镍磷铁是钙磷肥出产进程中的副产品，一般地讲，镍磷铁的产值约为钙镁磷肥出产值的1.5％，其镍含量一般为4％～7％。跟着钙镁磷肥出产值迅速增长，镍磷铁的合理处理，对贫镍矿的综合利用具有重要意义。       磷矿石一般含（20%～30%）及二氧化硅、三氧化二铝、三氧化二铁等。蛇纹石（3MgO·2SiO2·2H2O）一般含氧化镁30％～38％、二氧化硅35％～40％及铁、镍、钴和少数的铂族元素。在高炉熔炼磷肥进程，炉猜中镍和铁的氧化物被焦炭和复原成熔融状况的金属镍和金属铁，并因为炉猜中有很多的二氧化硅存在，磷矿石中部分的磷被复原成元素磷，然后构成镍磷铁合金，钴及铂族元素被富集于其间，其成分实例见表1。   表1  镍磷铁化学成分实例，％产地NiPFeCuCoS淅江4.507.5264.000.380.16 淅江6.338.1963.000.650.28 鹰潭5.0610.5971.230.950.301.32       镍磷铁合金含镍4.5％～5.5％、磷10％～15％、铁65％～75％，一般可视为三元合金。磷与铁、镍、钴、铜在熔融状况下能彻底互溶。实际上，磷与铁、镍、钴、铜能生成许多金属化合物，从合金含磷量来看，镍磷铁合金中存在的可能是Fe3P、Ni2P、Co2P等化合物，而且它们的稳定性按Ni2P→Co2P→Fe3P→Cu3P摆放逐步削弱。       由镍磷铁出产电解镍的工艺进程，包含反射炉熔炼、电炉熔炼、浇铸粗镍阳极、镍电解精粹、电解液净化等。其工艺流程见图1。  图1  镍磷铁出产电解镍工艺流程       一、镍磷铁反射炉熔炼       （一）概述       含镍4％～50％的镍铁合金。最低熔点为1436℃，最高溶点为1539℃，在反射炉中吹炼这种高熔点合金是不可能的。实践证明，当合金含磷6.5％左右时，合金熔点在1200℃以下。因而，反射炉熔炼的关键在于怎么保存磷。       从元素氧化物生成自在焾看，低于900℃时，磷比其他金属更易氧化，其次第是磷、铁、钴、镍、铜；温度高于900℃时，铁比磷易于氧化，而且跟着温度的升高，两者间氧化的速度差加大，这时，向熔融的镍磷铁中鼓入空气并在有满意的二氧化硅的情况下，铁优先氧化，合金中将保存元素磷。这样，铁不断除掉，镍在合金中也不断得到富集。       反射炉吹炼镍磷铁应处理的另一个问题是耐火材料。       镍磷铁在吹炼进程中，发作很多的铁、磷氧化物，这些氧化物对各种耐火砖均具有极为剧烈的腐蚀性，炉衬极易损坏，使吹炼作业难以进行。选用硅砖作砌炉材料，在较低的温度（1220～1250℃）下，选用饱满氧化硅渣（含SiO225％以上），能够按捺炉渣对耐火材料的腐蚀，实验标明，厚度为300mm的炉墙寿数可达90d。       （二）质料       镍磷铁的首要成分实例见表2。   表2  镍磷铁的首要成分实例，％例序NiPFeCuCoS15.9612.7278.960.210.521.2825.0610.5971.250.950.307.2835.969.4875.170.760.16未分析44.5816.1270.400.340.221.8856.2412.3276.000.310.25未分析       （三）技能操作条件       镍磷铁反射炉熔炼是镍的开端富集进程，包含加料、氧化、放渣、放合金等作业。        1、加料       在炉温上升达1300℃及保温4h后开端加料。首要参加石英砂0.8～1.6t，镍磷铁8～10t，然后进行闷烧及熔化炉料。        2、氧化       炉料熔化后进行吹风氧化，在没有熔剂的情况下，铁和磷即发作氧化，生成氧化亚铁和，并生成磷酸二铁（3FeO·P2O5）。       部分镍、钴、铜亦发作氧化反响，但生成的氧化物在炉内合金熔体中遇到铁和磷时，又被复原成金属。       为了坚持合金熔点在1200℃以下，须坚持合金含磷6.5％左右。其办法是连续参加石英砂造渣，将磷保存下来。       榜首氧化周期，从炉料熔化后开端，连续参加石英砂0.8～1.6t，镍磷铁10～15t，而且边吹风氧化边加料，吹风氧化时刻一般4h以上。       第二氧化周期，从放渣后开端，先加石英砂0.8t，再加镍磷铁5t，吹风氧化期间，连续参加石英砂0.8～1.6t，每次吹风氧化时刻3h以上。       石英砂的参加量，以操控渣含SiO220％～25％为准，石英砂与镍磷铁参加量之比一般为0.25∶1，如质料含磷高，石英砂可少加。此外，含磷低的与含磷高的质料应调配处理，含磷低的质料只可占20％～25％，防止合金含磷过低而使熔炼作业难以进行。       电炉渣含镍较高，须回来反射炉处理。每个氧化周期，电炉渣参加量只可占镍磷铁的20％，防止渣含碱性氧化物过高而加速合金脱磷的速度。榜首氧化周期和终究的一、二氧化周期均不加电炉渣。氧化期间，因为有满意的SiO2存在，铁不断被氧化造渣除掉，镍不断被富集，合金中保存了必定数量的磷。        3、放渣       放渣时炉温1300℃，放渣速度8～12t/h，每个氧化周期放渣时刻约1h，熔池合金面操控在渣口底线以下。        4、放合金       放合金时炉温1300℃，合金含镍45％左右，浇铸场砂模于2～3d前作好前预备，合金直接注入砂模中。       一炉操作实例为：累计参加镍磷铁90～140t（一般为120t），熔剂石英砂24～30t，氧化周期16～24个，冶炼时刻72～108h，产出镍磷铁一次合金8～10t。       （四）产品       反射炉吹炼镍磷铁的产品有一次合金及炉渣。表3为镍磷铁吹炼产品成分实例。   表3  镍磷铁吹炼产品成分实例，％产品NiPFeCoCuCaOAl2O3SiO2MgOFeOP2O一次 合金40.337.9545.922.81.6      一次 合金44.56.8544.001.961.59      一次 合金51.67.6636.771.711.30      炉渣0.05～ 0.456.5～ 7.5 0.03～ 0.080.068～ 0.351.19～ 1.541.98～ 3.5726.58～ 34.20.55～ 1.5549.0～ 55.61～14.1       反射炉炉渣含有约7.0％的可溶性，可直接直销农业作磷肥。       