一种铝土矿生产氧化铝联产硅肥的方法与流程

一种铝土矿生产氧化铝联产硅肥的方法，涉及一种低品位铝土矿生产氧化铝联产硅肥的方法。

背景技术：

我国的铝土矿绝大部分是一水硬铝石型铝土矿，但绝大多数铝土矿的铝硅比在6以下，不宜直接采用低成本的拜耳法生产氧化铝。近年来随着我国氧化铝工业的快速发展，供给企业的铝土矿的铝硅比已经降低至5左右。为了经济、高效开发利用我国的低品位铝土矿，为我国的氧化铝工业可持续发展提供技术支撑，需要研究开发经济、高效的低品位铝土矿生产氧化铝技术。

上世纪40年代德国的劳塔厂就通过焙烧的方法来处理匈牙利、奥地利和前南斯拉夫的高硅铝土矿，将铝土矿粉在700～1000℃下焙烧，然后用10%的苛性碱溶液于90℃下溶出焙烧矿，焙烧脱硅最佳温度在900～1000℃，脱硅率最高可达80%，精矿的Al₂O₃/SiO₂由原矿的4.5提高到20，Al₂O₃的损失率在5%以下。该技术存在的问题是溶出时的液固比太大(液固比大于10)，浸出脱硅时间过长。

前苏联在铝土矿焙烧预脱硅方面处理的对象主要是高硅三水铝石矿或高硅一水软铝石矿，认为最佳焙烧温度950～1000℃，多采用高碱浓度(Na₂O 13%～15%)，低温(90～100℃)，长时间(3～4h)及高液固比(10左右)浸出脱硅，脱硅率最高达到73%。该技术存在的问题同样是溶出脱硅时的液固比太大，脱硅时间过长。

我国上世纪80年代在1000℃和1200℃焙烧0～25mm的铝土矿，焙烧矿细磨后进行脱硅试验，145℃下用100g /L的NaOH 溶液溶出SiO₂，溶出时间可缩短为15min，液固比降低为3，溶出液中SiO₂为20.7g/L，精矿铝硅比Al₂O₃/SiO₂可由原来的4.63提高到8.40，脱硅率为45%。该技术存在的问题是焙烧矿的碱浸脱硅需要在加压的条件进行，操作复杂，设备投资增大。

国内有人曾进行了铝土矿回转窑间断焙烧、脱硅工艺研究。原矿铝硅比为4.4，粒度为-20mm，其适宜的焙烧工艺条件为焙烧温度1050～1100℃，焙烧时间为15～20min；焙烧后的矿石碱浸脱硅的Na₂O浓度100～150g/L，温度90℃左右，液固比为4～5，脱硅率可达55.61%，精矿铝硅比为9.92。由于焙烧时矿石粒度过粗，需要较长的焙烧时间，不仅使得细粒级矿石焙烧过度、影响脱硅效果，而且使得脱硅精矿在拜耳法溶出时需要更苛刻的溶出条件才能达到较好溶出效果：温度270℃，溶出时间60min。

北京化工大学利用铝硅比7.6的河南铝土矿研究了常压下利用高浓度的NaOH溶液采用直接浸取脱硅的方法，最优反应条件如下：NaOH浓度50%，温度135℃，碱矿比2.5，时间5～20min，精矿A/S可以达到12以上。该方法的缺点是须要消耗大量的高浓度NaOH碱液，而且对固液分离时间控制要求非常高，上述缺陷限制了该技术在工业上的应用。

浮选脱硅是一种有效的低品位铝土矿预处理技术，已经用于工业化生产。当原矿的铝硅比降低至3.0左右时，如还用浮选脱硅技术处理低品位铝土矿，则会导致选矿技术指标变差：如要确保一定的精矿A/S，则氧化铝回收率过低。

硅元素是水稻等农作物生长必须的营养元素，其作用仅次于氮、磷和钾。据有关文献资料提供的数据，我国缺硅土壤面积很大，硅肥在我国具有巨大的市场容量。目前的枸溶性硅肥多用粉煤灰、钢渣、黄磷废渣等工业废渣作为生产原料进行生产，其优点是生产成本低廉，其缺点有效SiO₂含量低。

当前已有的低品位铝土矿处理技术，大多是偏重于获得铝硅比较高的精矿，而没有充分考虑到脱硅过程的效率、焙烧处理过程对后续的精矿拜耳法溶出效果的影响以及脱硅副产品的开发利用。

