已用碱石灰烧结法处理铝硅比只有3.5的纯一水硬铝石型铝土矿,开创了具有特色的氧化铝生产体系。用中国的烧结法,可使Al2O3的总回收率达到90%；每吨氧化铝的碱耗(Na2CO3)约&90公斤；氧化铝的SiO2含量下降到0.02～0.04％；而且在50年代已经从流程中综合回收金属镓和利用赤泥生产水泥。60年代初建成了拜耳烧结混联法氧化铝厂,使Al2O3总率达到91％，每吨氧化铝的碱耗下降到60公斤，为高效率地处理较高品位的一水硬铝石型铝土矿开创了一条新路。中国在用单纯拜耳法处理高品位一水硬铝石型铝土矿方面也积累了不少经验。 根据特性的不同,电解用氧化铝可分为三类:砂状、粉状和中间状。 &&
安全风险/氢氧化铝
安全术语S26In&case&of&contact&with&eyes,&rinse&immediately&with&plenty&of&water&and&seek&medical&advice. 不慎与眼睛接触后，请立即用大量冲洗并征求医生意见。 S36Wear&suitable&protective&clothing. 穿戴的防护服 风险术语R36Irritating&to&eyes. 刺激眼睛。 技术指标氢氧化铝化学成分&Al(OH)3 不小于&灼减(灼热减量) 不大于&杂质含量不大于 SiO2&Fe2O3&NA2O& AH-1&64.5&35&0.02&0.02&0.4 AH-2&64.0&35&0.04&0.03&0.5 AH-3&63.5&35&0.08&0.05&0.6 注： 1、&Al2O3含量为100%减去灼减和表所列杂质的实质含量之差。 2、&表中化学成份按在110±5℃温度下烘干2h的干基计算。 3、&表中杂质成份按GB8170数字修约规则。
包装贮运/氢氧化铝
：内塑外编覆膜袋，每袋净重25kg或40kg。 运输：该品为非危险品，运输过程中防止、雨淋和包装。 贮存：贮存在干燥通风的库房内。&
实验室制法&/氢氧化铝
氢氧化铝化学方程式：2Al+3H2SO4（稀）=Al2(SO4）3+3H2↑
2Al+2NaOH+2H2O=2NaAlO2+3H2↑
Al2(SO4）3+6NaAlO2+12H2O=8Al(OH)3↓+3Na2(SO4）　或Al2(SO4）3+6NH3.H2O=2Al(OH)3↓+3(NH4）2SO4
离子方式：2Al+6H+=2Al3++3H2↑
2Al+2OH-+2H2O=2NaAlO2+3H2↑
Al+3AlO2+6H2O=4Al(OH)3↓
或Al+3NH3·H2O=Al(OH)3↓+3NH4+
①Al(OH)3是两性氢氧化物，在温下它既能与强酸，又能与强碱反应：
Al(OH)3+3HCl=AlCl3+3H2O&Al(OH)3+3H+=Al3++3H2O
Al(OH)3+NaOH=NaAlO2+2H2O&Al(OH)3+OH－=AlO2－+2H2O
②Al(OH)3受热易分解成Al2O3：2Al(OH)3==Al2O3+3H2O（规律：不溶性碱受热均会分解）
③Al(OH)3的制备：
a、可溶性铝盐和氨水反应来制备Al(OH)3
AlCl3+3NH3·H2O=Al(OH)3↓+3NH4Cl
Al2(SO4）3+6NH3·H2O=2&Al(OH)3↓+3(NH4）2SO4（Al3++3NH3·H2O=Al(OH)3↓+3NH4+）
因为强碱（如NaOH）易与Al(OH)3反应，所以实验室不用强碱制备Al(OH)3，而用氨水
b、偏铝酸钠与过量二氧化碳
NaAlO2+CO2+2H2O=NaHCO3+Al(OH)3↓
过量的碳酸不与氢氧化铝反应，保证Al全部生成氢氧化铝
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摘要分布于我国广西－扣部的贵港、宾阳和横县等地的高铁三水铝石型铝 土矿，是我国现知的规模最大的三水铝石型铝土矿矿床。从矿石的成分 和性质来看，属于高铁、高硅、低铝、低铝硅比（Ａ／Ｓ）的三水铝石型 铝土矿，若作为单一的铝土矿或铁矿开发，氧化铝和氧化铁品位均未达 到各自的工业指标要求，经济上不合算，必须对其进行综合利ＨＪ。针对 这一资源的综合利用已开展了大量的试验研究工作，曾提出了“先选 矿后冶炼”、“先铝后铁”和“先铁后铝”等三类综合利用方案，但由 于技术经济等方面的原因，均未获得工业实施，致使陔资源尚未开发利 用，成为呆滞矿产资源。 近年来，中南大学对广西高铁三水铝石型铝土矿的综合利用进行了 大量的研究，提出了“钠化还原．磁选”工艺流程，有效实现丁矿石中的 铝、铁的分离。该工艺可得到ＴＦｅ品位大于９０％的金属铁粉，和ＡＩ：Ｏ， 含量达４０％左右的富铝渣。金属铁粉可用于电炉炼钢，富铝渣中主要矿物为铝硅酸钠，可从中回收氧化铝。“钠化还原一磁选一［艺具有显著优点：铁的回收率高，铝铁分离彻底；采用烟煤作还原剂，还原温度低， 能耗低；流程短，工艺简单。但从磁选所得的富铝渣中回收氧化铝的研 究尚未开展。因此，在该工艺的研究基础上，开展从富铝渣中回收氧化 铝的研究，完善该矿石的综合利用工艺，对早日实现广西高铁三水铝石 型铝土矿的高效利用具有极大的意义。 本文基于“钠化还原．磁选”的方法，以广西贵港高铁三水铝石型铝 土矿为研究对象，进行了氧化铝提取的基础研究，获得了以下一些主要 结论： （１）系统研究了广西高铁三水铝石型铝士矿的工艺矿物学特性， 揭示了铁、铝、硅分选困难的矿物学原因。广西高铁三水铝石型铝土矿 的全铁含量达到３１．２２％，远高于一般的铝土矿。Ａｊ２岛和ｓｊ０２的含量分 别为２６ ３５％和８．３２％，属高铁、高硅、低铝、低铝硅比的铝土矿。矿石 中所含主要矿物为针铁矿、三水铝石、赤铁矿和高岭石。矿石中的铝主 要存在于三水铝石、针铁矿、赤铁矿和硅酸盐中，针铁矿及赤铁矿中的 铝是以类质同象的形式存在的；矿石中的铁几乎全部以针铁矿、赤铁矿 形式存在；硅则主要以硅酸盐的形式存在。在结构上，铁矿物主要存在 于鲕状、豆状、肾状及块状等矿石颗粒内，铝矿物主要存在于这些矿石 颗粒表面、裂缝及颗粒之间的胶结物中，硅矿物分散在这些矿石中的各个部分。铁、铝、硅矿物嵌布粒度细微，相互胶结包裹，类质同象现象 明显，分离困难。 （２）以实验室人工合成的铝硅酸钠为原料，研究了其碱法、酸法浸 出工艺中氧化铝的溶解特性。拜耳法溶出试验结果首次证实，采川拜耳 法工艺可以从铝硅酸钠中提取氧化铝。在温度为２００℃，碱浓度为 ２２０９／Ｌ，苛性比为３，时间为６０ｍｉｎ的条件下，Ａｌ：０３的相对溶出率可达 到８９ ５１％。但是，由于合成铝硅酸钠的Ａ／Ｓ低，Ａｌ：Ｏ。理沦溶出率为６３３０％，Ａ１２０３实际溶出率仪能达到６０％左右。阁此，欲采用拜耳法从低Ａ／Ｓ的铝硅酸钠巾回收Ａ１２０３，经济上不可行。硫酸溶山试验结果表 明，铝硅酸钠中各组分均可通过酸溶转入溶液，为有价组分的分离和回 收提供了可能。在温度为３０。Ｃ，硫酸浓度为３０％，液同比为１０，浸出 时间为３０ｒａｉｎ的条件下，铝硅酸钠中各氧化物组分Ａ１２０３、Ｓｉ０２和Ｎａ２０ 的浸出率可达到９０％以上。在硫酸浓度较高、温度较高、浸出时间较长 的条件下，溶液中的Ｓｉ０２发生聚合形成硅胶，并可通过同液分离从浸出 液中去除。 （３）鉴于酸法溶出铝硅酸钠可获得较高的溶出率，进一步研究了从 铝硅酸钠的酸溶出液中分离铝、硅、钠的方法，开发出“陈化脱硅．ＮａＯＨ 中和”的氧化铝提取工艺。酸液陈化脱硅的最佳条件为温度８０。Ｃ，陈化 时间３０ｍｉｎ，此时酸液Ｓｉ０２脱除率可达９９．５６％。以ＮａＯＨ稀溶液中和 酸液，从中提取氧化铝，最佳ｐＨ值为５．５，ＡＩ，０３提取率可达９８ ６３％。 氢氧化铝沉淀中，Ａ１２０３含量为３３ ２９％，Ｎａ，Ｏ的残留量为０ １６％。 （４）以广西高铁三水铝石型铝土矿为原料，研究开发了“钠化还原 一磁选．硫酸溶出一陈化脱硅．ＮａＯＨ中和”的氧化铝提取新工艺。在碳酸钠 用量为２５％，硫酸钠用量为１５％，硼砂用量为２．５％，焙烧温度为１０５０＂Ｃ， 焙烧时间为６０ｍｉｎ，磨矿浓度为５０％，磨矿时间为ｉ５ｍｉｎ，磨矿细度为一ｏ０７４ｍｍ粒级占９６０／旷９７％，磁场强度为１０００ＧＳ的条件下，进行还原焙烧、磨矿和磁选，磁性金属铁粉中的ＴＦｅ品位达９２ ７１％，铁的回收 率为９１ １７％，原矿中９２．９５％的Ａ１２０３进入非磁性富铝渣中，其Ａ１２０， 含量为３９ ２９％。在温度为３０。Ｃ，硫酸浓度为３０％、液固比为１０、浸出 时问为３０ｍｉｎ的条件下，进行了富铝渣的溶出，富铝渣中各主要组分 Ａ１２０３、ｓ的２、Ｎａ２０和Ｆｅ的浸出率分别为９１ ７２％，９４ ３７％，９６．８ｌ％， ９４ ９２％。采用陈化方法对酸液进行脱硅，最佳的脱硅条件为温度８０℃， 陈化时间３０ｍｉｎ，Ｓｉ０２脱除率达到９８ ８２％。所得无定形硅胶中含ＳｉＯ， 为５３ ７８％，杂质含量仅为０．６３％，经煅烧后可制成自炭黑。采用ＮａＯＨ中和酸液，在ｐＨ值为５．５的条件下提取氧化铝，ＡＩｚ０３的提取率达到 ９５ ３８％。氢氧化铝沉淀－Ｉ、，氧化铝含量为３４ ９４％，杂质含量仅为０．７３％。 关键词： 商铁三水锚石型铝土矿，氧化铝，铝硅酸钠，拜耳法，酸法
