蒋 昊3 李光辉 胡岳华
摘 要 从氧化铝生产和预脱硅两个方面概要评述了铝土矿铝硅分离的现状，介绍了实现铝土矿铝硅分离的方法及其基本原理。并对一水硬铝石型铝土矿铝硅分离的研究方向进行了深入地探讨。 关键词 铝土矿 氧化铝 铝硅分离
目前全世界的氧化铝约有95%是以铝土矿为原料生产的。铝土矿中除了含氧化铝外，还有许多杂质，其中最主要的杂质是二氧化硅、氧化铁等。从某种意义上说，氧化铝生产的化工过程实际上是一个脱硅除铁，以获得满足铝冶炼及生产其它特殊用途氧化铝要求的原料过程。针对不同类型矿石的性质和质量不同，国内外主要采用拜耳法、烧结法和联合法来生产氧化铝。对于拜耳法生产氧化铝工艺而言，氧化铁多呈惰性，多以不溶性的化合物形式排出系统，其主要是增加赤泥量，一般对生产的影响不大。而硅却是最有害的杂质，它一方面会造成Na2O 和Al2O3的损失，污染氢氧化铝，降低产品质量；另一方面生成的钠硅渣结疤，使设备传热系数降低，溶出过程能耗增加，设备维护难度加大。可以这么讲，氧化铝的生产主要是铝硅的分离，即脱硅。因此，国内外针对铝土矿铝硅分离的理论和工艺开展了大量的研究。本文评述了铝土矿铝硅分离的研究状况，并对其今后的研究发展趋势进行了探讨。
1 铝土矿铝硅分离的研究现状
纵观铝土矿铝硅分离理论与工艺的研究，归纳起来主要集中在两个方面：一是基于氧化铝生产的铝硅分离研究；另一方面是以提高矿石铝硅比(A/ S)为目的，对铝土矿进行预脱硅的研究。
111 基于氧化铝生产的铝硅分离
氧化铝的生产方法有许多种，目前应用于工业生产的几乎全属于碱法。碱法生产氧化铝有拜耳法、烧结法以及拜耳-烧结联合法等多种流程。由于处理铝土矿原料的质量不同，也就是说各自处理的铝土矿中二氧化硅的含量不同，不同的方法实现铝硅分离的原理和工艺也就各不相同〔1,2〕。
11111 拜耳法生产过程中的铝硅分离
拜耳法是根据拜耳的两项发明专利，用于生产氧化铝而命名的方法。拜耳法适宜于处理低硅优质铝土矿(A/S不低于8)。其特点是流程简单，产品质量好，能耗低，成本低，但它需要比较昂贵的烧碱。现在，全世界90%以上的氧化铝和氢氧化铝是用拜耳法生产的。
在铝土矿的拜耳法溶出过程中，除了矿石中的铝矿物溶于碱生成NaAl(OH)4外，其它各种形式的含硅矿物的硅均以Na2SiO3形式进入溶液(在溶出三水铝石时，因为所需温度和碱浓度均不是很高，所以石英呈惰性，基本不会进入溶液)。当Na2SiO3浓度超过溶液的平衡浓度后，其便与铝酸钠反应生成水合铝硅酸钠逐渐析出，直到溶液中SiO2浓度降至平衡。此反应如下:
117Na2SiO3+2NaAl(OH)4→Na2O・Al2O3・
117SiO2・H2O+3.4NaOH+1.3H2O
由此可以看出，在拜耳法生产氧化铝工艺中铝硅分离的实质是使硅以钠硅渣的形式从铝酸钠溶液中析出。因此，原料中含硅量越高，生成钠硅渣的数量也就越多，碱和氧化铝的损失率相应就会越大。这也是拜耳法生产氧化铝要求原料铝硅比大于8的根本原因之一。
11112 烧结法生产过程中的铝硅分离
碱石灰烧结法生产氧化铝是将铝硅比较低(A/ S3～5)的高硅铝土矿与Na2CO3和石灰按一定的配比调配成料浆在回转窑内于1200～1300℃的高温条件下烧结成熟料，使炉料中氧化铝转变为易溶的铝酸钠(Na2O・Al2O3)，氧化硅转变为不溶的原硅
