JPH0747301A

JPH0747301A - アルミナ含有鉱石からのシリカ含有物質の除去方法

Info

Publication number: JPH0747301A
Application number: JP5194515A
Authority: JP
Inventors: Hiroshi Sasaki; 弘佐々木; Mitsuo Nibu; 光雄丹生
Original assignee: Sumitomo Chemical Co Ltd
Current assignee: Sumitomo Chemical Co Ltd
Priority date: 1993-08-05
Filing date: 1993-08-05
Publication date: 1995-02-21

Abstract

(57)【要約】【構成】全粒子の９０重量％を５０μｍ以下に粉砕し
たアルミナ含有鉱石をｐＨ９以上の溶液に分散下、補収
材として第４級アンモニウム塩を添加し、浮遊選鉱法に
よりシリカ含有物質を浮鉱として、アルミナに富んだ沈
鉱から分離することを特徴とするアルミナ含有鉱石から
のシリカ含有物質の除去方法。【効果】ボーキサイトより収率よくシリカ分を除去し
アルミナの富鉱化を可能とし得る。

Description

【発明の詳細な説明】

【０００１】

【産業上の利用分野】本発明はアルミナ含有鉱石、とり
わけボーキサイト中のシリカ分の除去方法に関する。更
に詳しくは、細かく粉砕したアルミナ含有鉱石をアルカ
リ性の溶液に分散せしめた後、特定条件で浮遊選鉱を行
い、シリカ分を除去する方法に関するものである。

【０００２】

【従来の技術】アルミナ含有鉱石はボーキサイト鉱、粘
土、ばん土けつ岩、明礬石、霞石あるいは白りゅう石等
が知られている。これらのアルミナ含有鉱石からアルミ
ナを製造する最も工業的な方法としては、該アルミナ含
有鉱石をアルカリ性溶液で抽出し、このアルカリ溶液か
ら不溶解性の酸化鉄、酸化チタン等の固体残渣を分離除
去した後、得られたアルミン酸アルカリ溶液を加水分解
し水酸化アルミニウムを析出せしめ、次いでろ過、洗
浄、乾燥、焼成する、いわゆるバイヤー法が一般的であ
る。

【０００３】バイヤー法に於けるアルミナ製造工程に於
いて酸化鉄、酸化チタン等は不溶解残渣（溶解残渣とも
呼ぶ）であり、通常”赤泥”と呼ばれ、ろ過、水洗、中
和処理後埋立用資材として廃棄処分されている。これら
の不溶解性残渣はボーキサイト等のアルミナ含有鉱石中
のアルミナ含有量にもよるが、通常、該鉱石中に固体換
算で２０〜６０％程度含有されており、不溶解残渣が少
ない場合には、該残渣に付着し放棄されるアルカリ量や
中和剤の量の削減、更には埋立地の確保や埋立地への運
搬費用の削減等のメリットを持つ。

【０００４】また、不溶解残渣が少なく抽出し得るアル
ミナ含有量の高い鉱石ほど、鉱石運送費用を削減し得る
ため、アルミナ含有量の高いボーキサイト等のアルミナ
含有鉱石が要求されている。しかしながら、採掘しやす
く、かつアルミナ含有量の高い鉱石は徐除に減少しつつ
あり、所望するアルミナ含有率の高いボーキサイト等の
アルミナ含有鉱石は入手困難になりつつある。

【０００５】バイヤー法における不溶解性残渣について
更に詳細にみると、その組成内容は次のとおりである。
即ち、鉱石中に存在しバイヤー製造工程ではほとんど形
態変化をせず、そのままの形で排出される酸化鉄（ヘマ
タイト、ゲーサイト等）、酸化チタン（アナターゼ、ル
チル等）、シリカ（石英等）等と他方、鉱石中に存在す
る粘土鉱物（カオリン）等がアルミナ製造工程中でアル
カリ溶液中に溶解し、溶解したシリカ分がアルミナとナ
トリウムと反応して生成、析出した主としてソデューム
・アルミノシリケートよりなる、いわゆる脱硅生成物と
がある。

