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高磷錳礦

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高磷錳礦脫磷技術研究現狀與展望

2019-02-18 15:19:33

錳及其化合物應用于國民經濟的各個領域。鋼鐵工業用錳量占90%一95%,首要作為煉鐵和煉鋼進程中的脫氧劑和脫硫劑,以及用來制作合金。 跟著我國鋼鐵工業出產的開展和錳系產品出口的添加,錳礦石的消費量也逐步添加,進口礦石所占的比重越來越大,2002年進口錳礦石初次打破 200萬t,占我國總錳礦石消費量的45.81%,如按錳金屬量計算,因為進口礦石檔次高于國產錳礦石,進口礦的錳金屬已超越 了國內錳金屬量耗費總量 的50%,國內礦石直銷的缺口越來越大。因而,在充分運用國外資源的一起,加速國內錳礦資源的勘查力度、進步勘查深度、大力研討錳礦加工及除雜(磷、硫)技能顯得十分必要。 我國錳礦石中磷的含量較高,P/Mn平均在0.01左右,而冶金用錳礦石要求 P/Mn 我國高磷貧碳酸錳礦石首要散布在湘、黔、川3省接壤地帶,包含湖南花垣錳礦、貴州松桃錳礦、四川秀山錳礦等,總儲量約為 1億 t,這類型錳礦含 P0.24% 左右 ,Mn 18%一19%,P/Mn為 0.01左右。 磷是鋼鐵冶煉進程中的首要有害元素之一。冶 金用錳礦石中含磷量過高會直接影響鋼鐵的品種與 質量。結合高磷錳礦石的歸納運用,研討經濟有用的脫磷技能是很重要的課題。 一、高磷錳礦石脫磷技能現狀國內外針對不同的礦石性質,進行了較為深化的錳礦石脫磷工藝研討。首要辦法有:強磁選一反浮選、強磁選一焙燒、強磁選一黑錳礦、復原一浸、微生物脫磷。 (一)強磁選一反浮選反浮選仍然是 現在最首要的錳礦石脫磷辦法。為了下降反浮選本錢或進一步下降含磷量,磁選一反浮選聯合脫磷已顯現出優勢。錳礦反浮選脫磷中一般用氧化石臘皂為捕收 劑,以NaOH、Na2SiO3、Na2CO3為調整劑,淀粉為抑 制劑。一起,添加運用 GY—l藥劑,GY—l是在 DC一854藥劑基礎上改制的一種高效、無毒、無腐蝕、運用方便的陰離子表面活性劑,在反浮選中不只具有杰出的選擇性渙散作用,并且對改進產品質量具有顯著成效。鄂西某地的高磷菱錳礦 P/Mn為0.046,經脫泥、強磁選、1次反浮粗選脫磷和 3次泡沫再選分級脫磷,可取得 P/Mn為 0.002,錳檔次為78.87%的終究錳精礦目標。 (二)強磁選一焙燒湘潭錳礦屬低鐵高磷貧碳酸錳礦床,其含磷礦藏為膠磷礦,賦存于粘土類礦藏中。碳酸錳為弱磁性礦藏,粘土類礦藏為非磁性礦藏,運用其磁性差異選用強磁選選別,然后焙燒,可到達富錳降磷作用。湘潭錳礦進行了強磁選接連實驗。原礦含 Mn21.95%,粒度 7~10 mm。經 1次粗選和1次精選,取得錳精礦 I含 Mn 27.70%,收回率為 38.5%;錳精礦 Ⅱ含 Mn 23.7%,收回率為 55.94%,總收回率可達 94.44%。磁選錳礦經焙燒后,精礦 I含 Mn42.6%,P/Mn為 0.003 9;精礦 Ⅱ含 Mn 35.03%,P/Mn為 0.0049。(三)強磁選一黑錳礦 湖南花垣錳礦是我國大型碳酸錳礦,其特色是低錳、高磷,礦藏嵌布粒度很細,是一種難選的錳礦石。該錳礦選用了強磁選一黑錳礦法來進行脫磷強磁選一黑錳礦脫磷工藝中,礦石破碎到必定粒度后經粗粒和細粒強磁選機分級選后,脫水進行歡騰焙燒,焙燒產品給入接連浸出機脫磷,終究固液別離得到終究精礦。 該工藝特色在于當選粒度粗、磁選拋尾作用好焙燒溫度均勻、焙燒黑錳礦轉化率高、酸浸逗留時間短、作業簡略。研討標明接連擴展實驗到達了與小型實驗相同的成果,歸納精礦產率40.85%,精礦錳檔次為 40.15%,錳 收回率達 82.071%,磷錳 比為0.003 7。 (四)爐外脫磷爐外脫磷法系將含磷高的錳礦原礦或燒結礦在電爐內煉制成硅錳合金,將火熱的合金放至爐外鐵水包內,再向其參加脫磷劑,經振動反響而到達脫除合金中的磷?;ㄔi礦曾進行過爐外脫磷實驗,脫磷率到達76.84%。長沙冶金研討院用含磷較高的燒結礦煉制成含 0.91%的硅錳合金。經脫磷處理后,合金含磷降至0.19%。該工藝運用了余熱,產品本錢添加不多而取得優質的硅猛合金,值得推廣應用。(五)復原焙燒一浸該法處理低檔次錳礦石在國外已有幾十年的前史,20世紀 50年代美國錳化學公司和比利時的Sedema公司建立了處理錳礦石的浸廠,將浸法提錳產品作為出產化學二氧化錳的質料,取得了較好的作用。我國自20世紀 80年代開端了浸法提錳的實驗研討,1983年,貴州遵義鐵合金科研所提出了用復原焙燒一浸法處理貴州松桃高磷錳礦的計劃。1984年,湖南省冶金材料研討所也報道了用浸法 處理花垣高磷錳礦石的開始實驗成果。貴州松桃高磷錳礦運用復原焙燒一浸法脫磷,其工藝進程包含礦石的碎磨,焙燒,浸出,固液別離,從浸出液中收回錳,以及溶劑的再生循環運用等工序。錳的浸出率為73.2%~89.6%,產品含錳70%~72%,產品含磷小于0.02% 。 (六)微生物脫磷生物技能是開展速度較快的新興產業之一。生物技能以其低能耗、無污染等特色逐步顯現其強壯的優勢。在自然界,60多種元素的散布與微生物有關,微生物參加了 S、Fe、C、N、P、Cu、Si、Mn等多種元素的渙散一氧化一復原。微生物法處理廢水 ,除掉其間的磷已獲成功,這標明微生物有脫磷才能。近年來,運用微生物處理礦產資源的研討十分活潑?,F已發現很多種細菌、真菌、放線菌都具有脫磷作用。它們首要經過代謝產酸下降系統的 pH值,使磷礦藏溶解而進入液相。一起,代謝產酸還會與 Ca2+、Mg2+、Al3+等離子構成絡合物,然后促進磷礦藏的溶解。研討標明,有的細菌具有過量攝磷的特性,這也是微生物脫磷的機理之一。微生物脫磷的國內外研討進展見表1。二、高磷錳礦石脫磷技能展望現代工業技能的開展,有必要遵從資源歸納運用程度高、環境污染程度低、契合建造節約型社會的科學開展觀。對高磷錳礦石脫磷技能的研討,應當在有用的脫磷技能上,特別注重進步錳的收回率,下降工藝進程中的能耗和用水量,下降各種化學試劑的耗費,盡或許完成工藝進程的無害化,不形成環境污染。已有的研討中,反浮選耗水量大,磨礦進程耗費很多動力,一起要運用多種浮選藥劑,強磁選一焙燒要求礦藏有較好的單體解離,對固熔體礦藏分選作用差。強磁選一黑錳礦法工藝流程長,操作冗雜。爐外脫磷工藝需在高溫下進行脫磷,操作不方便。綜觀高磷錳礦石脫磷的研討成果,與現代工藝要求比較切合的看來是復原焙燒一浸法與微生物脫磷技能。比較而言,微生物脫磷技能更具優勢,值得深化研討與注重。微生物脫磷技能的研討應注重以下幾個方面: (一)挑選脫磷微生物時,以其是否具有產酸代謝和積累磷的生化特征為標準打開。進行礦石脫磷時,促進這兩個進程的進行是強化脫磷作用的要害; (二)脫磷微生物的品種繁復,分化機制不盡相同且較雜亂,雖有一些研討,但沒有深化,脫磷機理需求進一步清晰;(三)脫磷微生物的遺傳穩定性差,應著眼于尋覓穩定性好的微生物。關于一些具有優秀性狀的脫磷微生物要不斷進行挑選和復壯,以進步其脫磷才能;(四)要使脫磷微生物更好地習慣高磷貧碳酸錳礦石所供給的環境,如增強微生物抗氟離子和或許存在的重金屬離子的才能,進步其數量和活性;(五)脫磷微生物大多屬異養菌,尋覓廉價的有機碳源(如碳水化合物)能夠進步該技能經濟性。

