某高鐵鋁土礦石鋁鐵分離試驗

李麗匣 方 萍 袁致濤 張 松

(東北大學資源與土木工程學院，遼寧 沈陽 110819)

某高鐵鋁土礦石鋁鐵分離試驗

李麗匣 方 萍 袁致濤 張 松

(東北大學資源與土木工程學院，遼寧 沈陽 110819)

大量高鐵鋁土礦因氧化鐵含量高、礦物嵌布關系復雜而處于待開發狀態。為確定四川某高鐵鋁土礦的高效開發利用方案，對還原焙燒—弱磁選提鐵—鋁溶出的鋁鐵高效分離回收工藝中主要影響因素——焙燒制度、焙燒產物磨礦細度及弱磁選磁場強度進行了單因素條件試驗。結果表明，在還原焙燒試樣粒度為0.18～0 mm、配碳系數為2.0、焙燒溫度為1 350 ℃、焙燒時間為20 min、焙燒產物磨礦細度為-0.074 mm占91%、弱磁選磁場強度為60 kA/m情況下，可取得鐵品位為89.83%、鐵回收率為84.08%的金屬鐵粉，Al2O3浸出率為69.35%，較好地實現了鋁、鐵分離。

高鐵鋁土礦 還原焙燒制度 金屬化率 金屬鐵粉 浸出率

我國廣西、四川等地擁有豐富的高鐵鋁土礦資源，探明儲量超過1.6億t[1]。由于高鐵鋁土礦氧化鐵含量較高、各礦物間嵌布關系復雜，因而采用鋁鐵分離法、微波法處理原礦和拜耳—赤泥磁化焙燒法很難得到理想的鋁、鐵分離回收效果；燒結法雖然能耗較拜耳法高，但是處理高硅鋁土礦有很好的效果，近年發展起來的還原焙燒—磁選提鐵—鋁溶出工藝則成為高鐵鋁土礦高效分離回收最有前途的工藝[2-11]。

影響高鐵鋁土礦鋁、鐵分離效果的因素主要有焙燒制度、還原焙燒產物的磨礦細度、弱磁選磁場強度、氧化鋁浸出工藝參數等。其中的焙燒制度和還原焙燒產物的磨礦細度、弱磁選磁場強度是影響鋁、鐵分離回收的重要因素[12-13]。為開發利用四川某高鐵鋁土礦資源，試驗著重對還原焙燒制度中的原礦粒度、還原溫度、還原時間、配碳系數(煤粉中的碳與鐵氧化物中的氧的物質的量之比)以及還原焙燒產物的磨礦細度、弱磁選磁場強度對鋁鐵分離效果的影響進行了研究。

1 試驗原料、藥劑及方法

1.1 試驗原料及藥劑

試驗所用高鐵鋁土礦取自四川某地，粒度為300～0 mm，經兩段顎式破碎、一段對輥破碎至2～0 mm后，用球磨機磨至試驗需要的粒度。礦石的化學多元素分析結果見表1。

試驗用氧化鈣和碳酸鈉為分析純試劑，天津市科密歐化學試劑有限公司生產。

表1 礦石的化學多元素分析結果

還原煤為某地普通煙煤，工業分析及化學成分見表2。

表2 還原煤工業分析及化學成分指標

1.2 試驗方法

在30 g一定細度的高鐵鋁土礦中加入一定量1.5～0 mm的煤粉和原料總質量分數70%的氧化鈣粉末，充分混勻后放入100 mL的陶瓷坩堝中。室溫下放入KSL-1400X型高溫箱式焙燒爐中，在一定溫度下還原焙燒一定時間。自然冷卻后采用GJ-AX型震動研磨機將還原焙燒物料粉磨1 min，用XCSG-φ50 mm型磁選管進行弱磁選。將10 g弱磁選尾礦(富鋁渣)置于燒杯中，添加質量濃度為120 g/L的Na2CO3溶液200 mL，用DF-101S集熱式恒溫加熱磁力攪拌器中攪拌溶出80 min(浸出溫度為80 ℃)。分析還原焙燒產物中鐵的金屬化率、弱磁選精礦鐵品位和Al2O3含量、及鋁溶出液中鋁含量，并計算鐵、鋁回收率。

2 試驗結果與討論

2.1 還原焙燒試驗

2.1.1 還原焙燒溫度對鋁鐵分離回收影響試驗

還原焙燒溫度對高鐵鋁土礦鋁鐵分離回收影響試驗的試樣粒度為0.18～0 mm，配碳系數為2.0，焙燒時間為60 min，焙燒產物磨礦時間為1 min(-0.074 mm約為90%)，弱磁選磁場強度為60 kA/m，試驗結果見圖1。

由圖1可見，隨著焙燒溫度的升高，焙燒產物中鐵的金屬化率先顯著上升，后升速趨緩；焙燒溫度從1 200 ℃提高至1 300 ℃，金屬鐵粉的鐵品位和鐵回收率均小幅上升，焙燒溫度從1 300 ℃提高至1 350 ℃，金屬鐵粉的鐵品位和鐵回收率均大幅上升，焙燒溫度從1 350 ℃提高至1 400 ℃，金屬鐵粉的鐵品位和鐵回收率升速均趨緩；焙燒溫度從1 200 ℃提高至1 300 ℃，Al2O3浸出率小幅上升，焙燒溫度從1 300 ℃提高至1 350 ℃，Al2O3浸出率大幅上升，焙燒溫度從1 350 ℃提高至1 400 ℃，Al2O3浸出率升速緩慢。因此，確定還原焙燒溫度為1 350 ℃。

