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。

铁矿脱磷选矿药剂 铁矿脱磷捕收剂zn-158(商品名 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。

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%。

铁矿石作为钢铁工业的主要原料是一个国家的重要战略资源，近年来随着钢铁冶金工业的飞速发展，对铁矿石原材料的需求也越来越大。但是地球上有限的富铁矿和易选铁矿资源将逐步枯竭，研究高磷铁矿石的高效分选技术显得十分重要。高磷铁矿的选矿一直是选矿界的一大难题，我国高磷铁矿石储量占总储量的14.86%，达74.5亿t。因此加大对高磷铁矿石选矿和降磷的研究，开发有效、经济、实用的新方法、新技术势在必行[1、2]。云南某高磷铁矿矿石储量大，原矿含铁42%左右，铁矿物主要以赤铁矿和褐铁矿形式存在，有害杂质磷含量达0.586%，且磷矿物与铁矿物相互浸染，嵌布粒度极细，属高磷难选铁矿石。通过大量试验，确定采用还原焙烧－磁选－反浮选工艺处理该矿石，获得了铁精矿铁品位为61.72%、铁的回收率67.48%，铁精矿磷含量为0.20%选矿指标。 一、矿石性质 云南某高磷铁矿石中主要矿物为赤铁矿和褐铁矿，还有少量磁铁矿。脉石矿物主要为方解石、绿泥石、石英等。主要元素分析结果及物相分析结果见表1和表2。 表1  原矿主要化学成分(质量分数)/%表2  铜物相分析结果由表1和表2可知，该铁矿物主要目的元素是铁，原矿铁品位达到42.66%；有害元素硫和砷含量较低，有害元素磷的含量较高，为0.586%；该铁矿属于铁质泥铁矿，铁主要以赤褐铁矿形态存在，属高磷赤褐铁矿石，且磷矿物与铁矿物相互浸染，主要呈粒状分布于赤铁矿和褐铁矿中，嵌布粒度极细，属于非常难选铁矿石。 二、试验方案 对矿样分别进行了单一流程试验(强磁选、重选、直接浮选)和联合流程的试验(分级磁选、分级重选、磁浮/浮.磁联合选别和磁.重/重一磁联合选别)，均未得到较好指标的铁精矿，精矿中磷的含量也不能降到0.2%以下。为此，改变思路，决定先用还原焙烧的方法把原矿还原为磁铁矿，再用磁选方法选出铁品位较高的铁精矿，再用反浮选的方法将铁精矿中的磷降到0.2%以下，得到品位合格和杂质磷不超标的铁精矿。 三、试验结果 （一）还原焙烧试验 焙烧温度、还原剂用量和焙烧时间是焙烧试验的主要影响因素。温度太低，反应进行太慢；温度太高会生成弱磁性的富氏铁或硅酸铁，从而影响精矿指标。焙烧时间太短，反应没有完全进行，会降低精矿品位和回收率；焙烧时间太长，会消耗大量的热能，同时使反应生成物的磁性大大降低，影响后面磁选的效果[3]。 将原矿破碎到－2mm后与粒度为－1mm、用量为5%的焦炭混合，还原焙烧20min，然后磨至－0.074mm粒级占100%，在磁选电流为2A条件下进行磁选，还原焙烧温度对试验效果的影响见图1。图1  焙烧温度试验结果 由图1可见，随着焙烧温度升高，铁品位和回收率均呈上升趋势。当焙烧温度达到1000℃之后，铁品位和回收率均下降。可见适宜的焙烧温度为1000℃。 将原矿破碎到－2mm后与－1mm的焦粉混合，焙烧温度为1000℃时还原焙烧20min，然后磨至－0.074mm粒级占100%，在磁选电流为2A条件下进行磁选，还原剂焦炭的用量对试验效果的影响见图2。图2  还原剂用量试验结果 由图2可见，随着焦炭用量增加，铁品位和铁回收率均呈先上升后下降的趋势，在焦炭用量为8%时出现极值。可见适宜的焦炭用量为8%。 将原矿破碎到－2mm后与－1mm焦炭混合，焦炭用量为8%，在1000oC下还原焙烧，然后磨至－0.074mill粒级占100%，在磁选电流为2A条件下进行磁选，还原焙烧时间对试验效果的影响见图3。