ＡＢＳＴＲＡＣＴＨ砂ｉｒｏｎｃｏｎｔｅｎｔ ｇｉｂｂｓｉｔｅ―ｔｙｐｅ ｂａｕｘｉｔｅ，ｌｏｃａｔｅｄ ｉｎＧｕｉｇａｎｇ，Ｂｉｎｙａｎｇａｓａｎｄ Ｈｅｎｇｘｉａｎ ｏｆ Ｇｕａｎｇｘｉ ｉｓ ｔｈｅ ｌａｒｇｅｓｔ ｇｉｂｂｓｉｔｅ―ｔｙｐｅ ｂａｕｘｉｔｅｋｎｏｗｎ ｉｎｃａｌｌＣｈｉｎａ Ａｃｃｏｒｄｉｎｇｂｅ ｉｄｅｎｔｉｆｉｅｄａｓｔｏａｃｈｅｍｉｃａｌ ｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎ ａｎｄ ｐｒｏｐｅｒｔｉｅｓ ｏｆｔｈｉｓ ｏｒｅ，ｉｔｇｉｂｂｓｉｔｅ―ｔｙｐｅ ｂａｕｘｉｔｅ ｏｆ ｈｉｇｈ ｉｒｏｎ，ｈｉｇｈ ｓｉｌｉｃｏｎ，ｌｏｗＩｔ ｉｓ ｅｃｏｎｏｍｉｃａｌｌｙ ｕｎｖｉａｂＩｅ ｔｏ ｄｅｖｅｌｏｐ ｔｈｅ ｉｒｏｎ ｇｒａｄｅａｌｕｍｉｎｕｍ ａｎｄ ｌｏｗ Ａ／Ｓ ｒａｔｉｏｒｅｓｏｕｒｃｅｓａｓ ａｓｉｎｇｌｅ ｃｏｍｐｏｎｅｎｔ ｍｉｎｅｒａｌ ｂｅｃａｕｓｅ ｔｏｔａｌａｒｅａｎｄａｌｕｍｉｎａ ｃｏｎｔｅｎｔｌｅｓｓ山ａｎ ｔｈｅ ｒｅｑｕｉｒｅｍｅｎｔ ｔｈｒａｎｉｎｄｕｓｔｒｉａｌ ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎＴｈｕｓ，ｉｔ ｉｓ ｎｅｃｅｓｓａｒｙ ｔｏ ｄｅｖｅｌｏｐ ｅｆｆｉｃｉｅｎｔ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｉｅｓ ｉｎ ｏｒｄｅｒ ｔｏ ｕｔｉｌｉｚｅａｌｕｍｉｎｉｆｅｒｏｕｓ ｍｉｎｅｒａｌｓ ａｎｄ ｆｅｒｒｏｕｓ ｍｉｎｅｒａｌｓ ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅｌｙＩｎ ｏｒｄｅｒｔｏｒｅｓｏｌｖｅ ｔｈｉｓ ｐｒｏｂｌｅｍ，ｓｅｖｅｒａｌ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｐｒｏｃｅｓｓｅｓ ｈａｖｅ ｂｅｅｎ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ａｎｄ ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ ｏｆａｌｕｍｉｎｕｍ ａｎｄ ｉｒｏｎ Ｔｈｒｅｅ ｏｆｓｔｕｄｉｅｄ ａｉｍｅｄａｔｔｈｅｍ，ｉｎｃｌｕｄｉｎｇ ｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ ｆｏｌｌｏｗｅｄ ｂｙ ｓｍｅｌｔｉｎｇ ｐｒｏｃｅｓｓ，ｐｒｉｏｒ ｅｘｔｒａｃｌｉｏｎａｌｕｍｉｎａ ｐｒｏｃｅｓｓ ａｎｄ ｐｒｉｏｒ ｓｍｅｌｔｉｎｇ ｉｒｏｎ ｐｒｏｃｅｓｓ，ａｒｅ ｒｅｃｏｍｍｅｎｄｅｄ ｆｉｎａｌｌｙＨｏｗｅｖｅｒ，ｔｈｅｓｅ ｐｒｏｃｅｓｓｅｓ ｈａｖｅ ｎｏｔ ｂｅｅｎ ａｐｐｌｉｅｄ ｔｏ ｉｎｄｕｓｔｒｙ ｅｃｏｎｏｍｉｃ ―ｅｄｏｒ 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ｆｒｏｍ ｓｏｄｉｕｍ ａｌｕｍｉｎｏｓｉｌｉｃａｔｅ ｂｙ Ｂａｙｅｒ ｐｒｏｃｅｓｓ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ｏｆ ２２０９／Ｌ，Ａｔ ｔｈｅ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ ｏｆ ２００’Ｃ，ｃａｕｓｔｉｃ ｓｏｄｉｕｍｃａｕｓｔｉｃ ｒａｔｉｏ ｏｆ３，ａｎｄ ｄｉｇｅｓｔｉｏｎ ｔｉｍｅ ｏｆ６０ｒａｉｎ，ｔｈｅ ｒｅｌａｔｉｖｅ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｒａｔｉｏ ｏｆ Ａ１２０３ ｒｅａｃｈｅｄ ８９ ５１％．Ｈｏｗｅｖｅｒ，ｄｕｅ ｔｏ ｔｈｅ ｌｏｗ Ａ／Ｓ ｒａｔｉｏ ｏｆ ｓｏｄｉｕｍａｌｕｍｉｎｏｓｉｌｉｃａｔｅ，ａｂｓｏｌｕｔｅ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｒａｔｉｏ ｏｆ Ａ１２０３ ｗａｓ ｏｎｌｙ ａｂｏｕｔ ６０％．Ｔｈｅｒｅｆｏｒｅ，ｉｔ ｉｓ ｅｃｏｎｏｍｉｃａｌｌｙ ｕｎｆｅａｓｉｂｌｅ ｔｏ ｅｘｔｒａｃｔ ａｌｕｍｉｎａ ｆｒｏｍ ｓｏｄｉｕｍａｌｕｍｉｎｏｓｉｌｉｃａｔｅ ｏｆ ｌｏｗ Ａ／Ｓ ｒａｔｉｏ ｂｙ Ｂａｙｅｒ ｐｒｏｃｅｓｓ．Ｒｅｓｕｌｔｓ ｏｆ ｄｉｓｓｏｌｕｔｉｏｎｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔｓ ｉｎ ｓｕｌｆｕｒｉｃ ａｃｉｄ ｓｏｌｕｔｉｏｎ ｓｈｏｗ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｃｏｍｐｏｎｅｎｔｓ ｏｆ ｓｏｄｉｕｍａｌｕｍｉｎｎｓｉｌｉｃａｔｅｃａｎｂｅｄｉｓｓｏｌｖｅｄｉｎｔｏｓｏｌｕｔｉｏｎｅａｓｉｌｙ，ｗｈｉｃｈ ｍａｋｅｓｉｔｐｏｓｓｉｂｌｅ Ｆｏｒ ｅｘｔｒａｃｔｉｏｎ ａｎｄ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ｔｈｅｍＡｔ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ ｏｆ ３０℃，ｓｕｌｆｕｒｉｃ ａｃｉｄ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ｏｆ３０％，ｌｉｑｕｉｄ－ｓｏｌｉｄ ｒａｔｉｏ ｏｆ １０，ｌｅａｃｈｉｎｇ ｔｉｍｅ ｏｆ３０ｒａｉｎ，ｌｅａｃｈｉｎｇ ｒａｔｉｏｓ ｏｆ Ａ１２０３，Ｓｉ０２ ａｎｄ ＮａｚＯ ｗｅｒｅ ａｌｌｏｖｅｒ９０％，Ｏｎｃｏｎｄｉｔｉｏｎ ｏｆ ｈｉｇｈｅｒ ｓｕｌｆｕｒｉｃ ａｃｉｄ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ，ｏｒ ｈｉｇｈｅｒ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ，ｏｒ ｌｏｎｇｅｒ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｔｉｍｅ，Ｓｉ０２ ｄｉｓｓｏｌｖｅｄ ｉｎ ｔｈｅａｃｉｄ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｓｏｌｕｔｉｏｎｗａｓｐｏｌｙｍｅｒｉｚｅｄｔｏｂｅ ｓｉｌｉｃａ ｇｅｌ ａｎｄ ｒｅｍｏｖｅｄ ｆｒｏｍ ａｃｉｄ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｓｏｌｕｔｉｏｎ ｂｙｓｏｌｉｄ―ｌｉｑｕｉｄ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ （３）Ｂｅｃａｕｓｅ ｏｆｇｏｏｄ ｄｉｓｓｏｌｕｂｉｌｉｔｙ ｏｆｓｏｄｉｕｍ ａｌｕｍｉｎｏｓｉｌｉｃａｔｅ ｉｎ ｓｕｌｆｕｒｉｃａｃｉｄ ｓｏｌｕｔｉｏｎ，ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｏｆ ｓｏｄｉｕｍ，ａｌｕｍｉｎｕｍ ａｎｄ ｓｉｌｉｃｏｎ ｉｎ ａｃｉｄ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｓｏｌｕｔｉｏｎ ｗａｓ ｓｔｕｄｉｅｄ ｆｕｒｔｈｅｒ，ａｎｄａｐｒｏｃｅｓｓ ｏｆ“ａｇｉｎｇ―ｎｅｕｔｒａｌｉｚｉｎｇ＇’ｗａｓｐｒｏｐｏｓｅｄ Ｒｅｍｏｖａｌ ｒａｔｉｏ ｏｆＳｉ０２ ｒｅａｃｈｅｄ ９９ ５６％ｏｎ ｔｈｅ ｏｐｔｉｍｕｍ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｏｆｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ ８０。