镍、磷、铁、铜、钴在吹炼产品中的散布实例见表4。   表4  镍、磷、铁、铜、钴在吹炼产品中的散布，％元素投入料产出合金产出炉渣损失率含量分配率含量分配率含量分配率Ni5.3410044.5090.50.2276.243.26P10.581006.857.785.9691.01.22Fe68.3010044.007.7437.087.704.56Co0.3251001.96567.500.054725.307.20Cu0.3941001.59245.600.13753.001.40       一次合金含镍档次与镍入合金率的联系实例见表5。   表5  一次合金档次与镍入合金率的联系实例，％出炉合金含镍镍入合金率38.6292.8046.6990.8044.5090.544.5089.549.6089.057.7680.765.2784.90       如前所述，合金含磷较低时熔点上升，简单积结在炉内和机械地夹杂在炉渣中，因而剧烈下降镍的直接回收率。实验证明，当合金含镍46.6％时，镍的直接回收率为90.8％，当合金的镍富集到65％时，镍的直接回收率下降到84.9％。因而，能够以为合金富集到含镍45％左右较为适宜。       二、镍磷铁电炉熔炼       （一）质料       质料为镍磷铁反射炉熔炼得的一次合金（见表3。）       （二）技能操作条件       反射炉产出的一次合金在电炉中熔炼成粗镍阳极，其进程包含：加料、氧化、蒸锌、脱氧、浇铸等作业。        1、加料       每炉处理镍磷铁一次合金2t，加料时刻约0.5h。加料完毕后，在料面上加块度为20～30mm的焦炭。通电起弧熔化炉料，熔化时刻约1h。电流2000～3000A，电压120～160V。        2、氧化       炉料熔化后，在炉温1350～1400℃时吹风氧化。在氧化0.5h后，连续参加氧化镁160～180kg，石英砂60kg，进行造渣。       氧化进程，有部分镍、钴发作氧化，生成的镍钴氧化物在遇到金属铁时又部分被复原。       吹风氧化生成的P2O5对炉衬（镁砖）发作化学浸蚀作用。参加氧化镁，操控渣含MgO20％左右。这种渣对炉衬的浸蚀作用不大，渣的流动性也较好。        3、蒸锌       在吹风氧化3h后，合金含镍达75％左右时，如质料含锌较高，则进行插木蒸锌。蒸锌时，进步炉温至1600℃以上，将湿润的树木刺进镍熔体，持续15min左右，再升温，再插树木，重复进行2～3次，使合金含锌下降至0.0004％以下。        4、脱氧       蒸锌完毕后，通电升温40min，出炉前10min，加石油焦10kg脱氧，使合金断面结晶细密。        5、浇铸       出炉温度约1550℃，阳极铸模为生铁模，模内涂刷骨灰或石墨粉，模温100℃，立式浇铸。镍熔体经中间包注入立模中，浇好后，即可拆开铸模，取出阳极板。如合金含硫较高，则须放置数小时后拆模，以防阳极板开裂。       出产实例：每炉处理镍磷铁一次合金2t，冶炼时刻6～7h，产出粗镍阳极板（二次合金）1.2～1.5t。       （三）产品       镍磷铁一次合金经电炉熔炼的产品为镍阳极板及电炉渣，其成分实例如下：       镍磷铁阳极（％）：NiCoFeCu75～801.5～2.510～151.5～3.0PbZnPC0.001～0.0040.002～0.0040.1～0.30.05       当配入铬物料时，阳极板含Cr4％～12％。       镍磷铁电炉渣（％）：NiCoCuP3～40.02～0.270.07～0.487～13SiO2CaOMgOFeO15～200.5～1.020～2335～45       电炉熔炼一次合金时镍、钴、铜在吹炼产品中的分配见表6。   表6  镍钴铜在电炉吹炼中的散布，％元素投入料阳极板炉渣含量分配率含量分配率含量分配率Ni44.31007294.01.051.93Co2.041001.8953.70.254Cu1.781002.3479.800.29       三、镍电解精粹       （一）概述       镍电解精粹选用阳极隔阂电解法，粗镍阳极含Ni≥75％，阴极种板为钛板，电解质为氯化镍溶液。电解槽内大、小隔阂架由木材制成。阴极隔阂袋由3号帆布制成。种板入槽电解8h后取书。制离镍片制成始极片，压纹后，作为阴极入槽电解。       阳极液中杂质含量（g/l）一般为：铁1.5～2.0，铜0.2～0.5，钴0.2～0.6，锌0.0008～0.001，铅0.0006～0.001。因为阳极含镍档次较低，所以阴极进液与阳极出液含镍一般相差2～4g/L，除造液弥补外，还须抽出一部分阳极液进行浓缩，以防止镍离子的贫化。       电解造液的阴极、阳极均为镍电解残极，槽电压1.2～3.5V。槽边设有吸风设备扫除槽百酸气及氯化体的吸风设备，并经淋洗塔水洗后排放，造液周期三d，终究溶液面分：HCl5～10g/L，Ni≥100g/L，并入阳极出液中净化处理。       （二）质料       镍电解用阳极板为电炉熔炼富集镍后浇铸成的阳极，其成分实例见镍电解精粹概述。       （三）、技能操作条件       镍电解出产技能条件实例见表7。   表7  镍电解出产技能条件实例项目单位技能条件项目单位技能条件阴极液成分g/L 电解液流量L/（h·袋）18～25Ni 80～90阳极液pH值 1.5～2.5Co 0.002阴阳极液位差mm30～50Fe ≤0.0006阳极尺度mm（780～820）×330×40Cu ≤0.0004阴极尺度mm（780～820）×（680～710）Pb ≤0.0001阳极块数块/槽17＋2Zn ≤0.0004阴极块数块/槽16Cr ≤0.008同极中心距mm180Na 40～50电流密度A/m2220～280H2BO3 2～5槽电压V1.8～2.5Cl 150～165种板在槽周期H8有机物 ＜1.2阴极在槽周期D3～5pH值 4.3～4.8阳极在槽周期d10～15电解液温度℃65～75          （四）产品        1、电解镍       产品质量契合GB6516－86特号镍或一号镍规则，特号加一号镍应在90％以上，其间特号镍占75％以上。       