提取和提纯天然沸石的方法

专利名称：提取和提纯天然沸石的方法
相关申请本申请涉及Billy D.Fellers发明的2000年9月27日申请的题目为“提取和提纯天然沸石的方法”的美国专利申请，序号No.09/672,065。
天然沸石具有广泛的应用，包括例如离子交换、放射性废物处理、工业废物处理，作为动物饲料添加剂、水分吸附剂，延时释放物质的载体例如杀虫剂或肥料，杂质和臭味控制的液体和气体过滤器，油吸附剂及工业涂料和填充剂。天然沸石也通常作为合成沸石生产中的原料。沸石也作为烃转化反应中的催化剂。沸石的大表面积使其对于这样的应用成为优异的选择对象。
沸石结构的另一个特点在于在特定沸石中的空穴都具有均一的形状和和大小。因此，天然沸石可以作为人造分子筛的同系物。
一种天然沸石，斜发沸石，由于其具有大的表面积具有特别高的吸附容量。而且，斜发沸石可提供高的离子交换容量，使其适合于在多种工业应用中使用。斜发沸石的孔径，特别是由于其显示了对目标离子的选择性，使得该沸石非常适合于污水过滤。最后，相对于稳定性更差、不相容的选择物例如聚合物型的离子交换树脂而言，热和物理稳定性及与最后的废物形式例如水泥或玻璃的相容性，使其成为一个令人感兴趣的替代物。
天然沸石矿熟知包括多种杂质，包括例如粘土、石英、云母、长石、铁和钛的矿物和方解石。天然沸石迄今事实上被排除在需要极高亮度的特定应用中使用，例如高级纸张工业中，其中较高成本的二氧化钛、碳酸钙或氧化硅优选作为添加剂。而且天然沸石由于其没有有效的提纯方法不被考虑其作为分子筛或催化剂使用。
目前可获得的提取、提纯和分级天然沸石的现有技术非常有限，而且不常用。已经应用于沸石矿中的粘土矿物的选矿技术包括粉碎、干燥分级或湿法重力分离、磁分离、漂白和焙烧以驱赶孔中的水，已证明这些方法相对无效。对于沸石应用，大量这样的处理技术在现有技术中进行了描述，但是没有实现工业化。例如，在US 4,510,254中，描述了一种间歇方法，其中通过粉碎、淤浆化、除去细粒、精细研磨、磁分离、漂白和干燥的步骤处理沸石矿。上述专利方法得到了干燥的精细研磨的粒径为2μm以下的沸石，TAPPI亮度至少为90。由该方法得到的沸石也具有高质量高岭土颜料约一半或更小的体积密度。尽管该专利方法得到的沸石具有要求的性质，天然沸石矿床仍很难进行处理以达到足够的纯度、亮度、尺寸分级和密度。相对于本发明的大于40％的总得率，该专利方法得到的总得率小于20％。同样，由该专利方法得到产品的沸石的含量略小于矿物源的含量，而本发明方法可提高大于20％的沸石含量。根据现有技术的方法，包括该专利，通常包括复杂的作为部分提纯过程的化学方法引入了不希望的化学杂质，而且产生了很多需要进行困难并昂贵处理的废物。引入化学杂质进一步使现有技术的方法复杂化，需要通过中间步骤改善这样的化学杂质的影响。一些现有技术中的分级技术，例如在美国专利中US 5,603,411中描述的技术，也加入不希望的化学杂质例如絮凝剂和分散剂。结果，人工制造的沸石和聚合树脂在高端应用中例如离子交换中仍然是首选。类似地，在高级纸张的制造中高成本的矿物例如二氧化钛和碳酸钙优于沸石。
在各种高端应用中不使用天然沸石主要是出于对从沸石矿中提取和提纯方法的有效和经济性考虑的。因此，仍然需求一种方法，该方法可经济而且技术上足够充分地开采天然沸石用于广泛的应用中。而且，需要这样一种方法，该方法不引入化学杂质例如絮凝剂或分散剂，而且该方法不产生有害的工艺流出物。
本发明的方法认识到并利用各矿物相基本性质的不同，包括水合程度对粒子有效体积的影响以促进分层悬浮。软化水使粒子之间的双电层排斥最大化，使电解质对双电层的影响最小以防止絮凝。
本发明的方法首先水合和机械分散原料以分离出高水合的粘土，随后通过使用一种或多种逆流分离塔从比希望的沸石具有更高质量表面积比的杂质中分离沸石，在所述的分离塔中分散介质是软化水。