Ｃ ａｎｄ ａｇｉｎｇ ｔｉｍｅ ３０ｍｉｎ Ｅｘｔｒａｃｔｉｏｎ ｒａｔｉｏ ｏｆＡｌ２０ｓｆｒｏｍ ａｃｉｄ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｓｏｌｕｔｉｏｎ ｒｅａｃｈｅｄａｓ９８ ６３％ａｔｐＨ ｏｆ ５．５ｉｎ ｎｅｕｔｒａｌｉｚａｔｉｏｎｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔｓ ｕｓｉｎｇ ＮａＯＨｎｅｕｔｒａｌｉｚｉｎｇ ａｇｅｎｔＣｏｎｔｅｎｔ ｏｆＡｌ２０３ ａｎｄ Ｎａ２０ｉｎ ａｌｕｍｉｎｕｍ ｈｙｄｒｏｘｉｄｅ ｐｒｅｃｉｐｉｔａｔｉｏｎ ａｂｔａｉｎｅｄ ｗｅｒｅ ３３ ２９％ａｎｄ ０ １６％，ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ（４）Ａｉｍｅｄａｔａｌｕｍｉｎａ ｅｘｔｒａｃｔｉｏｎ．ｔｅｃｈｎｉｃａｌ ｓｔｕｄｙ ｗａｓ ｃａｒｒｉｅｄ ｏｕｔ ｂｙｃｏｎｔｅｎｔｕｓｉｎｇ Ｇｕａｎｇｘｉ ｈｉｇｈ ｉｒｏｎａｇｉｂｂｓｉｔｅ―ｔｙｐｅ ｂａｕｘｉｔｅａｓｒａｗ ｍａｔｅｒｉａｌ，ａｎｄｎｏｖｅｌ ｐｒｏｃｅｓｓ ｏｆ“ｒｅｄｕｃｔｉｏｎ ｒｏａｓｔｉｎｇ ｗｉｔｈ ａｄｄｉｔｉｏｎ ｏｆ ｓｏｄｉｕｍ ｓａｌｔｓ― ｎｅｕｔｒａｌｉｚｉｎｇ’’ｗａｓ ｄｏｓａｇｅ ｏｆｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ―ｓｕｌｆｕｒｉｃ ａｃｉｄ ｌｅａｃｈｉｎｇ―ａｇｉｎｇ ｐｒｏｐｏｓｅｄＡｔ Ｎａ２Ｃ０３ｄｏｓａｇｅｏｆ２５％．Ｎａ２Ｓ０４１５％．ＮａｚＢ４０７ １０Ｈ２０ ｄｏｓａｇｅ ｏｆ ２ ５％．ｒｏａｓｔｉｎｇ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ ｏｆ １０５０。Ｃ．ｔｉｍｅ ｏｆ６０ｍｉｎ，ｇｒｉｒｉｄｉｎｇ ｔｉｍｅ ｏｆ １５ｒａｉｎ，ｇｒｉｎｄｉｎｇ ｆｉｎｅｎｅｓｓ ｏｆ ９６％￣９７％ｌｅｓｓ ｔｈａｎ ０ ０７４ｍｍ ａｎｄ ｍａｇｎｅｔｉｃｆｉｅｌｄ ｉｎｔｅｎｓｉｔｙ ｏｆ １０００Ｇｓ，ａ ｍｅｔａｌｌｉｃａｉｒｏｎｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｗｉｔｈ ｔｏｔａｌ ｉｒｏｎ ｇｒａｄｅ ｏｆ ９２ ７１％ａｎｄｎｏｎ―ｍａｇｎｅｔｉｃ ｐｒｏｄｕｃｔｗｉｔｈ ３９．２９％ａｌｕｍｉｎａ ｃｏｎｔｅｎｔ ｗｅｒｅ ｏｂｔａｉｎｅｄＢｙｍａｇｎｅｔｉｃｓｅｐａｒａｔｉｏｎ，９ｌ １７％ｏｆＦｅ ｉｎ ｂａｕｘｉｔｅ ｗａｓ ｓｅｐａｒａｔｅｄ ｉｎｔｏ ｍｅｔａｌｌｉｃ ｉｒｏｎ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ．ａｎｄ ９２ ９５％ｏｆ Ａ１２０３ ｉｎｔｏｎｏｎ―ｍａｇｎｅｔｉｃ ｎｏｎ―ｍａｇｎｅｔｉｃｔｏｐｒｏｄｕｃｔ Ｄｉｓｓｏｌｕｔｉｏｎ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃ ｏｆ ｐｒｏｄｕｃｔ ｉｎ ｓｕｌｆｕｒｉｃ ａｃｉｄ ｓｏｌｕｔｉｏｎ ｗａｓ ｏｆ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ，ａｔｈｉ曲ａｌｕｍｉｎａｓｔｕｄｉｅｄｃｏｎｔｅｎｔＡｃｃｏｒｄｉｎｇｔｈｅｏｐｔｉｍｉｚａｔｉｏｎｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ ｏｆ ３０。Ｃ，ｓｕｌｆｕｒｉｃ ａｃｉｄ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ｏｆ３０％，ｌｉｑｕｉｄ－ｓｏｌｉｄ ｒａｔｉｏｏｆｌ０，ｌｅａｃｈｉｎｇｔｉｍｅ ｏｆ３０ｍｉｎ，ｌｅａｃｈｉｎｇ ｒａｔｉｏｓ ｏｆＡｌ２０１，Ｓｉ０２，Ｎａ２０ａｎｄ Ｆｅ ｒｅａｃｈｅｄ ９ｌ ７２％，９４ ３７％，９６．８Ｉ％ａｎｄ ９４ ９２％．ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ Ｂｙ ａｇｉｎｇ，ａｔｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ ｏｆ ８０℃ａｎｄ ａｇｉｎｇ ｔｉｍｅ ｏｆ ３０ｒａｉｎ ｔｈｅ ｒｅｍｏｖａｌ ｒａｔｉｏ ｏｆ Ｓｉ０２ ｒｅａｃｈｅｄ ９８ ８２％Ａｍｏｒｐｈｏｕｓ ｓｉｌｉｃａ ｇｅｌ ｗａｓ ｏｂｔａｉｎｅｄ ｔｈｅｃａｎａｓＳｉＯ，ａｎｄｂｅ ｕｓｅｄ ｔｏｉｍｐｕｒｉｔｉｅｓ ｃｏｎｔｅｎｔ ｉｏ ｗｈｉｃｈ ｗａｒｅ ５３．７８％ａｎｄ ０ ６３％Ｉｔ ｐｒｏｄｕｃｅ ｗｈｉｔｅ ｃａｒｂｏｎ ｂｌａｃｋ ｂｙ ｃａｌｃｉｎａｔｉｎｇ Ｕｓｉｎｇ ＮａＯＨ ａｇｅｎｔ，ｅｘｔｒａｃｔｉｏｎ ｒａｔｉｏ ９５ ３８％ａｔ ｐＨ ｏｆ ５．５ ｏｆｎｅｕｔｒａｌｉｚｉｎｇ ｒｅａｃｈｅｄＡ１２０３ｆｒｏｍａｃｉｄｌｅａｃｈｉｎｇｓｏｌｕｔｉｏｎＣｏｎｔｅｎｔ ｏｆ Ａ１，Ｏ，ａｎｄ ｊｍｐｕｒｉｔｉｅｓ ｏｆ ｔｈｅ ａｌｕｍｉｎｕｍｈｙｄｒｏｘｉｄｅ ｐｒｅｃｉｐｉｔａｔｉｏｎ ｗｅｒｅ ３４ ９４％ａｎｄ ０ ７３％．ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙＫＥＹＷＯＲＤＳ：ｈｉ曲ｉｒｏｎｃｏｎｔｅｎｔｇｉｂｂｓｉｔｅ―ｔｙｐｅ ｂａｕｘｉｔｅ，ａｌｕｍｉｎａ，ｓｏｄｉｕｍａｌｕｍｉｎｏｓｉｌｉｃａｔｅ，Ｂａｙｅｒ Ｐｒｏｃｅｓｓ，ａｃｉｄ ｌｅａｃｈｉｎｇ目录摘要ＡＢＳＴＲＡＣＴＩ ＩＶ １…第‘章文献综述…１１广西高铁三水铝石型铝土矿资源丌发状况１ ｌ １ ｌ１ １１广西高铁三水铝石型铝土矿资源特点 ２广西高铁三水铝石型铝土矿综合利用研究现状……２ ５ｌ２综合利用铝硅酸钠的研究现状１２１石灰苏打烧结法…５ ６ ７ ９ ０１ ２ １２氧化钙常压法脱钠．碳酸钠分解法２．３石狄脱碱．转型．改性．低温苛性碱液脱铝法２．４高雎水化法 ２．５酸溶法ｌ２．６烧结．品化法２７生物法１２３本文研究的目的及意义 第二章原料性能 ２１化学成分２２物相组成１３２．３主要元紊的物相分布 ２．４主要矿物的嵌布特征２４１电镜扫描分析２．４ ２．４２显微结构分析 ３Ｘ射线能谱分析１６ ２４２．５本章小结第三章从铝硅酸钠中提取氧化铝的基础研究３１铝硅酸钠的台成 ３１１高温焙烧法３１２８ ．２８２溶胶．凝胶法３．２铝硅酸钠的拜耳法溶出性能３．２１研究方法…３．２…３２ ３８２拜耳法溶出试验３２３铝硅酸钠的拜耳法溶出行为４５ ４６ ４６ ４７…３．３铝硅酸钠的硫酸溶出性能３３１研究方法 ２酸溶试验 ３钒硅酸钠的酸溶行为３ ３ ３．３５３３．４酸溶出液中的二氧化硅的分离３．４ ３．４ ３２研究方法 ３脱硅试验… …５５ ５６５氧化铝的提取３…５９５】研究方法 ２中和试验…３ ５６１ ６３ ６５ ６５ ６５ ６６ ６９３．６本章小结 第四章高铁铝土矿中氧化铝的提取新工艺４１铝铁分离４１ ４１ ４１研究方法２铝铁分离效果２富铝渣的拜耳法溶出 …４．３富铝渣的硫酸溶出７ｌ ７２ ７３ ７３ ７４４３１硫酸浓度的影响４．３ ４ ３ ４．３ ４，３２浸出叫问的影ｌ啊 ３浸出温度的影响４搅拌速度的影响５液固比的影响４．４酸溶出液中硅的分离４．４ ４．４１酸溶出液的性质２脱硅试验７７４．５氧化铝的提取４．６本章小结 第五章推荐工艺流程及应用前景 第六章结论 参考文献 致谢 攻读硕士学位期间的主要研究成果 ……７９８３９硕士学位论文第章文献综述第一章文献综述广西高铁三水铝石型铝土矿资源开发状况广西高铁三水铝石型铝土矿资源特点 上世纪八十年代，在我国广西中部的贵港、宾阳和横县等地，发现了大规模的１ １三水铝石型铝土矿矿床。该矿广泛分和于桂中地区，为商铁、高硅的结核状铝土矿， 是国内外少见的铝土矿类型ＩＨＩ。该矿预测资源总量达１０ ３０亿吨，是我国现知的规模虽大的三水铝石型铝土矿矿床【¨】。 该矿石的主要组分为Ａ１２０３、Ｆｅ２０３、Ｓｉ０２和Ｈ２０，四者之和约９５％。