بخشی از مقاله
چکیده :
استحصال آلومینا از بخش قابل توجهی از ذخایر جهانی بوکسیت و همچنین تقریباً تمام ذخایر بوکسیت ایران بواسطه داشتن بیش از 8 سیلیس فعال که منجر به اتلاف هیدروکسید سدیم و آلومینا در فرآیند بایر میشود اقتصادی نیست. با توجه به تقاضای رو به افزایش برای آلومینا و رو به کاهش بودن ذخایر جهانی بوکسیت کم سیلیس، توسعه تکنولوژیهای جدید برای سیلیسزدایی بوکسیت در سالهای اخیر مورد توجه زیادی قرار گرفته است. یکی از این تکنولوژیها، عملیات فلوتاسیون است که میتواند سیلیس فعال را از بوکسیت بطور مطلوب قبل از فرآیند بایر حذف نماید. در این مقاله ذخایر بوکسیت سیلیس بالا معرفی شده و مشکلات عملیاتی استحصال آلومینا از آنها توس فرآیند بایر مرور شده است. درنهایت شرای عملیاتی فرآیند فلوتاسیون معکوس برای سیلیسزدایی بوکسیت مورد بحث و بررسی قرار گرفته است. این تحقیق نشان داد که سیلیس-زدایی بوکسیتهای ایران به این روش انجامپذیر است.
کلید واژه ها: بوکسیت سیلیس بالا، فرآیند بایر، سیلیسزدایی، فلوتاسیون معکوس
مقدمه :
بوکسیت یک سنگ غنی از هیدروکسید آلومینیوم بوده که اصلیترین کانسنگ آلومینیومدار جهت استحصال آلومینا است. کانیهای غنی از آلومینیوم در بوکسیت میتواند گیپسیت - Al - OH - 3 - ، بوهمیت - -AlOOH - و یا دیاسپور - -AlOOH - باشد . - Meyer, 2004 - کانیهای گانگ همراه با بوکسیت معمولاً سیلیس، کائولینیت، ایلیت، پیروفیلیت، گوتیت، هماتیت، کلسیت، آپاتیت، آناتاز و روتیل است . - Meyer, 2004 - با توجه به نوع کانی آلومینیومدار در بوکسیت، شرای عملیاتی برای استحصال آلومینا از آنها در فرآیند بایر متفاوت است - Xu et al., 2013؛ . - Smith, 2009 بطور کلی، بوکسیتهای حاوی گیپسیت نسبت به بوکسیتهای دیاسپوری شرای عملیاتی آسانتری دارند. این به آن معنی است که در فرآیند بایر غلظت هیدروکسید سدیم، دما و زمان اقامت وزارت وم یقات و فناوری Geology and عل تحق Mining Explorations موسسو آموزش عالی کرمان 41و41 اردتشهبی ماه 69 Symposium برای انحلال آلومینیوم از بوکسیتهای حاوی گیپسیت نسبت به بوکسیت دیاسپوری بیشتر است - Xu et al., 2013؛ . - Smith, 2009
پیشرفتهترین و متداولترین تکنولوژی برای تولید آلومینا از بوکسیت فرآیند بایر است. در این فرآیند بوکسیت بعد ازسنگشکنی و آسیا به همراه محلول هیدروکسید سدیم وارد محفظه اتوکلاو شده، تحت شرای مشخصی از فشار و دما قرار میگیرد که در نتیجه آن آلومینیوم به صورت آلومینات سدیم از فاز کانی وارد محلول قلیایی می- شود. سپس آلومینیوم به صورت هیدروکسید از محلول رسوب داده شده و پس از کلسیناسیون آلومینا تولیدمقدار سیلیس بوکسیت برای اینکه بتواند توس فرآیند بایر عملآوری شود باید کمتر از 8 وزنی بوکسیت باشد . - Smith, 2009 - دلیل این موضوع آن است که به ازای هر یک کیلوگرم سیلیس در فرآیند بایر 0/666 کیلوگرم NaOH و 0/85 کیلوگرم Al2O3 به ناچار هدر رفته و صرفه اقتصادی این فرآیند را از بین میبرد - Rayzman et al., . - 2003 جدول 1 نام و محل معادن بوکسیت ایران به همراه ذخیره و عیار آلومینا و سیلیس آنها را نشان میدهد Url - ؛ مهدیلو و سایرین، . - 1382 همانطور که مشاهده میشود بوکسیت موجود در تمامی معادن ایران از نوع سیلیس بالا است - امینی و سایرین، . - 1390