得到的提纯的产品显示了增加的沸石含量、改进的亮度和提高的离子交换容量。而且，用磁分离和精细研磨处理可提供高亮度和低体积密度的产品，适合于工业增白应用中高级纸张的涂层和填充剂。通过除去粘土和高密度的矿物使其流变性得以增加。由于残余的杂质通常接近分析方法的检测极限，效能和质量平衡在工艺尾料中得到最好的证实，在所述的尾料中残余物更加浓缩。现有的化学浸提技术进一步增强了沸石产品。但是，由本新颖方法得到的优异性能不必要使用许多应用中使用的该昂贵步骤，而将工艺得率提高到约59％。
本发明进一步提供湿法分级提纯沸石物流的新方法。本发明的湿法分级系统主要通过密度差，也利用软化水的性质和水合矿物相的双电层以加大它们沉降速度的差，从而提供比现有技术细粒沸石分级方法明显而且实质性的改进。本发明的湿法分级方法可以应用到其它类型的细粒例如在高岭土的处理中，精细研磨的矿石和合成制造的沸石。
总而言之，通过提供更高的产率、更低的资本成本和减少废物的处理，本发明比现有技术更简单，基本上具有成本效益性。
图2是水合和机械分散系统的平面示意图。
图3是初级和二级分离系统的平面示意图。
图4是湿法分级系统的平面示意图。
发明的详细描述首先参考

图1，示意了本发明方法的工艺流程示意图，包括湿法分级方法。如图1示意，在本发明方法的第一步，水合并机械分散预处理的原料。一旦在第一步中与软化水混合，高度水合的原料粘土部分被选择悬浮在水中。从水合和分散槽中提取或倾析稳定的粘土悬浮体。最优选以间歇操作方式进行水合和机械分散，根据原料组合物的要求进行一步或多步的水合、混合和提取/倾析步骤。一旦除去粘土悬浮体，剩余的包含沸石的原料部分与另外的软化水混合以形成淤浆化的沸石工艺物流。淤浆化的沸石工艺物流被管送到初级分离塔中，其中使用逆流软化水以从淤浆化的沸石工艺物流中的重杂质中分离沸石。沸石在上清液流出物中离开初级分离塔，利用软化水的悬浮效应，流出物然后送到二级分离塔。二级分离塔也使用逆流以进一步提纯上清液流出物。与初级分离塔相对，二级分离塔更小的增加速度可去除超细粒子，而使提纯的沸石产品下降到二级分离塔的底部进行收集。如图1示意，提纯的沸石产品可以进一步通过任选的湿法分级方法或经另外的磨碎进行处理，所述的分级方法在下面进行更详细的讨论。
本发明方法的原料是平均粒径为约10～40μm的沸石材料。由于开采的沸石材料通常具有的粒径大于40μm，该工艺原料要进行预处理以得到希望的约10～40μm的平均粒径。通过任何众多的熟知技术可实现这样的预处理，包括压碎、磨碎和研磨。在原料制备中，粘土相基本上从矿物中离析出来，大多数离析的粘土相减少到比精细研磨粒子的本体小约10～100倍的粒径。作为分离中的第一步原料水合并机械分散，除去原料中的粘土部分。以间歇方法进行起初的水合和机械分散，根据原料中初始的粘土含量可包含一个或多个分散和倾析步骤。
参考图2，在优选的该方法的实施方式中，预先确定原料的粘土含量，通过管线2和阀3以间歇方式加入足够的软化水以使原料中高度水合的粘土部分悬浮。在间歇槽15中混合原料和软化水得到淤浆。使用的软化水含有相对低的电解质含量，通常小于约10～50ppm。应理解具有较高电解质含量的软化水也可以使用，但要降低分离的效率。
与现有技术中的需要加入化学添加剂以得到离析细粒粘土部分足够分散的方法相比，本发明的方法不使用化学分散剂。在该方法中没有化学分散剂导致工艺物流增强的物理特征，包括避免非分散粘土的凝聚和不同矿物相的共凝聚。