3中南大学矿物工程系，国家重点基础研究发展规划(“973”计划)项目(G1999064901)
酸钙(2CaO・SiO2)。熟料经破碎、磨矿后用稀碱溶液溶出，得铝酸钠溶液。原硅酸钙不与溶液反应，全部转入赤泥，从而达到SiO2与Na2O、Al2O3分离的目的。
但在熟料溶出过程中，由于一部分原硅酸钙与铝酸钠溶液相互作用而被分解，致使溶出后的铝酸钠溶液
中含有较多的SiO2。因此，熟料溶出得到的溶液还必须进行专门的脱硅，其脱硅的实质是使溶液中过饱和的SiO2转化为硅渣沉淀析出。分离出来的硅渣可返回配料回收其中的Al2O3和Na2O。
由此可见，烧结法生产氧化铝过程中铝硅分离的实质是使原料中的硅与配入的石灰发生反应，生成不溶性的原硅酸钙。因此，其铝硅分离过程不会带来铝和碱的损失。从理论上讲，铝土矿中SiO2含量的高低是不会影响Al2O3总回收率和碱耗等经济技术指标。
11113 联合法生产过程中的铝硅分离
由于拜耳法和烧结法都具有各自的特点和适用范围，含硅低的优质铝土矿宜采用拜耳法，而含硅高、铝硅比较低的铝土矿一般采用烧结法。但是为了充分利用矿石资源，并用廉价的苏打补偿拜耳法的苛性碱损失，降低成本，就采用拜耳法和烧结法同时处理含硅不同的两种矿石，构成联合法生产氧化铝。根据铝土矿的化学与矿物组成以及其它条件不同，二者可组成并联、串联和混联三种基本流程。
并联法生产氧化铝是指拜耳法和烧结法两个系统平行配置，拜耳法处理高品位矿石(A/S>8)，烧结法系统处理低品位矿石(A/S在3左右)，烧结法系统的精液并入拜耳法系统，以补偿生产过程中的苛性钠损失。根据并联法生产氧化铝的工艺特点，其铝硅分离的实现是通过两条途径，一是拜耳法生产系统中以硅渣的形式脱除一部分硅，但硅渣会带来一定量的氧化铝损失；另一部分是烧结法系统中以原硅酸钙形式脱除。因而氧化铝的总回收率相对较低。
串联法生产氧化铝是指拜耳法和烧结法两个系统先后配置。先将矿石用拜耳法处理，提取大部分氧化铝，拜耳法赤泥用烧结法处理，进一步提取氧化铝并回收碱。所以，串联法工艺中硅全部是以原硅酸钙形式从烧结法系统中脱除，而且不带来氧化铝的损失，氧化铝的总回收率高。
混联法是将拜耳法和同时处理拜耳法赤泥与低品位铝土矿的烧结法结合起来生产氧化铝的方法。高品位的矿石先用拜耳法处理，再在大部分氧化铝已被回收后的赤泥中配加一部分低品位的矿石用烧结法处理。与串联法一样，混联法工艺中硅也全部是以原硅酸钙形式从烧结法系统中脱除，基本上没有氧化铝的损失。
112 基于提高矿石铝硅比的铝硅分离—预脱硅由于拜耳法生产氧化铝具有生产流程简单、产品质量好、经济效益高等优点，已成为世界上氧化铝生产的最主要方法。特别是随着世界上高压溶出技术的发展和进步，原来不能用作拜耳法生产原料的一水硬铝石型铝土矿在较高的温度下(250～300℃)也能顺利溶出，因此拜耳法工艺便具有了更强的生命力。但拜耳法工艺要获得好的经济效益，要求原料的铝硅比大于8～10。为了能够使铝硅比低于8的这一部分铝土矿也能采用拜耳法工艺来生产氧化铝，人们提出了采用预脱硅的方法来提高矿石的铝硅比，脱硅铝精矿作为拜耳法生产氧化铝的原料。
