高岭石、伊利石、叶腊石等含硅矿物是铝土矿中主要的脉石矿物，也是氧化铝生产中最为有害的杂质。硅在溶出时与铝生成铝硅酸钠（生产上称为钠硅渣）既引起铝的损失，也增加碱耗，同时使得氧化铝生产工艺复杂，生产成本高。
如何经济有效地脱除矿石中的二氧化硅，提高铝土矿的铝硅比，为氧化铝生产提供优质原料，从而降低生产成本，是合理利用我国铝土矿资源及促进我国氧化铝工业可持续发展的根本保证。
我国从20世纪50年代起就着手研究铝土矿选矿脱硅技术，在研究工作中总结经验，不断技术创新，取得巨大的进展。为了进一步优化浮选工艺，强化粗粒富连生体的捕集，放粗入选细度和精矿细度，降低选矿成本，改善精矿脱水过滤性能，开发出优于铝土矿选矿“九五”攻关成果的新工艺，为山东铝业公司铝土矿选矿厂建设设计提供依据。在深入分析研究铝土矿的工艺矿物学特性的基础上，吸收了阶段磨矿一次选别工艺和分级-浮选工艺的优点，应用了选矿先进理论和技术，例如，闪速浮选技术等，新近开发的一种新工艺。创造性地把闪速浮选原理和粗细分选技术应用于铝土矿选别过程，获得理想结果。在山东铝业公司大力支持下，于2001年7月28日顺利地完成了三个方案（阶段磨矿一次选别工艺、分级-浮选工艺及选择性磨矿-粗细分选新工艺）的对比连选试验，三个方案连续累计9个班试验指标见表1。试验结果表明，选择性磨矿-粗细分选工艺，技术先进、经济合理、易于实施。推荐采用该方案作为山东铝业公司铝土矿选矿厂设计依据，并建议在设计过程中考虑采用粗粒快速浮选技术及其配套装备实现该工艺。
表1 三个方案的连选试验结果/%
|
工艺技术
|
入选细度
/-75µm
|
产品名称
|
产 率
|
品 位
|
A/S
|
Al2O3回收率
|
|
|
Al2O3
|
SiO2
|
||||||
|
阶段磨矿
一次选别
|
67.4
|
精矿
尾矿
原矿
|
81.40
18.60
100.0
|
69.05
36.20
62.94
|
5.78
10.78
|
11.94
5.84
|
89.30
10.70
100.0
|
|
分级-浮选
|
79.2
|
精矿
尾矿
原矿
|
83.85
16.15
100.0
|
67.95
37.74
63.07
|
6.36
10.84
|
10.68
5.82
|
90.34
9.66
100.00
|
|
选择性磨矿
-粗细分选
|
62.9
|
精矿
尾矿
原矿
|
83.09
16.91
100.0
|
68.71
35.89
63.13
|
5.45
10.82
|
12.61
5.83
|
90.39
9.61
100.0
|
一、开发新工艺的研究
（一）新工艺的研究基础
我国研究铝土矿选矿脱硅技术，近年来取得巨大进步。具体表现如下：（1）创造性地把以一水硬铝石富连生体作为捕集和回收对象的技术思路应用于铝土矿选矿脱硅，解决了因一水硬铝石型铝土矿嵌布粒度细而导致的铝精矿粒度和氧化铝回收率之间的矛盾。（2）将铝土矿入选细度从95%以上－75µm放粗至70%～75%－75µm，保证了选别指标和放粗精矿粒度，为后续脱水过滤、拜耳法溶出赤泥沉降提供了条件。（3）开发了复合高效分散剂，实现矿浆的有效分散，选用高效组合捕收剂强化捕收一水硬铝石及富连生体，实现有效脱硅及最大限度地回收目的矿物。（4）选精矿指标从A/S9左右、Al2O3回收率70%，到选精矿A/S11以上、Al2O3回收率89%左右。“九五”期间，铝土矿选矿脱硅研究工作进展加快。北京矿冶研究总院及兄弟单位针对我国中低品位一水硬铝石型铝土矿固有的工艺矿物学特征，做了大量的铝土矿选矿脱硅基础理论研究及扎实、详细的试验工作。在国内外首次完成了铝土矿选矿脱硅-拜耳法生产氧化铝新工艺的工业试验，取得较好的技术经济指标，不仅突破了多年来我国铝土矿选矿脱硅氧化铝回收率偏低的困难局面，而且极大地推动了我国铝土矿选矿脱硅产业化进程，为进一步优化工艺技术条件及流程结构打下了坚实的基础。
