近年来，随着我国氧化铝产能的持续提升，国内铝土矿资源已经供不应求，无法满足市场需求。目前大部分铝土矿资源都依赖于进口，这样就包含了大量的运输成本，因此提高铝矿石的利用率显得尤为重要。本文主要通过对矿石的结构及特性进行分析研究，设计出了一套氧化铝提取及赤泥综合回收技术，有效的提高了氧化铝的提取率，及氧化铁回收效果，大大降低了氧化铝的综合生产成本。
一、试验原料及方案
1、试验原料
此技术方案是基于一类特殊的高铁、低硅三水铝石矿而提出。两种比较有代表性的高铁低硅矿石样品均取自印度尼西亚西加里曼丹岛。从矿石分析结果看，虽然矿石中氧化硅含量不是太低，但基本呈现出高铁低硅的特点，氧化铁含量达到了21.87%，矿石铝硅比为7.30；矿石中含铝矿物主要是三水铝石；含硅矿物中，高岭石含量较高，为11.60%，石英较少，只占0.90%，在此工艺方案中，石英不参与反应，所以在氧化硅总量一定的情况下，部分石英相的存在更加有利于呈现较好的试验效果。
2、试验原理
根据这类三水铝石矿中氧化铝、氧化铁比较高的特点，设计试验方案时主要考虑了综合回收矿石中这两种有价成份。
低温拜耳法工艺中，三水铝石型铝土矿的溶出温度是125～150℃。企业实际生产过程中一般选定140～145℃。在这一溶出温度下，溶出反应和脱硅反应同时进行。高岭石伴随着三水铝石的溶出过程同时溶出，氧化硅进入溶液，然后发生脱硅反应，生成钠硅渣。在此脱硅过程中，钠硅渣与赤泥混在一起，很难分离。这样会造成赤泥中氧化铝、氧化钠含量较高而不能得到较好利用。
所以，如果想把氧化铝和氧化铁完全分开以便更好的加以利用，设计工艺方案时就要考虑把矿石溶出过程和脱硅过程分开，以避免钠硅渣和赤泥混在一起。试验表明，高岭石和三水铝土矿均属于较容易溶出的物质，在一定的碱度条件下，常压即可实现溶出。
3、试验方案
根据三水铝石矿中各矿物溶出性能以及考虑了产业化应用实际情况，设计了以下工艺技术路线。以这一工艺技术路线为基础，实验室开展了关键技术环节的实验。通过实验室验证工艺路线的可行性。
二、试验结果及讨论
1、溶出试验
（1）低温拜耳法溶出结果
目前工业上处理三水铝石矿均是采用低温拜耳法工艺。研究过程中，为对比矿石常压溶出工艺与传统拜耳法工艺的应用效果，首先就试验样品矿石开展了低温拜耳法溶出试验，用以做效果对比。溶出试验结果显示，矿石中氧化铝溶出率为88.28%；矿石中的氧化铁在赤泥中得以富积，达到了54.64%；赤泥由于含有大量钠硅渣而使得氧化钠含量比较高，含量为6.10%。在赤泥中，钠硅渣与细小的赤泥颗粒结合在一起，甚至是以赤泥颗粒为晶核生成、长大，所以采用物理的方法二者很难分离，需要采用化学方法才能分离。这就在一定程度上阻碍了赤泥的综合利用。
（2）矿石常压溶出结果
根据三水铝石矿拜耳法溶出规律，矿石溶出速度与溶出温度及碱液浓度呈正比，升高溶出温度或增加碱液浓度均可提高溶出速度，缩短溶出时间。所以，为保证矿石的常压溶出效果，在不超过溶液沸点的前提下，应尽量采用较高的溶出温度，并在保证液固分离效果的基础上采用较高的调配液苛性碱浓度。这两个措施主要是为了加快溶出速度，缩短溶出浆液中赤泥与铝酸钠溶液的共存时间，以减少或避免溶液中介稳态氧化硅发生脱硅反应。
本研究中，单独对铝酸钠溶液进行了沸点升高试验。根据实验室试验结果，铝酸钠溶液液苛性碱浓度200～260g/L时，溶液沸点为108.30～111.90℃。综合考虑，实验选取调配液碱浓度大于220g/L，确定常压溶出温度为105℃。由于工业生产时很难达到实验室的快速分离速度，所以，也对溶出浆液不分离进行了延时稳定性试验，用以对比快速分离效果。