其中Ａ１２０３ 含量２０％～３７％，平均为２８％：Ｆｅ２０３含量３５％～４６％，平均为４０％；Ｓｉ０２含量ｑ％～１２％，平均为８％：灼减含量１０％２０％，平均为１７％。矿石的铝硅比为２～７，平均为３。此外，矿石中还台有ｔｎ０２１６０％，Ｍｎ０１ １％，ｖ２０，ｏ ２２％，ＧａＯ ０１７％，Ｋ２０ ｏ ７８％ｔ稀土（３４０～９３３）ｘ１０６等有价金属元素，其含量都已达到综合利用指标，可进行综合回收利用。矿石中的有害杂质除磷的含量为０ ｌ ８％，稍高于炼钢要求外，其他如 ＣａＯ（ｏ１５蜘、Ｍ９０（０２９嘲、Ａｓ（Ｏ ０４５％）、ｓ（ｏ １３％）、Ｐｂ（Ｏ ０９脚、Ｚｎ（Ｏ ０３％）、Ｓｎ（Ｏ ０３６％）、有机碳ｆ０ ２４％１等的含量均低于炼钢和氧化铝生产用矿石的允许台量［Ｌ７－１４１。矿石中所台主要矿物为三水铝石（２５０／ｏ＇－４５％，平均为３０％）、针铁矿（３５％～５０％，平均为４０％）、赤铁矿（５％～１０％，平均为７ ５％）和高岭石（４％－９％，平均为６％），前 三者为主要有用矿物，其含量之和约占总量的８５％。次要的矿物主要有锐钛矿、水铝石、伊利石、石英和锂硬锰矿等。此外，还有磁铁矿、方铅石、铝凝胶、刚玉 和独居石等二十多种少量或微量矿物，其含量均小于１％【１Ｈ”。矿石中的铝矿物以游离态、类质同象及硅酸盐三种形式出现。以游离态形式存在的铝矿物主要是三永铝石，其Ａ１２０３含量占矿石中全部Ａ１２０３的５０％～７０％；以 类质同象形式出现的铝主要存在于针铁矿和赤铁矿中，其中针铁矿中的Ａ１２０３含量 较高，约占总Ａｈ０３量的２０％左右：以硅酸盐形式出现的含铝矿物，主要是高岭石 和伊利石，其含量分别约占矿石的６％和３％左右。矿石中的铁矿物主要为针铁矿，其次为赤铁矿，以其它物相形式存在的铁不到２％。矿石中的硅主要是以高岭石、 伊利石等硅酸盐形式存在，以石英形态存在的惰性Ｓｉ０２很少Ｉ”－２７１。广西高铁三水铝石型铝土矿矿床虽然规模和储量大，但是从矿石的成分和性质来看，属于高铁、高硅、低铝、低铝硅比的三水铝石型铝土矿，若作为单一的铝土硕十学恃论文第章文献综述矿或铁矿刀：发，氧化铝和氧化铁品位均束达到各自的工业指标要求，经济上不合算。 因此，必须对矿石进行综台利用。２广西高铁三水铝石型铝土矿综合利用研究现状自广西高铁三水铝石型铝土矿被发现以来，国内诸多科研、设计院所和高等院 校，针对这一资源的综合利用做了大量的试验研究工作，提出了：．ｆ＝同的综合利用方案。综合起柬，所丌展的研究工作．均根据泼资源中铝、铁品位无法达到各自工业指标要求的特点，以铁、铝矿物的分离及其他元素综合利用为基本要求，提出了三 类综合利用方案：“先选矿后冶炼”、“先锅后铁”和“先铁后铝”１１Ｍ雌¨”。１ｌ２ｌ先选矿后冶炼 “先选矿后冶炼”方案的目的，是通过选矿的方法，使铝矿物与铁矿物分离富集，并去掉部分脉石，得到铝精矿和铁精矿。所得铝精矿以拜耳法处理生产氧化铝， 铁精矿作为炼铁原料进入高炉。 通过选矿的方祛，实现铝、铁矿物的分离和富集，无疑是晟理想的方案。但是， 东－ＩＬＩ学院、沈阳镁铝设计院、北京矿冶研究院，中南工业大学、中国地质科学院 等学校和科研单位先后进行了多达十一种选矿方案的试验研究（其中包括五个磁选 方案，五个浮选方案，以及一个中频介电分选方案），都没有获得满意的铁、铝分 离效果，得到的精矿和尾矿的化学成分没有明显差别。诸多的研究表明，应用现有 的选矿技术无法实现铁、铝的有效分离，也无法宴现降低矿石中可溶性ｓｉ０２的目 的。究其原因，主要是由于矿石中大部分矿物结晶不好，相当一部分呈凝胶状，铁 矿物与铝矿物嵌布粒度细，相互胶结和包裹，结构相当复杂，且铝、铁类质同象现 象严重，导致矿物的单体解离性能极差口ｓ２９１。１１ ２２先铝后铁 先铝后铁方案，是先以拜耳法溶出铝土矿以生产氧化铝，再从赤泥中回收铁”¨”。因为矿石中的铝矿物主要为三水铝石，三水铝石中的Ａ１２０３含量占矿石总 Ａ１２０３量的５０％～７０％，这部分Ａ１２ｑ在拜耳法中为可回收的氧化铝（即有效氧化 铝）。泼方案的提出，是为了充分发挥三水铝石易于溶出的特点。 但是，对该矿进行常压、中压乃至高压溶出的试验结果表明，氧化铝的溶出率仅为５０％左右。矿石中三水铝石溶出率可达到９０％９５％，但是矿石中占总铝量２０＊／＇０左右的以类质同象形式存在于针铁矿和赤铁矿中的Ａ１２０３不能溶出。矿石的Ａ／Ｓ较 低，梅贤恭ｐｏ删等人提出了选择性拜耳法溶出工艺，在常温低压下，加入抑制剂，将矿石的ＡＡＩ由，Ｒｓ．血（Ａ籼，：有效氧化铝，Ｒｓｎ：活性氧化硅）提高，降低了碱硕十学位论文第一章文献综述耗，并将Ａ１２０３溶出率提高到６０％。对拜耳法赤泥的处理方法，先后有较多的研究，“催化还原焙烧．磁选”法最佳。改方法的具体流程为：在拜耳法赤泥中掺入粉煤和“Ｏ”型催化剂，并ＩＥ成团块． 干燥后送入回转窑在１１００～１２００。Ｃ下，还原焙烧２ｈ：焙烧团块经破碎、细磨、磁选得到金属铁粉：利用余属铁粉在空气中自行锈化的特点，冷固结成球团，最终得到 海绵铁球块产品。海绵铁球块产品的ＴＦｅ和会属化率都超过９０％，铁的回收率大于８５％，含杂质小于５％，其中Ｎａ２０小于０１７％，达到了脱钠和脱铝的目的【３２。ｑ。 这种会属化球块可以代替废钢使用，经济价值较高。 但是，先铝后铁方案最显著的缺点是：拜耳法处理矿石时．氧化铝的溶出率仅 能达到５０％－－６０％：该铝土矿的Ａ１２０３品位低，赤泥排放量很大．每产出１吨氧化 铝，排放的赤泥量达到５～７吨，因此氧化铝生产成本大大增加；虽然采用“催化还 原焙烧一磁选”方法可回收赤泥中的铁．但赤泥中Ａ１２０３含量仍然高达１５％，若再 增设工艺流程再次回收Ａ１２０３，则整个综合利用流程太长且不经济，若直接废弃含Ａ１２０３渣，则资源浪费太严重。ｌｌ２．３先铁后铝先铁后铝方案包括四个工艺：金属预还原电炉熔分一氧化铝提取；粒铁法：生铁熟料法：铝土矿烧结一高炉冶炼一氧化铝提取１扯３０］。这四种工艺的共同特点是，先用火法冶金的方法首先将铁提取出柬，并得到适于后续Ａ１２０３溶出的铝酸钙炉渣。（１）金属预还原一电炉熔分一氧化铝提取 在铝土矿中配入石灰石和煤，在１０００～１０８０＂Ｃ的温度下于回转窑中进行还原焙 烧。将还原炉料加入电炉，在１６０肚１７００℃的高温下将铁矿物还原为金属铁，并完 成铁和渣的分离。用碳酸钠溶液浸出炉渣提取氧化铝，浸出渣用于生产水泥。 该工艺的特点是：流程简单：是目前钢铁工业和氧化铝工业现行工艺的组台， 技术成熟：金属收率高。但是，它采用电炉熔炼，电耗大，对电力缺乏的广西来说， 成本高，经济上不划算。（２）粒铁法在铝土矿中配入石扶石和煤，采用回转窑在１４００～１４５０＂Ｃ的温度下进行还原焙 烧，还原炉料经缓冷后发生自粉，再采用磁选方法分离出粒铁和铝酸钙渣。粒铁用 于炼钢，铝酸钙渣用于浸出以生产氧化铝。该方案主要是为了减少电耗而采用回转窑进行矿石的还原。但是该工艺中，铁 不能有效聚合，磁选效果差，技术难度大，不可行。 （３）生铁熟料法 在铝土矿中配入石灰石和煤，采用回转窑在１４８０℃的温度下将铁矿物还原成铁水，铁水提钒后用于炼钢，铝酸钙渣用于浸出氧化铝。该方法为实现铁和铝酸钙硕十学位论文第一章文献综述渣的分离，提高了熔炼温度，在回转窑内将铁氧化物还原成液态生铁。 该工艺流程的优点：能源为煤，这对电力紧张又缺少焦煤资源的广西柬说，非 常适宜。其缺点足：将铁氧化物还原成液态生铁，熔炼温度高，能耗偏高：回转窑 炉衬与铁水接触，寿命短，尚有待丌发高温耐磨的炉衬材料。因此该工艺的可行性也不高。（４）铝土矿烧结一高炉冶炼一氧化铝提取Ｈ５。” 将矿石按一定比例配入石灰石、煤粉和生石灰，混料后烧结，烧结矿八高炉冶 炼。在高炉内，铁矿物还原成铁水，铝矿物反应生成铝酸钙渣系，实现渣铁分离。 炉渣用于浸出氧化铝。生产过程需控制炉渣的冷却速度，使炉渣中的Ａ１２０３以易于 被溶出的１２ＣａＯ ７ＡＩ：Ｏ，的物相形式存在，而避免生成其他难溶的物相。东北大学 和沈阳镁铝设计研究院曾对陵工艺做了较为细致、深入的研究。生产的高碱度烧结 矿基本满足高炉冶炼要求，通过严格控制造渣条件，可实现高炉顺行，达到铝铁分 离的目的，铁的回收率达９８％；铝酸钙炉渣缓慢冷却后，以碳酸钠溶液对其进行溶 出，氧化铝浸出率大于８２％。研究结果表明，该工艺在技术上是可行的。但是， 发工艺电存在一些明显的缺点：采用高炉冶炼，炉渣碱度高、粘度大，熔炼温度高， 能耗大；矿石铁品位低，石灰消耗量大，炉渣量大，焦耗大：炉渣冷却速度应控制 在１０＂Ｃ／ｍｉｎ以下，占用场地大。总之，采用高炉冶炼该铝土矿，是一个能耗高、 焦耗大，物料量消耗大的工艺，经济上不可行。１ ｌ２．４“钠化还原．磁选”铝铁分离新工艺近几年，中南大学李光辉，刘牡丹．