【０００６】このうち、不溶解性残渣を構成する主成分
は酸化鉄とソーダライトに代表される脱硅生成物であ
る。この脱硅生成物の原因となるカオリン等の鉱石中で
の存在は、脱硅時に大きな分子量のソデューム・アルミ
ノシリケートとして析出するため、少量と言えども無視
できない。結局、不溶解性残渣を少なくする方法は、鉱
石中の酸化鉄とシリカ分特にアルカリに可溶性のカオリ
ン等の粘土鉱物を減少させることにある。

【０００７】かかる観点より、まず脱酸化鉄に関して
は、アルミナ含有鉱石、例えばボーキサイト鉱石中から
磁選により酸化鉄等の磁性物質を除去し、アルミナの含
有率を高める方法が検討されている（特開昭５７−５９
６４９号公報）。しかしながら、該方法をある種のボー
キサイト、例えばインドネシア産のビンタンボーキサイ
トやオーストラリア産のゴーブ、コマルコボーキサイト
等を用いる場合には、上述の特開昭５７−５９６４９号
公報の条件では磁選効果は低く、かかる種類の鉱石を用
い収率よく所望するアルミナ分の富鉱効果を得ようとす
る場合には特願平４−１９６８６９号等の方法が採用さ
れる。

【０００８】また、脱シリカに関しては、特開昭５３−
６２７０３号公報には、オキシヒドリル陰イオン性捕収
剤を用いた浮遊選鉱法により、アルミナを浮鉱として回
収し、アルミナ含有鉱石の品位を向上する方法が述べら
れている。しかし、この方法は目的とする鉱物を直接に
浮かせる順浮選であり、アルミナ含有鉱石のように既に
アルミナの含有率が比較的多い鉱石処理の場合には効率
的でない。また、捕収剤も極めて多量に要し、工業的に
大量の鉱石を処理する場合には実用的でない。

【０００９】

【発明が解決しようとする課題】かかる事情に鑑み、本
発明者等は浮選法により品位、収率及び経済性に優れた
アルミナ含有鉱石の富鉱化法を見い出すべく鋭意検討し
た結果、アルミナ含有鉱石を特定粒度以下に調整し、こ
れらを特定条件で浮遊選別する場合には収率よくシリカ
分を除去し、アルミナ含有鉱石の富鉱化が得られること
を見い出し、本発明を完成するにいたった。

【００１０】

【課題を解決するための手段】即ち、本発明方法は、全
粒子の９０重量％を５０μｍ以下に粉砕したアルミナ含
有鉱石を、ｐＨ９以上の溶液中に分散下、該分散溶液に
捕収剤として、第４級アンモニウム塩を添加し浮遊選鉱
法によりシリカ含有物質を浮鉱として、アルミナに富ん
だ沈鉱から分離することを特徴とするアルミナ含有鉱石
からのシリカ含有物質の除去方法を提供するにある。

【００１１】以下、本発明方法を更に詳細に説明する。
本発明において富鉱化の対象となるアルミナ含有鉱石と
は特に制限されないがボーキサイト鉱、粘土質低品位ボ
ーキサイト鉱、ラテライト鉱、ばん土頁岩、明礬石およ
び白りゅう石を含む岩石等が挙げられるが、就中、ボー
キサイト鉱が好適である。以下、原料としてボーキサイ
トを例として説明する。

【００１２】本発明の実施に際し、浮選に共するボーキ
サイト鉱は予め、ボーキサイト鉱を形成する全粒子の少
なくとも９０重量％（以下、単に粒子径と称する場合が
ある）を約５０μｍ以下、好ましくは約２０μｍ以下、
より好ましくは約１０μｍ〜サブミクロンに粉砕する。

【００１３】粉砕処理は乾式、あるいは湿式粉砕機のい
ずれを用いてもよいがボーキサイト鉱のパルプの分散性
は、ｐＨ９以上、好ましくはｐＨ１０〜１２が良好であ
る。それ故、予め湿式で、また好ましくは該ｐＨ範囲に
調整された溶液中で所望粒度にまで粉砕することが推奨
される。ボーキサイト鉱を上記範囲に粉砕することによ
り、ボーキサイト鉱を構成するカオリナイト、石英等の
シリカ系鉱物、ヘマタイト、ゲーサイト等の酸化鉄鉱
物、ギブサイト、ベーマイト等のアルミナ系鉱物及びア
ナターゼ、ルチル等のチタニア系鉱物等の各鉱物粒子を
単体分離せしめ得るのである。粉砕後のボーキサイトの
粒子径が約５０μｍ以上の場合には各鉱物粒子が単体分
離しておらず、この状態で浮遊選鉱しても効果的な分離
精鉱は望めない。即ち、浮選条件の選択により、ある程
度品位の向上した精鉱は得られるものの精鉱収率は極め
て悪くなる。