通常，在间歇槽15中得到5％～40％的淤浆密度，优选淤浆密度为10％～20％。在包括间歇槽15和任何再循环物流的间歇水合和分散系统的驻留时间为2～24小时，可以根据粘土和原料的重负荷调节该时间。通过使用现有技术中熟知的混合机/掺和器4或剪切泵6实现机械分散。应理解可以半连续预处理本发明讨论的水合体和分散体，制备高密度例如40％～60％的淤浆。在本发明的一个优选实施方式中，在间歇的水合和机械分散系统中进行起始的水合，而没有另外制备高密度的淤浆。但是使用这样的制备步骤，没有脱离本发明公开的范围。水合、机械分散和适当的沉降阶段之后，通过管线5用泵6倾析高水合和稳定的粘土相，从而得到基本上较少粘土含量的工艺物流。在本发明方法的一个优选实施方式中，由水合和机械分散步骤中得到倾析的沸石产品包含约5wt％粘土或更少。分离的沸石部分可以作为一些工业应用的产品或进一步进行处理适合于其它的应用。除去水合粘土部分之后，剩余的沸石工艺物流在间歇槽15中用另外来自管线2和阀3的软化水进行淤浆化，得到淤浆化的沸石工艺物流用于进一步处理。通过管线15和泵6从间歇槽15中除去的水合粘土相含有约为50wt％的粘土，是本发明新颖方法可能的另外的产品。
也可以在该方法起始的水合和分散系统中除去重杂质和磁性材料。例如通过管线5、7a和7b用泵6和磁铁7对水合原料的再循环物流施加磁分离，可通过任何许多现有技术的设备和技术完成该分离，例如在US 3,974,067；3,990,642；4,055,485；4,510,254；4,097,372及4,281,799中描述的那些。另外，磁分离也可以施加于从间歇槽15中通过管线9到泵10和磁铁1 1提取的淤浆化沸石工艺物流，然后进行本发明的随后步骤。应理解也可以在本发明方法的其它各个点使用磁分离以进一步从工艺物流中提取磁性组分。例如可将磁分离施加于如下所述的来自初级分离塔的上清液流出物中。
通过管线5用泵6倾析水合粘土相，而且使用管线9和泵10倾析淤浆化的沸石物流，从而将本发明方法的水合和分散系统中的重组分除去，剩下含有重组分的尾料部分。另外，通过管线14a和14b在阀13处从间歇槽15的最底部通过底流或虹吸将重组分除去。应理解机械分散以得到淤浆化沸石工艺物流、是否通过剪切泵或混合器/掺和器进行、加入的水量、水合和分散步骤的再循环可以这样设置以除去最多的重组分。
淤浆化的沸石工艺物流而后经过任选的离心分离12以除去另外的重废物料，例如石英。根据原料中的重负荷可以将该步骤设置为旁路或不用。而且，应理解是否需要进行另外的重组分去除取决于在水合和分散系统中进行的重组分去除的功效。
参考图3，淤浆化沸石工艺物流送到初级分离塔16。初级分离塔在特定的分离区域使用不同的流速以分离和除去含有有限表面积而且对软化水的影响最小的高密度杂质，使用逆流方式以悬浮，并在淤浆化的沸石工艺物流中保持更高表面积沸石的悬浮。
再参考图3，将淤浆化沸石工艺物流通过管线22在大约塔的中点被送入初级分离塔16中。管线22终止于喷嘴22a，其可减少淤浆化沸石工艺物流向下进入上升的软化水物流中的线速度和湍流的影响。来自软化水进料的软化水蒸汽通过管线25进入初级分离塔16的下部。初级分离塔利用水合性能的不同、希望的沸石颗粒和粘土杂质之间的质量表面积比，以及另外的双电层的影响以从粘土杂质中分离沸石。即，在初级分离塔的分离不仅仅是水压的影响。软化水使双电层未受影响，由于在颗粒表面的双电层和软化水之间的表面相互作用，存在附加的分离影响。现有技术中的水力分离方法，例如在US4,554,066中讨论的方法，通常依赖于较大颗粒高的质量表面积比，其中与水力影响相比双电层的影响可忽略。如果这样的比例高，则由于与双电层的表面相互作用而没有分离益处。在本发明方法中，颗粒并不具有这样高的质量表面积比，因此双电层的影响与水力影响相比很明显。一旦分离，沸石颗粒将被悬浮并通过初级分离塔16的上段28直到它们通过初级分离塔16的溢流管29被除去。初级分离塔的上向流比淤浆化沸石工艺物流中需要悬浮重组分的上向流更少。加入的软化水量和速度及水的向上流速取决于初始原料的组成、上游分离的效力、沸石和杂质的平均粒径和溢流提取速度而可以变化。如图3中所见，塔中段23的直径比塔16的上段28和下段24的直径大。这样的较大的直径段通常称为膨胀段。从淤浆化沸石工艺物流的重组分中分离沸石的主要部分在中段23中进行。使用透明的下段24以从视觉上判断在初级分离塔16中的分离效力。