孙娜等人ｌ㈣Ｉ对广西高铁三水铝石型铝土矿的综合利用进行了深入的研究，提出了一条新的“先铁后铝”工艺路线――“钠化还原一磁选”。其现有的工艺流程为：将铝土矿破碎、细磨，按比例配入无机钠 靛，混匀、造球、干燥；以烟煤为还原剂，采用回转窑在１０００－，１１００℃下焙烧球团； 冷却后的还原球团经破碎、细磨，采用磁选方法对矿浆进行选别，得到富含铁的磁性金属铁粉和富含铝的非磁性渣。试验研究表明，磁选所得的磁性产物为ＴＦｅ大于９０％的金属铁粉，可直接用于 电炉炼钢，铁的回收率达到９０％以上。原矿中大部分的Ａ１２０３和ｓｉ０２在高温焙烧 时与钠盐添加剂结合，以铝硅酸钠的物相形式在非磁性物中得｜Ⅱ富集。非磁性物中Ａ１２０３、ｓｉ０２和Ｎａ２０的含量分别约为４０％、１５％、２２％，由于主要有价元素铝的含 量较高，可称之为富铝渣。稀散金属ｖ和Ｇａ分别在富铝渣和金属铁粉中得到一定 程度的富集。Ｅｔ前，该工艺已有的研究已实现了该铝土矿中铁的分离和提取，从富 铝渣中回收氧化铝的工艺尚待继续研究。综上所述，，对于高铁三水铝石型铝土矿处理方法而言，先选矿后冶炼方案在 技术上完全不可行；先铝后铁方案中氧化铝的回收率太低，经济上不合理；四种先硕十学似论文第一一＃文献综述铁后铝工艺中，除了粒铁法在技术不可行之外．其他三种方法均可获得较高的铁、 铝回收率，其中Ａ１２ｑ回收率可达到８０％以Ｅ，Ｆｅ的回收率达到９０％以上。但是， 它们分ｇＵ存在电耗高，吲转窑炉衬寿命短，能耗高等不足，并且还均存在铝酸钙炉渣缓冷困难，物料消耗量大等韭同的显著缺点，将“钠化还原一磁选”新：［艺，与以上各种综台利用方案相比较．院［艺具有以下几个特点：矿石的还原温度低（仪为１１００℃），能源为烟煤，能耗低；铝铁分 离效果好，铁的回收率高．技术可行：采用回转窑处理矿石，工艺简单，易操作。 由于“钠化还原―磁选”工艺具有以上显著优势，在浚工艺已有的研究基础ｔ，进行从富铝渣中回收氧化铝的研究，完善缓矿石的综合利用工艺，对早Ｒ实现广西高 铁三水铝石型铝土矿的开发利用具有极大的意义。２综合利用铝硅酸钠的研究现状“钠化还原磁选”工艺产生的富铝渣中的主要物相为锚硅酸钠，它是在高温条件下，山无机钠盐与铝土矿中的Ａ１２０３、Ｓｉ０２等成分反应而生成的Ｉ㈣ｌ。关于从铝硅酸钠综台回收有价成分的研究，圈内外尚未有过报道。但是，对于综合利用水 合铝硅酸钠（俗称钠硅渣）的研究工作丌展较多。在氧化锅生产中，烧结法脱硅过程和拜耳法高压溶出过程均产生大量的钠硅渣。以烧结法和拜耳法每生产１吨氧化 铝，钠硅渣的产出量分别达Ｎ２００公斤和１０００公斤，其中含有大量的氧化铝和氧化 钠，必须回收。钠硅渣因其组成、结构复杂，练合利用难度大，一直是氧化铝生产工业的大难题［６３。，９１。对于钠硅渣综合利用有较多的研究，主要有以下几种处理方法。２１石灰苏打烧结法发方法是在钠硅渣中配入石灰和苏打，在一定温度下烧结，然后用弱碱液溶出 熟料，使其中的氧化铝以铝酸钠的形式游离出来，从而提取Ａｌ ２０３｝ｌｌＮａ２０１６＂／－７１１。其 实质就是氧化铝生产普遍采用的烧结法。其工艺流程见图１―１。在烧结过程中，发生的主要反应如下：Ａｋ０３＋Ｎａ２ＣＯ，＝２ＮａＡｌｑ＋ｃｑ ｓｉ０２十２ＣａＯ－２ＣａＯＳｉ０２（１?１）（１－２） （１―３）Ｎａ２Ｃｑ＋Ｆｅ２０３－２ＮａＦｅ０２＋ｃ０２用弱碱溶液溶出熟料时，铝酸钠溶于水进入溶液，原硅酸钙不溶出，铁酸钠分 解得到的氢氧化铁也进入渣相，从而使得氧化钠和氧化铝得以分离和回收。 据研究资料，用该工艺处理钠硅渣，氧化铝和氧化钠的溶出率均达到９５％以上。硕Ｌ学忙论文第一章文献综述但由于钠硅渣的Ａ／Ｓ只有ｌ Ｏ左右，将其返回配料进入氧化铝生产主流程，造成大量物料重新返回，降低了产能，各项消耗升高，生产成本增加，经济上不划算。盟硅蓬五丛蒸担盟酸地渲煎生产氧化铝壶渣‘外排固１－Ｉ石灰一苏打烧结法工艺流程Ｆｉｇ Ｉ－Ｉ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙｐｒｏｃｅｓｓｏｆ‘ｓｉｎｔｅｒｉｎｇｗｉｔｈｌｉｍｅ ａｎｄ ｓｏｄａ＇’ｍｅｔｈｏｄ１２．２氧化钙常压法脱钠一碳酸钠分解法２．２ｌ１氧化钙常压法脱钠氧化钙常压法的原理是，钠硅渣中的主要成分铝硅酸钠在常压和一定温度下， 能够与Ｃａ（ＯＨ）２反应生成水台铝硅酸钠钙，而水合铝硅酸钠钙在有Ｃｏ（Ｏｒｔｈ存在时 会分解．生成硅饱和度高的水化石榴石。分步反应式为：Ｎａ２０ ＡＩ ２０ ３ ２Ｓｉ０２ｎＨ２０＋ｙＣａ（ＯＨ）２＋ａｑｙＣａＯ?Ａ１２０］２ＳｉＯ ２ ｎＨ ２０＋２ｙＮａＯＨ＋ａｑ＝（１一ｙ）Ｎａ２０ （１－ｙ）Ｎａ２０ｙＣａＯ（１－４）Ａ１２０，２ＳｉＯ ２ｎＨ２０＋（５＋ｘ―ｙ）Ｃａ（ＯＨ）２＝３ＣａＯ Ａ１２０，ｘＳｉ０２ｎＨ２０＋Ｑ―ｘ）ＣａＯ Ｓｉ０２Ｈ２０＋２（１－ｙ）ＮａＯＨ＋（４－ｘ）ＲＯ（１―５）硕士学位论文第一章文献综述多名研究人员以不同的钠硅渣为原料，采用该法在９０＂－１００＂Ｃ的温度下，进行 脱碱试验，脱碱率可达８００／旷９５％，效果较好１；＇２－”Ｉ。回收得到的稀氢氧化钠溶液可以通过介质压滤、芯式精滤以及电渗析等工序，得到浓的氢氧化钠溶液。ｌ ２ ２２碳酸钠分解法回收氧化铝碳酸钠分解法，是根据赤泥加氧化钙脱钠后得到的钙硅渣能被碳分母液苛化分解的原理。刘桂华等认为钙硅渣分解过程如下『“Ｉ：３ＣａＯＡｋＯ，ｘＳｉｑ（６―２ｘ）Ｈ２０＋０一ｘ）ＮａｚＣ０３＋７ｘ／６屿Ｏ（１。６）＝ｘ／６（６ＣａＯ ６Ｓｉ０２ Ｈ２０）＋２ＮａＡｌ（Ｏｒｌ），＋（４?２ｘ）ＮａＯＨ＋（３一ｘ）ＣａＣｑ３ＣａＯ Ａ１２０ｊ ｘＳｉＯ ２（６－２ｘ）Ｈ２０＋Ｎａ ２ＣＯ）＋Ｈ２０＝ｘ（２ＣａＯＳｉＯ ２Ｏ ５Ｈ２０）＋ＮａＡＩ（ＯＨ）４＋ＮａＯＨ＋（３―２ｘ）ＣａＣＯ ３（１－７）刘桂华以不同成分的脱碱水化石榴石，进｛亍了碳酸钠脱铝试验，Ａ１２０，溶出率在５００／Ｐ７０％之间。该方法流程短，操作简单，易于工业化。但是由于浚法体系复杂，缺乏基本的物理化学基础数据作为指导，因此渣相组成难以控制。氧化铝的溶出率也不甚理想，仅在５０％。７０％左右，弃渣中的Ａ／Ｓ仍大于０７Ｌ删１。１ ２３石灰脱碱．转型．改性一低温苛性碱液脱铝法该法首先加八石扶与钠硅渣反应使之转变为水化石榴石，回收其巾的氧化钠 （这与１２ ２１中所述的氧化钙常压法脱钠法相同）；然后在水化石榴石的水溶液体系中通八Ｃ０２气体，以分解水化石榴石，其中台硅物质转化为水合硅酸钙，台铝物 质转化为氢氧化铝或Ｎａ２０Ａ１２０３Ａ ｎＨ２０；最后用苛性碱液处理转型后的渣．氢氧 化铝和Ｎａ２０Ａ１２０３ Ａ ｎＨ２０被溶解并以铝酸钠形式进入溶液，从而实现氧化铝的回收，水合硅酸钙则成为弃渣ｐ５～ｓ９】。工艺流程见图１－２。 钠硅渣脱碱转型改性一苛化湿法处理过程，先后发生的化学反直有：Ｎａ ２０ Ａ１２０３ ｍＳｉ０２ｎＨ２０＋Ｃａ（ＯＨ）２（１－８）＿３ＣａＯ３ＣａＯ Ａ１２０３ＡＩ ２０，ｘＳｉＯ ２（６―２ｘ）Ｈ２０＋ＮａＯＨ＋Ｈ ２０ｘＳｉＯ ２（６―２ｘ）Ｈ ２０＋Ｃ０２＿ｍＣａＯｎＳｉＯ ２ｙＨ２０＋ＡＩ（ＯＨ）３＋ＣａＣＯ）＋Ｈ ２０（１－９）硕十学协论文第一章文献综述Ｎａ ２０Ａ１２０】ｘＳｉＯ ２ｙＨ ２０＋Ｃａ（ＯＨ）２＋ＣＯ＿Ｎａ ２０ＡＩ ２０，ＣＯ，ｎＨ，Ｏ＋ＣａＯ ＳｉＯ：Ｈ ２０＋Ｈ ２０（１．１０）ＡＩ（ＯＨ），＋ＯＨ斗ＡＩ（ＯＨ）｛’Ｎａ ２０ ＡＩ ２０，ＣＯ ２ ｎＨ（１－１１）２０＋ＯＨ‘斗ＡＩ（ＯＨ）４＋Ｎａ＋＋ＣＯ ３‘ｆｌ?１２）盟壁查巫蓝堂醒塑签遗进氧化铝生产系统图卜２石灰脱碱一转型一改性一低温苛性碱液脱铝法工艺流程Ｆｉｇ Ｉ－２Ｔｅｃｈｎｏｌｏ＆ｒ ｐｒｏｃｅｓｓｏｆ“ｄｅａｌｋａｌｉｚｉｔｉｏｎｗｉｔｈＣａＯ－ｔｒａｎｓｆｏｒｍａｔｉｏｎ－ｍｏｄｉｆｉｃａｔｉｏｎｄｅａｌｕｍｉ腿ｔｉｏｎｉｎ ｃａ璐ｔｉｃ ａｌｋａｌｉｌｉｑｕｏｒａｔｌｏｗｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ＇’ｍｅｔｈｏｄ实验室研究结果表明：常压渣经溶铝处理后，弃渣的ｒｙｅＡ／Ｓ在０．６左右；高压渣经溶铝处理后，弃渣的Ａ／Ｓ在Ｏ ７左右；Ｎａ２０含量均小于３％，Ｎ／Ｓ小于０．２。小试验和扩大化试验研究结果表明，在１２０。０以下处理钠硅渣时，８５％以上的碱和６０％左右的氧化铝能得到回收。 改工艺为全湿法流程，具有低能耗、低投资等特点，易于在工业中实现。但是Ａ１２ｑ的回收率较低，仅为６０％左右，弃渣中Ａ／Ｓ仍然较高。