技术实现要素：

本发明的目的就是针现有技术存在的不足，提出了一种能有效利用低品位一水硬铝石型铝土矿生产氧化铝联产硅肥的方法。

本发明的目的是通过以下技术方案实现的。

一种铝土矿生产氧化铝联产硅肥的方法，其特征在于其生产过程的步骤包括：

（1）将铝土矿进行破碎、焙烧得到焙烧矿；

（2）将焙烧矿进行碱浸脱硅，得到脱硅精矿浆液；

（3）将脱硅精矿浆液进行浓缩分离、压滤、洗涤得到脱硅精矿滤饼；

（4）将脱硅精矿滤饼进行拜耳法溶出生产氧化铝；

（5）将步骤（3）得到浓缩分离、压滤得到的碱液和洗涤液混合，添加石灰进行脱硅，再进行固液分离得到硅酸钙渣；其硅酸钙渣经过洗涤干燥后，得到硅肥产品。

本发明的一种铝土矿生产氧化铝联产硅肥的方法，其特征在于其步骤（1）是将铝土矿破碎至-16mm，优选-2.5mm，再用回转窑焙烧得到焙烧矿。

本发明的一种铝土矿生产氧化铝联产硅肥的方法，其特征在于其步骤（1）是将铝土矿破碎后磨细至-0.25mm，再用流态化焙烧炉焙烧得到焙烧矿。

本发明的一种铝土矿生产氧化铝联产硅肥的方法，其特征在于其步骤（2）是将焙烧矿与苛性碱浓度Nk 90～120g/L的碱液混合进行碱浸脱硅后得到脱硅精矿浆液。

本发明的一种铝土矿生产氧化铝联产硅肥的方法，其特征在于其步骤（4）脱硅精矿滤饼进行细磨至-0.25mm后，进行拜耳法溶出生产氧化铝。

本发明的一种铝土矿生产氧化铝联产硅肥的方法，其特征在于其步骤（5）固液分离后得到分离液，经蒸发浓缩至Nk 90～120g/L后，返回步骤（1）浸出焙烧矿。

本发明的一种铝土矿生产氧化铝联产硅肥的方法，其特征在于采用回转窑焙烧时，焙烧温度为1040～1090℃下，焙烧时间7～12min。

本发明的一种铝土矿生产氧化铝联产硅肥的方法，其特征在于采用回转窑焙烧时，焙烧温度为970～1020℃，焙烧时间为18～25min。

本发明的一种铝土矿生产氧化铝联产硅肥的方法，其特征在于采用回转窑焙烧时，在回转窑内矿石的温度从500℃升高到焙烧温度的时间小于25min，焙烧矿的温度从焙烧温度降低至300℃以下的时间小于15min。

本发明的一种铝土矿生产氧化铝联产硅肥的方法，其特征在于采用流态化焙烧炉焙烧时，焙烧温度为1040～1100℃，焙烧时间为0.2～8min。

本发明的一种铝土矿生产氧化铝联产硅肥的方法，其特征在于其步骤（3）将脱硅精矿浆液进行浓缩分离过程采用沉降分离，沉降进料固含为240～260g/L，沉降时间为30～60min，底流固含480～600g/L，溢流固含0.03～0.15g/L。

本发明的一种铝土矿生产氧化铝联产硅肥的方法，其特征在于其步骤（4）将脱硅精矿滤饼进行拜耳法溶出生产氧化铝时，进行碱浸脱硅得到脱硅精矿浆液，碱浸脱硅的苛性碱浓度Nk 90～120g/L，液固比L/S为2.8～3.2，在温度70～105℃碱浸脱硅反应60～120min。

本发明的一种铝土矿生产氧化铝联产硅肥的方法，其特征在于其沉降底流用压滤机过滤、洗涤后，得到滤饼的附水含量为22%～28%，过滤速度为250～450kg/m²·h。

本发明的一种铝土矿生产氧化铝联产硅肥的方法，其特征在于铝土矿为富含高岭石、铝硅比为≥2.5的低品位一水硬铝石型铝土矿。

本发明的一种铝土矿生产氧化铝联产硅肥的方法，可以处理铝硅比≥2.5的铝土矿，氧化铝回收率高，利用氧化铝生产过程中产生的硅酸钙渣做硅肥，与现有枸溶性硅肥的生产方法相比具有产品质量好、生产成本低的优点。