目前，为降低铝土矿中硅的含量，采取预脱硅来实现铝硅分离的手段主要是通过选矿的方法，即物理选矿铝硅分离、化学选矿铝硅分离等。其中物理选矿铝硅分离法研究得最多，最有前途的方法是浮选法，它又包括正浮选铝硅分离和反浮选铝硅分离。11211 正浮选铝硅分离
铝土矿中有用矿物水铝石(三水铝石和一水铝石)均属氧化矿，脉石矿物属铝硅酸盐，因此铝土矿正浮选铝硅分离是抑制铝硅酸盐矿物，采用阴离子型捕收剂浮选一水铝石或三水铝石。由于铝土矿中水铝石的可浮性好，且世界上对氧化物浮选的研究开展得比较多，采用正浮选来实现铝土矿中铝硅分离的研究也就比较多，国内外都有过许多报道。
在国外，铝土矿的类型主要属三水铝石型，所开展的一些研究工作自然主要集中于这种类型的矿石。
早在30-40年代，美国就采用浮选处理某地铝土矿(A/S=3～8)，获得铝硅比10～19的铝土矿精矿，但是存在回收率低的问题，到70年代初，针对含高岭石、石英的三水铝石型铝土矿采用塔尔油、机油和油酸的混合物作捕收剂，调整剂硅酸钠、六偏磷酸盐进行浮选回收三水铝石的研究，但同样因铝土矿精矿的回收率低未获得成功〔3,4〕。
针对矿浆p H的变化对捕收剂在水铝石和铝硅
酸盐矿物表面的不同作用的影响也开展了一些研究工作。V・V・Ishchenko〔5,6〕等人的研究表明,p H值的升高，使得皂类和油酸钠在三水铝石、高岭石上的吸附率呈不同程度的增加，当加入六偏磷酸钠作调整剂时可增加捕收剂在三水铝石表面的吸附，同时减小其在高岭石表面的固着。因此适宜的p H值条件下，采用油酸钠和六偏磷酸钠可以实现高岭石和三水铝石的分离。D・Salatic〔7〕的研究表明，一水软铝石表面的电性随p H值的变化发生变号,p H>3时表面电位为负,p H<3时表面电位为正，通过调整剂
硅酸钠的作用，使矿物表面选择性疏水后用油酸钠捕收一水软铝石。同样,P・I・Andreev〔8〕通过红外光谱研究证实了油酸盐对三水铝石的捕收作用机理为油酸根在三水铝石表面的化学吸附，并进而研究了六偏磷酸钠对油酸钠在矿物表面吸附的影响，认为浮选分选p H值为9～10。
在国内，根据我国铝土矿资源的特点，对一水硬铝石型铝土矿的铝硅分离的研究也取得了一定进展。从二十世纪70年代开始，对铝土矿进行了选矿研究。通过对山东、山西、河南、贵州等省一水硬铝石型铝土矿的浮选研究表明，我国的一水硬铝石可浮性好，采用正浮选法分离铝、硅是可行的。将细磨到-0.04mm占9616%一水硬铝石—高岭石型铝土矿采用氧化石蜡皂作捕收剂，磷酸钠、六偏磷酸钠、腐殖酸钠作调整剂，经一次粗选和一次扫选，使精矿A/S提高到原矿的117倍达1512,Al2O3的回收率88114%[9]。有人对含硅矿物以水云母为主的一水硬铝石—水云母型矿进行碱法浮选铝硅分离试验研究，结果表明，磨矿细度要求达到-0.076mm 占96%才能以氧化石蜡皂和塔尔油(4∶1)混合物作捕收剂,Na2CO2作抑制剂实现铝矿物和含硅矿物分离〔10〕。
在浮选工艺上，采用分支浮选法进行铝土矿铝硅分离的研究表明〔11〕，将原矿浆分成两支(第一支/第二支=1∶3)，将第一支精矿加入第二支的原矿浆一起进行分支浮选。在获得与常规浮选相同指标的情况下，分支浮选的药剂用量显著降低,Na2CO2、六偏磷酸钠、腐殖酸钠和氧化石蜡皂分别降低918、4311、6117和3112%。