高磷軟錳礦脫磷菌的選育及脫磷試驗研究

2019-02-18 15:19:33

我國錳礦中磷的含量遍及偏高,磷錳比[ω(P)/ω(Mn)]平均在0.1左右,而冶金用礦石要求ω(P)/ω(Mn)<0.003。在已勘探的礦床中,含磷偏高[ω(P)/ω(Mn)>0.005]的錳礦石占總儲量的49.59%。錳礦石中的磷主要以磷灰石或膠磷礦方式存在。磷礦藏粒度微細,或與能礦藏嚴密共生,或呈類質同象方式存在,單體別離較高困難。 近年來,國內外對錳礦石脫在戶外工藝都進行了較為深化的研討。研討辦法主要有高梯度磁選法、浸法、爐外脫磷法、黑錳礦法等。高梯度磁選法存在動力耗費過高、設備磨損嚴峻、纖細顆粒主動聚會等問題,按浸法仍停留在小試階段;爐外脫磷法本錢過高;黑錳礦法存在設備腐蝕嚴峻等問題,都未能從根本上處理富錳降磷問題,所以研討者們提出了使用微生物脫磷新思路,并取得了較大發展。微生物技能的長處在于出資少、能耗小、本錢低并對環境友好。研討標明,很多種細菌、真菌、放線菌都具有溶磷作用。不少研討者在實驗室對磷礦粉浸磷都取得了成功。 本實驗所用菌株為湘潭錳礦礦區不同植物根系土壤樣品中挑選出的脫磷作用較好的菌株,經過紫外誘變得到高產菌株,并以此進行軟錳礦脫磷實驗,得到了較好的作用。 一、實驗材料與辦法 (一)土壤收集與預處理 所用土樣取自湖南湘潭錳礦礦區植物根系表面以15~20cm深處,置于事前已滅菌的錐形瓶中,24h內別離菌株。 (二)礦樣 礦樣取自湖南永州市某錳礦、破碎,研磨至粒度小于0.1mm。礦樣中ω(P)/ω(Mn)=0.0109,屬高磷錳礦。礦樣多元素化學分析成果見表1。 表1? 礦樣多元素化學分析成果(三)培育基 培育基除查氏固體培育基、牛內膏蛋白胨培育基和PKO固體培育基外,還酸制了富磷培育基(蔗糖30g,2~3g,磷酸氫二鉀1g,硫酸嚴鐵0.01g,0.5g,硫酸錳0.5g,蒸餾水1000mL)和缺磷+Cas(PO4)2培育基(葡萄糖10g,氯化鈣0.2g,硫酸鎂0.5g,硫酸銨2.0g,0.2g,磷酸三鈣0.9g,蒸餾水1000mL)。以上培育基均調整pH至7.0。 (四)實驗辦法 1、菌株別離 選用稀釋平板別離法別離菌株,培育基為本氏培育基和年肉膏蛋白胨培育基。將所取土樣制成10-3,10-4,10-5,10-6,10-7各種濃度的稀釋液。將10-5~10-7稀釋度的溶液接種到培育基上,放入恒溫生化培育箱中于30℃下培育。 2、溶磷菌的挑選 挑選分為平板初篩和搖瓶篩2個過程。 初挑選用溶磷圈法。將別離取得的純菌株接種于PKO固體培育基上,置于30℃培育箱中培7~15d,調查有無溶磷圈,并依據溶磷圈直徑(D)與菌落直徑(d)的比值開始斷定脫磷才能。將有脫磷作用的別離物接種于斜面培育基上保存備用。 復篩時用無菌水將試管斜面上的孢子洗下,用血小球計數板計數,調整菌液濃度大約到108個/mL。移取1mL該菌懸液接種于PKO液體培育基中,放在轉速為150r/min的搖床上,于28℃下培育5d。將所得菌液于9000r/min離心機中別離15min,汲取上清液,用鉬銻抗分光光度法測定其有用磷含量。 3、模仿錳礦脫磷 將實驗用菌種接種至查氏周體培育基中,再轉接種至富磷培育基中,放入搖床內,在30℃、150r/min轉速條件下活化2次,每次2d,備用。 取活化后的菌種1mL接種至裝有100mL含0.090g磷酸鈣及0.2612gMnO2(MnO2)的量依據ω(P)/ω(Mn)=0.0109核算所得)的缺磷培育基的三角燒瓶中,在30℃下,于150r/min轉速搖床中好氧培育,調查pH和磷濃度的改變。 4、紫外誘變 以模仿錳礦脫磷實驗中作用最好的P69號菌株為發菌株。 (1)菌懸液的制備。將P69菌株活化后用適量生理鹽水洗下菌苔,倒入盛有玻璃珠的錐形瓶中,激烈振動將菌塊打破后,離心(3000r/min)20min,棄去上層清液,將菌體用無菌生理鹽水洗刷2次,最終制成菌懸液,用血球計數板在顯微鏡下直接計數,調整菌液濃度至108個/mL。 (2)紫外線處理。翻開15W紫外燈開關,預熱20min。在無菌條件下,用移液管移取6ml上述菌懸液,放入9cm的無菌培育皿中,再放入一無菌磁力攪拌棒,然后置于紫外燈下30cm處,照耀時刻分別為2,4,6min。 在紅燈下,將處理過的菌懸液稀釋至10-5,10-6,10-7,涂布在PKO無機磷培育基上,每種濃度的菌液涂3個平板,同時取未經紫外線處理的稀釋菌液涂于平板上作對照。用報紙包好,防止光照,置于恒溫培育箱中于28℃下培育48h。 (3)挑選。誘變菌株的挑選(初篩和復篩)辦法與1.4.2相同。 5、軟錳礦脫磷 取誘變后的P-2-8菌液30mL接種至裝有150mL軟錳礦礦漿缺磷培育基的三角燒瓶中(礦將固體質量分數為20%),基他辦法同3。 二、成果與評論 (一)平板初篩 在PKO固體培育基中于30℃培育箱中培育,得到具有顯著溶磷圈的真菌菌株9株,其在7~15d內的D/d規模見表2,菌落特征見表3。 表2? 9株脫磷菌在固體培育基上D/d規模表3? 9株菌菌落特征(二)搖瓶復篩 接種1mL濃度為108個/mL的菌懸液于PKO液體培育基中,放在轉速為150r/min的搖床上,于28℃下培育5d。成果見表4。 表4? 液體培育成果初篩和復篩成果標明,P69的D/d值規模為1.12~2.30,在液體培育基中溶磷增加量為15.012mg/L,兩個數值在9株溶磷菌中均為最大,因而P69具有最大脫磷才能。 (三)模仿錳礦脫磷 各菌株培育5d和10d后的pH值如圖1所示,溶磷作用假如圖2所示。圖1? 不同溶磷菌株對溶液pH值的影響 ?????????? 圖2? 不同菌株的溶磷作用 從圖1,2可知,一切參試菌株培育5d后,培育pH均有所下降,至培育10d時,P71,P79,P98,P113,P115培育液的pH有必定上升,P69,P79,P95培育液Pha在本不變,P117的pH下降。培育5d時,菌株對P的脫降率到達50%左右,其間P69的脫磷率最高,為52.2%。 (四)此外誘變 ?1、初篩 對P69進行紫外線誘變,共長出菌株29株,其間以P-2-8(誘變2min組的8號菌)的溶磷作用最好。誘變15d后,它的D/d值從1.12~2.30增大到1.47~4.33,與原菌株的比照狀況如圖3所示。 ????????????????圖3? 固體培育基上D/d改變比照 由圖3可見,從第6d起,誘變后菌株的D/d值顯著進步,P-2-8的D/d值最高,達4.33。 2、復篩 對誘變菌株磷含量進行測定,其誘變后的脫磷菌的液體培育成果見表5。 表5? 誘變后的脫磷菌的液體培育成果比照由表5可見,誘變后,菌株的溶磷量為24.05mg/100mL,明顯大于動身菌株P69的溶磷量(15.01mg/100mL)。誘變菌株溶磷量比動身菌株溶磷量進步約60.2%。 (五)軟錳礦脫磷 圖4為P-2-8和P69對軟錳礦脫磷的實驗成果。能夠看出,P-2-8的脫磷率跟著時刻的延伸而不斷進步,從第3d的12.3%增加到第15d的74.6%,是原菌株P69脫磷率33.2%的2.25倍。脫磷后錳礦中磷的質量分數由0.19%下降到0.048%,ω(P)/ω(Mn)由本來的0.0109降至0.0028,脫磷后的礦石到達冶金要求。 ??三、定論 (一)從湘潭錳礦礦區所取土樣挑選得到有溶磷作用的菌株9株。以這9株菌進行模仿錳礦脫磷實驗,其間P69的脫磷作用最佳,脫磷率為52.2%。 (二)以P69號菌株為動身菌株進行紫外誘變,得到脫磷作用顯著進步的菌株P-2-8。用P-2-8進行軟錳礦脫磷實驗,脫磷率為74.6%,脫磷后錳礦中磷的質量分數為0.048%,ω(P)/ω(Mn)為0.0028,契合冶金要求。

高磷鮞狀赤鐵礦脫磷技術

2019-01-16 17:41:53

高磷鮞狀赤鐵礦脫磷技術:中國高磷鐵礦的探明儲量高達幾百億噸,其潛在的經濟價值達10000億美元。高磷鐵礦具有以下特點:(1)品位高。一般在45%以上。(2)堪布粒度細,復雜難處理。鏡下顯微結構表面,赤鐵礦堪布粒度在40微米以下占80%以上。(3)含磷較高。含磷在0.5以上。傳統處理方法有物理選礦、化學選礦、冶煉脫磷、磁化焙燒和生物脫磷等,化學選礦、冶煉脫磷、磁化焙燒存在著生產成本高、污染環境等問題;生物脫磷尚處于實驗室研究階段;物理選礦,能耗小,成本低,但是鐵精礦品位不高,有害雜質磷含量較高。本研究所對云南某處高磷鐵礦,原礦含磷1.2%,含鐵42.5%,含硅12.3%,進行了反浮選試驗研究,取得了以下指標:鐵精粉60%,含磷0.10%,回收率80%。