برای اینکه بتوان بوکسیتهای سیلیس بالا را به روش بایر بطور اقتصادی عملآوری نمود باید قبل از آنکه این نوع بوکسیت وارد فرآیند بایر شود به روشی محتوی سیلیس آنرا به کمتر از 8 کاهش داد. چندین روش برای حذف سیلیس از بوکسیت قبل از فرآیند بایر پیشنهاد شده است که شامل سرندکردن - Roberts and Dunne, 1980 - ، جدایش با استفاده از هیدروسیکلون - Shuling et al., 2008 - ، عملآوری مکانوشیمیایی با آهک - McCormick et - al., 2002، تشویه-لیچ - Rayzman et al., 2003 - و فلوتاسیون میشود. از بین این روشها، روش فلوتاسیون خصوصاً برای بوکسیتهای حاوی دیاسپور که در آن آزادسازی مناسب کانیهای آلومینیومدار از کانیهای سیلیکاته وجود دارد و کانیهای سیلیکاته در اندازه ابعادی مناسب برای شناور شدن - 100-200ʽm - قرار دارند از قابلیت بالایی برخوردار است . - Smith, 2009 -
فلوتاسیون علم جدایش کانیها براساس اختلاف در خصوصیات سطحی آنها است. در این روش، شرای پالپ از طریق افزودن واکنشگرهای شیمیایی به نحوی تنظیم میشود که سطح برخی از کانیها بطور انتخابی آبگریز شود. سپس با دمیدن هوا در سلول فلوتاسیون، کانیهای دارای سطح آبگریز جذب حباب هوا شده و سایر کانیهای دارای سطح آبدوست در سلول فلوتاسیون باقی میمانند و به این طریق جدایش آنها از یکدیگر انجام میشود . - Kawatra, 2011 - در فلوتاسیون بوکسیتهای سیلیس بالا به منظور سیلیسزدایی آنها معمولاً با افزودن واکنشگرهای خاص، کانیهای سیلیکاته شناور شده و با کفروبی جدا میشوند و فاز باقیمانده در سلول فلوتاسیون در واقع همان کانیهای آلومینیومدار و یا به عبارتی دیگر بوکسیت سیلیسزدایی شده است. با توجه به اینکه اگر در فرآیند فلوتاسیون، کانیهای گانگ شناور شوند و کانیهای باارزش در سلول فلوتاسیون باقی بمانند به آن فلوتاسیون معکوس میگویند در ادامه شرای عملیاتی فلوتاسیون معکوس بوکسیتهای سیلیس بالا بررسی میشود.
بحث:
سیلیسزدایی بوکسیت به روش فلوتاسیون معکوس به کمک کلکتورهای کاتیونی بدون حضور بازداشت کننده شنگجیو و سایرین اثر سه کلکتور کاتیونیک از گروه آمین نوع چهار را بر شناورسازی کانیهای موجود در بوکسیت تحقیق کردند. به این منظور ابتدا آنها نمونههای تقریباً خالصی از کانیهای دیاسپور، کائولینیت، پیروفیلیت و ایلیت تهیه نمودند. در ادامه آنها فلوتاسیون جداگانه این کانیها را با استفاده از کلکتورهای دودسیل تریمتیل آمونیوم کلراید - DTAC - ، ستیل تریمتیل آمونیوم برماید - CTAB - و اکتیل دیمتیل بنزیل آمونیوم کلراید - ODBA - مطالعه نمودند . - Shenggui et al., 2007 -