通过手动控制阀26控制和用流量计27监测软化水的流量。应理解尽管图3中示意了手动操作，但用目前可获得的工艺控制设备可自动控制初级分离塔16的操作。类似地，可以利用目前获得的分析设备和技术自动确定初级分离塔16的分离效力。例如，分析从初级分离塔16通过溢流管29离开的上清液流出物的粒径、密度、和/或矿物含量。如果这样的分析表明含量不可接受的重杂质被带入上清液流出物中时，可以改变软化水添加的速度和上清液流出物的提取速度。
仍然参考图3，可见初级分离塔16用罩33盖在顶上，溢流管29位于紧接罩33的下面。得到的上清液流出物含有沸石产物，其通过阀54收集并脱水干燥用于工业应用。另外，初级分离塔16的上清液流出物可经另外的如下所述用于特定产品精制的湿法技术进行处理。
仍然参考图3，不希望的重杂质大多数情况通常包括石英、猫眼石和铁，可通过管线31和阀30除去。可以在通过管线32a和阀32的重杂质物流中加入另外的水以降低重杂质物流的粘度，从而有助于其去除。应理解通过阀30除去的重杂质物流通过管线25和阀26进行处理或再循环返回，通过初级分离塔16以回收任何残余的沸石含量。
如图3可见，另外的来自初级分离塔16上清液流出物的湿法处理是这样进行的，将上清液流出物经过管线40流入二级分离塔17，所述的管线终止于一个或多个位于二级分离塔17约中点的喷嘴41。其中，通过阀44逆流软化水进入位于二级分离塔17基底的流动分配器43对沸石产品进行最后的精细洗涤。通过流量计45监测进入阀44的软化水的流量。残余的粘土、云母或其它微细的杂质向上并通过二级分离塔17的高架管线46通入塔顶物流。精制的沸石产品以间歇或连续转移的方式作为底流流出物通过管线47和阀48收集。
来自二级分离塔17底流流出物可以进行另外的湿法分级以进一步根据粒径分离沸石。图4示意了本发明方法一个具体实施方式
的多步湿法分级器系统。
在一个操作模式中，来自二级分离塔17的底流流出物通过管线47a被输送，任选地在75粒子磨碎，到悬浮容器49与通过管线50a和阀50注入的软化水结合。同样，用流量计51监测通过阀50的软化水的流量。通过管线52、54和阀55a使用循环进料泵53在悬浮容器49中形成淤浆。进入湿法分级系统的进料向前通过管线55和调节阀64，以在第一湿法分级塔77约中点处引入的流量计65处提供希望的流量，所述管线55终止于位于第一分级塔77约中点的喷嘴56。
在第二操作模式中，来自初级分离塔16的上清液流出物经旁路通过二级分离塔并被送入湿法分级系统。在这样的二级操作模式中，来自初级分离塔16的上清液流出物通过管线55、阀64和流量计65被注入第一湿法分级塔77中。
第一湿法分级塔77在特定的分离区域使用不同的流量，根据颗粒密度、矿物相和/或尺寸分离沸石。如图4示意，第一阶段的塔77具有上段68a、中段63a和下段64a。仍参考图4，中段63a的周长比上段68a和下段64a的周长更大。为加大颗粒沉降速度的差，将软化水通过由阀66a控制、流量计67a测量的管线65a加入到塔77中，从而提供逆流以使塔77中沸石下降。塔77由罩72a盖在顶上。来自塔77的上清液流出物通过溢流管69a提取进入管线80。较重的和/或较大的沸石粒子和任何剩余重杂质作为底流通过位于或靠近塔77最底部的管线71a和阀71b离开第一分级塔77。