电解镍杂质成分实例见表8。   表8  电解镍杂质成分实例，％元素例1例2例3例4元素例1例2例3例4Zn0.000760.00050.00050.0005Mg0.00030.00030.00030.0003Pb0.00050.00070.00080.0012Mn0.00020.00020.00020.0002Sn0.00030.00030.00030.0003Si0.00030.00030.00030.0003Sb0.00030.00030.00030.0003Fe0.00060.00060.00060.0006As0.00060.00060.00060.0006Co0.000190.00310.00330.0019Bi0.00030.00030.00030.0003S0.00050.00050.00080.0005Cd0.00030.00030.00030.0003C0.00290.00240.00460.0029Cu0.00030.00030.00030.0003P0.00010.00010.00010.0001Al0.00060.00060.00060.0006             2、阳极泥       阳极泥的产出量约为阳极溶解量的4%～7%，首要含镍、铜及少数铂族金属。        3、残极       电解槽出槽的残极又用作造液槽的阴、阳极，然后回来电炉工序。       四、电解液净化       （一）概述       上冶镍磷铁电解投产初期，电解液净化工艺包含碳酸镍中和除铁、除铜、除钴、717号树脂沟通除锌四部分。技能条件见表9。   表9  电解液净化技能条件项目单位中和除铁硫化除铜除钴树脂沟通除锌溶液温度℃60～80常温55～65常温溶液pH值 2.5～3.5开端2.5～3.0 终究1.6～2.54.2～4.8 合格液杂质含量g/LFe≤0.5Cu≤0.0001Co≤0.002Zn≤0.0003渣含镍 铁渣Ni∶Fe≤ 1∶5铜渣Ni∶Cu≤ 3∶1钴渣Ni∶Co≤ 2∶1        后改为酸性氧化、N235萃取、701号树脂沟通除铅、通氯净化四步。       为扫除溶液体系中堆集的钠离子及平衡溶液体积，须从出产体系中抽出部分阳极液或部分净化后液，制成粗、精制碳酸镍，作为中和剂别离用在阳极液酸性氧化及通氯净化工程。       （二）质料       净化工序的质料为阳极出液，其成分（g/L）为：Co0.2～0.6，Fe1.5～2.0，Cu0.2～0.5，Zn0.008～0.001，Pb0.0006～0.001，pH＝0.5～2.0。当处理含铬物料的阳极板时，阳极液成分不在上述范围内。       （三）技能操作条件        1、酸性氧化       电解阳极出液中一般含铁0.5～3g/L，大部分呈二价，而N235萃取剂仅对三价铁有萃取作用。为此，萃取前通氯将二价铁离子氧化成三价。技能条件如下：       溶液温度       40～50℃       溶液pH值      1.5～2.0       氧化剂              氧化结尾       Fe2＋≤0.05g/L       2、N235萃取        N235是一种胺型萃取剂，其盐即R3N·HCl能与金属和氯离子所构成的络合物起沟通作用。在氯化镍溶液中，Fe3＋、Cu2＋、Co2＋等金属离子生成阴离子络合物，如铜生成（CuCl4）2－、钴生成（CoCl4）2－，因而能被胺型萃取剂萃取，而镍在氯化物溶液中呈阳离子状况存在，留于水相中，然后到达萃取除杂质的意图。       （1）有机相组成        N235               20％～25％        200号火油         70％～75％       脂肪醇（C8～C10）   5％       （2）萃取技能条件       萃取工艺技能操作条件如下：  项目有机相/水相级数液相组成萃取除杂质段0.5～0.78酸性氧人后液反萃钴段1.4～1.73HCl＋NaCl溶液反萃铁段1.7～1.75∶130.3％H2SO4溶液水洗段2∶12自来水有机相再生1.4～1.722mol/L HCl       萃取净化作用实例见表10。   表10  萃取净化作用实例，g/L元素萃取前杂质萃取后杂质Cu0.03～0.20.0002～0.0004Zn0.001～0.00080.0003～0.0004Co0.08～0.30.01～0.10Fe0.8～3.00.1～0.5Cr0.05～0.60.05～0.6Cl150～165150～165         （3）钴的反萃       萃入有机相中的钴用氯化钠水溶液进行反萃，得到氯化钴溶液。因为原液中含钴量较低，反萃钴液可重复运用，使其含量上升至10～15g/L后即可互换。反萃液送往反响锅进行浓缩。至含钴达20～30g/L送钴体系提取钴。       （4）铁的反萃       铁、铜、锌萃入有机相后，在反萃钴时，有一部分进入钴液，大部分留在有机相中。选用0.3％稀硫酸进行反萃，使铁、铜、锌进入水相弃去。       （5）有机相再生       萃取所用有机相中的胺呈盐状况，在选用0.3％硫酸反萃铁后，已转化为硫酸盐，故需用处理转型。先通过两级自来水洗刷，除掉部分硫酸根，然后用2mol/L饱满，饱满后的废可回来运用，并定时替换。通过饱满今后的有机相，回来萃取体系运用。        3、701号树脂沟通除铅       萃取剂N235在氯化物溶液中萃取铅的作用不明显。为使溶液含铅从0.001g/L降到0.00015g/L以下，以满意镍电解的要求，选用701号弱碱性阴离子沟通树脂进行沟通脱铅。