附图说明

图1为本发明的方法一种工艺流程图；

图2为本发明的方法另一种工艺流程图。

具体实施方式

一种铝土矿生产氧化铝联产硅肥的方法，其工艺操作过程具体包括：

1）先将铝土矿用高压对辊破碎机或其它高效细碎装置破碎至-16mm，优选-2.5mm，再用回转窑焙烧后得到焙烧矿；也可以先将铝土矿用高效粗粉磨全部磨细至-0.25mm，再用流态化焙烧炉焙烧后得到焙烧矿；2)将所述焙烧矿与苛性碱浓度Nk 90～120g/L的碱液混合，液固比L/S为2.8～3.2，在温度70～105℃脱硅反应90～120min，得到脱硅精矿浆液；3)将所述脱硅精矿浆液沉降浓缩至固含480～600g/L，用压滤机洗涤、过滤后得到附水含量为22～28%精矿滤饼、高硅碱液和洗液，所述精矿滤饼送拜耳法生产工序细磨至-0.25mm后进行拜耳法溶出；4)将步骤3)得到的精矿沉降溢流、高硅碱液和精矿洗液添加石灰脱硅和固液分离后得到稀碱液和硅酸钙渣，所述稀碱液经蒸发浓缩至Nk 90～120g/L后用于循环浸出下一批焙烧矿，所述硅酸钙渣经过洗涤、干燥等处理后可直接作为硅肥产品出售。

本发明的方法，铝土矿在焙烧处理前用高压对辊破碎机或其它高效细碎装置破碎至-16mm，优选-2.5mm，经破碎后的铝土矿用回转窑焙烧，在温度1040～1090℃下焙烧7～12min或者在温度970～1020℃下焙烧18～25min得到焙烧矿。

本发明的方法，在回转窑内矿石的温度从500℃升高到焙烧温度的时间不超过25min，焙烧矿的温度从焙烧温度降低至300℃以下的时间不超过15min。

本发明的方法，铝土矿焙烧时也可以先将铝土矿用高效粗粉磨或其它高效粉蘑设备磨至-0.25mm，再用流态化焙烧炉在温度1040～1100℃焙烧0.2～8min得到焙烧矿。

本发明的方法，所述-2.5mm焙烧矿可不经细磨直接进行碱浸脱硅得到脱硅精矿浆液，碱浸脱硅的苛性碱浓度Nk 90～120g/L，液固比L/S为2.8～3.2，在温度70～105℃下脱硅反应60～120min。

本发明的方法，其 -0.25mm焙烧矿碱浸脱硅的苛性碱浓度Nk 90～120g/L，液固比L/S为2.8～3.2，在温度70～105℃下脱硅反应60～120min。

本发明的方法，脱硅精矿浆液可在不添加絮凝剂的条件下实现沉降分离，沉降进料固含为240～260g/L，沉降时间为30～60min，底流固含480～600g/L，溢流固含0.03～0.15g/L。

本发明的方法，将所述脱硅精矿浆液沉降浓缩至固含480～600g/L，用压滤机过滤、洗涤后可得到附水含量为22～28%精矿滤饼，精矿的过滤速度可以达到250～450kg/m²·h。

本发明的方法，矿石焙烧前用高压对辊破碎机破碎或高效粗粉磨粗磨，既满足了焙烧工艺对矿石粒度要求，又在最大程度上避免了矿石的过度细化，而且为精矿的沉降浓缩及精矿过滤时降低精矿附液含量创造了良好的条件。

本发明的方法，在矿石焙烧过程中通过控制物料在回转窑内的升温时间、焙烧时间和焙烧矿降温时间，避免了因矿石在高温区停留时间过长导致精矿中的氧化铝溶出困难。

本发明的方法，脱硅效果好，氧化铝回收率高：处理铝硅比≥2.5的铝土矿，精矿的铝硅比超过8.0，氧化铝回收率大于97%。

本发明的方法，采用该方法处理低品位铝土矿得到的精矿的拜耳法溶出性能良好：在Nk 220～250 g/L、溶出温度260～265℃、石灰添加量8～12%、溶出液αk1.40～1.45和溶出时间60min的条件下，精矿的溶出赤泥铝硅比A/S为 1.15～1.40，溶出赤泥N/S为 0.30～0.45。

本发明的方法，得到干硅酸钙渣中的SiO₂含量超过37%，有效SiO₂含量超过33%，并且全部颗粒通过250μm标准筛的百分比为100%。上述技术指标达到了农业部2004年发布的硅肥质量标准(NY/T 797-2004)。