实验室常压溶出实验条件：溶出温度：105℃；溶出时间：20min；调配液苛性碱浓度：225g/L；调配液苛性比：3.25；溶出液苛性比：1.48；试验结果显示：①常压条件下，氧化铝溶出率为92.74%；快速分离后，赤泥中氧化铁含量可达65.24%，氧化钠含量较低，较低只有0.41%，有利于实现赤泥的综合回收利用；②由于铝酸钠溶液中的氧化硅属于亚稳态，所以，如果溶出浆液不能及时分离，溶液将发生脱硅反应。由实验结果可以看出，随着浆液延时加长，赤泥中氧化钠含量逐步增大，所以，溶出浆液必须实现快速分离。
2、溶液脱硅及钠硅渣处理
由于铝酸钠溶液的脱硅反应发生在分离出赤泥以后，所以溶液脱硅生成的钠硅渣没有和赤泥混在一起，是纯相钠硅渣。虽然它是一种副产品，但由于钠硅渣中含有氧化铝和氧化钠，从经济角度以及合理利用资源的角度，这部分钠硅渣均应该加以回收利用。
（1）溶出粗液脱硅
由于此工艺是在常压条件下溶出，所以溶出液发生脱硅反应的量很小，溶出的铝酸钠溶液中氧化硅含量较高，称之为溶出粗液或粗液。粗液的铝硅比较低，需要经过脱硅反应后才能进入分解工序。以常压溶出所制取的粗液为试验原料，进行加压脱硅试验。试验条件为：脱硅温度：145℃；脱硅时间：90min；脱硅种子(钠硅渣)添加量：40g/L；为验证不同氧化铝浓度条件下的脱硅效果，同时进行了氧化铝浓度为240g/L、210g/L、180g/L三个浓度的条件试验。脱硅试验结果显示，随着铝酸钠溶液中氧化铝浓度的降低，脱硅后铝酸钠溶液的硅量指数呈上升趋势。
（2）钠硅渣单独配料回收氧化铝和氧化钠
采用钠硅渣石灰法烧结进行回收是钠硅渣的一种回收方法。在理论饱和配方条件下，用钠硅渣与石灰单独配料，钠硅渣在高温下与石灰发生反应生成2CaO·SiO2和Na2O·Al2O3的混合物；溶出过程中，熟料中的Na2O·Al2O3溶于溶液中，硅酸钙存在于渣中；液固分离后，可以从铝酸钠溶液回收氧化铝和氧化钠。
实验室开展了钠硅渣配钙烧结探索试验。配料时不再调节碱比，只配入石灰调节钙比。试验表明，钠硅渣熟料适用于高钙比配方，较好钙比［C/S］=2.0～2.2之间。熟料溶出试验结果表明，在合适的熟料配方条件下、烧结温度在1200～1250℃时，熟料中氧化铝、氧化钠标准溶出率均在94%以上。这一回收方案可以有效回收钠硅渣中的氧化铝和氧化钠。
（3）钠硅渣制备4A沸石
纯相钠硅渣回收利用的技术方案中，以钠硅渣为原料制备洗涤用4A沸石是一条高值化的应用方案。
以脱硅试验中得到的纯钠硅渣为原料开展制备4A沸石探索试验。试验表明，在钠硅渣和氧化钠的配比(分子比)、即碱比［Na2O］/［SiO2+Al2O3］为1.0左右合适，产出的沸石质量相对不错。所以，试验中以碱比1.0进行配料；探索出的较好温度烧成范围定为935～950℃，在此温度范围内烧结熟料不会在后期的磨料过期中出现吸湿现象；并且此条件下熟料硬度不大，易磨细。故烧结温度确定为940℃，烧结时间30min；烧结得到的熟料磨细，使全部通过150#筛；然后加入碱溶液中进行晶型转换，晶型转换过程加入导向剂。试验结果显示，增加导向剂的添加量有利于提高沸石钙交换，产出的沸石钙交换较高可达299mg/g；4A沸石中值粒径在2.10～2.60μm之间；经XＲD分析，沸石晶相较纯；综合沸石的各项分析指标，此种沸石可以作为洗涤用4A沸石使用
（4）钠硅渣返回烧结法流程配料
传统碱石灰烧结法提取氧化铝工艺过程中，有两次脱硅。一次脱硅是加压脱硅，其脱硅产物是钠硅渣(Na2O·Al2O3·1.7SiO2·2.5H2O)；二次脱硅是在一次脱硅液中加入石灰进行深度脱硅，脱硅产物是水化石榴石(3CaO·Al2O3·nSiO2·(6～2n)H2O)，即钙硅渣。由于在一次脱硅时需要添加钙硅渣作为脱硅种子，所以，一次脱硅后的硅渣是钠硅渣和钙硅渣的混合硅渣。目前，烧结法厂家均是把混合硅渣返回配料，以增加氧化铝回收率、降低碱损失。所以，把纯钠硅渣作为原料返回烧结法流程，不存在技术上的难题，无需开展相关研究，可直接在生产中应用。