进入90年代特别是90年代后期，我国正浮选铝硅分离的研究无论是在工艺还是在分选指标上都取得了突破性的进展。其中最具代表性的是，选择性磨矿—选择性聚团浮选分离工艺和阶段磨浮分离工艺。当原矿A/S=5～6时，采用上述两种新工艺均可获A/S>11的精矿。
综上所述，采用正浮选铝硅分离具有以下一些特点：所用的捕收剂为脂肪酸盐类和油酸盐类，调整剂和抑制剂为Na2CO2、六偏磷酸钠、腐殖酸钠等，这些药剂来源广泛，成本低；精矿上浮量大，导致分离过程中药剂用量大以及精矿中残余药剂对后续溶出工艺产生不利影响；对于矿物组成复杂、嵌布粒度细的一水硬铝石型铝土矿要求细磨(一般要求-0.076 mm>95%)，使磨矿能耗提高，精矿脱水困难，且水份含量较大，不利于降低拜耳法溶出过程的能耗。11212 反浮选铝硅分离
前已述及，由于铝土矿原矿品位高，目的铝矿物含量远大于一般含硅矿物，正浮选泡沫量大，因此采用正浮选进行铝硅分离还存在着一些弊病，特别是对于我国一水硬铝石型铝土矿，其含硅矿物(高岭石、伊利石、叶蜡石等)硬度低、密度小、易磨，而一水硬铝石硬度大、难磨，再加上一水硬铝石本身的嵌布粒度细，在矿石的磨矿过程中，欲将其细磨到浮选粒度，则必然导致可磨性好的铝硅盐矿物过粉碎和泥化，对浮选过程产生不利的影响。而采用反浮选法则可克服这些弊病。
铝土矿的反浮选铝硅分离是通过抑制水铝石，采用阳离子捕收剂浮选铝硅酸盐矿物。V・V・Ishchenko〔12〕等使用十二胺对A/S为217～214的原矿进行反浮选获得A/S>7。光谱研究表明，在中性和弱碱性
溶液中胺在高岭石表面上的静电吸附为分子和离子态混和吸附。N・M・Anishchenko〔13〕等使用氯化月桂胺成功地实现了鲕绿泥石与三水铝石的分离。捕收剂在鲕绿泥石表面的吸附为离子、分子和胶束的化学和物理吸附。
在理论上，前苏联的学者采用动电位法、吸附法、红外光谱法研究了浮选铝土矿时胺类捕收剂的作用机理〔14〕。研究表明，使用阳离子捕收剂时，鲕绿泥石的可浮性比水铝石要好，当p H=4～8时胺主要是以离子形式存在，可与荷电的矿物表面以静电引力形成捕收剂的物理吸附。胺类阳离子与鲕绿泥石晶格中的阳离子相互作用在其表面形成金属—胺的络合物，而胺类阳离子与鲕绿泥石矿物表面的羟基相互作用形成难溶的胺分子:
RN H+3+OH-∴RN H2+H2O
在p H>9的碱性介质中胺以分子形式存在，而且矿物表面负电位高，二者之间的相互作用被阻止，矿物可浮性变差。
在我国虽对铝土矿反浮选铝硅分离进行了一些研究，但尚未有成功的实例，这主要缘于我国铝土矿的性质特别，含硅矿物种类多，性质差异大的原因，但进一步的研究正在广泛开展。
综上所述，铝土矿反浮选铝硅分离的主要特点有：含硅矿物的捕收剂为脂肪胺类，且适宜在碱性或弱碱
性介质中进行；上浮产品产率小，药剂用量低，精矿表面附着的药剂少，易于过滤，水份含量低；对于一水硬铝石型铝土矿，由于一水硬铝石与铝硅酸盐矿物可磨性差别大，易于实现粗磨矿，即在磨矿过程中当硬度较小的硅酸盐矿物满足浮选的粒度要求时，硬度较大的一水硬铝石仍保持较粗粒状，有利于降低磨矿能耗和精矿含水量。
11213 化学选矿铝硅分离