碗＋学位论文第章文献综述２４高压水化法高压水化法是在２８¨３００℃温度下，添加石灰用高“ｋ（即溶液Ｎａ２０／Ａ［２０３的分子比）溶液处理钠硅渣，溶出后得到“ｋ为１２～１４的铝酸钠溶液１６７１。工艺流程见图１－３。硅酸钠钙主臣茎厂―――――――――］叵丛甄鎏迤生塑酸铀晶焦ｈｉｇｈ氧氧化｛｝ｆ＝ｊＦｉｇＩ－３Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ―ｏｆ“ＣａＯ?ｍｅｔｈｏｄｗｉｔｈ母１０高压水化法工艺流程ｐｒｅｓｓｕｒｅ＇’ｍｅｔｈｏｄ高压水化法的基本原理可用如下反应方程式表示：Ｎａ ２０ Ａ１２０ ３ ２ＳｉＯ ２＋Ｃａ（ＯＨ）２＋ａｑ＝ＮａＣａ（ＨＳｉＯ。）＋ＮａＡＩ（ＯＨ）。＋ａｑ（１－１３）ＮａＣａ（ＨＳｉ０４）十ＮａＯＨ＋ａｑ＝Ｎａ ２Ｓｉ０３十２Ｃａ（ＯＨ）２＋ａｑＮａ ２ＳｉＯ，＋Ｃａ（ＯＨ）２＋Ｈ ２０＋ａｑ＝ＣａＯ Ｓｉ０２ Ｈ ２０＋２ＮａＯＨ＋ａｑ（１―１４）（１－１５）采用此法，碱的浸出率达９７。／ｐ９８％，但Ａ１２０３的浸出率在７０％左右。溶出后顶＋学位论文第章文献综述得到的高毗的铝酸钠溶液，通过结晶获得低‰的铝酸钠溶液，再经过分解得ｉ４氢 氧化铝，氧化钠返回系统循环使用。水台硅酸钙变成弃渣排出系统，弃渣中含Ｎａ２０＜Ｉ％，Ａ／Ｓ＜０ ５【啦”Ｉ。但是，高压水化法有诸多缺点：溶出液的铝酸钠浓度大，苛性比高；母液循环 量大，物料流量大ｉ在高温高压条件下，采用高苛碱浓度，高毗的溶液处理钠硅渣，溶出条件相当苛刻，对设备材质要求很高。这些严重弊端阻碍了高压水化法的 工业应用１９０．９１Ｉ。２．５酸溶法钠硅渣不溶于水，但可溶于酸。用酸浸出钠硅渣，可使铁、铝、钠、硅等成分 全部溶解进入溶液。溶液中的Ｓｉ０２发生聚合，使溶液变成凝胶块。过滤溶液，沈涤去除凝胶中的金属离子。滤渣烘干后，得到硅胶粉，实现二氧化硅的分离１６７“８舯１００ｌ。工艺流程见图１－４。地硅渣盟篙国１４酸溶法工艺流程Ｆｉｇ１－４ＴｈｌｌＴｌｏ【ｏ掣ｐｒｏｃｅｓｓｏｆａｅｉｄ－Ｍｎｃｈｉｎｇｍｅｔｈｏｄ堕：！堂生堡奎１墨二．里皇哒簦整２．６烧结－晶化法把钠硅渣和碱配料，在８００“Ｃ～１０５０。Ｃ的温度下烧结得熟料。在高温下两者发 生反应，结构重组，生成三斜霞石，萁分子式为Ｎａ２０?Ａ１２０３?２Ｓｉ０２。４Ａ沸石的 分子式为Ｎａ２０－Ａ１２０３?２ＳｉＯ：，?４．５Ｈ２０。从分子式Ｅ看，三斜霞石和４Ａ沸石的不 同之处仅在于其币台结晶水。将烧结得到的熟料破碎细磨后，添加晶化导向剂，在 碱溶液中使其发ｑ：水化结合结晶水，并结晶、转化生成４Ａ沸石。据文献，试验得到的４Ａ沸石经超细粉碎后．可作为水质软化剂用于无磷洗衣粉的添加…””。工艺 流程见例Ｉ一５。芒鬻 每Ｉ２．７生物法生物冶金具有经济、有效以及对环境友善的优点，有着巨大的潜力和广阔的前景Ｉ…“Ｉ。ＰａａｃａｌｅＶａｃｈｏｎ㈣１等对生物法处理钠硅渣回收氧化铝进行了研究。分别采用本土产硫酸杆菌、黑曲群、青霉、简青霉和绿色术霉等四种真菌，在２８℃下进行了 试验研究。采用本土产硫酸杆菌处理钠硅渣８天后，４７％的铝能够溶解出来。采用 真菌处理钠硅渣时，发现简青苗比其他三种真菌更具有更好的溶铝能力，可溶解５６％的氧化铝。 采用生物法浸取钠硅渣，工艺简单，且成本低，但由于难以培育高效菌种、生 产周期长、操作环境要求严格，而不能付诸工业实践。顶＋学位论立第章文献综述３本文研究的目的及意义广西高铁三水铞石型铝土矿是我国难处理复台矿石资源之，迄今仍未有一种经济合理的技术能有效解决该矿石综合利用的难题。因而，泼资源至今未能得到丌 发利用，尚属呆滞资源。中南大学李光辉等人研究开发的“钠化还原一磁选”工艺实现了该矿石中铁的 回收利用。浚工艺铁的回收率高，铝铁分离彻底；还原温度低，采用烟煤作还原剂， 能耗低；流程短，工艺简单，具有较好的工业应用前景。该工艺所得的磁性产物一―盒属铁粉，可直接用于电炉炼钢。铝土矿中的铝、硅矿物在焙烧过程中与钠＾ｋ反应后，以铝硅酸钠形式赋存于非磁性产物一富铝渣中。富铝渣中Ａｋｑ、ｓｉ０２和Ｎａ２０的含量分别约为４０％、１５％、２２％。因此，在“钠化还原一磁选”工艺已有 的研究基础上，进行从富铝渣中回收氧化铝、并综合利用氧化钠、氧化硅的研究，完善该矿石的综合利用工艺，对早同实现广西高铁三水铝石型铝土矿的开发利用具 有极大的意义。 本文以广西高铁三水铝石型铝土矿为研究对象，基于“钠化还原―畦选”铝铁 分离新工艺，开展氧化铝提取的理论与技术研究。本文的主要研究内容包括：（一）原料性能研究综合运用物理化学分析方法，结合ｘ．射线衍射分析（ＸＲＤ）、扫描电子显微镜 （ＳＥＭ）以及光学显微镜等测试分析技术系统研究高铁铝土矿的基本物化性能和工 艺矿物学特征，揭示矿石分选困难的矿物学原因。 （二）从铝硅酸钠中提取氧化铝的基础研究 人工合成铝硅酸钠，研究铝硅酸钠的碱法、酸法溶出性能，为从铝硅酸钠中提 取氧化铝提供路线指导。 （三）从高铁铝土矿中提取氧化铝的工艺研究 以广西高铁三水铝石型铝土矿为原料，进行从高铁铝土矿中提取氧化铝的工艺研究。顶十学位论文第一章原料性能第二章原料性能本文研究使用的高铁三水铝石型铝土矿取自广西贵港蒙公矿区，是经沈矿处理 后的矿样。本章主要研究了高铁铝土矿的物化性能及其工艺矿物学特征。２ｆ化学成分广西高铁三水铝石型铝土矿的化学成分，如表２一Ｉ所示 袁２－ｉ广西高铁三水铝５型铝土矿的化学成分舶Ｔａｂｌｅ ２－Ｉ Ｃｈｅｍｉｃａｌ ｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎｏｆＧｔｔａｎｇｘｉ ｈｌ曲ｉｒｏｎ∞ｎｔ印‘ｇｉｂｂｓｉｔｅ４ｙｏｅｂａｕｘｉｔｅ胼“ＬＯＩ－－ｌｏｓｓ ０１１ｌ＂ｍ帅山表２－１可知，广西高铁三水铝石型铝土矿的全铁含量较高，达到３１ ２２％，远高于一般的铝土矿。矿石中Ａ１２ｑ和ｓｉ０２的含量分别为２６３５％、８３２％，铝硅比较低，仅为３ １７。矿石的烧失量较高，达到１７ ３％。因此，该矿石是高铁、低铝、高硅、低铝硅比的铝土矿。矿石的铁、铝品位不高。均未达到各自的工业指标要求。此外，矿石中还舍有Ｔｉ０２（Ｉ ３６％），ＭｎＯ（Ｏ ５９％），Ｖ（０１Ｉ％），Ｇａ（０００６２％） 等有价金属元素，可进行综合回收利用。有害杂质如ＣａＯ、ＭｇＯ、Ａｓ、Ｓ、Ｐｂ、Ｚｎ、ｓｎ等的台量均低于氧化铝和炼钢生产用矿石的允许含量。２．２物相组成采用ｘ射线衍射技术对广西高铁三水铝石型铝土矿的物相组成进行了分析。图２－ｌ为其ＸＲＤ分析结果。 结果表明．广西高铁三水铝石型铝土矿所含主要矿物为针铁矿、三水铝石、赤 铁矿和高岭石。此外，还含有少量的一水硬铝石、伊利石、锐铁矿、石英和绿泥石。２．３主要元素的物相分布采用化学物相选择性溶解方法，测定了广西高铁三水铝石型铝土矿甲主要元素堡±堂生堡皇铝、铁、硅的物相分巾，结果如表２－２～表２－４所示塑＝里Ｊ垦整些』Ｌ６００５００ｏ５ｏ４００ｌ１３００２００１０００圉２－１广西高铁三水铝石型铝土矿的ｘ射线衍射分析固谱Ｆｉｇ ２－Ｉｘ－剧ｄｉｆｆｒａｃｔｉｏｎｐａｒｉｅｍｏｆＧｕａｌｌｇｘｉ ｈｌ曲ｂｏｎｃｏｎｔｅ“ｇｉｂｂｓｉｌｅ－ｌｙｐｅ ｂａｕｘｉｔｅ表２－２铝元素的化学物相及分布Ｐ／＊Ｔａｂｌｅ ２－２Ｃｈｅｍｉｃａｌ ｐｈ拈ｅｓ ａｎｄ ｄｉｓｔｒｉｂｕｔｉｏｎ ｏｆａｌｕｍｉｎｕｍ，％矿物名称针（赤）铁矿碳酸铁硫化铁磁性铁硅酸铁矿物名称硅酸盐石英第二章原料性能由表２―２一表２．４可知，矿石中的铁几乎全部以针铁矿、赤铁矿形式存在，其占有率为９８ ５９％。矿石中的铝主要存在于三水铝石、针铁矿及赤铁矿、硅酸盐中， 它们中的Ａ１２０３台量分别占总ＡｌＥ０３含量的４５ ０１％、２３ ６８％、２３ １５％。针铁矿及赤铁矿中的铝是以类质同象的形式存在的，用常规的选矿方法很难将这部分铝从矿物 中分离提取，在拜耳法中也不能溶出。矿石中的硅主要毗硅酸盐的形式存在，其占有率为９６ ５１％。２．４主要矿物的嵌布特征为进一步确定广西高铁三水铝石型铝土矿中主要矿物之间的嵌布关系，采用光 学显微镜、扫描电镜及ｘ射线能谱分析等测试技术对它们的嵌布特征进行了研究。２．４１电镜扫描分析采用ＪＳＭ－５６００ＬＶ型扫描电镜对广西高铁三水铝石型铝土矿进行了面扫描分析，结果如图２－２所示。目２－２广西高铙三水铝石型捂土矿的背散射电子像厦元素特征Ｘ射线自扫描图像Ｆｉｇ ２－２ Ｂａｃｋｓｃａｔｔｅｒｅｌｍ－ｏｎｉｃｉｍａｇｅｓ ａｎｄ ｅｌｅｍｅｎｔ Ｇｍｇｘｉｈｉｇｈ…ｏｎｃ∞ｔｇｉｂｂｓｉｔｅ－ｔｙｐｅｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃＸ㈣ｍｙｓｕｒｆａｃｅ“ｇｉｍａｇｅｓ ｏｆｂａｕｘｉｔｅａ背散射电子像．