3、赤泥选矿
常压溶出后，把溶出浆液进行快速分离。得到的赤泥滤饼进行充分洗涤，洗去附液后的赤泥中由于氧化铁含量较高，一般在50%以上，有较高的提取利用价值。所以，可以开展赤泥选铁试验，把选出的氧化铁进行出售以综合利用资源并可降低整个氧化铝生产工艺成本。根据赤泥中石英含量的不同，应采用不同的赤泥选铁方法。一般来说，选铁方法可分为以下两类：重力选铁和磁力选铁。
（1）重力选铁
重力选铁的原理主要是依据不同赤泥颗粒的真比重不同而进行的一种选矿方法。不同赤泥颗粒的化学成分不尽相同，氧化铁含量较高的颗粒真比重较大；氧化铁含量较低的颗粒真比重就较小。
根据赤泥的这种性质，利用重选的方法可以把高铁赤泥和低铁赤泥分开，从而达到赤泥选铁目的。石英颗粒一般结晶致密，比重也较大，在重选过程中会进入精矿，所以，石英含量高的赤泥不易采用重选，以免影响高铁赤泥的选铁效果。
重选简单实用的设备是水力旋流器，这种设备运行效率高，价格较低，维护简单，是赤泥重力选铁设备。实验室选取了两个溶出赤泥样品，用小型水力旋流器进行了重力选矿试验，结果显示，重选精矿中的氧化铁含量得到了显著提高，较高达到了73.82%，而其中的氧化钠含量较原矿有明显降低。
（2）磁力选铁
当赤泥中石英含量较高时，为避免石英进入精矿，应该采用磁力选矿的方法进行选铁。常压溶出三水铝石矿时，赤泥中的针铁矿没有发生晶型转变，赤泥中的铁主要以赤铁矿、针铁矿或铝针铁矿的形式存在。磁选时，需要较高的磁力强度。经过大量试验，摸索出氧化铁的磁选强度为9000～11000高斯。
-xc(1).jpg "选矿生产现场")
试验结果显示，磁选精矿中氧化硅含量较原矿中的27.41%下降到了3.24%，氧化铁含量从1.28%提高到了76.88%，氧化钠含量从2.05%下降到了0.63%。这种精矿氧化铁含量较高，氧化钠含量低，可以作为一种炼铁原料。
赤泥还原焙烧后再磁选方案，是把赤泥与煤粉或碳粉混合后进行还原焙烧，烧结得到的熟料再磨细后湿法磁选。这种方法是为了把氧化铁还原成磁铁矿或单质铁，以降低磁选所需磁场强度，提高铁的可选性能。但由于这种方法需要增加的能耗较高，不经济其综合效果不如赤泥直接磁选。所以，对于工业应用来说，还原焙烧后磁选是一种相对不经济的技术方案。
三、试验结论
1、高铁低硅三水铝石矿105℃(常压)溶出，母液NK为225g/L、αK为3.25，溶出液αK为1.48时，氧化铝溶出率可达92.74%，赤泥中氧化钠含量为0.41%，氧化铁含量达65.24%；溶出浆液需快速液固分离，否则赤泥中氧化钠含量将会增大。
2、溶出粗液在145℃条件下，脱硅90min，硅量指数为227。脱硅产生的钠硅渣采用石灰烧结法工艺处理，氧化铝、氧化钠标准溶出率均在94%以上钠硅渣经烧结、碱溶转晶可制备4A沸石，4A沸石钙交换可达299mg/g，中位径2.10～2.60μm。
4、快速分离得到的赤泥可进行选铁。采用重力选矿时，精矿产率大于50%，精矿氧化铁含量可达73.82%；用9000GS磁场强度磁选，精矿产率大于40%，精矿中氧化铁含量可达76.88%。从关键工艺环节的试验结果来看，高铁低硅三水铝石矿采用常压拜耳法工艺时，钠硅渣和部分赤泥均得到了有效利用，此工艺氧化铝提取率高、综合碱耗较低、赤泥排放量小。
综上，采用以上技术方案对氧化铝进行选矿处理，不仅有效提高了氧化铝的提取率，而且综合碱耗降低，赤泥排放量也有所减少。既能够提高企业的经济效益，又有效的减少了环境污染，此试验可供氧化铝生产企业参考使用。