高磷赤鐵礦脫磷技術簡介

2019-01-16 17:41:53

根據礦石品位不同可分為富礦和貧礦,一般富礦指含鐵量在60%以上,25%-60%之間的稱為貧礦,我國鐵礦石儲量豐富但有近80%屬于貧礦,開采難度大成本高。鐵礦石是我國鋼鐵工業的主要原料,國內鋼鐵行業的快速發展帶動了鐵礦石的旺盛需求。近年來,我國鋼鐵工業快速發展,鋼鐵產量先后突破2億、3億、4億噸,2007年達到4.89億噸,到2008年中國成為世界上首個年粗鋼產量超過5億噸的國家,2009年我國鋼鐵行業粗鋼產量達到5.678億噸,同比增長13.5%,但是從我國已查明的鐵礦資源自然豐度上看,品位低,平均品位31-32%,低于世界平均水平11個百分點,97%以上是難于直接利用的貧礦,開采難度較大。而我國鐵礦石儲量2002年為578.72億噸,僅占世界總量的18.67%,我國鋼鐵產量已經占到世界總量的40%以上。由此可見,我國鐵礦石資源在總量、質量上相對不足、無法獨立支撐國內龐大鋼鐵工業的快速發展。鋼鐵工業的快速發展帶動了鐵礦石旺盛的需求,2009年我國進口鐵礦石達到6.3億噸,近期市場價格暴漲,目前已經上漲至135美元的協定價,現貨價最高更是逼近200美元,雖然國內大量資本進入鐵礦石開采業,我國的鐵礦石供應量快速增加。但鐵礦石屬于不可再生的礦產資源,雖然新增產能在暴力的刺激下大量增加,但與此同時,許多礦井也在不斷枯竭。高磷赤鐵礦是我省乃至我國潛在的優勢礦產,廣泛分布在鄂西、湖南、重慶、云南等地。已探明儲量100多億噸,遠景資源量200億噸以上。我省已探明儲量近22億噸,廣泛分布在宜昌西部和恩施州。由于礦石含磷量高,有用礦物粒度細,選礦脫磷難度大成本高,極大的限制了該類鐵礦石的工業利用。高磷赤鐵礦提鐵脫磷技術長期以來一直是國際國內冶金選礦技術攻關難題。目前除少量零星高磷赤鐵礦開發利用于水泥配料外,基本處于閑置狀態。中南選礦專家專利技術-高磷鮞狀赤鐵礦脫磷技術:中國高磷鐵礦的探明儲量高達幾百億噸,其潛在的經濟價值達10000億美元。高磷鐵礦具有以下特點:(1)品位高。一般在45%以上。(2)堪布粒度細,復雜難處理。鏡下顯微結構表面,赤鐵礦堪布粒度在40微米以下占80%以上。(3)含磷較高。含磷在0.5以上。傳統處理方法有物理選礦、化學選礦、冶煉脫磷、磁化焙燒和生物脫磷等,化學選礦、冶煉脫磷、磁化焙燒存在著生產成本高、污染環境等問題;生物脫磷尚處于實驗室研究階段;物理選礦,能耗小,成本低,但是鐵精礦品位不高,有害雜質磷含量較高。本研究所對云南某處高磷鐵礦,原礦含磷1.2%,含鐵46.5%,含硅12.3%,進行了反浮選試驗研究,取得了以下指標:鐵精粉58%,含磷0.10%,回收率85%。

高磷鮞狀赤鐵礦還原焙燒同步脫磷工藝技術

2019-01-24 17:45:41

赤鐵礦是自然界分布極廣的鐵礦物,是重要的煉鐵原料,也可用作紅色顏料。而赤鐵礦石中的鮞狀赤鐵礦石嵌布粒度極細,且經常與菱鐵礦、鮞綠泥石或含磷礦物共生或相互包裹,難以達到鋼鐵工業對鐵礦石含磷的要求,因此鮞狀赤鐵礦石是目前國內外公認的最難選的鐵礦石類型之一,該類資源基本沒有得到有效利用。??? 但我國鐵礦資源儲量中約1/9為鮞狀赤鐵礦,有效利用鮞狀赤鐵礦石的研究在我國有重要意義。 ??? 國內外對該種礦石已經進行了很多研究工作。昆明理工大學進行了重選方面的實驗,但對鐵的富集和磷的去除效果都不明顯;武漢理工大學采用直接還原的方法來處理該類型礦石,能獲得較高的鐵品位和回收率,但脫磷的效果不是很理想,最終產品中磷品位在0.5%左右;紀軍等人進行了分散-選擇性聚團脫泥-反浮選脫磷工藝的試驗研究,通過適當調整藥劑制度和流程結構,可以使鐵精礦中磷含量降到0.25%以下,鐵回收率達到90.57%,但鐵精礦品位只有50%左右;國內有單位對該種礦石進行了浮選及磁選試驗,但鐵精礦中鐵品位偏低磷品位偏高。 ??? 綜上所述,對于寧鄉式高磷鮞狀赤鐵礦,用常用的選礦方法很難得到令人滿意的結果。研究表明,采用添加脫磷劑進行直接還原焙燒-磁選方法可以得到較好的指標,但未進行詳細的工藝條件研究。本文進一步研究了添加脫磷劑直接還原焙燒-磁選工藝參數的影響,確定該類礦石直接還原焙燒-磁選的最佳條件,為該類礦石的有效利用提供新的途徑。 ??? 一、試樣性質及試驗方法 ??? 鄂西高磷鮞狀赤鐵礦石鐵和磷的品位分別為43.65%和0.83%,其中主要有用礦物為赤鐵礦和少量褐鐵礦,赤褐鐵礦之鐵占97.82%。 ??? 還原焙燒以煤為還原劑,同時加入脫磷劑NCP,達到還原焙燒同步脫磷的目的。試驗礦樣與煤均破碎至-2mm。試驗流程如圖1所示。主要考察的條件因素包括煤用量、脫磷劑用量、還原焙燒溫度和還原焙燒時間等。圖1? 直接還原焙燒-磁選試驗流程 ??? 因直接還原焙燒-磁選所得最終產品中鐵的品位大于90%,為避免同常規的鐵精礦相混淆,將該產品命名為還原鐵產品。試驗中焙燒后產品的總質量同焙燒前相比有較大變化,故用還原鐵產品中鐵的絕對金屬量同焙燒試驗中加入的原礦的絕對金屬量的比值來計算回收率。煤與NCP的用量指煤或NCP與礦石質量的比值,均用質量百分數表示。 ??? 二、試驗結果及討論 ??? (一)二段磨礦時間試驗 ??? 首先考察了焙燒過程中磨礦粒度對試驗結果的影響。在前一階段的試驗中發現鐵品位的提高和磷品位的降低都要通過細磨來實現,因此確定實驗流程為兩段磨礦磁選。對精礦再磨的時間進行了詳細的考察。固定條件為:煤用量40%,NCP用量20%,焙燒溫度1000℃,焙燒時間60min,磨礦濃度70%,第一段磨礦粒度為-0.074mm粒級占55%,磁選場強87.6kA/m,精礦再磨。結果見圖2。圖2? 二段磨礦時間試驗結果 ??? 從圖2中可以看出,二段磨礦時間增加時,鐵的品位和回收率都呈上升趨勢,但磷品位在磨礦時間為20min時有較大的降低,應是嵌布粒度較細的脈石礦物在此時可以充分與鐵礦物解離,并且不會發生團聚。故確定第二段磨礦時間為20 min,粒度為-16μm粒級占100%,-8.93μm粒級占90%。 ??? (二)煤用量試驗 ??? 固定其他條件不變,考察了焙燒過程中煤用量的影響,結果見圖3。圖3? 煤用量試驗結果 ??? 從圖3可以看出,隨著煤用量的增加,鐵的品位和回收率均增加,磷的品位降低,此過程中煤可以同原礦充分反應,將原礦中的Fe2O3還原,但當煤用量超過40%時,煤在反應中過量,雖然對鐵的回收率仍有一定的提高,但會影響到脫磷劑脫磷的效果,同時鐵的品位略有降低。因此確定煤最佳用量為40%。 ??? (三)脫磷劑用量試驗 ??? 其他條件不變,改變NCP用量進行試驗,結果見圖4。圖4? NCP用量試驗結果 ??? 從圖4可以看出,在NCP用量在15%之前,鐵品位和回收率都有明顯提高,磷品位有明顯下降,當NCP用量超過20%之后,對結果的影響變小,因此確定NCP的最佳用量為20%。NCP的主要作用是在焙燒過程中與原礦發生反應,從而在磁選過程中將磷去除,同時還可以降低焙燒過程中還原生成鐵的溫度,對還原有一定的促進作用。 ??? (四)焙燒溫度試驗 ??? 其他條件不變,改變焙燒溫度進行試驗,結果見圖5。圖5? 焙燒溫度試驗結果 ??? 從圖5看出,當焙燒溫度低于1000℃時,隨著溫度的升高,鐵的回收率升高,而磷的品位降低,說明在此溫度條件下,升高溫度有利于鐵的還原以及磷的去除;當溫度超過1000℃繼續升高時,磷的品位明顯升高,而鐵的回收率隨之下降,由此可知在該范圍內,溫度對脫磷劑的效果產生了不利的影響。試驗中發現溫度高于1000℃時,焙燒后的產品結塊嚴重,有大的鐵顆粒生成,最終還原鐵產品中磷的品位升高。推斷在焙燒過程中有部分鐵熔融后同磷結合,使脫磷更難實現。因此確定最佳溫度為1000℃。 ??? (五)焙燒時間試驗 ??? 其他條件不變,改變焙燒時間進行試驗,結果見圖6。圖6? 焙燒時間試驗結果 ??? 從圖6看出,隨著焙燒時間的延長,鐵的品位、回收率隨之增加,磷的品位隨之降低,但當焙燒時間超過60min后影響變小,可以確定當時間為60min時,還原反應基本進行完畢,因此確定焙燒時間為60min。 ??? 經過實驗確定鄂西高磷鮞狀赤鐵礦焙燒還原磁選的最佳條件為:還原劑煤用量40%,NCP用量20%,焙燒溫度1000℃,焙燒時間60min,一段磨礦粒度為-0.074 mm粒級占55%,二段磨礦粒度為-16μm粒級占100%,-8.93μm粒級占90%,磁選場強87.6kA/m。經重復試驗,得到還原鐵產品平均鐵品位90.09%,鐵回收率88.91%,磷品位0.06%。 ??? 三、結語 ?? (一)在鮞狀高磷赤鐵礦石還原焙燒過程中添加脫磷劑,可在得到高品位還原鐵產品的同時,使其中磷含量降低到0.06%。為合理利用難選高磷赤鐵礦提供了一種新的途徑。 ?? (二)在還原焙燒的過程中,脫磷劑NCP起到脫磷的作用,同時可以降低焙燒溫度。 ?? (三)還原焙燒溫度應控制在1000℃,過高的溫度將會使鐵礦物與磷重新結合,而溫度過低則達不到還原的效果。 ?? (四)由于鮞狀赤鐵礦本身的嵌布粒度極細,所以經過還原焙燒的產品需要充分細磨才能有效分選。