ｂ铁元素特征ｘ射缦图像；ｃ铝元素特征ｘ射线圈像．ｄ硅元素特征ｘ射缦图像第二章原料性能由图２－２可知，矿石中的铁矿物主要存在于豆状矿石颗粒内部，铝矿物主要存 在于这些矿石颗粒表面、裂缝及颗粒之间的胶结物中．硅矿物则分散在矿石中的各个部分。采用ＦＥＩ―Ｓｉｆｉｏｎ２００场发射扫描电子显微镜对铝土矿进行了线扫描，结果如图２－３所示。圉２－３高铁三水铝石型铝土矿的铁、铝、硅厦钛元素的线扫描图Ｆｉｇ ２－３ Ｌｉｎｅ ｓｃａｎｎｉｎｇｏｆｉｒｏｎ，ａｌｕｍｉｎｕｍ，ｓｉｌｉｃｏｎａｎｄｔｉｔａｎｉ帅ｅｌｅｍｅｎｔｓｏｆｈｉｇｈｉｒｏｎ ｃｏｎｔｅｎｔｇｉｂｂｓｉｔｅ－ｔｙｐｅｂａｕｘｉｔｅａ扫描线：ｂ铝元素线扫描图：ｃ硅元素线扫描图：ｄ钛元素线扫描圈：ｅ铁元素线扫描圈由图２－３可知，铁在鲕状、豆状、肾状等颗粒内的含量较高；铝在鲕状、豆状、 肾状等铁矿颗粒之间的胶结物中的含量比较高：钛主要分布在鲕状、豆状、肾状等铁矿颗粒表面。 ２显微结构分析 ２．１铁矿物 针（赤）铁矿主要存在于鲕状、豆状、肾状、块状矿石颗粒内（图２４之一６）２．４２ ４第二章原料性能∞正交反射光Ｒｅｆｌｅｃｔｉｏｎｏｔｍｈｏｇｏｎａｌ－ｐｏｌａｒｉｚｅｄｌｉｇｈｔ（ｂ）正交连射光ｏｎｈｏｇｏｎ■ｈ锄ｓｍｌ舵ｄ 图２４豆ｊ￡针（赤）铁矿Ｆｉｇ ２４Ｂｅａｎ ｓｈａＤｅｄｌｉｇｈｔｒａｇｈｉｓｌｄｅｆｉｔｅ注：Ｒ＿―一针（赤）铁矿：Ｇ――三水铝石：ｏ―一石其：Ｃ――拈土在图２．４（ａ）中，黄褐色豆状颗粒为针（赤）铁矿。在针（赤）铁矿颗粒内的条带状裂隙中，以及针（赤）铁矿颗粒之间的胶结物中．分布着蓝色的三水铝石微 晶颗粒。图２－５（ｂ）为对应的正交透射图，亮白色为三水铝石微晶颗粒。第二章原料性能’。夕＼Ｒ８吵?．．｝Ｇ／＼?．，Ｒ’：／／‘』±兰．．Ｂ：－：：一ｌ一一一：ｉ！“正支反射光Ｒｅｆｌｅｃｔｉｏｎｏｒｔｈｏｇｏｎａｌ－ｐｏｌａｒｉｚｅｄＩｉｇｈｔ：ｃ＜Ｌｐ：：一。一一。二．』（ｂ）ｉｆ＿交透射光Ｏｒｉｂｏｇｏｎａ］ｔｒａｎｓｍｉｔｔｅｄ ｌｉｇｈｔ图２－５鲕豆状针（赤）铁矿Ｆｉｇ ２－５ ｏｏｌｉｔｅｂｅａｎｓ ｓｈｏｐｅ ｒａｐｈｉｓｉｄｅｒｉｔｅ图２―５（ａ）中，鲕状针（赤）铁矿由黄色针（赤）铁矿包裹红褐色针（赤）铁矿构成，三水铝石颗粒与针（赤）铁矿互成条带相间分布于豆石铁矿颗粒的边缘。图２．５（ｂ）为对应的正交透射图。第二章原料性能曲正交反射光Ｒｅｆｌｅｃｔｉｏｎｏｒｌｈｏｇｏｎａｉ－ｐｏｌａｒｉＴｅｄｌｉｇｈｔ硕士学能论文第二章原料性能中（图２４），或与针（赤）铁矿互成条带相间分布于豆石铁矿颗粒的边缘（图２－５）， 或分布于针铁矿和赤铁矿内部及其颗粒之间的裂缝中（图２－６），或呈微晶状以胶结 物形式充填于豆状针（赤）铁矿物之间（图２―７），或呈自形粗晶状三水铝石颡粒分 布于豆石铁矿之间的胶结物中（图２－８），或呈条柱状分布于针（赤）铁矿物颗粒之 间的胶结物中（图２―９），或呈鳞片状微晶分布在针（赤）铁矿和粘土矿构成的孔洞边缘（图２一１０）。：、’．．●｜，冀ｔ、６８．ｌ、｝’“’７６‘。６Ｒ｛６８ Ｒ，ｊ（的正交反射光Ｒｅｆｌｅｃｔｉｏｎ ｏ劬０９０ｎｄ―Ｉｍｌａｒｉ船ｄｌｉｇｈｔ：。、：。警０＿?，ｊ ?，帘▲’．，？ｌ’。。。’］ ６｛沪０’６＿ｏ。６０ ｆ：ｊ卜 ７＿‘，：，，Ｊ第二章原料性能 图２２７中，大量的微品三水铝石以胶结物形式充填于豆状针（赤）铁矿物之阳（ａ、正史反射光Ｒｅｆｌｅｃｔｉｏｎｏｒｔｈｏｇｏｎａｌ－ｐｏｌａｒｉｚｅｄｌｉｇｈｔ（ｂ）正交透射光Ｏｔｔｈｏｇｏｎａ］ｔｒａｎｓｍｉｔｔｅｄ ｌｉｇｈｔ 圉２－８自形粗晶状三水铝石Ｆｉｇ ２＊８ Ｓｅｌｆ－ｓｈａｐｅｄｇｉｂｂｓｉｔｅ图２－８中，自形粗晶状三水铝石颗粒分布于豆状铁矿之间的胶结物中第一章原料性能ａ）正交反射光Ｒｅｆｌｅｃｔｉｏｎｏｒｔｈｏｇｏｎａｌ―ｐｏｌａｒｉｚｅｄｌｉｇｈｔｂ）正交连射光Ｏｒｔｈｏｇｏｎａ］ｔｒａｎｓｍｉｔｌｅｄ 圉２－９景柱状三水铝石Ｆｉｇ ２－９ＣｏｌｕｍｎａｒＪｌｇｈｔｓ讹ｃｍｍＧｉｂｂｓｉｔｅ图２－９中，三水铝石呈条柱状分布于针（赤）铁矿物颗粒之问的胶结物中第二章原料性能ａ１正史反射光Ｒｅｆｌｅｃｔｉｏｎ ｏｒｍｏｇｏｎａｌ－ｐｏｌａｒｉ琵ｄｌｉｇｈｔ（ｂ）正交透射光ＯｒｔｈｏｇｏｎａｌｔｒａｎｓｍｉｔｔｅｄＩｉｇ｝Ｔｔ 圈２一１０蚌Ｒ状微晶三水铝石Ｆｉｇ ２－１０ｆｌａｋｅｍｉｃｒｏｃｒｙｓｔａｌ［ｉｎｅｇｉｂｂｓｉｔｅ图２一１０（曲中，蓝色鳞片状微晶颗粒为三水铝石，分布在针（赤）铁矿和粘土矿构成的ｆＬ洞边缘。２ ４ ２３硅矿物以游离形态存在的石英主要分布在针（赤）铁矿之间的胶结物中，如图２－１１。硕十学位论文第二章原料性能ｌ轰、ｎ：’≥≥：‘誓。茜ｉ簿鬻≤鉴Ｒ‘．。Ｊ。。一?．”：护”。、图２－Ｉｌ石英（正史反射光） Ｆ％２－ｉＩＱｕａｒ＆（Ｒｅｆｌｅｃｔｉｏｎｏｒｔｈｏｇｏｎａｌ－ｐｏｌａｒｉｚｅｄｌｉｇｈｔ）２ ４３Ｘ射线能谱分析２ ４．３１铁矿物艇叁霎囊豢≥型图２一】２豆状铁矿颗粒内微区Ａ的Ｘ射线能谱图Ｆｉｇ！黧１采用ＦＥＩ―Ｓｉｒｉｏｎ２００场发射扫描电子显微镜对豆状铁矿颗粒内部和颗粒内裂缝边缘的不同微区进行了ｘ射线能谱成分分析，结果如图２－１２￣图２－１５所示。２－１２Ｘ－驯ｓｐｅｃｔｒａｍｏｆＭｉｃｒｏｃｅｌｌＡｉｎｂｅａｎ ｓｈａｐｅｄｍｐｈｉｓｉｄｅｆｉｔｅ颐十学位论文第二章原料性能Ｂ的ｘ射线能谱围Ｂｉｎ ｂｅａｎ ｓｈａｐｅｄ ｒａｐｈｉｓｉｄｅｆｉｔｅ圈２．１４豆状铁矿颗粒内裂缝边缘擞区Ｃ的Ｘ射缦能谱围Ｆｉｇ ２－１４Ｘ－ｒａｙ ｓｐｅｃｍｍｌｏｆＭｉｃｍｃｅｌｌＣ０１１１ｔｈｅ ｅｄｇｅｏｆｒｉｂｂｏｎｆｉｓｓｕｒｅｉｎ ｂｅａｎ ｓｈａｐｅｄ ｒａｐｈｉｓｉｄｃｒｉｔｃ由图２―１２～图２－１５可知，豆状铁矿颗粒内部及颗粒之间裂缝边缘的不同微区中 都分布有铝和硅元素。铝元素的原于百分古量高，从１２％到２５％不等。在微区Ｄ中，铝元素的的原子百分含量甚至达到与铁元素相同的水平，铁铝类质同象现象尤其明显。蕊 窿嚣硕士学位论文第二章原料性能―．龟痧五：‘槲ｉ篱Ｅｚｅｍｅｒｉｔ ＯＫ ２２１９ ４ｌ ３８ｎ’，？强鲞矗挎吒兰邀ｓＩＸ ―― ２２ ３０ ２４ ６６ ８１２ ８ ６３ ４７ ４０ ２５ ３＾‘’｜ｌ，尊岛≯孽≯，‘：≮’：Ｗｌ％』ｒ％圈２．１５豆状铁矿颗粒内裂缝边缘微区Ｄ的Ｘ射媛能谱圈啦２－１５Ｘ－ｒａｙ ｓｐｅｅｌｒｕｍ ｏｆＭｉｃｒｏｃｅ］ｌＤｏｎ恤ｅｄｇｅｏｆｒｉｂｂｏｎ６ｓｓ呲ｉｎ ｂｅａｎ ｓｈａｐｅｄ２ ４ ３ｒａｐｈｌｓｉｄｅｄｔｅ２铝矿物采用ＦＥＩ―Ｓｉｒｉｏｎ２００场发射扫插电子显微镜对不同位置的三水铝石进行了ｘ射 线能谱成分分析，结果如图２－１“图２－１７所示。耵豁巧『＿黧蟾：■０，圉２．１６三水铝石颗粒内微区Ａ的ｘ射线能谱围Ｆｉｇ ２－１６Ｘ―ｍｙ ｓｐｅｃｔｒｕｍ ｏｆＭｉｃｍｃｅｌｌＡ ｉｎＧｉｂｂｓｉｔｅｒ＿――万ｊ彰第一章原料性能鞋、黔圈２一１７三水铝石颗粒内微区Ｂ的ｘ射缦能谱圉Ｆｉｇ ２－１７Ｘ―ｒａｙ ｓｐｅｃｔｒｕｍ ｏｆＭｉｃｒｏｅｅｌｌＢｉｎＧｉｂｂｓｌｔｅ由图２－１“图２―１７可知，三水铝石中不同微区也都分布有少量的铁和硅元素。 综上所述，铁、铝、硅矿物嵌布粒度细微，铁、铝类质同象取代现象严重。２．５本章小结（１）化学分析结果表明，广西高铁三水铝石型铝土矿的全铁含量较高．达到３１２２％，远高于一般的铝土矿。Ａ１２晚和ｓ１０２的含量分别为２６３５％、８ ３２％，矿石的Ａ／Ｓ非常低，仅为３ １７。该矿石属典型的高铁、低铝、高硅、低铝硅比的铝土矿，矿石的铝、铁品位均未达到各自的工业指标要求。 （２）ＸＲＤ物相分析结果表明，矿石中所古主要矿物为针铁矿、三水铝石、赤 铁矿和高岭石。此外．还含有少量的一水硬铝石、伊利石、锐钛矿、石英和绿泥石。 （３）物相分布研究表明，矿石中的铁几乎全部以针铁矿、赤铁矿形式存在。矿石中的铝主要存在于三水铝石、针铁矿及赤铁矿、硅酸盐中。其中，针铁矿及赤铁矿中的铝以类质同象的形式存在。硅的主要存在形式为硅酸盐。 （４）矿石中的铁矿物主要存在于鲕状、豆状、肾状等矿石颗粒内，铝矿物主 要存在于铁矿石颗粒表面、裂缝及颗粒之间的胶结物中，硅矿物分散在矿石中的各个部分。 （５）针（赤）铁矿颗粒内含有铝和硅元素，三水铝石中也都古有铁和硅元素， 铁、铝、硅矿物嵌布粒度细微，类质同象现象明显，导致矿石单体解离性能差，矿 石分选困难。