如附图1所示，首先将铝土矿用高压对辊破碎机或其它高效细碎装置破碎至-2.5mm。将所述破碎后的铝土矿用回转窑在温度1040～1090℃焙烧7～12min或者在温度970～1020℃焙烧18～25min得到焙烧矿；在所述在回转窑内矿石的温度从500℃升高到焙烧温度的时间不超过25min，焙烧矿的温度从焙烧温度降低至300℃以下的时间不超过15min。将所述焙烧矿与苛性碱浓度Nk 90～120g/L的碱液混合，液固比L/S为2.8～3.2，在温度70～105℃脱硅反应90～120min，得到脱硅精矿浆液；将所述脱硅精矿浆液沉降浓缩至固含480～600g/L，用压滤机过滤、洗涤后得到附水含量为22～28%精矿滤饼、高硅碱液和洗液，所述精矿滤饼送拜耳法生产工序细磨至-0.25mm后进行拜耳法溶出；将所述精矿沉降溢流、高硅碱液和精矿洗液添加石灰脱硅和固液分离后得到稀碱液和硅酸钙渣，所述稀碱液经蒸发浓缩、补充NaOH调整浓度至Nk 90～120g/L后用于循环浸出下一批焙烧矿，硅酸钙渣经过洗涤干燥后可直接作为硅肥产品出售。

铝土矿焙烧前也可以先将铝土矿用破碎机破碎至-16mm，经破碎后的铝土矿用回转窑焙烧，在温度1040～1090℃下焙烧7～12min或者在温度970～1020℃下焙烧18～25min得到焙烧矿。所述焙烧矿用高压对辊破碎机破碎至-2.5mm后再进行碱浸脱硅处理，其后的碱浸脱硅、精矿过滤、高硅碱液脱硅过程和精矿的拜耳溶出过程与实施方式1完全相同。

如附图2所示，铝土矿焙烧前也可以先将铝土矿用高效粗粉磨或其它高效粉蘑设备磨至-0.25mm，再用流态化焙烧炉在温度1040～1100℃焙烧0.2～8min得到焙烧矿，所述焙烧矿的碱浸脱硅、精矿过滤、高硅碱液脱硅过程和精矿的拜耳溶出过程与实施方式1完全相同。

实施例1

铝土矿1中Al₂O₃含量为61.58％，SiO₂含量为11.89％，铝硅比为5.18，将铝土矿用高压对辊破碎机破碎至-2.5mm。将所述破碎后的铝土矿用回转窑在温度1040℃焙烧12min；在所述在回转窑内矿石的温度从500℃升高到1040℃的时间为25min，焙烧矿的温度从1040℃降低至300℃以下的时间为10min。将所述焙烧矿与苛性碱浓度Nk 100g/L的碱液混合，液固比L/S为2.8，在温度70℃脱硅反应120min得到脱硅精矿浆液。所述脱硅精矿浆液在进料固含245g/L不加絮凝剂的条件下，沉降60min，底流固含600g/L，溢流固含0.15g/L。将所述精矿沉降底流用压滤机过滤、洗涤后得到附水含量为26%的精矿滤饼，精矿的过滤速度可以达到350kg/m²·h，碱浸脱硅过程的氧化铝回收率达到97%。所述精矿的铝硅比为12.48，细磨至-0.25mm后，在Nk 240g/L、溶出温度260℃、石灰添加量8%、溶出液αk1.40和溶出时间60min的条件下进行拜耳溶出，精矿的溶出赤泥铝硅比A/S 1.29，溶出赤泥N/S 0.43。

将所述精矿沉降溢流、高硅碱液脱硅和精矿洗液混合后添加石灰脱硅，石灰按照CaO/SiO₂分子比为1.0加入，反应温度为75℃，反应时间120min，进行固液分离和洗涤后得到的干硅酸钙渣中的SiO₂含量为39%，有效SiO₂含量为36%，CaO含量为38%，并且全部颗粒通过250μm标准筛的百分比为100%。