铝土矿的化学选矿铝硅分离主要是指铝土矿的焙烧预脱硅。其技术路线为：将矿石进行热处理，使矿石中的铝硅酸盐矿物在高温条件下发生脱羟基反应，一些铝硅酸盐矿物晶体结构由于脱水而被破坏，晶体结构非晶态化产生无定形SiO2，这种活性较高的SiO2在低温条件下可溶于稀碱溶液中被脱除。对于一水硬铝石，在高温条件下它同样会失去结晶水，并形成一种具有一定化学活性，但低温条件下不溶于碱的氧化铝。这样，由于经过热处理后，矿石中铝、硅矿物在低温稀碱条件下所具有的活性不同，使矿石中的铝、硅可以分离，精矿铝硅比得以提高。铝土矿化学选矿铝硅分离的主要特点是：它不仅能完全回收一水硬铝石中的Al2O3，而且还能回收铝硅酸盐矿物中的Al2O3，氧化铝的回收率高；此外，由于矿石经过高温焙烧处理，其大部分碳酸盐、硫、有机物等有害杂质被除去，有利于后续拜耳溶出过程。
铝土矿的化学选矿最初是由德国一氧化铝厂在处理匈牙利、南斯拉夫等地的高硅铝土矿提出来的。前苏联也针对高硅三水铝石矿和高硅一水铝石矿进行了工艺和理论上研究，得到了一些关于铝土矿在焙烧过程中的物相、性质的变化规律。
在我国，从五十年代末开始对铝土矿的焙烧预脱硅进行了断断续续的研究。先后使用竖炉、流态化床和回转窑等设备进行了研究，得到了一些有意义的结论，对铝土矿化学选矿铝硅分离的实质、规律有了一个初步的认识〔15～20〕。对于铝硅比A/S=4～5的高岭石-一水硬铝石型铝土矿，在1000～1100℃温度下焙烧15～20min，焙烧矿用Na2O= 100～150g/L的碱液加热搅拌溶出后，精矿的铝硅比可提高到10左右,Al2O3回收率大于98%〔21〕。
除了物理选矿法和化学选矿法可以脱硅外，采用生物选矿的方法也可实现铝土矿的铝硅分离，提高矿石的铝硅比。但目前来说，生物法脱硅尚存在反应速度慢、条件要求苛刻以及技术不成熟等缺点，难于应用于生产。
2 一水硬铝石型铝土矿铝硅分离对策
211 我国铝土矿铝硅分离现状
从资源特点来看，我国铝土矿主要属一水硬铝石型，具有难溶的特点，且铝高、硅高、铝硅比低。虽然经过我国广大氧化铝工作者几十年的不懈努力和奋斗，利用劣势资源，依靠自己的力量，创建和发展了有中国特的氧化铝工业，为国民经济建设作出了贡献，取得了巨大成绩，但生产过程中也逐渐暴露出一些急需解决的问题。
由于资源条件的限制，目前我国氧化铝工业主要采用烧结法和联合法，仅有广西平果铝厂采用纯拜耳法生产。我国联合法生产工艺已日臻完善，生产稳定，并取得氧化铝实收率大于90%，碱消耗量(按Na2CO3计)69kg/t氧化铝的好成绩〔22〕。但是我们也应该清醒地认识到，由于工艺流程长、物料流量大等诸多方面的原因，我国氧化铝生产成本显著高于国外的水平。拿我国混联法工艺生产氧化铝的各项生产费用与国外拜耳法工艺生产氧化铝相比较可以发现，我国铝土矿矿石的含铝量一般要比国外的铝土矿的含铝量高，因此就矿石费用来说我国氧化铝生产比国外氧化铝厂要占有优势；而就能源费用来讲，混联法的总能耗高达35～38G J/t氧化铝，是国外拜耳法生产能耗的3～4倍，能源费用占直接生产成本的50%以上〔23〕。烧结法的能耗比混联法还要高。因此从能耗来说，我国氧化铝生产处于非常不利的地位。表1为不同氧化铝生产工艺的能耗比较[24]。
我国氧化铝生产能耗高的根本原因在于我国铝土矿的劣势资源，矿石铝硅比低，采用拜耳法处理经济效益极差，而混联法生产工艺中的熟料烧成工序能耗高。有资料表明，熟料烧成的工序能耗约占总