仍参考图4，来自第一分级塔77的上清液流出物通过终止于喷嘴81的管线80进入二级分级塔78的约中点处进行进一步的处理。第二分级塔78使用与特定分离区域相关的不同的流速以根据粒径和/或矿物相进一步分离沸石。通过在二级分级塔78下段64b内的管线66将软化水引入二级分级塔78中。二级分离塔78由罩72b盖在顶上，并通过溢流管线69b上清液从塔78离开。通过软化水的逆流物流使来自第一分级塔77并注入第二分级塔78的上清液流出物中存在的较小的沸石粒子悬浮，并通过上段68b将其载带到管线69b。在第一分级塔77上清液流出物中存在的较重或较大的沸石颗粒通过管线71和阀71b从第二分级塔78的底部抽出。
应理解作为进一步分级的选择，可以收集来自第一分级塔77的全部或部分的上清液流出物干燥，以用于最终用途或进一步用磨碎、磁分离或化学离析进行处理。类似地，可以收集来自第二分级塔78的全部或部分的上清液流出物干燥，以用于最终用途或进一步用另外的具有更精细分离性能例如更长的膨胀区的分级塔分级或进行其他处理。
尽管图4显示了两塔湿法分级系统，应理解湿法分级塔的数量、尺寸和构造可根据所希望的粒径和/或矿物相决定的分离程度和精确度进行变化。即，如果希望得到的粒径分级范围越窄，那么所需要的分级塔的数量和/或尺寸就越大。对于初级分离塔16，软化水的加入量和速度与随后向上流速取决于上清液流出物的粒径和/或希望得到的产率、进入塔的工艺物流的粒径范围和上清液提取速度。进一步应理解在本发明优选实施方式中尽管制备淤浆化沸石工艺物流是间歇的过程，但是在本发明方法所有随后的步骤中可以半连续的方式进行。本发明公开的湿法分级技术迄今为止还未应用于粘土材料的加工处理，一般地说，或应用于天然沸石的加工处理，具体地说，是对现有技术方法重要的而且是实质性的改进，因为没有其他的沸石分级技术可达到如此的沸石富集水平同时粒径分级。对于初级分离塔，本发明的湿法分级方法依赖于完好的双电层的分离效果。
初级分离塔16及第一和第二分级塔77和78各自的每一个分离区和容量不仅通过该塔的尺寸和构造而且通过一个或多个下游的泵进行调节。组件设备即间歇槽、塔、管道、阀、计量表、在线探测器和泵可以由任意的各种材料制造，包括玻璃、塑料例如聚氯乙烯(PVC)，及金属和合金。因为该工艺没有使用高温或腐蚀性的化学品，可以使用更便宜的建造材料例如PVC。
应认识到该新颖方法的所有步骤可以用软化水作为通常的悬浮流体进行操作，而没有化学添加剂，可以连续的方式进行操作而不需如现有技术方法中需要的中和化学处理或清洗操作以除去化学背景(物)。
通过各种通常使用的方法可以实现本发明方法中使用的软化水的制备。通过如下的实施例，使用过滤、反渗透和离子交换步骤的组合处理具有大于1500ppm总电解质的水源。
意外地发现，一些工艺流出物的电解质含量，特别是在起始粘土去除步骤之后，残留量非常低，而且可通过过滤和离子交换最少的处理任选回收以基本上恢复起始的质量。不存在化学添加剂(添加化学添加剂是现有技术方法共同的特点)是可行和经济地处理本发明新颖工艺水流出物的一个主要的因素。其表明本发明方法的经济优势不仅通过回收而且通过避免现有技术方法中通常的大量的污水得以增强。这样降低了对水源的要求，特别是在有限给水的地区。因此，本发明优选的实施方式基本上使该新颖的方法不仅具有经济优势和环保优势，同时使整个工艺性能具有优势。
通过参考以下的实施例对本发明的方法进一步进行描述。
分析沸石材料其具有55％的斜发沸石、15％的丝光沸石、15％的长石、5％的粘土、5％的云母和5％的石英。该材料的TAPPI亮度为72.0，离子交换容量为1.21meq/g，及FeO含量为0.66％。连续的初级分离塔步骤将沸石固体转移到25加仑的槽中，与15.4加仑的软化水混合形成10％的淤浆。通过潜入式池泵进行循环而混合淤浆，所述的泵附于图3描述的实验室规模的系统上。在分离塔的基底引入具有小于约10ppm电解质的软化水逆流以促使在塔下部提供4.3ml/min/cm2的上升流速。将原料从淤浆槽引入到塔中以在塔的注入区形成3.8ml/min/cm2的上升速度。将全部的淤浆量泵入塔中，然后提供原料，使逆流的软化水平衡，从而使标准的上升速度保持另外12小时。