鮞狀高磷赤鐵礦選礦脫磷試驗研究

2019-01-21 18:04:49

隨著我國國民經濟的迅速發展,鋼鐵需求量日益增大。我國目前鐵礦石自給率為50%~60%,鐵礦資源將呈嚴重不足態勢,無法滿足鋼鐵工業對原料的需求。而我國有儲量幾十億t的高磷鮞狀赤鐵礦,由于含磷、鋁和硅偏高,選礦難度大而無法利用,嚴重地阻礙了鋼鐵工業的發展,開發和利用高磷鮞狀赤鐵礦將顯得尤其重要。為此對某鮞狀高磷赤鐵礦進行了脫磷試驗研究。 一、礦石性質 對某鮞狀高磷赤鐵礦進行礦物工藝學研究,礦石多元素化學分析結果見表1。 表1? 赤鐵礦多元素化學分析結果??? %從表1可見,雖然礦石中鐵品位較高,為42.59%,但有害元素磷的含量也較高,達0.87%。 礦石中鐵、磷等元素主要以獨立礦物存在,其中鐵礦物組成較為復雜,主要為赤鐵礦,其次為褐鐵礦,其它還有少量菱鐵礦、磁鐵礦等;磷的獨立礦物主要為膠磷礦;脈石礦物主要為石英、鮞綠泥石和高嶺石,其它脈石礦物還有微量的無定形碳、方解石、鋯石等。 (一)赤鐵礦。它與鮞綠泥石、磷灰石、石英、褐鐵礦的嵌布關系都較密切,赤鐵礦多與鮞綠泥石互層形成同心環帶結構。鮞核則主要為石英,其次為赤鐵礦、褐鐵礦、鮞綠泥石、膠磷礦,有時也有上述兩種礦物以集合體的形式構成鮞粒的核心,鮞綠泥石和膠磷礦經常以集合體的形式嵌布于赤鐵礦和鮞綠泥石組成的同心環帶鮞粒中。另外,還可見赤鐵礦和石英的緊密連生體,也常嵌布于赤鐵礦和鮞綠泥石組成的同心環帶鮞粒中。 (二)膠磷礦。它是礦石中最重要的磷礦物。主要呈不規則狀嵌布于其它脈石礦物間隙或鮞狀赤鐵礦顆粒間隙中。膠磷礦與赤鐵礦的嵌布關系緊密,有時膠磷礦呈鮞狀赤鐵礦核心形式存在,偶爾膠磷礦呈鮞環的形式與赤鐵礦互層呈同心環帶結構組成鮞粒存在。另外,膠磷礦顆粒中有許多微細的赤鐵礦包體,這部分赤鐵礦也很難完全與膠磷礦單體解離。 二、選礦試驗 該鮞狀高磷赤鐵礦中含磷礦物主要為膠磷礦,對該礦進行了反浮選脫磷-焙燒-磁選流程試驗研究。 (一)反浮選粗選抑制劑用量試驗 在磨礦細度-0.074mm占89%,BK-420捕收劑用量375g/t時,粗選BK-620抑制劑用量試驗結果見圖1。圖1? 粗選BK-620抑制劑用量試驗結果 ◆-鐵品位;■-鐵回收率;○-磷回收率;▲-磷品位 從圖1可見,BK-620抑制劑用量由2000g/t增至4000g/t,精礦中磷含量由0.49%降至0.29%;繼續增加抑制劑用量,由5000g/t增至6000g/t,鐵精礦中的磷含量上升,精礦中磷含量由0.29%增加至0.39%。在抑制劑用量4000g/t時,精礦含磷量達到最低值,磷含量為0.29%。因此選擇BK-620抑 制劑用量為4000g/t。 (二)反浮選粗選捕收劑用量試驗 在磨礦細度-0.074mm占89%,BK-620抑制劑反浮選粗選用量4000g/t時,粗選BK-420捕收劑用量試驗結果見圖2。圖2? 粗選BK-420捕收劑用量試驗結果 ◆-鐵品位;■-鐵回收率;○-磷回收率;▲-磷品位 從圖2可見,BK-420捕收劑用量由375g/t增至625g/t,鐵精礦中磷含量由0.33%降至0.23%,但鐵精礦的回收率也有很大的降低,由73.59%降至61.82%,綜合考慮鐵精礦的回收率和磷含量,確定選用BK-420捕收劑用量為375g/t。 (三)反浮選精選捕收劑用量試驗 在確定粗選藥劑制度后,進行了精選BK-420捕收劑用量試驗,結果見圖3。圖3? 精選BK-420捕收劑用量試驗結果 ◆-鐵品位;■-鐵回收率;○-磷回收率;▲-磷品位 從圖3可見,精選捕收劑用量為312g/t時,精礦含磷量已降至0.21%,但鐵精礦鐵回收率下降太多,綜合考慮鐵精礦回收率和鐵精礦含磷量,精選BK-420捕收劑用量定在250g/t。 (四)磨礦細度試驗 在確定粗選、精選藥劑用量后,進行磨礦細度條件試驗。結果見圖4。圖4? 磨礦細度試驗結果 ◆-鐵品位;■-鐵回收率;○-磷回收率;▲-磷品位 從圖4可見,當磨礦細度為85%-0.074mm時,精礦含磷量0.28%;磨礦細度為89%-0.074mm時,精礦含磷量0.23%;磨礦細度達-0.074mm占97%時,精礦含磷量0.22%,鐵品位也變化不大。因此脫磷磨礦細度定為89%-0.074mm。 (五)反浮選全開路試驗 在條件試驗的基礎上,按圖5所示流程及條件進行了反浮選脫磷開路試驗,試驗結果見表2。圖5? 反浮選脫磷開路試驗流程 表2? 反浮選脫磷全開路試驗結果%從表2可見,在1次粗選、1次精選、1次掃選條件下,可獲得含磷0.24%、鐵回收率61.18%的鐵精礦。 (六)脫磷浮選閉路試驗 在開路試驗的基礎上,按圖6流程進行了閉路試驗。試驗結果見表3。圖6? 反浮選脫磷閉路試驗流程 表3? 反浮選脫磷閉路試驗結果%從表3可見,反浮選脫磷閉路試驗獲得了鐵品位45.22%,含磷量0.23%,鐵回收率84.74%的鐵精礦。 (七)磁化焙燒溫度試驗 對脫磷后的鐵精礦進行了磁化焙燒溫度試驗,試驗流程及試驗條件見圖7,試驗結果見圖8。圖7? 磁化焙燒試驗流程圖8? 磁化焙燒溫度試驗結果 ◆-鐵品位;■-鐵回收率;▲-鐵產率 從圖8可見,磁化焙燒-磁選能提高精礦品位,溫度由850℃升至950℃,鐵精礦品位由56.24%升至61.23%,但鐵精礦回收率由87.99%降至68.40%。綜合考慮,選用焙燒溫度915℃條件下進行焙燒時間試驗和煤粉用量試驗。 (八)磁化焙燒時間試驗 對脫磷后的鐵精礦進行了磁化焙燒時間試驗,試驗結果見圖9。圖9? 磁化焙燒時間試驗結果 ◆一鐵品位;■-鐵回收率;▲一鐵產率 從圖9可見,焙燒時間由20min延至60min,鐵精礦品位由56.43%升至60.02%,鐵精礦回收率由68.32%升至82.56%。綜合考慮,選用焙燒時間60min。 (九)磁化焙燒煤粉用量試驗 對脫磷后的鐵精礦進行了磁化焙燒煤粉用量試驗,試驗結果見圖10。圖? 10磁化焙燒煤粉用量試驗結果 ◆-鐵品位;■-鐵回收率;▲-鐵產率 從圖10可見,煤粉比例為100∶15時較合適,此時鐵精礦品位達60.02%,鐵精礦回收率82.96%。 (十)流程試驗 對原礦進行反浮選脫磷,脫磷后的鐵粗精礦選用焙燒溫度915℃,焙燒時間為60min,焙燒礦∶煤比例為100∶15作為焙燒條件,焙燒產品磨至90%-0.038mm進行磁選。然后進行反浮選-焙燒-磁選流程試驗,其結果見表4。 表4? 原礦反浮選-焙燒-磁選試驗結果??? %從表4可見,最終鐵精礦產率48.98%,鐵精礦品位60.09%,鐵回收率70.02%,含磷0.23%,Al2O36.24%,SiO25.81%。 三、結論 該鮞狀高磷赤鐵礦中含磷礦物主要是膠磷礦,采用反浮選脫磷-焙燒-磁選工藝,可獲得鐵品位60.09%,含磷量0.23%,鐵回收率70.04%的鐵精礦,可為我國開發某高磷赤鐵礦提供技術依據。