（二）开发新工艺的理论背景
提出选择性磨矿－粗细分选工艺理论的背景是由于粗粒浮选性质存在明显的差异，表现在粗粒和细粒的比表面能不同，因而吸附药剂的量和速度不同；粗粒和细粒要求的搅拌强度不同；粗粒和细粒浮选要求的矿浆浓度不同；粗粒要求较短的矿化起泡浮升路程；细粒易互凝。因此，窄粒级化、粗细分选、营造分别适应粗粒和细粒浮选过程环境是提高粗粒一水硬铝石富连生体或单体的捕收率、改善微细粒分选效率、避免矿泥恶化浮选过程、降低药剂成本等的根本保证，从而实现在提高精矿铝硅比的同时，经济有效地回收有用矿物的目的。
（三）新工艺的特点
选择性磨矿-粗细分选新工艺，吸收了阶段磨矿一次选别工艺和分级－浮选工艺的优点，应用了选矿先进理论和技术，例如，闪速浮选技术等，创造性地把闪速浮选原理和粗细分选技术应用于铝土矿选矿过程。其实质是在磨矿分级回路中，采用粗粒快速浮选技术，选用粗粒浮选机和高效捕收剂快速捕集分级返砂中的粗粒一水硬铝石单体及富连生体，获得最终精矿产品（称为精矿1），细粒（分级溢流）进入常规浮选回路选别，产出精矿（称为精矿2）和尾矿。克服了粗粒和细粒混选时同时上浮对浮选环境的特殊要求，粗粒快速浮出，缩短了浮选时间，提高了粗粒捕收剂效果，改善了细粒级分选效率，减少细粒脉石进入精矿，使精矿脱水性能提高，并降低捕收剂总用量，从而节约选别成本。
二、新工艺连选试验
（一）试验矿样
连选试验矿样的采样设计、组织实施及采样说明书编制由山东铝业公司负责完成。矿样于2001年4月份运达北京矿冶研究总院，大约20t。对矿样进行粗、中碎及闭路细碎，将矿石加工至－3mm，混匀，取样分析，保存备用。其矿物组成见表2。原矿中主要矿物为一水硬铝石，少量的一水软铝石。含硅脉石矿物为伊利石、高岭石、叶腊石、绿泥石等。其它矿物为锐钛矿、金红石、板钛矿、针铁矿、水针铁矿等。此外还有微量的蒙脱石、水白云母、锆石、电气石、石英等。原矿多元素分析结果见表3。
表2 原矿的矿物组成及含量/%
|
矿 物
|
含 量
|
矿 物
|
含 量
|
|
一水硬铝石
一水软铝石
|
64.63
|
锐钛矿
金红石
板铁矿
|
3.18
|
|
伊利石
|
21.83
|
|
|
|
高岭石
绿泥石
叶腊石
蒙脱石
|
2.14
|
针铁矿
水针铁矿
赤铁矿
|
6.23
|
|
石英
|
微
|
锆石
|
微
|
|
电气石
|
微
|
其它矿物
|
1.99
|
表3 原矿主要化学成分分析结果/%
|
元素
|
Al2O3
|
SiO2
|
Fe2O3
|
TiO2
|
K2O
|
Na2O
|
CaO
|
MgO
|
灼碱
|
A/S
|
|
含量
|
62.73
|
10.81
|
6.41
|
3.10
|
2.06
|
0.054
|
0.042
|
0.25
|
12.72
|
5.80
|
（二）小型试验
选择磨矿－粗细分选工艺小型试验开展的主要研究工作是，开发粗粒快速浮选强力组合捕收剂，优选细粒浮选高效分散剂，确定适宜人选细度。在条件试验基础上，进行闭路试验，试验流程如图1，试验结果见表4。
图1 选择性磨矿-粗细分选工艺小型闭路试验流程及药剂条件
表4 选择性磨矿-粗细分选工艺的闭路试验结果/%
|
新工艺技术
|
产品名称
|
产率
|
品 位
|
A/S
|
Al2O3回收率
|
|
|
Al2O3
|
SiO2
|