在塔的底部作为底流浓缩物收集约1磅的废弃物料。分析该物料表明其由35％的石英、25％的长石、15％的斜发沸石、10％的丝光沸石、5％的粘土、5％的云母和5％的赤铁矿组成，其中FeO含量为1.66％。同时该材料显示其离子交换容量为0.66meq/g，及TAPPI亮度为53.7。
在二级分离塔收集的最后精制的沸石产品总共为11.5磅，该步骤得到的产率为90％。该材料由55％的斜发沸石、15％的丝光沸石、15％的长石、5％的粘土和5％的石英组成，其中FeO含量为0.55％。同时该材料显示其离子交换容量为1.22meq/g，及TAPPI亮度为71.5。磁分离步骤精制的沸石产品与7.6加仑具有小于约10ppm电解质的软化水混合以形成20％的淤浆。该淤浆在静态的浸泡体系中用稀土磁铁(6kG)进行人工处理。从沸石中提取出来一共1磅的磁铁材料，剩余10.5磅精制的材料，该步骤得到91％的收率。该材料的TAPPI亮度为86.0，离子交换容量为1.33meq/g，FeO含量为0.31％。材料分析表明该材料由60％的斜发沸石、20％的丝光沸石、15％的长石和5％的石英组成(粘土和云母含量小于可检测的范围)。颗粒粉碎步骤使用Fluid Energy Aljet的4型微喷射系统将6.9磅部分的磁分离沸石研磨干燥到平均粒径约3微米的颗粒。研磨产品的TAPPI亮度为90.5，离子交换容量为1.26meq/g，FeO含量为0.31％。
处理的总结样品 沸石％ CEC 亮度 FeO％meq/gTAPPI原料矿石 65 1.10 72.7 1.20倾析的沸石70 1.21 72.0 0.66粘土流体 25 0.78 61.3 2.97初级分离塔的底流 25 0.66 53.7 1.66二级分离塔的产品 70 1.22 71.5 0.55磁处理产品80 1.33 86.0 0.313微米的产品 80 1.26 90.5 0.31
分析粘土流体悬浮体表明其由50％的粘土、25％的斜发沸石、15％的长石、5％的丝光沸石和5％石英组成，其中FeO含量为2.97％。
分析沸石材料其具有55％的斜发沸石、15％的丝光沸石、15％的长石、5％的粘土和5％的石英。该材料的TAPPI亮度为72.0，离子交换容量为1.21 meq/g，及FeO含量为0.66％。连续的初级分离塔步骤前步得到的在槽中剩余的分离沸石产品与160加仑的具有小于约50ppm电解质的软化水混合形成10％的淤浆。通过Chemineer槽式混合器快速搅拌使淤浆混合10分钟。移去混合器，再将潜入式池泵应用于槽进行内部循环。少量的滑流通过缩小的稀土磁铁仅表明在方法的该步骤有效去除磁性材料的可行性。
根据描述于图3中的设计，将第二潜入式池泵置于槽中并与中试规模的分离塔连接。将具有小于约50ppm电解质的软化水送到分离塔基底以在塔下部提供4.3ml/min/cm2的上升速度。将沸石淤浆原料用池泵引到塔中以在塔的注入区形成3.8ml/min/cm2的上升速度。在二级分离塔的分配环中也形成软化水流动从而提供0.5ml/min/cm2的上升速度。将淤浆槽中的物料加入到初级塔中之后，在塔的基底和二级分离塔分配环中继续(引入)软化水，保持标准上升速度另外12小时。最后得到精制沸石产品总共为134磅，该步骤得到的产率为89％。分析表明该沸石产品含有65％的斜发沸石、15％的丝光沸石、10％的长石、5％的云母和5％的石英(粘土的含量小于可检测的范围)。该材料也显示其TAPPI亮度为67.0，离子交换容量为1.33meq/g，FeO含量为0.68％。