图3  还原焙烧时间试验结果 由图3可见，随着还原焙烧时间延长，铁品位和铁回收均呈先上升后下降的趋势，在还原焙烧时间为30min时，铁品位和回收率均达到最大值。可见适宜的还原焙烧时间为30min。 （二）磁选试验 1、磁场强度试验将原矿破碎到－2mm后添加－1mm焦炭8%，在1000℃下焙烧30min，然后磨至－0.074mm粒级占100%，进行磁选，磁选电流对试验效果的影响结果见图4。图4  磁选电流试验结果 由图4可以看出，磁选电流太高时精矿铁品位达不到60%，磁选电流太低则铁精矿回收率达不到50%。磁选的电流为2.5A时选别指标较为适宜，此时的精矿品位为61.77%，回收率为68.25%。 2、磨矿粒度试验将原矿破碎到－2mm后添加－1mm焦炭8%，在1000℃下焙烧30min，然后磨矿，在磁选电流为2.5A条件下进行弱磁选，磨矿粒度对试验效果的影响结果见图5。图5  磨矿粒度试验结果 由图5可以看出，物料越细，铁矿物单体解离越充分，精矿铁品位越高，但物料太细导致磁选时铁的损失严重。根据试验结果，确定适宜的磨矿粒度为－0.054mm粒级占90%。 3、综合试验通过条件试验，确定各工艺参数后进行了综合试验。将原矿破碎到－2mm后添加－1mm焦炭8%，在1000℃下焙烧30min，然后磨矿至－0.054mm粒级占90%，在磁选电流为2.5A条件下进行弱磁选，可获得铁品位为60.86%、磷含量为0.42%、回收率为70.68%铁精矿。 （三）铁精矿降磷试验 由于该铁矿所含的磷矿物与铁矿紧密共生，浸染于氧化铁矿物颗粒边缘，并有少量的磷存在于铁矿石及铁质粘土的晶格中，部分磷矿物在焙烧过程中与铁矿物分离开，磷的含量由原来的0.59%降到了0.42%，但仍有部分磷矿物留在磁选精矿中，造成铁精矿的磷含量超标，所以进行了铁精矿反浮选降磷试验[4]。 以碳酸钠为pH调整剂、淀粉为抑制剂、RP为捕收剂、2油为起泡剂，对弱磁选精矿进行了一粗一精反浮选脱磷，试验流程见图6，试验结果见表3。图6  反浮选流程 表3  反浮选试验结果由表3结果可知，反浮选流程可以得到铁品位61.68%、回收率91.87%的铁精矿(相对于原矿为65.93%)，铁精矿中磷降到了0.21%。 （四）全流程试验 在以上条件试验的基础上进行了全流程试验，试验流程见图7，试验结果见表4。图7  还原焙烧－磁选－反浮选全流程 表4  全流程试验结果由表4结果可知，采用还原焙烧.磁选.反浮选工艺处理该赤褐铁矿石，获得了铁精矿铁品位为61.72%、铁的回收率67.48%，铁精矿磷含量为0.20%的选矿指标。 四、结语 1、云南某铁矿石铁矿物主要以赤褐铁矿形式存在，磷含量达0.586%，矿物嵌布粒度微细，用常规物理选矿方法难以获得符合冶炼要求的铁精矿。通过大量试验，确定用还原焙烧－磁选－反浮选工艺流程处理该矿石，获得了精矿铁品位61.72%、磷含量0.20%、铁回收率67.48%的较好选别指标。 2、随着铁矿石资源的日益紧张和冶炼对原料越来越高的要求，本研究提出的焙烧－磁选－反浮选工艺为类似难处理微细粒高磷赤褐铁矿的开发利用提供了新的思路。 参考文献： [1] 林祥辉,罗仁美.鄂西难选铁矿的选矿与药剂研究新进展[J].矿冶工程,2007(3):28－29. [2] 孙炳泉.近年我国复杂难选铁矿石选矿技术进展[J].金属矿山,2006(3):11－13. [3] 肖军辉.某细粒难选赤褐铁矿提铁降磷新工艺工业试验[J].金属矿山,2007(1):44－46. [4] 李广涛,张宗华.四川某高磷鲕状赤褐铁矿石选矿试验研究[J].金属矿山.2008(4):43－46. 作者单位 江西理工大学（艾光华、余新阳） 广西大学（魏宗武）