【００１４】溶液のｐＨ調整方法は水溶液にアルカリ物
質、例えば水酸化ナトリウム、水酸化カリウム、水酸化
アンモニウム、炭酸ナトリウム等を添加する方法が挙げ
られるが、アルミナ抽出をバイヤー法で行う場合には水
酸化ナトリウムの使用が好ましい。該溶液のｐＨ調整は
ボーキサイト鉱の粉砕に際し、これを湿式粉砕する際に
予めスラリー中に水酸化ナトリウム等のアルカリ物質を
添加してもよいし、粉砕後のスラリーにアルカリ物質を
添加することにより実施してもよい。粉砕粒子の再凝集
防止効果の点からは粉砕時からｐＨ９以上に調整したス
ラリーを粉砕する方法が推奨される。粉砕に使用される
粉砕機は所望粒度まで粉砕し得るものであれば特に制限
されないが、通常ボールミル、タワーミル、振動ミル、
ローラーミル、ジェットミル、高速回転粉砕機等が挙げ
られる。

【００１５】所望粒度に粉砕され、かつｐＨ調整された
ボーキサイト鉱含有スラリーは、次いで浮遊選鉱に供さ
れる。本発明方法において、浮遊選鉱に際しては、浮選
機に供するボーキサイト鉱はｐＨ約９以上、好ましくは
約１０〜約１２に調整された溶液中に分散されているこ
とを必須とする。溶液のｐＨが９未満の場合には、ボー
キサイトを構成している鉱物粒子が互いに凝集を起こ
し、分散性が悪くなる。

【００１６】浮遊選鉱法として最も一般的な泡沫浮選法
では、水中を運動する泡に疎水性の鉱物粒子を選択的に
集め、この鉱物粒子の付着した泡が水面上に集まって厚
い泡沫層をつくり、この泡沫を分離捕収することにより
目的とする鉱物の選別を行う。この選別をより効果的に
行うため通常捕収剤を用いるが、本発明に於いてはこの
捕収剤として陽イオン系の第４級アンモニウム塩を用い
ることを必須とする。第１、第２及び第３アミン類では
ｐＨ９以上、特にｐＨ１０以上の条件では解離が十分で
なく、一部油脂化が起こり、本目的にはいずれも不十分
である。これに対し第４級アンモニウム塩はｐＨ９以上
で、ほぼ完全に解離しており、第１〜３アミン類に比べ
て極めて高い分離効果を示す。ここで第４アンモニウム
塩とは、ドデシルトリメチルアンモニウムブロマイド
（ＤＴＡＢ），ドデシルトリメチルアンモニウムクロラ
イド，酢酸ドデシルトリメチルアンモニウム，ヘキサデ
シルトリメチルブロマイド（ＣＴＡＢ），ヘキサデシル
トリメチルクロライド，酢酸ヘキサデシルトリメチルア
ンモニウム，テトラメチルアンモニウムクロライド，テ
トラメチルアンモニウムブロマイド，テトラプロピルア
ンモニウムクロライド，テトラプロピルアンモニウムブ
ロマイド，テトラエチルアンモニウムクロライド，テト
ラエチルアンモニウムブロマイド，テトラブチルアンモ
ニウムクロライドやテトラブチルアンモニウムブロマイ
ド等があり、とりわけＤＴＡＢが効果的であるが、これ
に限定されるものではない。