实施例2

铝土矿1中Al₂O₃含量为61.58％，SiO₂含量为11.89％，铝硅比为5.18，将铝土矿用高压对辊破碎机破碎至-2.5mm。将所述破碎后的铝土矿用回转窑在温度1090℃焙烧7min；在所述在回转窑内矿石的温度从500℃升高到1090℃的时间为15min，焙烧矿的温度从1090℃降低至300℃以下的时间为15min。将所述焙烧矿与苛性碱浓度Nk 100g/L的碱液混合，液固比L/S为3.2，在温度70℃脱硅反应120min得到脱硅精矿浆液。所述脱硅精矿浆液在进料固含245g/L不加絮凝剂的条件下，沉降30min，底流固含480g/L，溢流固含0.15g/L。将所述精矿沉降底流用压滤机过滤、洗涤后得到附水含量为23%的精矿滤饼，精矿的过滤速度可以达到430kg/m²·h，碱浸脱硅过程的氧化铝回收率达到97%。所述精矿的铝硅比为13.52，细磨至-0.25mm后，在Nk 240g/L、溶出温度260℃、石灰添加量12%、溶出液αk1.40和溶出时间60min的条件下进行拜耳溶出，精矿的溶出赤泥铝硅比A/S 1.36，溶出赤泥N/S 0.33。

实施例3

铝土矿1中Al₂O₃含量为57.25％，SiO₂含量为16.35％，铝硅比为3.50，将铝土矿用高压对辊破碎机破碎至-2.5mm。将所述破碎后的铝土矿用回转窑在温度1040℃焙烧12min；在所述在回转窑内矿石的温度从500℃升高到1040℃的时间为25min，焙烧矿的温度从1040℃降低至300℃以下的时间为10min。将所述焙烧矿与苛性碱浓度Nk 120g/L的碱液混合，液固比L/S为2.8，在温度70℃脱硅反应120min得到脱硅精矿浆液。所述脱硅精矿浆液在进料固含245g/L不加絮凝剂的条件下，沉降30min，底流固含480g/L，溢流固含0.15g/L。将所述精矿沉降底流用压滤机过滤、洗涤后得到附水含量为22%的精矿滤饼，精矿的过滤速度可以达到450kg/m²·h，碱浸脱硅过程的氧化铝回收率达到97%。所述精矿的铝硅比为9.00，细磨至-0.25mm后，在Nk 230g/L、溶出温度260℃、石灰添加量8%、溶出液αk1.40和溶出时间60min的条件下进行拜耳溶出，精矿的溶出赤泥铝硅比A/S 1.25，溶出赤泥N/S 0.40。

将所述精矿沉降溢流、高硅碱液脱硅和精矿洗液混合后添加石灰脱硅，石灰按照CaO/SiO₂分子比为1.0加入，反应温度为75℃，反应时间120min，进行固液分离和洗涤后得到的干硅酸钙渣中的SiO₂含量为40%，有效SiO₂含量为36%，CaO含量为38%，并且全部颗粒通过250μm标准筛的百分比为100%。

实施例4

铝土矿1中Al₂O₃含量为57.25％，SiO₂含量为16.35％，铝硅比为3.50，将铝土矿用高压对辊破碎机破碎至-16mm。将所述破碎后的铝土矿用回转窑在温度1090℃焙烧12min；在所述在回转窑内矿石的温度从500℃升高到1090℃的时间为25min，焙烧矿的温度从1090℃降低至300℃以下的时间为15min。将所述焙烧矿先破碎至-2.5mm再与苛性碱浓度Nk 100g/L的碱液混合，液固比L/S为3.2，在温度105℃脱硅反应90min得到脱硅精矿浆液。所述脱硅精矿浆液在进料固含242g/L、不加絮凝剂的条件下，沉降60min，底流固含600g/L，溢流固含0.03g/L。将所述精矿沉降底流用压滤机过滤、洗涤后得到附水含量为23%的精矿滤饼，精矿的过滤速度可以达到430kg/m²·h，碱浸脱硅过程的氧化铝回收率达到97%。所述精矿铝硅比为9.50，细磨至-0.25mm后，在Nk 240g/L、溶出温度265℃、石灰添加量12%、溶出液αk1.42和溶出时间60min的条件下进行拜耳溶出，精矿的溶出赤泥铝硅比A/S 1.25，溶出赤泥N/S 0.36。

将所述精矿沉降溢流、高硅碱液脱硅和精矿洗液混合后添加石灰脱硅，石灰按照CaO/SiO₂分子比为1.2加入，反应温度为95℃，反应时间45min，进行固液分离和洗涤后得到的干硅酸钙渣中的SiO₂含量为37%，有效SiO₂含量为33%，CaO含量为42%，并且全部颗粒通过250μm标准筛的百分比为100%。