氧气顶吹熔融复原炼铁实验：介绍了氧气顶吹熔融复原技能的工艺、设备和氧在反响中最佳喷溅作用的模仿；此工艺选用浸入式水冷喷把富氧空气直接喷吹到渣层中来加强对熔池的拌和，强化传热传质．经过用昆钢供给的质料开始实验，得到了与传统高炉质量适当的优质铁水．该工艺能够运用传统高炉无法运用的高磷铁矿石作为炼铁质料，且能冶炼出含磷下降的铁水，脱磷也是这种工艺的特色之一。

铁精粉选矿工艺：在炼钢污泥中湿式磁选铁精粉工艺办法是将炼钢污泥放入造浆池中，首要用水浸泡，然后用高压水冲击炼钢污泥并加恰当水使炼钢污泥浆到达规则细度，炼钢污泥浆经过造浆池中的筛网被泥浆泵输送到磁选机料箱，此刻磁选机分选出铁精粉和尾矿，铁精粉浆流入脱水池中脱水和贮存，尾矿浆排入尾矿坑;选用该办法可彻底收回炼钢污泥中的铁精粉，做到资源最大极限的使用，经济效益和社会效益非常可观。 水磁选铁精粉机及其使用办法　内容简介：水磁选铁精粉机及其使用办法。归于冶金选矿机械和选矿办法。以处理工业硫酸废渣中含铁部分无良好用处，并已形成公害等问题。本办法以磁铁招引硫酸废渣中的铁质成色;以非磁铁场快速消磁后提取铁质成分的显着作用，完成仅以2%至3%的质料本钱，再投入20%至40%的水磁选铁出产费用，到达100%的作用。并可极大地削减空气、环境、地表、地下水等污染。具有新增社会、经济效益，减轻厂商和大众公害的显着前进。 铁矿石铁精粉脱磷的处理办法　内容简介：本工艺是一种铁矿石、铁精粉脱磷的处理办法，可有用处理铁矿石、铁精粉含磷过高而不能被炼铁之用的问题，其处理的技能计划是，将高含磷铁矿石、铁精粉粉碎成粗颗粒，置入脱磷容器中，再参加等体积的稀溶液加热，在55-75℃下反响25-40分钟后，滤去溶液再用清水冲刷，重选即可，本办法简略，易操作，本钱低，脱磷作用好，可有用处理高含磷铁矿石、铁精粉的炼铁问题，为高磷铁矿的挖掘和使用发明了必要的条件，并为炼铁业供给了丰厚的质料，拓荒了宽广的六合。 钢渣铁精粉的出产工艺　内容简介：本办法公开了一种钢渣铁精粉的出产工艺，将钢渣经转筒式烘干机烘干，使钢渣含水量小于1.5%，烘干后的钢渣送入电磁予磁器进行预先磁化，再送入予均化库进行均化、贮存，然后进行干式予粉磨，将3毫米以上的颗粒钢和小于3毫米的钢渣粉别离，然后将3毫米以下的钢渣粉选用选粉机进行风力选粉，使钢渣粉分为大于180目和小于180目两级颗粒，将大于180意图颗粒置入双筒干式永磁磁选机进行铁磁选，磁选后的钢渣粉选用电磁脱磁器对钢渣粉进行脱磁，以下降钢渣粉比磁化系数，解除磁聚会，再将脱磁后的钢渣粉送入球磨机进行细磨至180目以下，用选粉机将钢渣铁精粉和钢渣微粉别离。本办法具有出产工艺本钱低，不污染环境等长处。 用硫铁矿出产铁精粉的办法及其设备　内容简介：一种用硫铁矿出产铁精粉的办法及其设备，是在现有硫酸设备基础上，添加质料混配体系1。使用欢腾炉3排出的烧渣，掺入到硫铁矿中作为质料。烧渣经排渣管3-4，排出到矿渣输送机5上，送到增湿机6，再由排渣皮带7送到质料场，按核算份额掺入到硫铁矿中，与其充沛混组成入炉质料，然后经质料入炉设备2，入炉焙烧。所得产品除硫酸外，还可得到铁元素百分含量≥63%的铁精粉。选用简略而经济的办法取得巨大的经济效益，为硫铁矿的深度开发拓荒新途径，更大程度上使用硫铁矿资源，进步现有硫酸设备的经济效益。适于对现有硫酸设备的改善和进步。 根据从工业含铁尾矿中提取铁精粉的工艺　内容简介：本办法公开了一种根据从工业含铁尾矿中提取铁精粉的工艺，首要将工业含铁尾矿在水中浸泡、清洗，随后将所得到洁净的尾矿石送入研磨机破碎，其次将所得到的矿粉输送到频率为50HZ。  电压220V的高频筛进行挑选，再次将挑选过的矿粉送入到湿式永磁辊式旋选机内进行磁选，最终将初选合格的矿粉输送到提纯机内进行最终的提纯;选用该工艺可将工业尾矿中的铁资源，做到最大极限的使用，经济效益和社会效益非常显着。