在塔的底部作为底流浓缩物收集约29磅的废弃物料。分析该物料表明其由35％的石英、25％的长石、15％的斜发沸石、10％的丝光沸石、5％的粘土、5％的云母和5％的赤铁矿组成，其中FeO含量为1.66％。该材料也显示其离子交换容量为0.66meq/g，及TAPPI亮度为53.7。磁分离步骤1来自塔系统精制的沸石产品样品143磅用28加仑的软化水淤浆化以得到38％固体的淤浆，并用标准的转鼓混合器进行混合。将淤浆通过配有装满金属网直径为5英寸筒的Electric Motor Company(PEM)的高强度(20kG)湿法磁分离器以3加仑/分钟(30秒延迟)进行磁分离。在处理期间，全部淤浆两次通过磁铁。分析该材料TAPPI亮度为77.7，FeO含量为0.50％。颗粒粉碎步骤然后使用Chicago Boiler Red Head的配有一毫米玻璃球的对转圆盘式破碎机以1加仑/分钟的流速将磁分离得到的产品进行颗粒粉碎。需要四次通过破碎机以得到小于2微米的粒径。磨碎的产品然后用200目的筛子进行筛分以除去杂散的研磨介质及磨损的产物。分析该材料TAPPI亮度为84.0，FeO含量为0.35％。磁分离步骤2将破碎机破碎的产品通过配有装满不锈钢丝直径为5英寸筒的PEM高强度(2特斯拉)湿法磁分离器，以1加仑/分钟(100秒延迟)的速度再一次进行磁分离。在整个处理期间，全部淤浆两次通过磁铁。最后的产品以17％固体淤浆的形式估计有106磅。得到的沸石产品产率为74％。干燥材料的样品显示TAPPI的亮度为89.9，FeO含量为0.32，粒径小于2微米。
处理的总结样品 沸石％CEC 亮度FeO原料矿石 651.1366.71.27倾析的沸石 701.4366.40.71粘土流体悬浮体 400.8161.32.97初级分离塔的底流 400.6653.71.66二级分离塔的产品 801.4566.20.68第1次磁分离73.80.58第2次磁分离77.70.50破碎机破碎的产品 84.00.35第3次磁分离89.10.31
第4次磁分离 1.70 89.9 0.32
收集在每一个塔底部沉降出的作为底流的物料进行分析。数据总结于下表样品 质量 FeO(％) 表观密度(g/ml)初级分离塔产品--0.660.89塔1的产品 590.860.86塔2的产品 220.670.82塔3的产品 111.040.79塔4的产品 7 1.070.75塔5的产品 1 2.560.73数据反映出表观密度从约0.86g/ml线性减少到约0.73g/ml，对于每一个分级塔而言，由其可推知粒径从约8.2μm线性减少到6.5μm或约0.5μm。特别是塔5，铁含量的增加表明要进一步分离痕量残留的粘土或其它的含铁材料。
收集在每一个塔底部沉降出的作为底流的物料进行分析。数据总结于下表样品 质量(％) FeO(％)CEC表观密度原料产品 -- 0.25 1.35 -塔1的产品7 0.19 1.03 1.08塔2的产品11 0.16 1.310.92塔3的产品32 0.23 1.510.78塔4的产品26 0.22 1.53 0.72塔5的产品24 0.36 1.46 0.60数据反映出表观密度从约1.08g/ml线性减少到约0.6g/ml，由其可推知线性和相对小的粒径差。铁分布反映出要进一步从塔1～塔4中分离沸石，塔5产品中的增加表明要进一步分离痕量残留的粘土或其它的含铁材料。离子交换容量显示，在塔1中收集了小部分的贫沸石矿物，在塔3和4中有明显的增加，而在塔5中有点儿减少。该分布清楚地表明与粒径分级一起进行的分离是有利的。塔3和4的复合物样品与TAPPI亮度为90.5的原料产品相比，TAPPI亮度为91.2。
根据具体的实施方式对本发明进行了描述。但是应理解本领域的普通技术人员根据本发明包含的公开能够实施本发明的多种变化。该变化在本发明公开的范围之内。因此，本发明应广义地解释，仅由本发明所附权利要求的精神和范围所限定。
权利要求