高磷鐵礦石浸出脫磷試驗研究

2019-02-18 15:19:33

跟著鋼鐵工業的開展,可利用的鐵礦資源日益趨向貧、細、雜。我國高磷鐵礦石儲量占總儲理的14.86%,達74.5億元?,F在,因含磷較高而無法得到充分利用。 鄂西高磷鐵礦中,首要礦藏-赤鐵礦的嵌布粒度一般極細,且常與其他礦藏共生、膠結或相互包裹,現在被國內外公認為最難選的鐵礦石類型。因而,研討鐵礦石除磷技能具有非常重要的含義。 近年來,國內外針對不同的礦石性質,進行了較為深化的鐵礦石除磷工藝研討,而酸浸及微生物浸出辦法,對該類鐵礦石進行浸礦除磷實驗研討,被認為是卓有成效的辦法。本實驗選用酸浸及微生物浸出法對該類礦石進行處理,以期到達提鐵除磷的作用。 經鏡下判定、XRD和掃描電鏡歸納研討標明,礦石的組成礦藏品種較為簡略,鐵礦藏以赤鐵礦為主,其次是褐鐵礦,偶見磁鐵礦;脈石礦藏以石英居多,次為鮞綠泥石、膠磷礦、白云石、方解石和高嶺石。 一、實驗材料與辦法 (一)實驗材料 草酸(C2H2O4)、檸檬酸(C6H8O7)、H2SO4、HN03、HC1均為分析純,配制成0.1mol/L; 菌種。生物浸出實驗中,菌株選用嗜酸氧化亞鐵硫桿菌(At.f菌)和黑曲霉菌。其間,At.f菌采自廣西某溫泉流,經純化判定得到,黑曲霉菌采自武漢某菜地土壤,經純化判定得到。 培育基。At.f菌選用9K培育基:(NH4)2S04 3g,KCl0.1g,MgS04·7H2O 0.5g,K2HP04 0.5g,Ca(N03)2 0.Olg,蒸餾水700mL,pH=3.0,121℃滅菌20min,參加300mL預先配成14.78%的FeS04·7H20溶液并過濾除菌;黑曲霉選用無機磷培育基:葡萄糖lOg, (NH4)2S04 0.5g,NaCl 0.3g,KCl O.3g, MgS04·7H2O 0.3g,? FeS04·7H20 0.03g, MnSO4·4H20 0.03g,其間3g Ca3 (P04)2改為K2HP04 lg,蒸餾水1L,天然pH,121℃滅菌20min。 (二)實驗辦法 酸浸酸浸實驗選用250ml錐形瓶,別離盛裝相應的酸溶液lOOml,參加原礦,在空氣浴振動器中進行振動拌和,反響時間為40h。???生物浸出實驗選用250ml錐形瓶,別離選用在搖床中培育7d的At.f菌過濾液和培育15d的黑曲霉菌過濾液lOOml(中速濾紙過濾),礦漿濃度均為2%。 在沒有特別闡明的情況下,培育菌液時錐形瓶體積為250mL,培育基體積為lOOmL, At.f菌接種量為10%,真菌選用1ml黑曲霉菌孢子溶液,其濃度為l08 cpu/ml,在搖床中振動,其間At.f菌所用搖床轉速140r/min,溫度30℃,黑曲霉菌所用搖床轉速180r/min,溫度32℃。 二、成果與評論 (一) 酸浸除磷 酸品種對浸除磷作用的影響。別離選用0.1mol/L的草酸(C2H2O4)、檸檬酸(C6H8O7)、H2SO4、HNO3、HCL對該礦石進行浸礦除磷作用的實驗研討,礦漿的濃度為2%,其成果見圖1。圖1? 5種酸對礦石的提鐵降磷作用 從圖1(a)中能夠看出,檸檬酸(C6H8O7)除磷作用最差,僅為77.84%,其他4種酸的磷去除率均在80%以上,其間,草酸(C2H204)除磷作用最佳,為95.52%,其次為硫酸(93.91%),硝酸與作用挨近。 從圖1(b)能夠看出,除草酸浸礦后鐵檔次與原礦挨近(43.73%),其他4種酸作用后作檔次均有進步。其間,在進步鐵檔次方面,硫酸作用最佳,處理后鐵檔次為49.08%,硝酸與作用挨近,但均高于檸檬酸。別的,針對鐵損失率方面,除了草酸作用后,鐵損失率為8.83%外,其他4種酸處理后,鐵損失率都低于2%。無機酸作用好于有機酸,硫酸處理后鐵回收率為99.57%。 由以上分析可知,單一無機酸提鐵除磷歸納作用優于單一有機酸,其間硫酸作用最佳。 但天然界中許多真菌能一起發生多種有機酸,其間黑曲霉菌能一起發生很多的草酸、檸檬酸等??紤]到檸檬酸除磷作用差,但具有提鐵作用,草酸除酸作用好,除磷作用欠安等歸納要素,將草酸與檸檬酸按不同份額混合進行浸礦除磷。 混合有機酸對浸礦除磷作用的影響。將不同份額的草酸與檸檬酸進行混合浸礦,其混合份額別離為100∶0、80∶20、60∶40、20∶80、0∶100,礦漿濃度為2%,其成果如圖2所示。圖2? 混合草酸與檸檬酸對礦石的提鐵降磷作用 (100∶0、80∶20、60∶40、40∶60、20∶80、0∶100) 從圖2(a)中能夠看出,跟著草酸與檸檬酸混合份額的下降,除磷率呈下降的趨勢。在份額為100∶0~20∶80之間,除磷率均在92%以上;但當酸液中只要檸檬酸時,除磷率顯著下降,只要75.29%。闡明酸液中有草酸存在的情況下,除磷作用比較顯著。 由圖2(10)中可看出,在混合份額100∶0~20∶80之間,鐵檔次相對原礦改變不大,均為44%左右;而當只要檸檬酸存在時,處理后鐵檔次為46.87%,提鐵作用較好;而跟著草酸與檸檬酸份額的下降,鐵的回收率呈逐步添加的趨勢。 由以上分析,可進一步斷定草酸除磷作用優于檸檬酸,但檸檬酸提鐵作用優于草酸。而兩種酸的混合物能到達較好的提鐵除磷作用,這可為將來斷定真菌產酸品種起到必定探究作用。 礦漿濃度對硫酸浸礦除磷作用的影響。在礦漿濃度為2%時,單一硫酸浸礦除磷作用最佳,浸礦后的浸出液PH值仍較低,故其酸性仍能處理部分鐵礦石。調查礦漿濃度對硫酸浸礦除磷作用的影響,其成果如圖3所示。圖3? 硫酸在不同礦漿濃度條件下對礦石的提鐵降磷作用 從圖3(a)中能夠看出,跟著礦漿濃度的添加,除磷率逐步下降。當礦漿濃度為2%時,除磷率到達93.06%;當礦漿濃度到達5%時,處理后礦石中磷含量為0.18%;除磷率為78.82%;當礦漿濃度到達6%時,礦石中磷含量為0.25%,除磷率為70.59%。 從圖3(a)中能夠看出,在礦漿濃度低于6%時,鐵回收率均大于97.89%,且相對改變不大。而鐵檔次方面,跟著礦漿濃度的添加,鐵檔次呈下降的趨勢。當礦漿濃度為6%時,鐵檔次為46.54%。 由以上分析可知,當礦漿濃度≤5%時,除磷作用能到達工業要求。 (三)生物浸出除磷實驗 選用At.f菌進行浸礦實驗,將成長7d后的At.f菌用慢速濾紙過濾,用過濾后的菌液浸礦,礦漿濃度2%,At.f菌成長過程中PH值改變見圖4。24d后漿礦漿過濾,烘干,其固體中磷含量為0.25%。 黑曲霉菌浸礦除磷。取2環黑曲老菌孢子接種于100ml無機磷培育基中,黑曲霉菌成長過程中PH值改變見圖5。圖4? At.f菌浸礦過程中pH的改變圖5? 黑曲霉菌成長過程中pH值改變 因為一步浸礦過程中,黑曲霉菌絲會將礦藏包裹,導致浸礦后菌礦難以別離,故選用兩步浸礦法進行浸礦。將過濾液(不含菌絲和孢子)直接浸礦,礦漿濃度為2%,反響40h后,過濾、烘干礦石,化驗成果為:剩下磷含量為0.2 2%,到達了較好的除磷作用。 三、結? 論 (一)浸除磷實驗中選用lOOml 0.1mol/L的草酸(C2H2O4)、檸檬酸(C6H8O7)、H2SO4、HNO3、HCL,礦漿濃度為2%,單一的無機酸提鐵降磷作用優于有機酸。其間,硫酸作用最佳;檸檬酸除磷作用最差,但對進步鐵檔次有必定作用;草酸除磷作用最好,但鐵損失率最大。 (二)有機混合酸浸礦方面,跟著草酸與檸檬酸混合份額的下降,除磷率逐步下降,回收率逐步進步,處理后鐵檔次相對安穩。在混合份額介于100∶O~20∶80之間時,除磷作用較抱負。 (三)跟著礦漿濃度的添加,單一硫酸浸礦除磷率逐步下降,處理后礦石鐵檔次也逐步下降鐵回收率改變不大。當礦漿濃度為5%時,除磷率能到達78.82%;高于6%時,除磷作用達不到相關要求。 (四)選用At.f菌和黑曲霉菌進行浸礦除磷浸出后固體中磷含量別離為0.25%、0.22%,到達了較好的除磷作用。