技能条件如下：       沟通柱         6根并联为一组，一组备用       溶液流向       进步，下出       树脂装入量     180～200kg/柱       原液pH值      0.5～1.5       沟通流量       0.7～0.8m3/（柱·h）       沟通后液含铅   ≤0.0001g/L       沟通后吸附铅的树脂，用5％的稀进行再生，并用自来水冲刷至pH＝2～4，即可持续运用。        4、中和水免除铬       当处理含铬阳极板时，电解液含铬大于0.01g/L时即须除铬。除铬工序在通氯净化之前进行。其操作条件如下：       溶液温度    65～75℃       溶液pH值   4.8～5.0       中和剂      NiCO3或Na2CO3       一般作业时刻为1.5～2.0h，在操作中，温度应一直坚持在65℃以上，并剧烈鼓风。除铬后液含铬低于0.01g/L。        5、通氯净化       因为萃余液中杂质铁、钴含量较高，达不到电解要求，故在树脂沟通除铅后通氯净化，进一步除掉铁、钴等杂质。技能条件如下：       溶液温度    50～60℃       中和剂      碳酸镍       溶液pH值    4.5～5.0       通氯时刻     1.5～2.0h       （四）产品       阳极出液经净化处理后的产品有净化合格液、反萃钴液、反萃铁液、洗水等，其成分实例见表11。   表11  净化后各类产品成分实例项目NiCoFeCuZnPb净化合格液，mg/L ≤2≤0.6≤0.4≤0.4≤0.1反萃钴液，g/L3.5015.3027.9   3.3614.1623.2   3.8013.6019.6   反萃铁液，g/L0.0830.0404.35   0.0380.0253.04   0.0580.0263.40          净化后的终究产品为阴极电解液，其质量要求见表7。       （五）首要技能经济指标       电解、净液出产的首要技能经济指标实例如下：       镍电解总收率    91％～95％       镍电解直收率    75％～78％       残极率          20％～25％       电流效率        96％～97％       直流电耗        3500kW·h/t       沟通电耗        1000 kW·h/t       耗费        6000kg/t       硫酸耗费        500 kg/t       碱粉耗费        2000 kg/t       液碱            800 kg/t                   400 kg/t        N235           40 kg/t       火油           200 kg/t       氯化钠         40 kg/t                  20 kg/t     &a, mp;n, bsp; （六）首要设备实例,  &nbs, p;    1、反射炉1台       规格：炉床面积12.9m2，炉底厚415mm，炉墙厚600mm，炉顶厚330mm，炉顶、炉墙、炉底均用硅砖砌筑，炉底斜度2.8％，炉后部比前部高150mm。合金放出口直径27mm，炉顶加料口有水套设备。        2、三相电炉1台       炉壳直径2000mm，加料炉门以下熔池深230mm，炉墙厚350mm，合金放出口宽130mm，炉门宽400mm，炉底厚380mm，炉顶厚300mm，炉底炉顶用铝镁砖砌筑，炉墙用镁砖砌筑。       附属变压器，额外容量750kVA，低压侧的电压120/160V，最大电流2700A，答应过负荷值20％。        3、电解槽16个（其间造液槽4个）       规格：3280×1180×1300mm。        4、净液槽8个       规格：φ2.5×4.5m，内衬耐酸瓷砖，槽内装有钛材盘形加温管。        5、萃取箱共18级       规格：箱体为5mm厚的钢板，内衬3mm厚的软塑料       拌和室：750×750×1300mm       澄清室：1350×750×1300mm        6、树脂沟通柱12根       每6根柱并联成一组，出产、备用各一组。       规格：φ500×1800mm。

跟着钢铁工业的开展，可利用的铁矿资源日益趋向贫、细、杂。我国高磷铁矿石储量占总储理的14.86%，达74.5亿元。现在，因含磷较高而无法得到充分利用。 鄂西高磷铁矿中，首要矿藏－赤铁矿的嵌布粒度一般极细，且常与其他矿藏共生、胶结或相互包裹，现在被国内外公认为最难选的铁矿石类型。因而，研讨铁矿石除磷技能具有非常重要的含义。 近年来，国内外针对不同的矿石性质，进行了较为深化的铁矿石除磷工艺研讨，而酸浸及微生物浸出办法，对该类铁矿石进行浸矿除磷实验研讨，被认为是卓有成效的办法。本实验选用酸浸及微生物浸出法对该类矿石进行处理，以期到达提铁除磷的作用。 经镜下判定、XRD和扫描电镜归纳研讨标明，矿石的组成矿藏品种较为简略，铁矿藏以赤铁矿为主，其次是褐铁矿，偶见磁铁矿；脉石矿藏以石英居多，次为鲕绿泥石、胶磷矿、白云石、方解石和高岭石。 一、实验材料与办法 （一）实验材料 草酸（C2H2O4）、柠檬酸（C6H8O7）、H2SO4、HN03、HC1均为分析纯，配制成0.1mol／L； 菌种。生物浸出实验中，菌株选用嗜酸氧化亚铁硫杆菌（At.f菌）和黑曲霉菌。其间，At.f菌采自广西某温泉流，经纯化判定得到，黑曲霉菌采自武汉某菜地土壤，经纯化判定得到。 培育基。At.f菌选用9K培育基：（NH4)2S04 3g，KCl0.1g,MgS04·7H2O 0.5g，K2HP04 0.5g，Ca(N03)2 0.Olg，蒸馏水700mL，pH＝3.0，121℃灭菌20min，参加300mL预先配成14.78%的FeS04·7H20溶液并过滤除菌；黑曲霉选用无机磷培育基：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，其间3g Ca3 (P04)2改为K2HP04 lg，蒸馏水1L，天然pH，121℃灭菌20min。 （二）实验办法 酸浸酸浸实验选用250ml锥形瓶，别离盛装相应的酸溶液lOOml，参加原矿，在空气浴振动器中进行振动拌和，反响时间为40h。   生物浸出实验选用250ml锥形瓶，别离选用在摇床中培育7d的At.f菌过滤液和培育15d的黑曲霉菌过滤液lOOml（中速滤纸过滤），矿浆浓度均为2%。 在没有特别阐明的情况下，培育菌液时锥形瓶体积为250mL，培育基体积为lOOmL， At.f菌接种量为10%，真菌选用1ml黑曲霉菌孢子溶液，其浓度为l08 cpu／ml，在摇床中振动，其间At.f菌所用摇床转速140r／min，温度30℃，黑曲霉菌所用摇床转速180r／min，温度32℃。 二、成果与评论 （一） 酸浸除磷 酸品种对浸除磷作用的影响。别离选用0.1mol／L的草酸(C2H2O4)、柠檬酸(C6H8O7)、H2SO4、HNO3、HCL对该矿石进行浸矿除磷作用的实验研讨，矿浆的浓度为2%，其成果见图1。图1  5种酸对矿石的提铁降磷作用 从图1(a)中能够看出，柠檬酸(C6H8O7)除磷作用最差，仅为77.84%，其他4种酸的磷去除率均在80%以上，其间，草酸(C2H204)除磷作用最佳，为95.52%，其次为硫酸(93.91%)，硝酸与作用挨近。 从图1(b)能够看出，除草酸浸矿后铁档次与原矿挨近(43.73%)，其他4种酸作用后作档次均有进步。其间，在进步铁档次方面，硫酸作用最佳，处理后铁档次为49.08%，硝酸与作用挨近，但均高于柠檬酸。别的，针对铁损失率方面，除了草酸作用后，铁损失率为8.83%外，其他4种酸处理后，铁损失率都低于2%。无机酸作用好于有机酸，硫酸处理后铁回收率为99.57%。 由以上分析可知，单一无机酸提铁除磷归纳作用优于单一有机酸，其间硫酸作用最佳。 但天然界中许多真菌能一起发生多种有机酸，其间黑曲霉菌能一起发生很多的草酸、柠檬酸等。考虑到柠檬酸除磷作用差，但具有提铁作用，草酸除酸作用好，除磷作用欠安等归纳要素，将草酸与柠檬酸按不同份额混合进行浸矿除磷。 混合有机酸对浸矿除磷作用的影响。将不同份额的草酸与柠檬酸进行混合浸矿，其混合份额别离为100∶0、80∶20、60∶40、20∶80、0∶100，矿浆浓度为2%，其成果如图2所示。图2  混合草酸与柠檬酸对矿石的提铁降磷作用 (100∶0、80∶20、60∶40、40∶60、20∶80、0∶100) 从图2(a)中能够看出，跟着草酸与柠檬酸混合份额的下降，除磷率呈下降的趋势。在份额为100∶0～20∶80之间，除磷率均在92%以上；但当酸液中只要柠檬酸时，除磷率显着下降，只要75.29%。阐明酸液中有草酸存在的情况下，除磷作用比较显著。 由图2(10)中可看出，在混合份额100∶0～20∶80之间，铁档次相对原矿改变不大，均为44%左右；而当只要柠檬酸存在时，处理后铁档次为46.87%，提铁作用较好；而跟着草酸与柠檬酸份额的下降，铁的回收率呈逐步添加的趋势。 由以上分析，可进一步断定草酸除磷作用优于柠檬酸，但柠檬酸提铁作用优于草酸。而两种酸的混合物能到达较好的提铁除磷作用，这可为将来断定真菌产酸品种起到必定探究作用。 矿浆浓度对硫酸浸矿除磷作用的影响。在矿浆浓度为2%时，单一硫酸浸矿除磷作用最佳，浸矿后的浸出液PH值仍较低，故其酸性仍能处理部分铁矿石。调查矿浆浓度对硫酸浸矿除磷作用的影响，其成果如图3所示。图3  硫酸在不同矿浆浓度条件下对矿石的提铁降磷作用 从图3(a)中能够看出，跟着矿浆浓度的添加，除磷率逐步下降。当矿浆浓度为2%时，除磷率到达93.06%；当矿浆浓度到达5%时，处理后矿石中磷含量为0.18%；除磷率为78.82%；当矿浆浓度到达6%时，矿石中磷含量为0.25%，除磷率为70.59%。 从图3(a)中能够看出，在矿浆浓度低于6%时，铁回收率均大于97.89%，且相对改变不大。而铁档次方面，跟着矿浆浓度的添加，铁档次呈下降的趋势。当矿浆浓度为6%时，铁档次为46.54%。 由以上分析可知，当矿浆浓度≤5%时，除磷作用能到达工业要求。 （三）生物浸出除磷实验 选用At.f菌进行浸矿实验，将成长7d后的At.f菌用慢速滤纸过滤，用过滤后的菌液浸矿，矿浆浓度2%，At.f菌成长过程中PH值改变见图4。24d后浆矿浆过滤，烘干，其固体中磷含量为0.25%。 黑曲霉菌浸矿除磷。取2环黑曲老菌孢子接种于100ml无机磷培育基中，黑曲霉菌成长过程中PH值改变见图5。图4  At.f菌浸矿过程中pH的改变图5  黑曲霉菌成长过程中pH值改变 因为一步浸矿过程中，黑曲霉菌丝会将矿藏包裹，导致浸矿后菌矿难以别离，故选用两步浸矿法进行浸矿。将过滤液（不含菌丝和孢子）直接浸矿，矿浆浓度为2%，反响40h后，过滤、烘干矿石，化验成果为：剩下磷含量为0.2 2%，到达了较好的除磷作用。 三、结  论 （一）浸除磷实验中选用lOOml 0.1mol／L的草酸(C2H2O4)、柠檬酸(C6H8O7)、H2SO4、HNO3、HCL，矿浆浓度为2%，单一的无机酸提铁降磷作用优于有机酸。其间，硫酸作用最佳；柠檬酸除磷作用最差，但对进步铁档次有必定作用；草酸除磷作用最好，但铁损失率最大。 (二)有机混合酸浸矿方面，跟着草酸与柠檬酸混合份额的下降，除磷率逐步下降，回收率逐步进步，处理后铁档次相对安稳。在混合份额介于100∶O～20∶80之间时，除磷作用较抱负。 （三）跟着矿浆浓度的添加，单一硫酸浸矿除磷率逐步下降，处理后矿石铁档次也逐步下降铁回收率改变不大。当矿浆浓度为5%时，除磷率能到达78.82%；高于6%时，除磷作用达不到相关要求。 （四）选用At.f菌和黑曲霉菌进行浸矿除磷浸出后固体中磷含量别离为0.25%、0.22%，到达了较好的除磷作用。