بازیابیهای فلوتاسیون دیاسپور، کائولینیت، پیروفیلیت و ایلیت با استفاده از DTAC به عنوان کلکتور در شکل 1 نشان داده شده است. مشاهده می شود که بازیابی چهار کانی آلومینوسیلیکات با افزایش مقدار pH پالپ، کاهش مییابد. اما بازیابی فلوتاسیون دیاسپور به طور سریعتر در مقادیر pH بیشتر از 8 کاهش مییابد. رفتار فلوتاسیون کانیهای آلومینوسیلیکاته به عنوان تابعی از pH و با استفاده از CTAB و ODBA به عنوان کلکتور به ترتیب در شکلهای 2 و 3 نشان داده شده است. کلکتورهای CTAB و ODBA قدرت کلکتوری قویتری را برای پیروفیلیت نسبت کائولینیت و ایلیت به نمایش میگذارند. علاوهبراین، پیروفیلیت قابلیت شناورشدگی مناسبی را در تمام گستره pH مورد مطالعه نشان میدهد. در فلوتاسیون دیاسپور با استفاده از کلکتورهای CTAB و ODBA نیز مشابه با کلکتور DTAC، در pH بیشتر از 9 بازیابی فلوتاسیون آن کاهش مییابد - Shenggui et al., . - 2007 در شکلهای 1 تا 3 مشاهده میشود که قابلیت کلکتوری نمکهای آمونیوم نوع چهار برای دیاسپور، کائولینیت، پیروفیلیت و ایلیت به ترتیب - از قوی به ضعیف - ODBA، CTAB و DTAC است. بازیابی فلوتاسیون کائولینیت، پیروفیلیت و ایلیت در تمامی گستره pH مورد مطالعه بالا بود ولی دیاسپور قابلیت فلوتاسیون ضعیف در pH>9
نشان داد. بنابراین، این امکان وجود دارد تا دیاسپور را از سایر کانیهای آلومینوسیلیکاته موجود در بوکسیت شامل کائولینیت، پیروفیلیت و ایلیت با استفاده از نمکهای آمونیوم نوع چهارم به عنوان کلکتور در گستره pH 12-10 جدا نمود . - Shenggui et al., 2007 - ژانگ و سایرین جدایش دیاسپور از کائولینیت، پیروفیلیت و ایلیت را به روش فلوتاسیون معکوس با استفاده ازکلکتورهای کاتیونیک شامل دودسیل آمین کلراید - DDAC - ، دودسیل تریاتیل آمونیوم کلراید - DTAC - و دودسیل گوانیدین سولفات - DDGS - مطالعه نمودند. آزمایشهای فلوتاسیون به نحوی ترتیب داده شدند که در ابتدا فلوتاسیون بر روی ترکیب مصنوعی دوگانه از دیاسپور و یکی از کانیهای کائولینیت، پیروفیلیت و ایلیت انجام شد.
و در ادامه آزمایش فلوتاسیون بر روی یک نمونه سنگ معدن بوکسیت دیاسپوری محتوی 65/12 Al2O3 و 11/13 SiO2 که ترکیب کانیشناسی آن شامل 65/57 دیاسپور، 10/8 کائولینیت، 6/9 ایلیت، 3/1 پیروفیلیت و 7 کلریت بود انجام شد . - Zhong et al., 2008 - نتایج آزمایشهای فلوتاسیون ترکیب دوگانه دیاسپور با یکی از کانیهای کائولینیت، ایلیت و پیروفیلیت با استفاده از کلکتور کاتیونی DDGS در شکلهای 4 - الف - تا - ج - نشان داده شده است. همانطور که مشاهده میشود جدایش از طریق فلوتاسیون معکوس ترکیب دیاسپور و تمامی کانیهای آلومینوسیلیکاته در مقادیر 8 pH تا 12 و غلظت کلکتور 0/2 mM کامل است. در pH>11، بیش از 65 کائولینیت یا ایلیت یا پیروفیلیت بازیابی میشود و بیش از 80 دیاسپور بازداشت میشود. با توجه به این نتایج، عملکرد DDGS به عنوان کلکتور کاتیونی انتخابی برای جدایش دیاسپور از کائولینیت، پیروفیلیت یا ایلیت در شرای pH قلیایی بدون هیچگونه ماده افزودنی اثبات میشود . - Zhong et al., 2008 - نتایج فلوتاسیون نمونه کانسنگ بوکسیت دیاسپوری با استفاده از کلکتور DDGS به عنوان تابعی از pH در شکل 5 نشان داده شده است.