宜昌某高磷赤鐵礦反浮選提鐵降磷試驗研究

2019-01-24 09:37:09

鄂西地區存在著大量的赤鐵礦資源,累計探明的儲量18.95億噸,遠景資源量可達30億~40億噸。礦石的有害組分磷含量為0.3 %~1.8 %,SiO2含量也較高,在10%~15%左右,硫含量為0.01 %~0.4 %,礦石具有鮞狀結構,屬于“寧鄉式” 鮞狀赤鐵礦,由于其難選難冶的特點而一直未得到開發利用。受宜昌市某單位委托,對宜昌某高磷赤鐵礦進行了可選性試驗研究,在給礦鐵品位50.09%,含磷量0.53%的條件下,通過選擇性絮凝脫泥-反浮選可獲得精礦鐵品位57.43%, 回收率71.80%,含磷量0.18%的良好指標。且探討了組合捕收劑對此礦的分選效果,結果表明組合捕收劑用量為300g/t時可獲得與單一捕收劑用量800g/t時相似的浮選指標,降低了捕收劑的用量,解決了此礦提鐵降磷的難題,并為同類礦石的開發利用提供了一定的依據。 ??? 一、礦石性質 ?? 從宜昌某礦山四個不同地點按比列取樣配礦,礦石為粒度范圍較大的塊礦,采用采用顎式破碎機和對輥式破碎篩分機將礦石破碎至-2mm,混勻后縮分至每袋1kg,并取樣供化學多元素分析,物相分析。原礦化學多元素分析結果與鐵物相分析結果分別見表1、2。 表1? 原礦化學多元素分析結果元素TFeFeOSiO2PCaOMgOAl2O3含量(%)50.098.3017.280.533.391.366.75 表2? 鐵礦物物相分析結果鐵物相磁性鐵碳酸鐵硫化鐵硅酸鐵赤褐鐵含量(%)/1.680.0415.3343.04占有率(%)/3.360.0810.6485.92 ??? 從表1中可以看出礦石中有回收價值的元素只有鐵,鐵品位為50.09%,主要雜質SiO2品位為17.28%,含磷量為0.53%;另外(CaO+ MgO)/(SiO2+ Al2O3)<0.5,為酸性不自熔礦石。物相分析結果表明:鐵礦物主要為赤褐鐵,占85.92%,少量的硅酸鐵、碳酸鐵及硫化鐵,不含磁性鐵。 ??? 工藝礦物學研究表明礦石中鐵礦物主要為赤褐鐵礦,共占80%以上,主要脈石礦物為石英,粘土礦物以及膠磷礦。礦石為具有同心圓的鮞狀結構,鮞粒粒徑大小一般為100-120μm,最大的200μm,最小60μm,鮞粒內粘土礦物和赤鐵礦交互生長在一起,二者無法單體解離。石英呈不規則的粒狀,粒徑一般為60-80μm,最大的為95μm,最小為10μm,表面光滑,含量為15%-20%;粘土礦物和赤鐵礦交織在一起,粒徑小于2μm,含量在15%左右;磷礦物為膠磷礦和磷灰石分布在一起,與鮞粒一起致密共生。 ??? 二、試驗研究 ??? (一)磨礦試驗 ??? 磨礦采用XMQ—67型Ф240×90mm球磨機,每次磨礦250g,磨礦濃度為50%。磨礦之前加入NaOH和Na2SiO3為分散劑,脫泥前加入對鐵礦物有選擇性絮凝作用的玉米淀粉100g/t。浮選采用XDF單槽式浮選機,浮選濃度約為30%,NaOH為礦漿pH調整劑,HZ為鐵礦物的抑制劑,CaO為石英活化劑,MG為捕收劑,反浮選試驗流程見圖1,磨礦時間對浮選指標的影響見圖2。圖1? 反浮選試驗流程?????????????? 圖2? 磨礦時間對浮選指標的影響 ??? 隨著磨礦細度的增加,精礦鐵品位不斷上升,鐵回收率不斷下降,當磨礦時間從1min增加到6min時,精礦鐵品位由51.74%上升到54.06%,磨礦時間繼續增加到9min時,鐵品位沒有明顯升高。所以選擇磨礦時間為6min,此條件下的磨礦細度為-74um占94.17%。 ??? (二)礦漿溫度試驗 ??? 陰離子反浮選常用的是脂肪酸類捕收劑,此類藥劑在堿性介質中,常溫下大多呈膠束形,很少呈浮游活性形,長期以來,陰離子反浮選通常需將礦漿加溫,以使捕收劑保持高度的分散性,獲得較理想的分選指標。但礦漿加溫費用太高,目前的研究主要是集中在常溫(25℃左右)浮選上。礦漿溫度試驗條件為:NaOH用量1500g/t,HZ用量1000g/t,CaO500g/t,MG400g/t,變換礦漿溫度,礦漿溫度對浮選指標的影響見圖3。 ??? 礦漿溫度為10和15℃時,浮選指標不理想,精礦鐵品位僅為52-53%,磷品位均為0.53%,可知陰離子捕收劑MG并不能實現低溫浮選;隨著礦漿溫度從20℃上升到40℃,精礦鐵品位由54.99%上升到56.42%、鐵回收率從73.52%下降到63.56%、含磷量由0.37%下降到0.29%。從節約能源的角度考慮,選擇合適的礦漿溫度為25℃,在MG用量為400g/t的條件下,可以獲得精礦品位為55.06%,回收率76.50%,磷品位0.36%的浮選指標。(a)???????????????????????????????????????????????? (b) 圖3? 礦漿溫度對浮選指標的影響 (a)?礦漿溫度對精礦鐵品位與回收率的影響;(b)礦漿溫度對精礦磷品位的影響 ??? (三) pH調整劑用量試驗 ??? NaOH用量試驗條件為:HZ用量1000g/t,CaO500g/t,MG400g/t,變換NaOH用量,NaOH用量對浮選指標的影響見圖4。(a)??? NaOH用量對精礦鐵品位與回收率的影響;(b)NaOH用量對精礦磷品位的影響 圖4? NaOH用量對浮選指標的影響 ??? 由圖4(a)可知,隨著NaOH用量的增加,精礦鐵品位不斷上升,回收率不斷下降,用量為2000g/t時精礦品位達到55.15%,回收率達到76.59%。NaOH用量達到2500g/t時,精礦品位反而下降。圖4(b)可知,隨著NaOH用量的增加,精礦磷品位變化不大,保持在0.35-0.4%之間,因此NaOH的最佳用量為2000g/t。 ??? (四)捕收劑用量試驗 ??? MG用量試驗條件為:NaOH用量2000g/t,HZ用量1000g/t,CaO500g/t,變換MG用量,NaOH用量對浮選指標的影響見圖5。(a)(b) 圖5? ?MG用量對浮選指標的影響?(a)MG用量對精礦鐵品位與回收率的影響;(b)MG用量對精礦磷品位的影響 ??? 從圖5 (a)中可看出,當捕收劑MG用量為400g/t時,精礦鐵品位為55.15%,回收率為76.59%,磷品位為0.36%,當MG用量為800g/t時,精礦鐵品位上升到56.74%,回收率為65.23%,含磷量下降到0.22%。隨著MG用量增加,精礦鐵品位上升,回收率下降,精礦鐵品位在MG用量800g/t左右時達到最大值,之后隨MG用量增加到1000g/t時精礦品位與回收率同時有所下降;從圖5 (b)看出,精礦磷品位隨著捕收劑MG用量增加而持續下降,綜合考慮確定捕收劑MG用量為800g/t。 ??? (五)抑制劑用量試驗 ???? 從圖6(a)可看出,HZ用量從1000g/t增加到1500g/t時,精礦鐵品位變化不大,而回收率由65.23%上升73.63%,之后隨著HZ用量繼續增加,鐵品位持續下降,鐵回收率不斷升高;從圖6 (b)可看出,精礦磷品位在HZ用量1500g/t左右也降到最低,綜合考慮確定抑制劑用量為1500g/t。在此條件下,精礦鐵品位為56.66%,回收率為73.63%,磷品位為0.21%。 ???? (?a)? ? (b) 圖6? HZ用量對浮選指標的影響?(a)HZ用量對精礦鐵品位與回收率的影響;(b)HZ用量對精礦磷品位的影響 ??? (六)開路試驗 ??? 確定了浮選藥劑用量、礦漿濃度、溫度對浮選指標的影響之后,為提高浮選藥劑的選擇性,采取分段加藥的方式。通過大量的試驗,確定了開路試驗流程為一段粗選兩段精選,浮選流程如圖7所示。分散劑NaOH用量為1000g/t、Na2SiO3的用量為500g/t,粗選NaOH用量為 2000g/t,高分子抑制劑HZ用量為1500g/t, CaO用量為500g/t,捕收劑MG用量為300 g/t,精選ⅠMG用量為300g/t,精選ⅡMG用量為200g/t為最佳藥劑制度。在給礦鐵品位為50.09%、磷品位為0.53%的條件下,獲得開路浮選試驗指標為:精礦鐵品位57.43%,鐵回收率為71.80%,磷品位為0.18%。圖7 ?開路試驗流程 ??? 三、組合用藥試驗 ??? 浮選工藝中,通常對現有的捕收劑進行合理搭配、組合使用。組合用藥大致可以獲得以下的效果:1)改善浮選指標,組合藥劑與單一藥劑相比,可分別提高品位、回收率及浮選速度,也可同時改善幾項指標。2) 擴大藥劑的原料來源,藥劑的組合使用,可減少主藥的消耗量,緩解某些原料的緊缺問題。3)減少藥劑用量,組合用藥由于各藥劑之間的協同效應,當配比適當時往往可以減少總藥劑用量,從而達到降低選礦成本的作用。4)減少環境污染,通過組合用藥可以用無毒無害或毒性較小的藥劑部分或完全取代有毒有害藥劑。 ??? MY武漢理工大學自行研制的一種新型的多官能團陰離子捕收劑,合成工藝路線簡單,原料來源廣泛,起泡性能好。將MG與MY按2:1的比例組合使用,總用量為300g/t的條件下可獲得精礦品位56.83%,回收率72.41%,磷品位0.18%的指標,此指標與單獨用MG800g/t時近似。浮選試驗流程見圖8,試驗指標對比見表3。圖8? 組合用藥試驗流程 表3? 組合用藥與單獨用藥試驗指標對比???????藥劑用量/g/t精礦品位 /%鐵回收率 /%磷品位/%MGMY組合捕收劑20010056.8372.410.18單一捕收劑800/57.4371.800.18單一捕收劑/60056.4033.530.25 ??? 四、結論 ??? a? 原礦含鐵品位50.09%,磷含量0.53%,SiO2品位17.28%,為酸性不自溶礦石。鐵礦物主要為赤褐鐵礦,礦石為鮞狀構造,為典型的難選礦石。 ??? b? 反浮選開路流程為一段粗選兩段精選,粗選NaOH用量為 2000g/t, HZ用量為1500g/t,CaO用量為500g/t,MG用量為300 g/t,精選ⅠMG用量為300g/t,精選ⅡMG用量為200g/t為最佳藥劑制度。在給礦鐵品位為50.09%、磷品位為0.53%的條件下可獲得精礦鐵品位57.43%,鐵回收率71.80%,磷含量0.18%的優良指標。 ??? c MG與MY以 2∶1的比列組合使用在用量為300g/t的條件下即可獲得單獨用MG800g/t時相似的浮選指標,可以在很大程度上降低選礦成本。 ??? 協同效應的產生主要是由于組合藥劑在礦物表面產生了共吸附,與單獨使用時比較,其吸附量大、吸附層比較致密、吸附層與疏水層的形成較快、顆粒的絮凝作用較大、與氣泡的粘附作用時間較短,從而改變了礦物表面的疏水性、礦粒與氣泡粘著幾率、粘著強度與接觸時間,并在一定條件下達到優化。由于吸附密度的增大,礦物表面的疏水性增強,可浮性增大,所以可以降低捕收劑的用量。