实施例5

铝土矿1中Al₂O₃含量为57.25％，SiO₂含量为16.35％，铝硅比为3.50，将铝土矿用高压对辊破碎机破碎至-2.5mm。将所述破碎后的铝土矿用回转窑在温度970℃焙烧18min；在所述在回转窑内矿石的温度从500℃升高到970℃的时间为10min，焙烧矿的温度从970℃降低至300℃以下的时间为10min。将所述焙烧矿与苛性碱浓度Nk 90g/L的碱液混合，液固比L/S为3.2，在温度105℃脱硅反应90min得到脱硅精矿浆液。所述脱硅精矿浆液在进料固含240g/L、不加絮凝剂的条件下，沉降60min，底流固含600g/L，溢流固含0.03g/L。将所述精矿沉降底流用压滤机过滤、洗涤后得到附水含量为25%的精矿滤饼，精矿的过滤速度可以达到412kg/m²·h，碱浸脱硅过程的氧化铝回收率达到97%。所述精矿铝硅比为9.60，细磨至-0.25mm后，在Nk 240g/L、溶出温度265℃、石灰添加量8%、溶出液αk1.40和溶出时间60min的条件下进行拜耳溶出，精矿的溶出赤泥铝硅比A/S 1.25，溶出赤泥N/S 0.45。

将所述精矿沉降溢流、高硅碱液脱硅和精矿洗液混合后添加石灰脱硅，石灰按照CaO/SiO₂分子比为1.1加入，反应温度为85℃，反应时间75min，进行固液分离和洗涤后得到的干硅酸钙渣中的SiO₂含量为39%，有效SiO₂含量为35%，CaO含量为40%，并且全部颗粒通过250μm标准筛的百分比为100%。

实施例6

铝土矿1中Al₂O₃含量为57.25％，SiO₂含量为16.35％，铝硅比为3.50，将铝土矿用高压对辊破碎机破碎至-16mm。将所述破碎后的铝土矿用回转窑在温度1020℃焙烧25min；在所述在回转窑内矿石的温度从500℃升高到1020℃的时间为20min，焙烧矿的温度从1020℃降低至300℃以下的时间为10min。将所述焙烧矿先用高压对辊破碎机破碎至-2.5mm再与苛性碱浓度Nk 90g/L的碱液混合，液固比L/S为3.2，在温度105℃脱硅反应90min得到脱硅精矿浆液。所述脱硅精矿浆液在进料固含246g/L、不加絮凝剂的条件下，沉降60min，底流固含600g/L，溢流固含0.05g/L。将所述精矿沉降底流用压滤机过滤、洗涤后得到附水含量为25%的精矿滤饼，精矿的过滤速度可以达到420g/m²·h，碱浸脱硅过程的氧化铝回收率达到97%。所述精矿铝硅比为8.80，细磨至-0.25mm后，在Nk 240g/L、溶出温度260℃、石灰添加量8%、溶出液αk1.40和溶出时间60min的条件下进行拜耳溶出，精矿的溶出赤泥铝硅比A/S 1.15，溶出赤泥N/S 0.45。

将所述精矿沉降溢流、高硅碱液脱硅和精矿洗液混合后添加石灰脱硅，石灰按照CaO/SiO₂分子比为1.1加入，反应温度为95℃，反应时间45min，进行固液分离和洗涤后得到的干硅酸钙渣中的SiO₂含量为39%，有效SiO₂含量为35%，CaO含量为40%，并且全部颗粒通过250μm标准筛的百分比为100%。

实施例7

铝土矿2中Al₂O₃含量为53.35％，SiO₂含量为21.32％，铝硅比为2.50，将铝土矿用高压对辊破碎机破碎至-2.5mm。将所述破碎后的铝土矿用回转窑在温度1040℃焙烧7min；在所述在回转窑内矿石的温度从500℃升高到1040℃的时间为15min，焙烧矿的温度从1040℃降低至300℃以下的时间为15min。将所述焙烧矿与苛性碱浓度Nk 120g/L的碱液混合，液固比L/S为2.8，在温度70℃脱硅反应120min得到脱硅精矿浆液。所述脱硅精矿浆液在进料固含260g/L不加絮凝剂的条件下，沉降30min，底流固含500g/L，溢流固含0.15g/L。将所述精矿沉降底流用压滤机过滤、洗涤后得到附水含量为28%的精矿滤饼，精矿的过滤速度可以达到430kg/m²·h，碱浸脱硅过程的氧化铝回收率达到99%。所述精矿的铝硅比为8.40，细磨至-0.25mm后，在Nk 230g/L、溶出温度260℃、石灰添加量10%、溶出液αk1.40和溶出时间60min的条件下进行拜耳溶出，精矿的溶出赤泥铝硅比A/S 1.35，溶出赤泥N/S 0.40。