همانطور که مشاهده میشود کنسانتره بوکسیت با نسبت Al2O3/SiO 2 بیشتر از 10 میتواند توس کلکتور DDGS در مقادیر pH در گستره 9/5 تا 11 به دست آید. در این شرای بازیابی Al2O3 بیشتر از 72 است. بنابراین، عملکرد DDGS به عنوان یک کلکتور کاتیونیک توانمند برای سیلیسزدایی بوکسیت از طریق فلوتاسیون معکوس تصدیق میشود . - Zhong et al., 2008 - سیلیسزدایی بوکسیت به روش فلوتاسیون معکوس به کمک کلکتورهای کاتیونی در حضور بازداشت کننده یو و سایرین سیلیسزدایی یک نمونه بوکسیت کمعیار را به روش فلوتاسیون معکوس بااستفاده از یک کلکتور کاتیونی از گروه آمین نوع اول با نام تجاری TAS101 و نشاسته به عنوان بازداشت کننده انجام دادند.
آزمایش- های فلوتاسیون به نحوی ترتیب داده شدند که در ابتدا فلوتاسیون جداگانه نمونههای تقریبا خالص دیاسپور، کائولینیت، پیروفیلیت و ایلیت به انجام رسید. سپس آزمایشات فلوتاسیون بر روی یک نمونه سنگ معدن بوکسیت دیاسپوری محتوی Al2O3 64/32، SiO2 13/10% و Fe2O3 6/02 که ترکیب کانیشناسی آن شامل 65/22 دیاسپور، 9/8 کائولینیت، 6/2 ایلیت، 4/7 پیروفیلیت و 0/6 کلریت بود انجام شد - Yu et al., . - 2016 شکل 6 - الف - و - ب - تاثیر pH پالپ را بر فلوتاسیون کانیهای دیاسپور، کائولینیت، پیروفیلیت و ایلیت با استفاده از کلکتور TAS101 به ترتیب در غیاب و حضور نشاسته به عنوان بازداشت کننده نشان میدهد.
در مورد دیاسپور، هنگامیکه بازداشت کننده حضور ندارد بازیابی آن در حدود 95 در گستره pH 4 تا 8 است. با افزودن در تمامی مقادیر pH است. با این وجود، برای نشاسته، بازیابی دیاسپور شدیدا کاهش یافته و کمتر از 10سه کانی آلومینوسیلیکاته شامل کائولینیت، ایلیت و پیروفیلیت، در غیاب نشاسته بازیابی آنها بیشتر از 90 مناسب دیاسپور از کانیهای آلومینوسیلیکاته از طریق فلوتاسیون معکوس با استفاده از کلکتور کاتیونیک از گروه آمین نوع یک و نشاسته به عنوان بازداشت کننده اثبات میشود. در ادامه پارامترهای عملیاتی موثر بر سیلیس- زدایی سنگ معدنبوکسیت به روش فلوتاسیون معکوس توس کلکتور کاتیونیک و در حضور بازداشت کننده بررسی شده است . - Yu et al., 2016 - تاثیر غلظت کلکتور بر فلوتاسیون معکوس بوکسیت در شکل 7 نشان داده شده است.
افزایش غلظت کلکتور از 350 به 500g/t، نسبت Al2O3/SiO2 کنسانتره را از 7/1 به 8/4 افزایش میدهد و افزایش غلظت کلکتور از 500 تا 600g/t هیچگونه تغییری در این نسبت به وجود نمیآورد. از طرف دیگر، بازیابی کنسانتره از 85 به 79 با افزایش غلظت کلکتور از 350 به 500g/t کاهش مییابد. بنابراین، بهترین عملکرد فلوتاسیون در غلظت کلکتور 500g/t به دست آمد . - Yu et al., 2016 - تاثیر مقدار pH بر فلوتاسیون بوکسیت در شکل 8 نشان داده شده است. همانطور که مشاهده میشود افزایش pH از 7/5 به 11 بازیابی کنسانتره را بهمیزان زیادی بهبود میدهد و نسبت Al2O3/SiO2 در ابتدا افزایش یافته و سپس کاهش مییابد. بر طبق شکل 8، مقدار pH بهینه فلوتاسیون در 11 به دست آمد.تاثیر غلظت نشاسته بر فلوتاسیون بوکسیت در شکل 9 نشان داده شده است. افزایش غلظت نشاسته از 400 به 1200g/t باعث میشود که نسبت Al2O 3/SiO2 کنسانتره از 5/6 به 8/4 افزایش مییابد. افزایش بیشتر غلظت نشاسته تاثیری بر نسبت Al2O3/SiO2 ندارد. از طرف دیگر، بازیابی کنسانتره از 88 به 74 با افزایش