磷是钢铁冶炼进程中首要的有害元素之一。跟着冶金工业的开展，钢铁厂商对铁精矿磷含量的要求越来越高，故开发铁精矿高效降磷技能现已火烧眉毛。 现在高磷铁矿石的降磷办法首要有：①物理选矿法。该办法是将矿石细磨至磷矿藏与铁矿藏充沛解离，然后经过磁选、重选或浮选来降磷，但降磷作用不太抱负；②化学选矿法。该办法经过用硝酸、或硫酸对铁矿石进行浸出来完结降磷，是一种较为有用的降磷办法，并且磷矿藏无须完全单体解离，只要能露出出来与浸出液有触摸就可到达降磷的意图。但该法耗酸量大、本钱高．并且简单导致矿石中可溶性铁矿藏溶解，构成铁的丢失。③微生物浸出法。该办法首要是经过微生物代谢产酸下降系统的pH值来使磷矿藏溶解，一起代谢酸还会与Ca2+，Mg2+，Al3+等离子螯合构成络合物，然后促进磷矿藏的溶解。存在的问题是仍处于实验阶段，离真实的产业化尚有较大距离。④冶炼法。该法是在铁水入转炉或电炉前，用碱性氧化物或碱性渣使铁水中的磷构成磷渣来完结脱磷。此法作用非常好，但本钱昂扬，且在我国基本上还处于基础研讨阶段。 本研讨选用一种新办法－氯化离析－弱磁选工艺来对高磷铁矿石进行提铁降磷。 一、实验矿样 实验矿样为云南某高磷铁矿石样品，含铁41.56%，含磷1.13%，铁首要以赤褐铁矿、菱铁矿、硅酸铁、磁铁矿等方式存在。试样风化现象比较严峻，原始粒度组成为+5mm占35%左右，－5+1mm占45%左右，－1mm占20%左右，实验前将其加工成悉数小于5mm备用。 试样的光谱分析、化学分析、铁物相分析成果见表1～表3，加工成－5mm后的粒度分析成果见表4。 表1  试样光谱分析成果%表2  试样多元素化学分析成果%表3  试样铁物相分析成果%从表1～表3可知：试样中可收回的有价元素只要铁，其他有价元素铜、锌、铅、钼、镍、钴、钛、金、银等含量均较低；有害元素硫、砷含量不超支，但磷含量严峻超支，为1.13%。试样中的可选性铁为赤褐铁矿、菱铁矿和磁铁矿中的铁，三者占全铁的91.15%。 表4显现，铁和磷在各个粒级的散布较为均匀。 表4  －5mm试样粒度分析成果 二、实验流程 氯化离析的基本原理是：氯化剂在高温作用下被分解成高活性的氯化体；氯化体与矿石中的金属氧化物发作反响，敏捷生成具挥发性的金属氯化物；挥发性金属氯化物被炭质复原剂激烈吸附，其间的金属在复原剂构成的复原气氛作用下离析出来并掩盖在复原剂表面，可经过选矿得到较好的收回。 氯化离析曩昔一般用于处理镍、钴、铜矿石，用于处理铁矿石则归于一种新办法。本实验运用该办法对云南某高磷铁矿石进行提铁降磷研讨，实验工艺流程见图1。 实验中调查氯化剂品种和用量、复原剂品种和用量、离析焙烧温度和时刻、离析产品磨矿细度、弱磁选磁感应强度对铁精矿目标的影响。所用氯化剂别离为L1，L2，L3，L4，复原剂别离为焦炭，褐煤，无烟煤，烟煤。复原剂均加工到－1mm运用。图1  氯化离析－弱磁选实验流程 需求阐明的是，原矿经离析焙烧后会有必定的烧失量，因而实验中铁精矿收回率均对离析产品计。 三、实验成果与评论 （一）氯化剂品种和用量实验 氯化剂的品种和用量直接影响氯化离析进程中挥发性金属氯化物的生成，进而影响铁精矿的目标。在复原剂（焦炭）用量为10%，离析温度为1000℃，离析时刻为60min，弱磁选磁感应强度为0.12T，球磨细度为－0.074mm占85.38%的条件下，别离选用不同用量的4种氯化剂按图1流程进行实验，实验成果见图2～图5。图2  氯化剂L1用量实验成果 ■－Fe档次；◆－P含量；▲－Fe收回率；●－P收回率图3  氯化剂L2用量实验成果 ■－Fe档次；◆－P含量；▲－Fe收回率；●－P收回率图4  氯化剂L3用量实验成果 ■－Fe档次；◆－P含量；▲－Fe收回率；●－P收回率图5  氯化剂L4用量实验成果 ■－Fe档次；◆－P含量；▲－Fe收回率；●－P收回率 从图2～图5可知：L1，L2，13提铁降磷的作用不抱负，精矿铁档次较低，且磷含量均在0.30%以上。而L4具有显着的提铁降磷作用，跟着其用量的添加，精矿铁档次和收回率逐步升高，磷含量逐步下降，当其用量为15%时，精矿铁档次达75.25%，磷含量降至0.226%，铁收回率为82.32%，尔后精矿目标改变较小。因而，挑选L4作为氯化剂，并断定其用量为15%。 （二）复原剂品种和用量实验 复原剂在离析进程中起着供给复原性气氛和作为载体吸附挥发性金属氯化物的两层作用。现在用得较为遍及的固体复原剂首要为焦炭、褐煤、无烟煤和烟煤，其间焦炭具有强度较高、复原透气性好、杂质少等长处，不足之处在于报价较为贵重，而褐煤、无烟煤、烟煤与焦炭比较报价低廉，但灰分高，杂质多，易污染矿石。在氯化剂L4用量为15%，离析温度为1000℃，离析时刻为60min，弱磁选磁感应强度为0.12T，球磨细度为－0.074mm占85.38%的实验条件下，比较这4种复原剂对铁精矿目标的影响，实验成果见图6～图9。图6  褐煤用量实验成果 ■－Fe档次；◆－P含量；▲－Fe收回率；●－P收回率图7  烟煤用量实验成果 ■－Fe档次；◆－P含量；▲－Fe收回率；●－收回率图8  无烟煤用量实验成果 ■－Fe档次；◆－P含量；▲－Fe收回率；●－P收回率图9  焦炭用量实验成果 ■－Fe档次；◆－P含量；▲－Fe收回率；●－P收回率 从图6～图9可知：选用褐煤、无烟煤、烟煤作为复原剂时，尽管跟着复原剂用量添加，精矿铁档次和铁收回率逐步升高，磷含量逐步下降，但磷含量一向在0.30%以上；而选用焦炭作为复原剂时，跟着焦炭用量的添加，精矿铁档次逐步升高，铁收回首先升高后下降，磷含量则一向未超越0.30%，并且呈不断下降的趋势。因而，挑选焦炭作为复原剂，并断定其用量为10%，此刻精矿铁档次为75.25%，磷含量为0.226%，铁收回率为82.32%。 （三）离析温度实验 因为离析是一个化学相变的进程，故温度是要害影响要素之一。温度过低，不能供给满足的化学反响能，不利于反响的进行；反之，温度过高，简单导致矿石软化粘结，并且将来生产本钱高，操作难度大。在复原剂焦炭用量为10%，氯化剂L4用量为15%，离析时刻为60min、弱磁选磁感应强度为0.12T，球磨细度为－0.074mm占85.38%的条件下，按图1流程进行离析温度实验，实验成果见图10。图10  离析温度实验成果 ■－Fe档次；◆－P含量；▲－Fe收回率；●－P收回率 图10显现，跟着温度的升高，精矿铁档次和铁收回率呈先升高后下降的趋势，磷含量呈先下降后升高的趋势；此外，在焙烧进程中发现，温度为1050℃时，矿石有软化粘结现象，温度持续升高至1100℃时，矿石有80%以上粘结在一起，影响选别目标。