高磷低錳難選礦石除磷提錳工藝技術

2019-01-21 18:04:43

我國是一個錳礦資源比較豐富的國家,早在1960年已探明錳礦儲量僅次于前蘇聯和印度,而居世界前列。隨著工業迅速發展,錳的金屬需要量增加,富錳礦日益減少,冶金用錳精礦的各種品極,除了對礦石中錳的含量有要求外,對錳鐵比、磷錳比、二氧化硅的含量都有具體的嚴格要求,而軍工、化學、電池用錳,則需要雜質含量更低的優質錳精礦。然而由于低錳礦石結構復雜,嵌布粒度微細,且含有害雜質(磷、硫、鐵、硅等)高的特點,給錳礦的選別和利用帶來困難。特別是雜質磷,以熔溶膠結狀態的非晶質膠磷礦形式存在于含錳礦石中,目前國內外單用機械選礦方法來除磷,提高錳礦品位,均不能達到滿意的效果。 ? ???? 為了充分利用礦產資源,提高該錳礦床的工業利用價值,采取機械選礦與化學選礦相結合的工藝流程除去雜質,提高錳礦品位,早就引起國內外選礦工作者的重視。 ? ???? 本文就陜西某地高磷低錳礦石選錳除磷工藝特點進行論述。 ? ??? 一、原礦性質 ? ??? 該礦屬于沉積型含錳碳酸鹽礦石。原礦含錳低(11%),雜質磷高(1.10%),錳礦物以碳酸錳為主,錳的氧化物極少。碳酸錳礦物有錳白云石、菱錳礦、錳方解石,其含量占67.20%。其中錳白云石為主,菱錳礦約占8%,錳方解石極少。錳白云石主要呈粒狀和脈狀集合體,脈狀粒徑0.085~0.1455㎜,粒狀多在0.0291~0.0485㎜,菱錳礦呈球狀或環帶狀,包有石英細?;蛱假|、泥質,粒徑多在0.0485~0.194㎜。脈石礦物為石英、白云石、方解石等。有害雜質為膠磷礦,具有軟體動物的生物構造,如苔蘚蟲、價形蟲,并與石英及錳白云石呈脈狀集合體連生,似蛋白石,有裂紋解理,并沿裂紋解理被方解石所替代,粒徑多在0.1455~0.0813㎜,還有少量細晶磷灰石。 ? ??? 原礦多元素及物相分析 ? ??? 原礦多元素分析結果見表1,錳的物相分析結果見表2。 ? 表1? 原礦多元素分析結果%成? 分 含? 量Mn 10.88P 1.09TFe 0.80SiO2 17.20Al2O3 1.73CaO 19.21成? 分 含? 量MgO 9.74S 0.543Cu 0.003Pb 0.01Zn 0.01CO 0.002 ? 表2? 原礦錳的物相分析結果/%錳物相碳酸鹽中錳二氧化錳與鐵結合錳全錳含? 量10.820.420.0211.26占有率96.063.730.18100.0 ? ???? 由于錳礦物和脈石礦物均為碳酸鹽類,它們物化性質相近,陽離子半徑近似,則彼此可無際代換,從而形成一系列類質同相礦物,使錳白云石中含錳的范圍變化比較大,造成碳酸錳礦物多樣性、復雜性、直接影響機械選礦指標。 ? ??? 二、機械選礦方法和工藝流程的研究 ? ??? 目前在世界范圍內,對難選貧碳酸錳礦石的機械選礦方法及工藝,多趨向幾種選礦方法組成的聯合流程。如前蘇聯的波科羅夫斯克碳酸錳礦選礦廠,采用洗礦—磁選—浮選聯合流程,使錳的品位由16.55%提高到28.60%,回收率為86.95%。前蘇聯的恰圖拉選礦廠,采用洗礦—重選—磁選—浮選流程,使錳礦品位由7.85%提高到29.30%,回收率為85%左右。當碳酸鹽中主要礦物為菱錳礦時,采用單一浮選方法進行分選。因菱錳礦是含錳礦物中可浮性較好的,用脂肪酸類陰離子捕收劑選別是比較成功的。如日本的大江菱錳礦,用浮選工藝處理含錳13.20%的礦石,以油酸為捕收劑(578g/t)可獲得含錳32.30%、回收率為82.90%的錳精礦,該礦石中96%錳為菱錳礦和錳白云石,可采用浮選選別。 ? ??? (一)浮選除磷提高錳礦品位 ? ??? 鑒于該礦石中含錳礦物和脈石礦物大多為碳酸鹽類,其物理、化學性質差別不大,特別值得注意的是,膠磷礦與碳酸鹽礦物除在密度、導電性、可浮性相近和互相緊密共生外,還因膠磷礦中部分PO43-被碳酸鹽中的CO32-取代,F-被OH-取代,導致晶體常數、表面電性更接近于碳酸鹽類礦物,因此使膠磷礦和含錳礦物可浮性相近,用脂肪酸類捕收劑直接浮錳,或反浮選除磷,均難達到富集錳、除磷的目的。如試驗采用油酸為錳礦物的捕收劑,硅酸鈉為抑制劑,在原礦細度為95%-74μm,礦漿pH8~9的條件下,浮選泡沫產品含錳12.19%、含磷1.2%,錳和磷均未富集。 ? ??? 試驗研究了陽離子捕收劑進行反浮選除磷的可能性。選用十八碳胺500g/t,苛性淀粉800 g/t,碳酸鈉1000 g/t,磨礦細度74μm占90%,礦將溫度25℃左右,pH8~9的條件,經一次粗選,可除去原礦中33%以上的磷。即泡沫產品錳的含量為5.5%,占有率為11.37%,磷的含量為1.8%,占有率為60.06%,槽內產品中,錳的含量為12.70%,占有率為88.63%,磷的含量為0.82%,占有率為39.40%。為了除去這部分磷,曾試驗了幾種流程及選用不同類型 的抑制劑,但均未得到含磷在0.2%以下的錳精礦。 ? ??? (二)干式強磁選試驗 ? ??? 從所周知,無論碳酸錳或是錳的氧化物,均屬于弱磁性礦物。因該礦含錳礦物與脈石礦物以及含有害雜質礦物的比磁化系數有較大的差異,故強磁選是該礦的有效選別方法之一。常見的幾種錳礦物和脈石礦物的比磁化系數見表3。 ? 表3? 常見幾種錳礦物和脈石礦物比磁化系數礦 ?物粒 度/㎜比磁化系數/(cm3·g-1)菱錳礦 軟錳礦 水錳礦 硬錳礦 含錳方解石 方解石 白云石 石? 英 磷灰石-0.83 -0.83 -0.83 -0.83 -0.83 -0.13 -0.13 -0.13 -0.13(135~140)×10-6 ? 27×10-6 ? (28×81)×10-6 ? (24~49)×10-6 ? (66~94)×10-6 ? 0.3×10-6 ? 2×10-6 ? (0.2~10)×10-6 ? (9.39~819)×10-6 ? ? ???? 根據該礦石的特性,試驗比較了脫泥與不脫泥、分級與不分級的干式強磁選方案,確定了脫泥—分級—磁選流圖(見圖1),獲得表4的選別指標。由于礦泥的占有率為22.59%,錳、磷的含量都接近原礦品位,因此對礦泥進行溫式強磁選,使錳的回收率增加10%左右。分級干式強磁選可除掉原礦中約67%的磷,即磁選精礦中錳的含量可提高到18.41%,磷可降到0.31%,達到部頒五級錳精礦的品位要求。若要再提高錳的品位,使磷降至0.2%以下,仍是該方法難以解決的問題。 ? 表4? 脫泥—分級—磁選試驗結果/%產品名稱產? 率品? 位回收率MnPMnP精? 礦 尾? 礦 合? 計44.01 55.99 100.018.41 5.76 11.330.31 1.55 1.0071.16 28.84 100.013.46 86.54 100.0 ?? ??? (三)溫式強磙選試驗 ? ??? 濕式強磁選機適宜處理細粒物料,也是選別含錳礦物的有效磁選設備。 ? ??? 試驗采用環式磁選機,進行不分級磁選。磁性產品錳品位提高到22%。磷降低0.3%,而錳的回收率僅為23%,尾礦品位6%以上。采用夾板式強磁選機,對三種流程作了比較:(1)脫泥(-25μm)磁選;(2)分級磁選;(3)反浮選精礦磁選。 ? ??? 原礦磨至-75μm占65%,脫泥后粗砂和礦泥單獨進行濕式強磁選,獲得含錳17.14%、回收率為63.03%、含磷為0.41%的產品。其流程和選別指標見圖2、表5。表5? 濕式強磁選試驗結果/%產品名稱產? 率品? 位回收率MnPMnP精? 礦 尾? 礦 合? 計40.60 59.40 100.017.14 7.36 11.330.41 1.47 1.0463.03 36.97 100.016.21 83.79 100.0 ? ??? 分級濕式強磁選得到含錳17.17%、含磷0.42%的錳精礦,與脫泥后單獨磁選的品位相近,回收率為59.42%。 反浮選除磷后,槽內產品進行強磁選再處理,可獲得含錳17.35%、含磷0.39%、回收率為57.2%的錳精礦。 ? ??? 經過幾種試驗方案比較,干、溫式強磁選均是處理該礦石的有效方法,但要進一步降低錳精礦含磷量和提高錳品位,單一強磁選則是不容易解決的。 ? ??? 三、化學方法除磷,提高錳礦品位 ? ??? 機械選礦所獲得的錳精礦,其含錳礦物的物化性質及礦物組成未發生變化,亦屬于碳酸鹽礦物。錳的含量為18%左右,磷以脫磷礦及少量極細的磷灰石存在,其含量為0.4%左右,約占原礦的1/3,采用單一機械選礦方法難以除掉這部分磷。國內外在處理這種類型礦石時,多采用化學方法,如火法選錳、焙燒—酸浸或水浸、亞流酸鹽法、二氧化硫法、硫酸錳—電化法、連二硫酸鹽法、硝酸法、離子交換法、細菌浸出法等。 ? ??? 參照國內外對含雜質高的碳酸錳礦石類型的化學處理方法,對該錳礦的磁選粗精礦進行中性焙燒—酸浸試驗,進一步提高錳礦品位,降低磷的含量。 ? ??? (一)中性焙燒試驗 ? ??? 根據礦物的化學性質和酸浸除磷的作用,將碳酸錳進行中性焙燒,使碳酸錳轉化為錳的氧化物,而不被稀酸所溶解。并且焙燒時碳酸錳礦物分解,排出CO2和其它揮發物,使錳的含量進一步提高,降低冶煉過程中燃料耗及縮短冶煉時間。 ? ?? 碳酸錳礦石焙燒原理:碳酸錳受熱分解,放出二氧化碳、結晶水及揮發物,使碳酸錳變成氧化物而得到氧化亞錳,這一變化隨著溫度的升高,氧化則較多,使焙燒礦中含錳量也相對降低。焙燒氧化過程為:?? ??? 焙燒試驗采用箱式馬弗爐,進行焙燒時間、溫度的條件試驗。當溫度為800℃,時間為75min時,焙燒后的錳精礦品位提高到26%~28%,磷的含量也隨之上升到0.43%~0.53%。 ? ??? (二)稀硫酸的除磷試驗 ? ??? 由于焙燒試驗本身不是一個完整的工藝,為此進行了酸浸除磷試驗。根據氧化亞錳不易與稀硫酸作用、而磷易被稀酸所溶解的化學性質,進行了稀硫酸浸出除磷試驗。酸浸除磷原理: ? ??? 磷酸鈣(膠磷礦)在稀硫酸溶液中,生成磷酸二氫(可做化肥)存在于溶液中。其化學反應式為: ? Ca3(PO4)2+2H2SO4+4H2O=Ca(H2PO4)2+2(CaSO4·2H2O) ? ??? 焙燒后的錳精礦,含鈣鎂氧化物也部分溶解在酸溶液中。由于焙燒不完全所致,焙燒后的錳精礦仍殘存有少量的碳酸錳,而碳酸錳中的錳易被稀硫酸所溶解變為硫酸錳,故在酸浸除磷過程中,損失了部分錳。酸浸提標見表6。酸浸面機械攪拌下進行,當硫酸濃度為6%,浸出時間為60~90min,固液比為1:7至1:15時,錳精礦品位提高到30%~33%,磷降到0.2%以下,最終達到除磷、提高錳精礦品位的目的。 ? 表6? 酸浸試驗結果/%焙燒入料浸渣重量/g浸渣中錳浸渣中磷浸渣中錳 占有率干式磁選精礦 濕式磁選精礦46.0 48.032.94 30.180.193 0.19282.31 83.40 ? ??? 四、結語 ? ??? (一)該礦石中錳品位,且含錳礦物為一系列組分不定的錳白云石及其它碳酸錳礦物,而有害雜質磷含量高,且以膠結狀非晶質膠磷礦存在,構成礦石性質復雜、多樣,造成機械選礦難以處理。 ? ??? (二)原礦磨至-74μm占65%~85%時,脫除-25μm的礦泥,各粒極進行干式或濕式強磁選,礦泥進行濕式強磁選,能獲得低品級的錳精礦。 ? ??? (三)用焙燒—稀酸浸出的化學方法處理機械選別的錳精礦,是除磷的有效途徑,使最終錳精礦品位提高到30%以上,磷的含量降到0.2%以下,錳的回收率為60%左右。 ? ??? (四)化學處理難選貧錳礦石,對原礦沒有嚴格的要求,各種類型的含錳礦石都可以使用,并能獲得含雜質少的優質精礦產品,特別適用于化學、電池、軍工和冶金用錳原料,還可以綜合回收其伴生元素。 ? ???崔恩靜? 任金菊? 馬晶? 李潔 (陜西有色金屬控股集團有限公司,西安 710006) ? ??? 參考文獻 ? ??? [1]西北有色地質研究院,陜西陜南地區高磷低錳難選礦石試驗報告[R],2000,12。 ? ??? [2]西北有色地質研究院,陜西石泉釩鈦磁鐵礦石選礦試驗研究報告[R],2003,8。 ? ??? [3]丁楷如,余遜賢,錳礦開發與加工技術[M],長沙:湖南科學技術出版社,1991,527。