能耗的四分之一以上〔25〕。随着氧化铝生产的进行，铝土矿资源日渐贫化，我国氧化铝工业还将被迫继续提高混联法中烧结法所占的比例，因此这种劣势资源对我国氧化铝工业的不利影响将会更加明显，更加深远。如何利用经济有效的方法来实现铝土矿中的铝硅分离，已成为摆在我们面前的急待解决的问题。
表1 不同工艺生产氧化铝的能耗比较
生产工艺烧结法联合法拜耳法
代表厂山东铝厂郑州铝厂国外平均生产能力(104t/a)28135790
直接能耗(kg标煤/t氧化铝)1572193126214432411
212 一水硬铝石型铝土矿铝硅分离研究方向从前面的分析可以看出，用拜耳法工艺来代替混联法或烧结法生产氧化铝，可显著降低氧化铝的生产成本。而采用拜耳法生产氧化铝一般要求矿石的铝硅比大于8～10，所以降低氧化铝生产成本关键之一在于提高矿石的铝硅比。通过采用技术上可行、经济上合理的预脱硅方法脱除矿石中硅，供拜耳法生产氧化铝是解决我国氧化铝工业所面临问题的有效途径之一。
从预脱硅的角度来说，对于一水硬铝石型铝土矿铝硅分离可从以下几个方面开展研究:
对于正浮选铝硅分离来说，由于一水硬铝石本身的嵌布粒度细，浮选需要细磨，由此导致在磨矿过程中使可磨性好的铝硅酸盐矿物过粉碎和泥化。国外有人经过经济分析认为[26]，铝土矿脱硅最经济的工艺是选择性磨矿后进行干矿分级以获得粉末状精矿。因为这样可全部或部分消除消耗在选矿厂或氧化铝厂的脱水费用。虽然该法能否适用于我国铝土矿的选别还值得商榷，但可以肯定的说通过利用一水硬铝石与铝硅酸盐矿物之间磨矿特性差异，先进行选择性磨矿，然后分级脱泥，将铝土矿原矿选别或富集成高质量的精矿或中间产品，中间产品继续采用浮选或其它方法选别富集，是可以减少乃至消除因细磨给浮
选带来的不利影响。但分级得到的细粒级产品中除含铝硅酸盐脉石矿物外，同时也会含有一部分一水硬铝石，因此各种矿物的可磨性和磨矿工艺都须进一步研究。另外，如何强化浮选中对各铝硅酸盐矿物的抑制，解决由于浮选泡沫量大导致选矿过程中产生机械夹带，以及精矿的脱水问题也依然是正浮选铝硅分离需要研究的重点。
而对于铝土矿的反浮选铝硅分离，虽然与正浮选铝硅分离相比，它具有一些优点，但由于硅酸盐矿物的有效捕收剂是胺类阳离子型，它主要是以物理吸附与矿物表面作用，选择性差。一水硬铝石难以抑制，因此使用胺类阳离子捕收剂进行反浮选时，高选择性抑制剂的选择是关键。
阴离子捕收剂可通过静电力、氢键、化学吸附与化学反应同矿物表面发生作用。当矿物表面带负电时，静电力起排斥作用，氢键作用较弱，只有通过化学吸附(反应)，阴离子捕收剂才能在表面吸附，这就需要矿物表面具有较多的阳离子活性中心。铝硅酸盐矿物表面PZC值较低，在广范的p H范围内带负电，而且高岭石、伊利石、叶腊石、石英这几种矿物间可浮性差异较大，不利于反浮选。为增加铝硅酸盐矿物表面阳离子活性中心可加入活化剂金属阳离子，当其吸附在铝硅酸盐矿物表面后，阴离子捕收剂与其发生反应，起捕收作用。
金属氧化物进入水溶液后与水发生作用形成羟基化表面，金属离子可以在矿物表面发生特性吸附，置换矿物表面的氢离子。每吸附一个n价的阳离子就释放出近于n-1个H+，即每吸附一个Me+的金属离子，则
表面获得约一个正电荷。由于金属离子的吸附强烈地依赖于p H，金属离子被吸附量往往在一个狭窄的p H范围内迅速增加。因此，可以通过加入金属离子并控制溶液p H值来改变矿物的表面电性，使其荷正电，再用阴离子捕收剂将其浮起。