将所述精矿沉降溢流、高硅碱液脱硅和精矿洗液混合后添加石灰脱硅，石灰按照CaO/SiO₂分子比为1.1加入，反应温度为85℃，反应时间60min，进行固液分离和洗涤后得到的干硅酸钙渣中的SiO₂含量为38%，有效SiO₂含量为34%，CaO含量为40%，并且全部颗粒通过250μm标准筛的百分比为100%。

实施例8

铝土矿2中Al₂O₃含量为53.35％，SiO₂含量为21.32％，铝硅比为2.50，将铝土矿用高压对辊破碎机破碎至-2.5mm。将所述破碎后的铝土矿用回转窑在温度1090℃焙烧7min；在所述在回转窑内矿石的温度从500℃升高到1090℃的时间为25min，焙烧矿的温度从1090℃降低至300℃以下的时间为15min。将所述焙烧矿与苛性碱浓度Nk 100g/L的碱液混合，液固比L/S为3.2，在温度105℃脱硅反应60min得到脱硅精矿浆液。所述脱硅精矿浆液在进料固含256g/L、不加絮凝剂的条件下，沉降60min，底流固含600g/L，溢流固含0.13g/L。将所述精矿沉降底流用压滤机过滤、洗涤后得到附水含量为28%的精矿滤饼，精矿的过滤速度可以达到400kg/m²·h，碱浸脱硅过程的氧化铝回收率达到98%。所述精矿铝硅比为8.70，细磨至-0.25mm后，在Nk 240g/L、溶出温度265℃、石灰添加量12%、溶出液αk1.40和溶出时间60min的条件下进行拜耳溶出，精矿的溶出赤泥铝硅比A/S 1.35，溶出赤泥N/S 0.30。

将所述精矿沉降溢流、高硅碱液脱硅和精矿洗液混合后添加石灰脱硅，石灰按照CaO/SiO₂分子比为1.1加入，反应温度为95℃，反应时间45min，进行固液分离和洗涤后得到的干硅酸钙渣中的SiO₂含量为39%，有效SiO₂含量为35%，CaO含量为40%，并且全部颗粒通过250μm标准筛的百分比为100%。

实施例9

高硅铝土矿2中Al₂O₃含量为53.35％，SiO₂含量为21.32％，铝硅比为2.50，将铝土矿用高压对辊破碎机破碎至优选-2.5mm。将所述破碎后的铝土矿用回转窑在温度970℃焙烧18min；在所述在回转窑内矿石的温度从500℃升高到970℃的时间为15min，焙烧矿的温度从970℃降低至300℃以下的时间为10min。将所述焙烧矿与苛性碱浓度Nk 90g/L的碱液混合，液固比L/S为3.2，在温度95℃脱硅反应120min得到脱硅精矿浆液。所述脱硅精矿浆液在进料固含260g/L、不加絮凝剂的条件下，沉降60min，底流固含600g/L，溢流固含0.03g/L。将所述精矿沉降底流用压滤机过滤、洗涤后得到附水含量为28%的精矿滤饼，精矿的过滤速度可以达到408kg/m²·h，碱浸脱硅过程的氧化铝回收率达到98%。所述精矿铝硅比为8.40，细磨至-0.25mm后，在Nk 240g/L、溶出温度265℃、石灰添加量8%、溶出液αk1.42和溶出时间60min的条件下进行拜耳溶出，精矿的溶出赤泥铝硅比A/S 1.36，溶出赤泥N/S 0.40。

将所述精矿沉降溢流、高硅碱液脱硅和精矿洗液混合后添加石灰脱硅，石灰按照CaO/SiO₂分子比为1.1加入，反应温度为85℃，反应时间80min，进行固液分离和洗涤后得到的干硅酸钙渣中的SiO₂含量为38%，有效SiO₂含量为34%，CaO含量为40%，并且全部颗粒通过250μm标准筛的百分比为100%。