|||||
|
选择性磨矿
-粗细分选
|
精矿1
精矿2
精矿
(精矿1+精矿2)
尾矿
原矿
|
27.91
54.89
82.80
17.20
100.0
|
68.21
70.20
69.53
35.54
63.68
|
7.20
5.05
5.78
34.46
10.71
|
9.47
13.90
12.03
1.03
5.94
|
29.89
60.51
90.40
9.60
100.0
|
（三）连选试验
以小型试验工艺流程为依据，适当地调整药剂用量、确定合适的磨矿细度及浮选浓度，采用磨矿分级闭路循环，溢流再次分级，分级返砂经粗粒快速浮选，闪速选出精矿（称精矿1），细粒（分级溢流）进常规浮选回路，经一次粗选、一次扫选、三次精选后获得精矿（称精矿2），工艺流程与图1基本相同。以50kg/h，即日处理量1.2t的连选规模进行试验。同时还进行了阶段磨矿一次选别工艺（采用磨矿分级闭路循环、一次粗选、一次扫选、扫选尾矿经分级机分级后，分级粗粒返回磨机再磨再选，分级溢流为最终尾矿，粗精矿经二次精选获得精矿）及分级-浮选工艺（采用磨矿分级闭路循环，分级溢流再次分级，返砂直接作为精矿产出，溢流进常规浮选回路，经一次粗选、一次扫选、扫选尾矿送分级机分级后粗粒返回磨机再磨再选，分级溢流为最终尾矿，粗精矿经二次精选后，获得精矿）的连选对比试验，三个方案连续9个班累计试验结果见表5。
表5 三个方案的连选试验结果/%
|
工艺技术
|
产品名称
|
产 率
|
品 位
|
A/S
|
Al2O3回收率
|
|
|
Al2O3
|
SiO2
|
|||||
|
I：阶段磨矿
一次选别
|
精矿
尾矿
原矿
|
81.40
18.60
100.0
|
69.05
36.20
62.94
|
5.78
10.78
|
11.94
5.84
|
89.30
10.70
100.0
|
|
Ⅱ：分级－浮选
|
精矿
尾矿
原矿
|
83.85
16.15
100.0
|
67.95
37.74
63.07
|
6.36
10.84
|
10.68
5.82
|
90.34
9.66
100.0
|
|
Ⅲ：选择性磨矿
－粗细分选
|
精矿
尾矿
原矿
|
83.09
16.91
100.0
|
68.71
35.89
63.13
|
5.45
10.82
|
12.61
5.83
|
90.39
9.61
100.0
|
（四）三个方案对比
以本次连选试验结果为依据，按日处理原矿1500t规模计，参照沈阳铝镁设计研究院提交的《选矿－拜耳法生产氧化铝新工艺工业试验技术经济论证报告》、1999年铝土矿选矿脱硅工业试验数据及我国大型铝矿山选矿生产实践，进行了三个方案的成本估算及连选试验主要技术经济指标对比，结果见表6。
表6 三个方案连选试验的主要技术经济指标对比
|
方案
|
I：阶段磨矿
一次选别
|
Ⅱ：分级
－浮选
|
Ⅲ：选择性磨矿
－粗细分选
|
|
精矿产率/%
精矿铝硅比
精矿回收率/%
入选细度/%-75µm
精矿细度/%-75µm
选矿药剂成本
/(元·t-1)
选矿加工成本
/(元·t-1干精矿)
|
81.40
11.94
89.30
67.4
75.80
15.35
67.68
|
83.85
10.68
90.34
79.2
77.70
14.01
62.50
|
83.09
12.61
90.39
62.9
73.86
13.15
55.89
|
从表6可见，无论是技术指标，还是经济指标，方案Ⅲ均较为优越。与方案I相比，不仅吨精矿加工成本减少11元以上，而且精矿产率高1.69%、精矿铝硅比高0.67、精矿回收率高1.09%；与方案Ⅱ相比，精矿回收率及产率相近，但精矿铝硅比高1.93，吨精矿加工成本节省了6元左右。