电解工艺的主要设备有：高位电解多功能天车、拖盘清理机、振动筛、破碎机、提升机、残极压脱机、磷铁环压脱机、铝导杆矫直机等。碳素工艺主要设备有：球磨机、破碎机、筛分机、预热螺旋机、连续混捏机、振动成型机、阳极焙烧炉用多功能机组等。 　　操作人员易于接近的各种可动零、部件都是机械的危险部位，机械加工设备的加工区也是危险部位。如果这些机械设备的转动部件外露或防护措施和必要的安全装置不完善，很容易造成人身伤害事故。这需要工作人员在工作时提高警惕，认真使用。

1 ．   铁合金的界说和用处。 　　 铁合金是铁与一种或几种金属或非金属元素组成的合金。铁合金是炼钢和机械铸造业的主要原料之一，在炼钢和铸造时用作脱氧剂、脱硫剂和合金添加剂。 2 ．   铁合金的分类。 　　铁合金的种类许多，一般依照其所含元素分类，例如：         (1) 硅铁：工业硅铁含硅 95% 、 75% 、 45% 等硅铁 　　贫硅铁（含硅 12% ） 　　硅铝合金 　　合金 (2) 锰铁：高碳锰铁（含碳为 7% ） 　　中碳锰铁（含碳 1.0~1.5% ） 　　低碳锰铁（含碳 0.5% ） 　　金属锰 　　硅锰合金 (3) 铬铁：高碳铬铁（含碳为 4~8% ） 　　中碳铬铁（含碳为 0.5~4% ） 　　低碳铬铁（含碳 0.15~0.50% ） 　　微碳铬铁（含碳为 0.06% ） 　　超微碳铬铁（含碳小于 0.03% ） 　　金属铬 　　硅铬合金 (4) 其它铁合金。除了以上几类铁合金外，还有钨铁、钼铁、钛铁、钒铁、磷铁、硼铁、镍铁、铌铁、锆铁、稀土合金等。