圖1 還原焙燒溫度對鋁鐵分離回收影響試驗結果

2.1.2 還原時間對鋁鐵分離回收影響試驗

還原時間對高鐵鋁土礦鋁鐵分離回收影響試驗的試樣粒度為0.18～0 mm，配碳系數為2.0，焙燒溫度為1 350 ℃，焙燒產物磨礦時間為1 min(-0.074 mm約為90%)，弱磁選磁場強度為60 kA/m，試驗結果見圖2。

圖2 還原燒結時間對鋁鐵分離回收影響試驗結果

由圖2可見，隨著還原焙燒時間的延長，焙燒產物中鐵的金屬化率、金屬鐵粉鐵品位和鐵回收率均先小幅上升后小幅下降；隨著還原焙燒時間的延長，Al2O3浸出率先小幅下降后小幅上升。綜合考慮，確定還原焙燒時間為20 min。

2.1.3 配碳系數對鋁鐵分離回收影響試驗

配碳系數對高鐵鋁土礦鋁鐵分離回收影響試驗的試樣粒度為0.18～0 mm，還原焙燒溫度為1 350 ℃，焙燒時間為20 min，焙燒產物磨礦時間為1 min(-0.074 mm約為90%)，弱磁選磁場強度為60 kA/m，試驗結果見圖3。

由圖3可見，隨著配碳系數的提高，還原焙燒產物中鐵的金屬化率、金屬鐵粉鐵品位和鐵回收率、Al2O3浸出率呈程度不同的上升趨勢。綜合考慮，確定配碳系數為2.0。

圖3 配碳系數對鋁鐵分離回收影響試驗結果

2.1.4 試樣粒度對鋁鐵分離回收影響試驗

試樣粒度對高鐵鋁土礦鋁鐵分離回收影響試驗的配碳系數為2.0，還原焙燒溫度為1 350 ℃，焙燒時間為20 min，焙燒產物磨礦時間為1 min(-0.074 mm約為90%)，弱磁選磁場強度為60 kA/m，試驗結果見表3。

表3 試樣粒度對鋁鐵分離回收影響試驗結果

由表3可知，試樣粒度越粗，焙燒產物中鐵的金屬化率越低，金屬鐵粉鐵品位和鐵回收率、Al2O3浸出率均顯著下降。因此，確定試樣粒度為0.18～0 mm，對應的焙燒產物金屬化率為90.45%，金屬鐵粉鐵品位和鐵回收率分別為85.20%、87.23%，Al2O3浸出率為61.01%。

2.2 焙燒產物磨礦—弱磁選試驗

2.2.1 磨礦細度試驗

確定條件下焙燒產物的磨礦細度試驗固定弱磁選磁場強度為60 kA/m，試驗結果見圖4。

由圖4可見，隨著磨礦細度提高，金屬鐵粉鐵品位先上升后維持在高位，鐵回收率先上升后下降，Al2O3浸出率微幅上升。綜合考慮，確定焙燒產物的磨礦細度為-0.074 mm占91%。

2.2.2 弱磁選磁場強度試驗

焙燒產物弱磁選磁場強度試驗的磨礦細度為-0.074 mm占91%，試驗結果見圖5。

圖4 焙燒產物磨礦細度試驗結果

圖5 弱磁選磁場強度試驗結果

由圖5可見，隨著弱磁選磁場強度的提高，金屬鐵粉鐵品位下降、鐵回收率上升，Al2O3浸出率微幅下降。綜合考慮，確定弱磁選磁場強度為60 kA/m，對應的金屬鐵粉鐵品位為89.83%、鐵回收率為84.08%。

3 結 論

(1)四川某高鐵鋁土礦鋁鐵分離回收適宜采用還原焙燒—弱磁選提鐵—鋁溶出工藝處理。

(2)在還原焙燒試樣粒度為0.18～0 mm、配碳系數為2.0、焙燒溫度為1 350 ℃、焙燒時間為20 min、焙燒產物磨礦細度為-0.074 mm占91%、弱磁選磁場強度為60 kA/m情況下，可取得鐵品位為89.83%、鐵回收率為84.08%的金屬鐵粉，Al2O3浸出率為69.35%。

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(責任編輯 羅主平)

Experiment on Aluminium and Iron Separation of High-Fe Bauxite

Li Lixia Fang Ping Yuan Zhitao Zhang Song

(SchoolofResourcesandCivilEngineering，NortheasternUniversity，Shenyang110819，China)

Due to high iron oxide content and complex mineral disseminated conditions，a large number of high-Fe bauxite is to be developed.To determine the high efficient development and utilization of a high-Fe bauxite ore in Sichuan，main factors in the high efficient aluminum and iron separation process of reduction roasting-iron enrichment by low intensity magnetic separation-aluminum dissolution were tested，including roasting system，grinding fineness of calcined product and field intensity of low intensity magnetic separation as single variable factor.The results showed that under conditions of the particle size of reduction roasting sample 0.18 ～ 0 mm，a carbon coefficient of 2.0，calcined at 1 350 ℃，roasting for 20 min，grinding fineness of calcined product 91% -0.074 mm，and magnetic field strength of low-intensity magnetic separation 60 kA/m，the metal iron powder with Fe grade of 89.83%，Fe recovery of 84.08% was obtained，and the leaching rate of Al2O3reached 69.35%，which preferably achieved the separation of aluminum and iron.

High-Fe bauxite，Reduction sintering system，Metallization rate，Metal iron powder，Leaching rate

2014-06-09

李麗匣(1980—)，女，副教授，博士，碩士研究生導師。

TD925.7

A

1001-1250(2014)-09-048-04