三、选择性磨矿－粗细分选新工艺评述
方案Ⅰ在1998年河南铝土矿选矿脱硅连选试验和1999年河南铝土矿选矿脱硅工业试验流程与药剂制度的基础上，沿用原磨浮流程，即“阶段磨矿一次选别”流程（原矿粗磨入选，粗粒级中矿返回磨机再磨，合并选别），在药剂制度上开展深入的研究工作后，本次获得的技术指标与1998年连选指标和1999年工业试验指标相近，但药剂用量下降，药剂成本有所降低。
方案Ⅱ是在1998年连选试验提出的“分级-浮选”工艺和1999年“阶段磨矿一次选别”流程工业试验和2001年完成的中州铝土矿“分级－浮选”工艺工业试生产的基础上开发的一种技术方案。原磨矿细至75%～80%－75µm后，经分选机分级，粗粒级产品直接作为精矿产出，产率约15%～20%，细粒级进入浮选回路选别，获得精矿2和尾矿。与方案Ⅰ比较，其优点在于进入浮选作业的矿量将减少30%左右，药剂耗量和浮选矿浆也将减少，可降低选矿成本；其缺点为，以分级方式产出精矿，波动大，难以控制，在原矿铝硅比波动大时，尤其偏低时，难以保证精矿的铝硅比。
方案Ⅲ“选择性磨矿－粗细分选”工艺为根据我国铝土矿的工艺矿物学特征，在总结已有工作的基础上，应用选矿领域先进理论和技术，新近开发的一种新工艺，是继1998年将铝土矿入选细度从95%以上－75µm放粗至70%～75%－75µm之后的新的实质性进步；“粗细分选”技术创造性地运用在铝土矿分选上，是铝土矿选矿工艺有以新的创举。由于粗粒与细粒浮选性质存在明显的差异，因此窄粒级化，粗细分选，营造分别适应粗粒和细粒浮选过程浮选环境，是提高粗粒一水硬铝石富连生体或单体的捕收率、改善微细粒分选效率、避免矿泥恶化浮选条件及降低药剂成本的根本保证。本次连选试验结果充分证明，方案Ⅲ技术上的先进性和经济上的合理性。与方案Ⅰ相比，不仅吨精矿加工成本减少11元以上（其中药剂节省了2.2元），而且精矿产率高1.69%、精矿铝硅比高0.67、精矿回收率高1.09%；与方案Ⅱ相比，精矿回收率及产率相近，但精矿铝硅比高1.93，吨精矿加工成本节省了6.61元（其中药剂节省了0.86元）。其优点为入选粒度粗（磨矿细度为60%～65%－75µm），大部分的粗粒在磨矿分级回路中快速选出，改善了磨矿分级条件，避免了目的矿物过磨；细粒进入常规浮选，矿量少，且无浮选尾矿分级作业和中矿返回磨机的大循环，药剂消耗，球耗和能耗将大为减少。
四、结语
（一）“选择性磨矿－粗细分选”工艺是根据我国铝土矿的工艺矿物学特征，以一水硬铝石富连生体及中等品位连声体为捕集和回收目标，实施选择性碎磨，进一步放粗入选细度（60%～65%－75µm），是继1998年将铝土矿入选细度从95%以上－75µm放粗至70%～75%－75µm之后的新的实质性进步。“粗细分选”技术创造性地运用在铝土矿分选上，是铝土矿选矿工艺又一新的创举。
（二）开发了“选择性磨矿-粗细分选”新技术，并完成了小型试验和连选试验。原矿铝硅比5.83时，获得了精矿产率83.09%，精矿铝硅比12.61，三氧化二铝回收率90.39%。
（三）本次连选试验结果充分证明，新工艺技术上的先进性和经济上的合理性。与方案Ⅰ相比，不仅吨精矿加工成本减少11元以上（其中药剂节省了2.2元），而且精矿产率高1.69%、精矿铝硅比高0.67、精矿回收率高1.09%；与方案Ⅱ相比，精矿回收率及产率相近，但精矿铝硅比高1.93，吨精矿加工成本节省了6元左右（其中药剂节省了0.86元）。
（四）本次连选试验技术指标稳定、可靠，工艺流程和药剂制度简单易行。