归纳考虑，焙烧温度取1000℃比较适宜，此刻能够得到铁档次为75.27%，磷含量为0.227%，铁收回率为82.62%的铁精矿。 （四）离析时刻实验 在其他条件必定的情况下，离析时刻越长，离析反响进行得越完全，但一起也会因其他元素有更多的时机参加反响而影响铁精矿目标；反之，离析时刻过短，有用的正反响不能完全完结，也会影响铁精矿目标。在复原剂焦炭用量为10%，氯化剂L4用量为15%，离析温度为1000℃，弱磁选磁感应强度为0.12T，球磨细度为－0.074mm占85.38%的条件下，按图1流程进行离析时刻实验，实验成果见图11。图11  离析时刻实验成果 ■－Fe档次；◆－P含量；▲－Fe收回率；●－P收回率 图11显现，跟着离析时刻的延伸，精矿铁档次和铁收回率呈先升高后下降的趋势，磷含量呈先下降后升高的趋势，但这些目标的改变程度都比较小。归纳考虑，断定离析时刻为45min，此刻精矿铁档次为76.06%，磷含量为0.217%，铁收回率为83.11%。 （五）弱磁选磁感应强度实验 在复原剂焦炭用量为10%，氯化剂L4用量为15%，离析温度为1000℃，离析时刻为45min，球磨细度为－0.074mm占85.38%的条件下，按图1流程进行弱磁选磁感应强度实验，实验成果见表5。 从表5可知，跟着弱磁选磁感应强度的进步，精矿铁档次逐步下降，铁收回率和磷含量逐步上升。统筹各项目标，挑选弱磁选磁感应强度为0.16T。 （六）球磨细度实验 在复原剂焦炭用量为10%，氯化剂L4用量为15%，离析温度为1000℃，离析时刻为45min，弱磁选磁感应强度为0.16T的条件下，按图1流程进行球磨细度实验，实验成果见表6。 表5  弱磁选磁感应强度实验成果注：矿石烧失率=9.68%，离析产品Fe档次为46.05，P含量为1.26%。下同。 表6  球磨细度实验成果%表6显现，跟着球磨细度的进步，精矿铁档次逐步上升，磷含量逐步下降，铁收回首先上升后下降。统筹精矿目标和磨矿本钱，挑选球磨细度为－0.074mm占85.38%。 （七）全流程归纳条件重复实验 经过以上实验，断定的全流程归纳条件为焦炭用量10%，氯化剂L4用量15%，离析温度1000℃，离析时刻45min，球磨细度－0.074mm占85.38%，弱磁选磁感应强度0.16T。按此归纳条件进行全流程重复实验，实验成果见表7。 表7  全流程归纳条件重复实验成果%从表7能够看出，选用所断定的工艺条件对实验矿样进行氯化离析－弱磁选处理，能够获得杰出的提铁降磷作用，铁精矿产率（对离析产品）为50.88%～52.00%，铁档次为75.33%～76.44%，磷含量为0.215%～0.218%，SiO2含量为5.44%～6.01%，铁收回率（对离析产品）为83.63%～85.66%。 四、定论 （一）云南某铁矿石铁矿藏首要为赤褐铁矿和菱铁矿，一起含磷较高，选用惯例的选矿工艺较难得出抱负的选别目标。 （二）在复原剂焦炭用量为10%，氯化剂L4用量为15%，离析温度为1000℃，离析时刻为45min，磨矿细度为－0.074mm占85.38%，弱磁选磁感应强度为0.16T的条件下，选用氯化离析－弱磁选工艺处理该矿石，可得到铁精矿铁档次在75.33%以上，磷含量在0.218%以下，铁收回率在83.63%以上的杰出目标。 （三）对高磷铁矿石选用氯化离析－弱磁选工艺进行提铁降磷是一种新办法。很多的实验研讨标明，该工艺对高磷鲕状赤铁矿石、高磷菱铁矿石、高磷硫砷难选铁矿石等也能获得较好的选矿目标。

我国首个高磷铁矿工业化试验项目——湖北长阳县火烧坪高磷鲕状赤铁矿选矿工业化应用示范工程，近日通过专家组评审验收。专家介绍，这一项目创造性地采用联合选矿工艺新技术，破解了长期困扰我国高磷铁矿工业化应用的大难题。 专家组组长、中国工程院院士孙传尧说，我国高磷铁矿探明储藏量上百亿吨，由于“脱磷难”等技术原因，地下丰富的高磷铁矿资源成为啃不动的“硬骨头”。此次，长阳火烧坪高磷鲕状赤铁矿选矿工业化应用示范工程项目顺利实现了高磷铁矿的工业化开发利用，对我国铁矿开采业具有重大意义。 评审组专家评定，火烧坪矿采用的强磁选抛尾———双反浮选脱磷脱硅的联合选矿工艺新技术，具有成本低、运行平稳、环保节能、易于操作等特点。运用这项新技术，火烧坪全铁品位由原矿的40%~47%提高到57%左右，磷含量由原矿的1%左右下降到0.2%以下，回收率达65%，并且还有进一步提高的潜力。 2011年5月，总投资3.2亿元的我国首家高磷铁矿工业化试验工厂在长阳土家族自治县火烧坪乡建成，着手研发高磷铁矿选矿工艺新技术。之后在北京矿冶研究总院专家团队“牵手指导”下，经过反复试验，相关人员最终研制出适于火烧坪高磷鲕状赤铁矿的选矿工艺新技术。 孙传尧同时表示，由于矿石构成十分复杂，此项技术并不是对所有高磷铁矿都适用，能否推广还待进一步试验考证。

铁矿降磷捕收剂zn-158(商品名 中南除磷剂) 使用目的：铁矿提铁降磷 浮选性能：具有良好的降磷选择性能，提铁降磷。使用方法：将药剂用水兑成2-5%水溶液使用。 适用范围：高磷铁矿、高磷鲕状赤铁矿，胶磷矿。 环保性能：药剂无毒无害，易生物降解，对环境友好，符合环保要求。产品特点： 1. 含磷铁矿反浮选降磷，使磷< 0.2% ; 2. 可常温浮选，节能降耗; 3. 泡沫适中，浮选稳定，易于生产操作; 4.对高磷、特高含磷各类铁矿提铁降磷有特效，可实现含磷铁矿资源化。 产品质量标准：Q/CRX002-2008 包装规格：170公斤铁桶或塑料桶。 运输与贮存：不燃不爆，按一般化工产品运输。 密封，贮于阴凉干燥处。

高磷鲕状赤铁矿脱磷技术：中国高磷铁矿的探明储量高达几百亿吨，其潜在的经济价值达10000亿美元。高磷铁矿具有以下特点：(1)品位高。一般在45%以上。(2)堪布粒度细，复杂难处理。镜下显微结构表面，赤铁矿堪布粒度在40微米以下占80%以上。(3)含磷较高。含磷在0.5以上。传统处理方法有物理选矿、化学选矿、冶炼脱磷、磁化焙烧和生物脱磷等，化学选矿、冶炼脱磷、磁化焙烧存在着生产成本高、污染环境等问题;生物脱磷尚处于实验室研究阶段;物理选矿，能耗小，成本低，但是铁精矿品位不高，有害杂质磷含量较高。本研究所对云南某处高磷铁矿，原矿含磷1.2%，含铁42.5%，含硅12.3%，进行了反浮选试验研究，取得了以下指标：铁精粉60%，含磷0.10%，回收率80%。