实施例10

高硅铝土矿2中Al₂O₃含量为53.35％，SiO₂含量为21.32％，铝硅比为2.50，将铝土矿用高压对辊破碎机破碎至-2.5mm。将所述破碎后的铝土矿用回转窑在温度1020℃焙烧25min；在所述在回转窑内矿石的温度从500℃升高到1020℃的时间为20min，焙烧矿的温度从1020℃降低至300℃以下的时间为10min。将所述焙烧矿与苛性碱浓度Nk 100g/L的碱液混合，液固比L/S为3.2，在温度75℃脱硅反应120min得到脱硅精矿浆液。所述脱硅精矿浆液在进料固含252g/L、不加絮凝剂的条件下，沉降60min，底流固含600g/L，溢流固含0.03g/L。将所述精矿沉降底流用立式压缩机过滤、洗涤后得到附水含量为26%的精矿滤饼，精矿的过滤速度可以达到410kg/m²·h，碱浸脱硅过程的氧化铝回收率达到97%。所述精矿铝硅比为8.80，细磨至-0.25mm后，在Nk 240g/L、溶出温度265℃、石灰添加量8%、溶出液αk1.45和溶出时间60min的条件下进行拜耳溶出，精矿的溶出赤泥铝硅比A/S 1.40，溶出赤泥N/S 0.40。

将所述精矿沉降溢流、高硅碱液脱硅和精矿洗液混合后添加石灰脱硅，石灰按照CaO/SiO₂分子比为1.0加入，反应温度为95℃，反应时间60min，进行固液分离和洗涤后得到的干硅酸钙渣中的SiO₂含量为41%，有效SiO₂含量为37%，CaO含量为38%，并且全部颗粒通过250μm标准筛的百分比为100%。

实施例11

高硅铝土矿2中Al₂O₃含量为53.35％，SiO₂含量为21.32％，铝硅比为2.50，将铝土矿用高效粗粉磨粗磨至-0.25mm。将所述破碎后的铝土矿用流态化焙烧炉在温度1040℃焙烧8min；将所述焙烧矿与苛性碱浓度Nk 100g/L的碱液混合，液固比L/S为3.2，在温度75℃脱硅反应120min得到脱硅精矿浆液。所述脱硅精矿浆液在进料固含252g/L、不加絮凝剂的条件下，沉降60min，底流固含600g/L，溢流固含0.04g/L。将所述精矿沉降底流用立式压缩机过滤、洗涤后得到附水含量为28%的精矿滤饼，精矿的过滤速度可以达到310kg/m²·h，碱浸脱硅过程的氧化铝回收率达到97%。所述精矿铝硅比为9.50，在Nk 220g/L、溶出温度265℃、石灰添加量8%、溶出液αk1.45和溶出时间65min的条件下进行拜耳溶出，精矿的溶出赤泥铝硅比A/S 1.20，溶出赤泥N/S 0.30。

将所述精矿沉降溢流、高硅碱液脱硅和精矿洗液混合后添加石灰脱硅，石灰按照CaO/SiO₂分子比为1.0加入，反应温度为95℃，反应时间60min，进行固液分离和洗涤后得到的干硅酸钙渣中的SiO₂含量为40%，有效SiO₂含量为36%，CaO含量为39%，并且全部颗粒通过250μm标准筛的百分比为100%。

实施例12

高硅铝土矿2中Al₂O₃含量为53.35％，SiO₂含量为21.32％，铝硅比为2.50，将铝土矿用高效粗粉磨粗磨至-0.25mm。将所述破碎后的铝土矿用流态化焙烧炉在温度1100℃焙烧0.2min；将所述焙烧矿与苛性碱浓度Nk 100g/L的碱液混合，液固比L/S为3.2，在温度95℃脱硅反应60min得到脱硅精矿浆液。所述脱硅精矿浆液在进料固含245g/L、不加絮凝剂的条件下，沉降60min，底流固含600g/L，溢流固含0.04g/L。将所述精矿沉降底流用立式压缩机过滤、洗涤后得到附水含量为28%的精矿滤饼，精矿的过滤速度可以达到250kg/m²·h，碱浸脱硅过程的氧化铝回收率达到98%。所述精矿铝硅比为10.52，在Nk 250g/L、溶出温度260℃、石灰添加量12%、溶出液αk1.45和溶出时间60min的条件下进行拜耳溶出，精矿的溶出赤泥铝硅比A/S 1.35，溶出赤泥N/S 0.32。

将所述精矿沉降溢流、高硅碱液脱硅和精矿洗液混合后添加石灰脱硅，石灰按照CaO/SiO₂分子比为1.0加入，反应温度为95℃，反应时间60min，进行固液分离和洗涤后得到的干硅酸钙渣中的SiO₂含量为41%，有效SiO₂含量为37%，CaO含量为38%，并且全部颗粒通过250μm标准筛的百分比为100%。