硕士学位论文第三章从锅硅酸钠中提取氧化锅的基础研究第三章从铝硅酸钠中提取氧化铝的基础研究采用“钠化还原一磁选”工艺处理高铁三水铝石型铝土矿时，矿石中的铝、硅 矿物在高温焙烧过程中与钠盐添加剂发生反应，并以铝硅酸钠的物相形式在磁选所 得的非磁性物中得到富集［ｏＭ２１。本章以化学纯试剂为原料合成纯的铝硅酸钠，开展 了从铝硅酸钠中提取氧化铝的研究．为从富铝渣中提取氧化铝的工艺选择提供理论指导。３１铝硅酸钠的合成３１１高温焙烧法采用“钠化还原一磁选”工艺处理高铁三水铝石型铝土矿时，得到的铝硅酸钠 是高温焙烧反应的产物。因此，本文首先尝试采用高温焙烧法合成铝硅酸钠。合成 试验选择高温反应活性较好的氢氧化铝、无水碳酸钠和沉淀白炭黑作为铝源、钠源和硅源。 ３１１１试验药剂 合成铝硅酸钠的试验中，所用试剂见表３－Ｉ。袁３－Ｉ旮成试验所用试制厦规格ＴａＮｅ ３－１ ＲｅａｇｅｎｔｓａｎｄⅢ１６阻ｔｌｏ…ｄｉｎｓｙｎｔｈｅｓｉｓ ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔｓ３１１２试验方法合成试验的具体步骤为： （１）按磁选所得非磁性物中ＡＩ、Ｎａ、ｓｉ等元素的摩尔含量之比，计算Ｎａ２Ｃ０３、ＡＩ（ＯＨ）３和白炭黑的配比量。（２）按计算的配比量称取一定质量的Ｎａ２Ｃ０３、ＡＪ（ｏｍ３和白炭黑，混合均匀后．装入刚玉坩埚中，在１０５０＇Ｃ的马弗炉内焙烧１小时。焙烧完毕，将坩埚取出， 于空气中自然冷却。（３）将焙烧物磨细，取样分析其物相组成与化学成分。碗＋学位论文第二章从锅砘酸钠巾提取氧化钎；的丛础研究３１１３合成物的物相分析１。２０００ ＃ｖ一。一。毋勰吾１５００三１０００１Ｕ㈣虹似姒…誊融：： ４。』Ｎ２～“ｑ０／”图３－１高温焙烧法合成产物的ＸＲＤ囤谱Ｆｉｇ．３－１ Ｘ－ｍｙ ｄｉｆｆｒａｃｔｉｏｎ ｐａｔｔｅｒｎｏｆｐｒｏｄｕｃｔ ｂｙ ｒｏａｓｔｉｎｇａｔ ｈｉｇｈｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ对合成物进行了ｘ射线粉末衍射分析， 分析结果如图３．１所示。所缛台成物中的主要物相为Ｎ３ｌ ７ｓＡＩｉ＂ｓｉ０２５０４。除此之外和ＮａＡＩＳｉ０４等物质的衍射峰。还出现了Ｎａｌ％川１删Ｓｉ０５０４，ＮａＡＩｊＯｓ由于高温焙烧合成方法具有反应物混合不均匀、反应难以达到完全等缺点，采用此方法，合成产物中常含有较多的杂质，难以获得高纯度的铝硅酸钠。３１２溶胶．凝胶法 溶胶．凝胶法是一种低温湿化学合成法，是近期发展起来的能代替高温固相合成反应制备材料的新方法。与传统的高温固相粉末合成方法相比，这种方法诸多优 点【１０。“ｑ： （１）制品的均匀度高，尤其是多组分制品，其均匀度可达分子或原子尺度； （２）制品的纯度高，所用原料纯度高，且溶剂在处理过程中易被除去： （３）烧成温度比传统方法低，所需生成物在烧成前已部分形成，且凝胶的比 表面积很大，化学反应容易进行； （４）反应过程易于控制．大幅度减少支反应、分相，并可避免结品等； （５）材料成分可任意调整；硕＋学位论文第二章从锅砘酸钠巾提取氧化锅的基础研究（６）成形性好，从同一种原料出发，改变工艺过程可获得不同的制品，如纤 维、粉料或薄膜等。溶胶．凝胶法的基本过程是：将易于水解的无机盐或金属醇盐溶于溶剂（水或有机溶剂冲形成均匀的溶液，溶质与溶剂发生水解和缩聚反应，聚集成Ｉｎｍ左右的粒子并逐渐形成溶胶．溶胶经蒸发干燥转变为凝胶．凝胶经热处理后制得所需材料。３１２１试验药剂 合成铝硅酸钠的试验中，所用试剂见表３―２。表３０合成试验所用试剂殪规格Ｔａｂｌｅ ３―２Ｒｅａｇｅｍｓ ａｎｄ ｓｐｅｃｉｆｉｃａｔｉｏｎｉｎ ｓｙｎｔｈｅｓｉｓｅｘｐｅｆｍｅｎＢ３１ ２２试验方法本节以易溶于有机溶剂、易分解且分解后残留物较少的硝酸盐――硝酸铝、硝 酸钠作为铝源、钠源，以正硅酸乙酯作为硅源，以无水乙醇和水作为溶剂，以氨水为催化剂，采用溶胶．凝胶法合成铝硅酸钠。合成试验的具体步骤为： （１）按所需Ａｌ、Ｎａ、ｓｉ的元素摩尔含量之比，计算Ａｌ（Ｎ０３ｂ ９ＨｚＯ，ＮａＮ０３ 和Ｃ８Ｈ２００４Ｓｉ的配比量．并按适宜的水硅比ｎ（ｎｐｋ ｎ（Ｃ８Ｈ２００４Ｓｉ卜１５０，计算加水量Ｖ｝∞。 （２）将氨水和蒸馏水以１：１的体积比例，配制稀氨水溶液。（３）往干燥烧杯中依次称入一定质量的ＣｇＨ２００４Ｓｉ和Ｃ２Ｈ５０Ｈ。其中，Ｃ２Ｈ５０Ｈ 的配加量按ｎＣＥｔＯＨ）：ｎ（ＣｓＨ２００４Ｓｉ）＝４计算。（４）称取一定质量的Ａｌ（Ｎ０３）３ ９Ｈ２０．ＮａＮ０３于另一干燥烧杯中，随后量取一定体积的蒸馏水倒入。将烧杯置于电炉上加热、搅拌，使之快速溶解。 （５）将ＡＩ（ＮＯｓ）３－ＮａＮ０３混合溶液，倒入ＴＥＯＳ－ＥｔＯＨ混合溶液中。将溶液置 于７０℃的恒温水浴锅中．采用无级调速搅拌机以３００ｒ／ｍｉｎ的速度搅拌３０ｒａｉｎ，使之充分混匀。堕±堂壁堡塞蔓三量丛塑壁墼塾ｉ：堡塑墨些塑塑堇亘！！｜堑塑（６）【ｑ烧杯中滴加稀氨水。滴加氨水速度过快，溶液中易生成沉淀。匮此， 需以较慢速度滴加，边滴加边搅拌。当倾斜烧杯与水平面成４５０，胶体表面未见明显流动时，即可认为此时混合体系已经凝胶化。（７）将凝胶置于温度为１０５℃的鼓肛Ｌ干燥箱中，迅速烘干。 （８）取１Ｆ燥的凝胶置于月忸ｉ坩埚中，在１０５０＂Ｃ的马弗炉内焙烧Ｉ小时。焙烧完毕，将坩埚取出，于空气中自然冷却。（９）将焙烧物腑细至一０ ０４５ｍｍ占９０％以上，取样分析其物相组成与化学成分。３ １ ２３合成物的物相分析对合成物进行ｘ射线粉末衍射分析，结果如图３－２所示。将其ＸＲＤ衍射图谱与ＰＤＦ卡片６７一１３４１ ｆＮａｌ＂ＡＩｌ７５Ｓｉｏ ２５０４）对比证实，所得粉体为单一物相的ＮａＩ ７５ＡＩｌ ７５Ｓｉ临０４，无其他物相的衍射峰，纯度高。一 一｜ｓ兰；０２扫｜害＿ａ兰一一１０２０３０４０５０６０７０８０２０／”圈３－２溶胶．凝腔岳合成产物的ＸＲＤ图谱Ｆｉｇ ３－２Ｘ－ｒａｙ ｄｉｆｆｒａｃｔｉｏｎ ｐａｉｔｅｒｎｏｆｐｒｏｄｕｃｔ ｂｙ ｓｏｌ－ｇｅｌｍｅｔｈｏｄ从以上分析可知，溶胶＿凝胶法是获得高纯度铝硅酸钠的有效方法。因此．本研 究采用该方法合成铝硅酸钠，并进行从铝硅酸钠中提取氧化铝的研究。３ １２．４合成铝硅酸钠的化学成分 采用溶胶一凝胶法合成的铝硅酸钠的化学成分见表３―３。硕十学位论文第二章从锅硅酸钠中提取氧化｜｝吕的基础研究表３－３津肢撮脘洼合成铝硅酸钠的化学成分，％Ｔａｂｌｅ ３－３Ｃｈｅｍｉｃａｌ ｃｏｍｐｏｓｉｔｉｏｎｏｆｓｏｄｉｕｍ ａｌｕｍｉｎｏｓｉｌｉｅａｔｅ ｓｙｎｔｈｅｓｉｚｅｄｂｙ ｓｏｌ－ｇｅｌｍｅｔｈｏｄｎ／ｏ３．２铝硅酸钠的拜耳法溶出性能从铝矿石和禽铝原料中提取氧化铝的方法有多种。己提出的氧化铝生产方法可 归纳为四类，即碱法、酸法、酸碱联合法和热法。目前，用于大规模生产的只有碱 法。用碱法生产氧化铝时，是用碱（ＮａＯＨ，Ｎａ２Ｃ０３）处理铝矿石，使矿石中的氧 化铝变为铝酸钠溶液。矿石中的铁、钛等杂质和绝大部分的硅则成为不溶解的化含 物。将不溶解的残渣（赤泥）与溶液分离，经洗涤后弃去或进行综合处理，以回收 其中的有用成分。纯净的铝酸钠溶液即可分解析出氢氧化铝，经分离、洗涤后进行 煅烧，便获得氧化铝产品。分解母液则循环使用柬处理另一批矿石。碱法生产氧化 铝按生产过程的特点又分为拜耳法、烧结法和联合法（包括并联、串联、混联联合 法）等。拜耳法用于处理铝土矿流程简单，产品质量高，经济效益高㈣。本节系统研究了铝硅酸钠的拜耳法溶出性能。３２１研究方法 Ｉ铝酸钠溶液的配制 （１）铝酸钠浓溶液３．２１配制浓溶液时，按一定的苛碱浓度和苛性比计算ＮａＯＨ、ＡＩ（ＯＨ）３的配比量以 及加水量。称取一定量ＮａＯＨ和ＡＩ（ＯＨｋ，加入到一定体积的蒸馏水中。用电炉加 热使之快速溶解，并趁热抽滤，得到清亮的铝酸钠溶液。用聚乙烯塑料瓶储存溶液，备用。 （２）稀铝酸钠溶液取用铝酸钠浓溶液之前，充分摇匀。取一定体积铝酸钠浓溶液，加热溶解至澄 清。再加一定体积的热水稀释，则配置成不同苛碱浓度的一系列稀铝酸钠溶液。稀释时，溶液的苛性比不变。 （３）不同苛性比的铝酸钠溶液 取铝酸钠浓溶液，按所需的氧化铝浓度将其稀释。取一定体积的稀铝酸钠溶液， 边搅拌边缓慢向其中加入一定量ＮａＯＨ，配制成苛性比不同的一系列铝酸钠溶液。硕十学伉论文第二章从锅ｉ＃酸钠中提取氧化讯的基础研究３．２１２配料计算方法 （１）矿石配料量为了得到最佳的溶出效果，必须通过配料计算确定铝土矿、石扶和铝酸钠溶液 的合理比例，制取合格的原矿浆。配料计算是按照一定的配料分子比进行的，它是 综合其他溶出条件以及平衡分子比确定的。每１００ｍＥ铝酸钠溶液对应的配矿量按式３．１进行计算：ｏ：坚生}