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中南脱磷剂) 使用目的：铁矿提铁降磷 浮选性能：具有良好的降磷选择性能，提铁降磷。 使用方法：将药剂用水兑成2-5%水溶液使用。适用范围：高磷铁矿、高磷磁铁矿、宁乡式高磷鲕状赤铁矿、高磷褐铁矿、高磷菱铁矿， 环保性能：药剂无毒无害，易生物降解，对环境友好，符合环保要求。 产品特点： 1.含磷铁矿反浮选降磷，使磷<0.2% ; 2. 可常温浮选，节能降耗; 3. 泡沫适中，浮选稳定，易于生产操作; 4.对高磷、特高含磷各类铁矿提铁降磷有特效，可实现含磷铁矿资源化。 产品质量标准：Q/CRX002-2008 包装规格：170公斤铁桶或塑料桶。 运输与贮存：不燃不爆，按一般化工产品运输。 密封，贮于阴凉干燥处。 电话:15084821323 谢工高磷铁矿石选矿降磷一直是国内外选矿行业公认的难题。铁矿石中铁矿物与磷的嵌布关系相当复杂，磷在铁矿中存在的形式多样，但磷与铁矿物的嵌布关系可总结为两种，一种是磷与铁都以独立的矿物出现，另一种是磷以离子吸附态形式存在于铁矿物中。对于第一种形式存在的磷，可以通过细磨使铁矿物与磷矿物完全解离，然后采用磁选法、重选或浮选法进行分选，也可以采用化学方法浸出、微生物浸出脱磷。其中化学浸出方法是一种较为有效的脱磷方法，而且矿石中磷矿物无须完全单体解离，只要暴露出来与浸出液接触就可以达到降磷的目的，但由于化学浸出耗酸量大，成本高，废水对环境污染大，而且容易导致矿石中可溶性铁矿物溶解，造成铁的损失，工业应用较少见。对于第二种形式的磷，无论磨多细，磷都不会以单矿物形式解离出来，此类矿石应采用选矿工艺对铁进行富集，在冶炼中脱磷，即铁水预处理脱磷，或是采用微生物浸出脱磷。冶炼过程中脱磷基本原理为炼钢铁水在人转炉或电炉前，以碱性氧化物或碱性渣与铁水中的磷发生反应形成磷渣进行脱磷。此法效果非常好，但成本高昂，且冶炼脱磷在我国已有院校正在研究。微生物浸出降磷机理是，经过富集、筛选、驯化、诱变等过程培养的高效溶磷微生物菌种，能够摄取矿石中的磷作为其营养物质，同时其代谢过程中还不断产酸，酸的产生也增强了溶磷活性，但周期长，目前也没有大规模应用，对于其工业应用是值得探人研究的。中南选矿专家(www.znxkw.com)在国家科技部重大专项的支持下，进行了艰苦的研究，通过对我国高磷铁矿进行普查和摸底及试验，如原矿含磷1.2%-3.2%，含铁46.5%，含硅12.3%，进行反浮选试验研究，使用一种牌号为中南除磷剂的捕收剂，取得了以下指标：铁精粉58%，含磷0.10%，回收率85%，并在多家高磷铁矿进行实验，取得相近的实验效果，使我国高磷鲕状赤铁矿提铁降磷技术取得突破性进展，使高磷鲕状赤铁矿从此进入工业应用阶段。提铁降磷选矿工艺工程及降磷药剂填补世界空白，在高技术快速转化的今天，矿业投资者犀利敏锐的目光一旦聚焦高磷鲕状赤铁矿提铁降磷，将可在未来五到十年，打造一大批矿业百亿富翁，同时他们将成为国家基础建设的功臣而名垂史册。

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根据矿石品位不同可分为富矿和贫矿，一般富矿指含铁量在60%以上，25%-60%之间的称为贫矿，我国铁矿石储量丰富但有近80%属于贫矿，开采难度大成本高。铁矿石是我国钢铁工业的主要原料，国内钢铁行业的快速发展带动了铁矿石的旺盛需求。近年来，我国钢铁工业快速发展，钢铁产量先后突破2亿、3亿、4亿吨，2007年达到4.89亿吨，到2008年中国成为世界上首个年粗钢产量超过5亿吨的国家，2009年我国钢铁行业粗钢产量达到5.678亿吨，同比增长13.5%，但是从我国已查明的铁矿资源自然丰度上看，品位低，平均品位31-32%，低于世界平均水平11个百分点，97%以上是难于直接利用的贫矿，开采难度较大。而我国铁矿石储量2002年为578.72亿吨，仅占世界总量的18.67%，我国钢铁产量已经占到世界总量的40%以上。由此可见，我国铁矿石资源在总量、质量上相对不足、无法独立支撑国内庞大钢铁工业的快速发展。钢铁工业的快速发展带动了铁矿石旺盛的需求，2009年我国进口铁矿石达到6.3亿吨，近期市场价格暴涨，目前已经上涨至135美元的协定价，现货价最高更是逼近200美元，虽然国内大量资本进入铁矿石开采业，我国的铁矿石供应量快速增加。但铁矿石属于不可再生的矿产资源，虽然新增产能在暴力的刺激下大量增加，但与此同时，许多矿井也在不断枯竭。高磷赤铁矿是我省乃至我国潜在的优势矿产，广泛分布在鄂西、湖南、重庆、云南等地。已探明储量100多亿吨，远景资源量200亿吨以上。我省已探明储量近22亿吨，广泛分布在宜昌西部和恩施州。由于矿石含磷量高，有用矿物粒度细，选矿脱磷难度大成本高，极大的限制了该类铁矿石的工业利用。高磷赤铁矿提铁脱磷技术长期以来一直是国际国内冶金选矿技术攻关难题。目前除少量零星高磷赤铁矿开发利用于水泥配料外，基本处于闲置状态。中南选矿专家专利技术-高磷鲕状赤铁矿脱磷技术：中国高磷铁矿的探明储量高达几百亿吨，其潜在的经济价值达10000亿美元。高磷铁矿具有以下特点：(1)品位高。一般在45%以上。(2)堪布粒度细，复杂难处理。镜下显微结构表面，赤铁矿堪布粒度在40微米以下占80%以上。(3)含磷较高。含磷在0.5以上。传统处理方法有物理选矿、化学选矿、冶炼脱磷、磁化焙烧和生物脱磷等，化学选矿、冶炼脱磷、磁化焙烧存在着生产成本高、污染环境等问题;生物脱磷尚处于实验室研究阶段;物理选矿，能耗小，成本低，但是铁精矿品位不高，有害杂质磷含量较高。本研究所对云南某处高磷铁矿，原矿含磷1.2%，含铁46.5%，含硅12.3%，进行了反浮选试验研究，取得了以下指标：铁精粉58%，含磷0.10%，回收率85%。