【００１７】捕収剤の鉱物表面上への吸着は、鉱物種と
捕収剤との関係によって異なるが、鉱物表面と捕収剤と
の間の化学的な作用で吸着する場合と、界面の電気的な
作用で捕収剤が異符号の電位をもつ鉱物表面に吸着され
る場合との２つに大別され、本方法のようにアミンを用
いる浮選は後者に属すると考えられる。我々の実験によ
ればｐＨ９以上では、アルミナ含有鉱石スラリー中のカ
オリン、アナターゼ、ヘマタイト及びギブサイトの鉱物
粒子のジータ電位はすべてマイナス符号で、その絶対値
は大きい方からカオリン、アナターゼ、ヘマタイト、ギ
ブサイトの順であり、特にカオリンは他の三者より値が
大きい。従って第４級アンモニウム塩が鉱物粒子に吸着
する場合、カオリン等の粘土鉱物に極めて強い選択性が
現れ、次いでアナターゼ等のチタニア、ヘマタイト等の
酸化鉄鉱物、ギブサイト等の順になり、捕収剤の添加量
を適切にコントロールすることによってカオリンのみな
らず、アナターゼ、ヘマタイト等を選択的に除去するこ
とも可能である。

【００１８】捕収剤の添加量は、第４級アンモニウム塩
の分子量やカオリン、石英等の含有量等により一概に言
えないが、概ね浮選前鉱石乾体ベースで約０．１Ｋｇ／
トン〜約５Ｋｇ／トンである。

【００１９】本浮遊選鉱に供するスラリー濃度は約２〜
２０重量％である。スラリー濃度がこの範囲を越える場
合には分離は難しく、逆にこの範囲未満の場合には、単
位時間当たりの処理量が少なく経済的でない。また、浮
選の際のコンディショニング時間及び浮選時間はいずれ
も５〜２５分程度が適当である。

【００２０】本発明方法に適用する浮選機は特に限定さ
れるものではなく、ファーレンワルド（Ｆａｈｒｅｎｗ
ａｌｄ）型、ミネメット（Ｍｉｎｅｍｅｔ）型、メカー
ノブル（Ｍｅｋｈａｎｏｂｒ）型、ファゲルグレン（Ｆ
ａｇｅｒｇｒｅｎ）型、アジテア（Ａｇｉｔａｉｒ）
型、ワーマン（Ｗａｒｍａｎ）型、コトゥリヤコフ（Ｋ
ｏｔｌｙａｋｏｖ）型、ペナ（Ｐｅｎａ）型、サイクル
セル（Ｃｙｃｌｅｃｅｌｌ）型、ポンプ型等いずれでも
よい。

【００２１】本発明方法の実施に際し、他の選鉱方法と
の組み合わせにより更に効果的な富鉱化が可能である。
例えば、浮選前のスラリーを公知の磁選方法や更には特
願平４−１９６８６９号公報や特願平５−１３３３０１
号公報に記載の破砕選鉱（選択破砕）や磁力選鉱を採用
し脱鉄したスラリーを、本発明方法の浮選に供すること
により、浮選単独よりも更に優れた富鉱を得ることが可
能である。

【００２２】

【本発明の効果】以上詳述した本発明方法によれば、ボ
ーキサイト等のアルミナ含有鉱石を特定の平均径以下に
粉砕し、これを特定のｐＨ領域の溶液中に存在下、特定
の条件で浮遊選鉱することにより、浮遊選鉱後の精鉱収
率がよく、かつアルミナ品位の高い富鉱を得ることを可
能ならしめるもので、この方法を用いる場合には、鉱石
輸送費用の削減、アルミナ製造におけるエネルギー、ア
ルカリ、中和薬剤の減少等によるコスト削減、排出され
る不溶解残渣の処理量、処理費用の削減、脱硅生成物に
よるアルミナロス、アルカリロスの削減、低品位アルミ
ナ含有鉱石の有効利用等、その工業的価値は頗る大であ
る。

【００２３】

【実施例】以下、本発明方法を実施例により更に詳細に
説明するが、本発明はかかる実施例によりその範囲を制
限されるものではない。尚、以下の実施例では浮選機と
してＦａｈｒｅｎｗａｌｄ型（以下ＦＷ型と記す）の卓
上機を使用した。また、浮鉱、沈鉱の成分（Ａｌ
₂Ｏ₃、Ｆｅ₂Ｏ₃、ＴｉＯ₂及びＳｉＯ₂）はＪＩＳ
Ｍ８１１０に準拠し蛍光Ｘ線分析法により求めた。ま
たＬＯＩ（灼熱減量）は１１０℃、１時間乾燥後の試料
重量と、１１５０℃、１時間焼成後の試料重量を測定
し、その差を灼熱減量とした。また精鉱収率及び脱硅率
は次式により求めた。精鉱収率（％）＝浮選後の沈鉱重量／浮選前の原料鉱石
重量×１００脱硅率（％）＝浮選後の沈鉱中のＳｉＯ₂含有量／浮選
前の原料鉱石中のＳｉＯ₂含有量×１００