1.从含有其它矿物相的沸石矿中提取和提纯沸石的方法，包括如下步骤制备由软化水和平均粒径为约10～40μm的沸石矿组成的淤浆，所述的淤浆密度为约5％～40％，所述的淤浆具有足够的软化水与沸石矿质量比以基本上悬浮；将所述的淤浆经机械分散，具有软化水与沸石矿的质量比要基本上使所述的沸石矿的任何粘土部分悬浮；使所述的沸石从所述的淤浆中沉降，得到上层含水的部分和沉降的沸石部分；分离所述的沉降的沸石部分与所述的上层含水部分；及将所述的沉降的沸石部分与软化水混合以得到淤浆化的工艺物流。
2.如权利要求1的方法，进一步包括如下步骤将所述的淤浆化工艺物流在所述初级分离塔的约中点处注入多段逆流初级分离塔中，所述的初级分离塔有上段、下段和中段；将软化水注入到所述初级分离塔的所述的下段；从所述初级分离塔的所述的上段提取出悬浮沸石的上清液物流；及控制所述淤浆化工艺物流和所述的软化水进入所述初级分离塔的注入速度，及所述的悬浮沸石的提取速度，从而所述的软化水以足够的速度向上流动以使所述的沸石悬浮，这样具有净沉降速度的所述的淤浆化工艺物流的密度较高的组分向下流动到所述初级分离塔的所述的下段。
3.如权利要求1的方法，进一步包括如下步骤将所述的悬浮沸石从所述的初级分离塔中注入到二级分离塔中，所述的二级分离塔具有上段和下段；将软化水注入到所述的二级分离塔靠近所述的下段中；从所述的上段提取细粒上清液物流；控制所述的悬浮沸石和所述的软化水进入所述二级分离塔的注入速度，及所述的细粒上清液物流的提取速度，从而形成逆流流动，希望尺寸范围的沸石颗粒没有被载带到所述的逆流中；及从所述的二级分离塔的所述下段除去希望尺寸范围的所述的沸石颗粒。
4.如权利要求1的方法，其中所述的沸石矿的沸石相基本上是斜发沸石。
5.如权利要求2的方法，其中所述的沸石矿的沸石相基本上是斜发沸石。
6.如权利要求3的方法，其中所述的沸石矿的沸石相基本上是斜发沸石。
7.如权利要求1的方法，其中所述的沸石矿的沸石相包括斜发沸石、丝光沸石或其它天然沸石矿物的一种或多种。
8.如权利要求2的方法，其中所述的沸石矿的沸石相包括斜发沸石、丝光沸石或其它天然沸石矿物的一种或多种。
9.如权利要求3的方法，其中所述的沸石矿的沸石相包括斜发沸石、丝光沸石或其它天然沸石矿物的一种或多种。
10.从天然矿物组合物中分离矿物相的方法，所述的矿物相具有固有的可变化的水合性质，导致在含水淤浆或悬浮体中分层悬浮，包括如下步骤压碎、研磨或磨碎所述的天然矿物到基本上离析出所述的矿物相；在软化水中制备含水淤浆或悬浮体，其中低电解质含量可保持最大化的双电层，有助于根据水合程度分散和分离所述的矿物相；及通过结合分层悬浮效应和物理分离原则分离所述的矿物相。
11.颗粒化合物的分级方法，所述的化合物包括当在低电解质介质中水合时具有双电层，而且具有一定粒径范围的颗粒，包括如下步骤制备所述颗粒化合物的含水淤浆；将所述的淤浆引入逆流分级塔，所述的分级塔具有一个或多个段，原料注入口位于所述分级塔的约中点处，软化水注入口低于所述的原料注入口，罩位于该塔的最高端，及溢流口低于所述的罩；利用所述双电层的分离效应分离所述的颗粒化合物；及通过所述溢流口提取上清液物流。
12.如权利要求11的方法，其中所述的颗粒化合物是来自所述二级分离塔的所述下段的希望粒径范围的所述的沸石粒子。
全文摘要
利用机械分散和分层悬浮以除去大部分的矿石的粘土含量，从而从其他矿物相存在的矿石中分离和提纯天然沸石的方法。通过利用软化水的性质及结合逆流分离塔，该方法随后去除比希望的沸石产品具有更高质量面积比的杂质。在该方法中不使用化学絮凝剂或浮选剂。
文档编号B01D21/00GK1469780SQ01817213
公开日2004年1月21日 申请日期2001年9月27日 优先权日2000年9月27日
发明者比利·D·费勒斯, 比利 D 费勒斯 申请人:基础资源有限公司