在阴离子捕收剂反浮选中，由于阴离子捕收剂也可与一水硬铝石发生化学吸附，因而一水硬铝石的抑制也很关键。金属离子种类的选择和p H值的控制都必须进行系统研究。
另外，还可以考虑采用阴、阳离子捕收剂混合使用来进行反浮选。众所周知，在常规浮选过程中，阴离子与阳离子捕收剂是不能混合使用的，因为阴离子捕收剂与阳离子捕收剂可发生络合反应生成沉淀而失去捕收性能。但近来已见有一些阴离子/阳离子捕收剂混合使用的报道，如在长石与石英的分离[27]，黑云母与白云母的分离[28]中都得到了成功的应用。一水硬铝石的等电点为p H5～6之间，而铝硅酸盐脉石矿物等电点p H都小于3，也就是说在一水硬铝石的等电点p H5左右，铝硅酸盐脉石矿物表面都荷负电，此时加入胺类阳离子捕收剂可吸附在铝硅盐矿物表面，但由于获得的疏水性可能不足
以有效浮选，因此再添加阴离子捕收剂，通过捕收剂的共吸附将铝硅酸盐矿物浮起，实现铝硅分离。
化学选矿铝硅分离工艺具有氧化铝回收率高，易于在现有的烧结法或联合法生产氧化铝的工厂进行改造等优点。特别是对于呈微细粒嵌布或铝硅酸盐矿物以细小集合体与一水硬铝石紧密共生的铝土矿来说，由于矿石中矿物组成及相互之间的赋存状态十分复杂，难于采用物理方法进行选别，因此采用化学选矿
来实现其铝硅分离的优势就更加明显。目前采用化学选矿的方法来实现铝硅分离的研究已取得了一些新进展，但国内外已开展的一些研究基本上都集中于以高岭石为主的铝土矿，缺乏对含叶蜡石和伊利石较高的矿石的研究。因此应当进一步系统地研究叶蜡石、伊利石在温度场作用下，物化性质、晶体结构及矿物组成等多方面变化规律，系统地研究含叶蜡石和伊利石较高的铝土矿化学选矿铝硅分离行为。另外，适宜焙烧设备的选择，以及如何采取有效措施来强化焙烧以降低能耗也仍然是研究的重点。
3 结 论
铝土矿的铝硅分离在理论和实践两方面均已取得了许多成果。就基于氧化铝生产的铝硅分离而言，拜耳法工艺与烧结法和联合法工艺相比，具有能耗低、投资省、生产成本小以及产品质量好等优点。采用拜耳法工艺代替烧结法和联合法生产氧化铝是我国氧化铝工业走出困境、提高经济效益和市场竞争力，走可持续发展道路的有效措施之一。由于我国铝土矿的铝硅比低，绝大多数资源不宜直接用作拜耳法生产氧化铝的原料，因此通过铝土矿的选矿预脱硅提高矿石的铝硅比，供拜耳法工艺生产氧化铝，形成选矿—拜耳法氧化铝生产联合工艺。就基于铝土矿预脱硅的铝硅分离而言，主要有正浮选铝硅分离、反浮选铝硅分离和化学选矿铝硅分离等方法，但这些方法目前还存在一些工艺或技术方面的问题有待解决。进一步的研究正在广泛展开，有理由相信，经过我国广大科技工作者的努力，不久将获得成功，为新的世纪里我国氧化铝和铝工业的发展增添新的动力。
参考文献
1 杨重愚1氧化铝生产工艺学1北京，冶金工业出版社,199312 王庆义1氧化铝生产1北京，冶金工业出版社,19951
3 M. A.Eygeles et al.Selective flotation of koalinite-hy2 drargillite.Tsvetnye Met.Jan.1970,84～86.(in Rus2 sian).