【００２４】実施例１湿式ボールミルに、表１に示す組成のボーキサイト鉱石
（ビンタン鉱）をｐＨ１１．５の水酸化ナトリウム水溶
液中に５０重量％となるよう供給し、４５時間粉砕し、
固形分粒子の９０％径が３．５μｍのスラリーを得た。
このスラリーを約１０倍量に希釈し、サラ高勾配磁選機
（磁場強度：４．７キロガウス、磁選回数；３パス）に
より脱鉄を行った。磁選後の組成を表１に示す。この磁
選後のスラリー１００ｍｌ（スラリー濃度：２ｇ固体／
１００ｍｌスラリ）をＦＷ浮選機に分取し、ＤＴＡＢの
０．０１モル／ｌの水溶液を１ｍｌ添加し、ｐＨ９，ｐ
Ｈ１０の各々の条件で（水酸化ナトリウムで調整）で浮
選を行った。尚、コンディショニング時間、浮選時間は
それぞれ１０分、５分とした。それぞれのｐＨでの浮鉱
（尾鉱）、沈鉱（精鉱）の組成値を表２に示す。この条
件でのＤＴＡＢ添加量はボーキサイト個体トン当たり約
１．５Ｋｇに相当し、ｐＨ９の浮選では脱硅率７３％の
精鉱が約５３％の収率で、またｐＨ１０の浮選では脱硅
率８０％の精鉱が約５５％の収率で得られた。

【００２５】

【表１】

【００２６】

【表２】

【００２７】実施例２表３に示す組成の通常品位のビンタンボーキサイトを実
施例１と略同様の方法で粉砕し作成したスラリーの９０
％径は３．１μｍであった。このスラリーを約１０倍量
程度に希釈し（スラリー濃度：４．５ｇ固体／１００ｍ
ｌスラリ）、磁選による脱鉄は行わずに、この１００ｍ
ｌをＦＷ浮選機にとりＤＴＡＢの０．０１モル／ｌの水
溶液１ｍｌを添加し、ｐＨ１０に水酸化ナトリウムでｐ
Ｈを再調整、浮選を行った。この際のコンディショニン
グ時間、浮選時間はそれぞれ１０分、１５分であった。
得られた浮鉱、沈鉱の組成値を表３に示す。この条件で
のＤＴＡＢ添加量はボーキサイト固体トン当たり約０．
７Ｋｇに相当し、脱硅率約５１％の精鉱が７８％の収率
で得られた。

【００２８】

【表３】

【００２９】実施例３表４に示す組成のビンタンボーキサイトを実施例１と同
様の方法で粉砕し作成したスラリーの固体粒子の９０％
径は３．５μｍであった。このスラリーを希釈し（スラ
リー濃度：１．７ｇ固体／１００ｍｌスラリ）、磁選せ
ずにこの１００ｍｌをＦＷ浮選機に分取し、ｐＨ：１
０，コンディショニング時間：１０分，浮選時間：１０
分を固定し捕収剤としてＤＴＡＢを用い浮選試験を行っ
た。捕収剤の添加量は０．０１モル／リットルの水溶液
を１００ｍｌのスラリーに対し１ｍｌ添加した。浮鉱、
沈鉱の精鉱収率、組成値を表４に示す。この条件でのＤ
ＴＡＢ添加量はボーキサイト固体トン当たり約１．８Ｋ
ｇに相当し、脱硅率８３％の精鉱が５１％の収率で得ら
れた。

【００３０】

【表４】

Claims

【特許請求の範囲】

【請求項１】全粒子の９０重量％を５０μｍ以下に粉
砕したアルミナ含有鉱石をｐＨ９以上の溶液に分散下、
捕収剤として第４級アンモニウム塩を添加し、浮遊選鉱
法によりシリカ含有物質を浮鉱として、アルミナに富ん
だ沈鉱から分離することを特徴とするアルミナ含有鉱石
からのシリカ含有物質の除去方法。