某高磷釩礦浸出試驗研究

2019-01-21 18:04:47

我國釩礦資源極為豐富,但大部分品位低,多數沒有得到充分開發利用。釩主要以三價和五價形式存在于礦石中,其中三價釩幾乎主要存在于含鐵礦物或含鋁礦物中,沒有獨立礦物;五價釩一般形成獨立礦物-釩酸鹽,常與鈾和磷礦物共生。當礦石中的釩以三價狀態賦存于硅酸鹽類礦物中時,通常采用加添加劑在高溫下焙燒來破壞釩礦物的結構,將三價釩氧化為五價釩后進行浸出。但高溫焙燒污染大、能耗高、投資大。 西北地區某釩礦的V2O5平均品位0.75%,礦物組成復雜,磷含量較高,采用傳統的焙燒工藝進行氧化焙燒,釩轉化率較低,所以該資源始終未能得到很好的開發。試驗研究了對原礦直接進行酸浸,確定了可行的工藝條件。 一、礦石類型及物質組成 (一)礦石類型 礦石組成十分復雜。釩吸附于泥質巖和膠狀褐鐵礦中,沒有相應的獨立礦物存在,釩的載體物質多以泥質內碎屑形式存在。脈石礦物主要有方解石、石英和泥質,圍巖為碳酸鹽巖。磷灰石多以膠磷礦內碎屑膠結物形式存在,為膠體脫水形成的微晶磷灰石。 (二)礦石物質組成 原礦的多元素化學分析結果見表1,原礦的X射線衍射分析結果見表2。 表1? 原礦多元素化學分析結果??? %表2? 釩礦石X射線衍射分析結果??? %二、試驗原理 用氧化性酸破壞泥質巖和膠狀褐鐵礦的礦石結構,氫離子進入礦物晶格中置換相應金屬離子,使礦物結構發生變化,將釩釋放出來,并被氧化成四價釩。四價釩易溶于酸并生成釩氧基離子(VO)2+,反應式為:三、試驗設備及方法 (一)試驗設備 試驗設備主要有HH-2型電熱恒溫水浴鍋,JJ-1型精密增力電動攪拌器,2X2-2型旋片式真空泵等。 (二)試驗方法 取一定濃度的硫酸溶液于四口瓶中,置于水浴鍋中加熱至一定溫度;稱取一定質量的原礦加入到放有酸液的四口瓶中,繼續加熱攪拌;反應一段時間后停止攪拌,過濾,洗滌。濾渣、濾液分別計量、分析。 四、試驗結果及討論 (一)原礦直接酸浸正交試驗 原礦直接用硫酸浸出,釩浸出率主要受浸出劑濃度、浸出溫度、液固體積質量比、浸出時間、礦石粒度的影響。選定此5因素,每因素3水平,安排L27(313)正交試驗。因素及水平見表3,試驗結果見表4和圖1~4。 表3? 試驗因素及水平 表4? 正交試驗結果圖1? H2SO4質量濃度對釩浸出率的影響圖2? 液固體積質量比對釩浸出率的影響圖3? 浸出時間對釩浸出率的影響圖4? 浸出溫度對釩浸出率的影響圖5? 礦石粒度對釩浸出率的影響 可以看出,對原礦直接進行酸浸,各因素影響順序為:浸出溫度>液固體積質量比>硫酸質量濃度>浸出時間>原礦粒度;較優工藝參數為:浸出溫度90℃,液固體積質量比3∶1,H2SO4質量濃度250 g/L,浸出時間6h,礦石粒度小于0.175mm。溫度和液固體積質量比是影響釩浸出的主要因素:溫度升高,有利于浸出反應的進行,但溫度過高,對操作不利,以不高于90℃為宜;液固體積質量比較大時可獲得較高的浸出率,但也會降低浸出液中釩的質量濃度,影響后續的凈化富集,以2∶1較為適宜;H2SO4質量濃度增大,釩浸出率提高,但酸度過大會降低溶液pH值,影響后續工序,經濟上也不合算,所以,H2SO4質量濃度確定為250g/L。 (二)驗證試驗 根據原礦直接酸浸正交試驗結果,在最適宜條件下進行驗證試驗,結果釩浸出率達90.72%~92.56%,平均值為91.81%,有較好的結果。 五、結論 對高磷釩礦采用直接硫酸浸出法浸出釩是可行的。直接酸浸最佳工藝條件為:浸出溫度90℃,液固體積質量比2∶1,H2SO4質量濃度250g/L,浸出時間6h,礦石粒度小于0.175mm,此條件下,釩浸出率達90.72%~92.56%。