4 V.P.Kuznetsov et al.Flotation of lean porous hydrary2 gillite-koalinite bauxites.Leningrad,1972,143～145.
(in Russian).
5 V.V.Ishchenko et al.Action of sodium hexameta2phos2 phate and sodium oleate upon bauxite minerals.Izv VUZ Tsvet Metall,1972,5,8～12.(in Russian).
6 V.V.Ishchenko et al.Physicochemical interaction of bauxite-forming minerals with flotation reagents.Nauch Tech.K onf.Ural.Politeckh Inst.1972,1973,1,10～
11.(in Russian).
7 D.Salatic et al.Floatability of boehmite and koalin with anionic collectors.Trav.Com.Int.Etude Bauxite,Alu2 mine Alum.1979,15:151～159.
8 P.I.Andreev et al,Izv.VUZ.Tsvet.Met.1975,2,13～171(in Russian).
9 李隆峰等1一水硬铝石堆积型铝土矿选矿脱硅除铁研究.中南矿冶学院学报.1980,14,82～871
10 刘逸超等1水云母-一水硬铝石型铝土矿浮选试验1有金属(选矿部分),1984.1,11～131
11 黄开国等，一水硬铝石堆积型铝土矿的分支浮选1轻金属11982,2,1～41
12 V.V.Ishchenko et al.Flotation of silica from bauxites.
Izv.VUZ.Tsvet.Metall,1974,3,7～11.(in Rus2 sian).
13 N.M.Anishchenko et al.Interaction of cation reagents in the flotation of chamosite-gibbsite bauxites.Izv.VUZ.
Tsvet.Metall,1972,4,12～16.(in Russian).
14 松全元译1浮选铝土矿时胺类捕收剂的作用机理1国外金属矿选矿.1976,8～9,47～491
15 仇振琢1低铁中等品位铝土矿生产Al2O3合理方案的商榷1山铝科技,1986,4,7～121
16 仇振琢1铝土矿预脱硅的改进1轻金属.1985,9,9～121
17 陈航帆1焙烧铝土矿预脱硅技术的研究1长沙，中南工业大学硕士论文,19951
18 罗琳1一水硬铝石型高硅铝土矿化学选矿脱硅与综合利用研究1长沙，中南工业大学博士论文,19971
19 刘永康1一水硬铝石型铝土矿化学选矿中焙烧过程的研究1长沙，中南工业大学博士论文,19971
20 刘今等，低铝硅比铝土矿的预脱硅研究1中南工业大学学报.1996,6,666～6701
(下转第34页)
豫公网安备41160202000603
站长QQ:729038198
关于我们
投诉建议