铁精粉选矿工艺：在炼钢污泥中湿式磁选铁精粉工艺办法是将炼钢污泥放入造浆池中，首要用水浸泡，然后用高压水冲击炼钢污泥并加恰当水使炼钢污泥浆到达规则细度，炼钢污泥浆经过造浆池中的筛网被泥浆泵输送到磁选机料箱，此刻磁选机分选出铁精粉和尾矿，铁精粉浆流入脱水池中脱水和贮存，尾矿浆排入尾矿坑;选用该办法可彻底收回炼钢污泥中的铁精粉，做到资源最大极限的使用，经济效益和社会效益非常可观。 水磁选铁精粉机及其使用办法　内容简介：水磁选铁精粉机及其使用办法。归于冶金选矿机械和选矿办法。以处理工业硫酸废渣中含铁部分无良好用处，并已形成公害等问题。本办法以磁铁招引硫酸废渣中的铁质成色;以非磁铁场快速消磁后提取铁质成分的显着作用，完成仅以2%至3%的质料本钱，再投入20%至40%的水磁选铁出产费用，到达100%的作用。并可极大地削减空气、环境、地表、地下水等污染。具有新增社会、经济效益，减轻厂商和大众公害的显着前进。 铁矿石铁精粉脱磷的处理办法　内容简介：本工艺是一种铁矿石、铁精粉脱磷的处理办法，可有用处理铁矿石、铁精粉含磷过高而不能被炼铁之用的问题，其处理的技能计划是，将高含磷铁矿石、铁精粉粉碎成粗颗粒，置入脱磷容器中，再参加等体积的稀溶液加热，在55-75℃下反响25-40分钟后，滤去溶液再用清水冲刷，重选即可，本办法简略，易操作，本钱低，脱磷作用好，可有用处理高含磷铁矿石、铁精粉的炼铁问题，为高磷铁矿的挖掘和使用发明了必要的条件，并为炼铁业供给了丰厚的质料，拓荒了宽广的六合。 钢渣铁精粉的出产工艺　内容简介：本办法公开了一种钢渣铁精粉的出产工艺，将钢渣经转筒式烘干机烘干，使钢渣含水量小于1.5%，烘干后的钢渣送入电磁予磁器进行预先磁化，再送入予均化库进行均化、贮存，然后进行干式予粉磨，将3毫米以上的颗粒钢和小于3毫米的钢渣粉别离，然后将3毫米以下的钢渣粉选用选粉机进行风力选粉，使钢渣粉分为大于180目和小于180目两级颗粒，将大于180意图颗粒置入双筒干式永磁磁选机进行铁磁选，磁选后的钢渣粉选用电磁脱磁器对钢渣粉进行脱磁，以下降钢渣粉比磁化系数，解除磁聚会，再将脱磁后的钢渣粉送入球磨机进行细磨至180目以下，用选粉机将钢渣铁精粉和钢渣微粉别离。本办法具有出产工艺本钱低，不污染环境等长处。 用硫铁矿出产铁精粉的办法及其设备　内容简介：一种用硫铁矿出产铁精粉的办法及其设备，是在现有硫酸设备基础上，添加质料混配体系1。使用欢腾炉3排出的烧渣，掺入到硫铁矿中作为质料。烧渣经排渣管3-4，排出到矿渣输送机5上，送到增湿机6，再由排渣皮带7送到质料场，按核算份额掺入到硫铁矿中，与其充沛混组成入炉质料，然后经质料入炉设备2，入炉焙烧。所得产品除硫酸外，还可得到铁元素百分含量≥63%的铁精粉。选用简略而经济的办法取得巨大的经济效益，为硫铁矿的深度开发拓荒新途径，更大程度上使用硫铁矿资源，进步现有硫酸设备的经济效益。适于对现有硫酸设备的改善和进步。 根据从工业含铁尾矿中提取铁精粉的工艺　内容简介：本办法公开了一种根据从工业含铁尾矿中提取铁精粉的工艺，首要将工业含铁尾矿在水中浸泡、清洗，随后将所得到洁净的尾矿石送入研磨机破碎，其次将所得到的矿粉输送到频率为50HZ。电压220V的高频筛进行挑选，再次将挑选过的矿粉送入到湿式永磁辊式旋选机内进行磁选，最终将初选合格的矿粉输送到提纯机内进行最终的提纯;选用该工艺可将工业尾矿中的铁资源，做到最大极限的使用，经济效益和社会效益非常显着。

铁精粉选矿工艺：在炼钢污泥中湿式磁选铁精粉工艺办法是将炼钢污泥放入造浆池中，首要用水浸泡，然后用高压水冲击炼钢污泥并加恰当水使炼钢污泥浆到达规则细度，炼钢污泥浆经过造浆池中的筛网被泥浆泵输送到磁选机料箱，此刻磁选机分选出铁精粉和尾矿，铁精粉浆流入脱水池中脱水和贮存，尾矿浆排入尾矿坑;选用该办法可彻底收回炼钢污泥中的铁精粉，做到资源最大极限的使用，经济效益和社会效益非常可观。 水磁选铁精粉机及其使用办法　内容简介：水磁选铁精粉机及其使用办法。归于冶金选矿机械和选矿办法。以处理工业硫酸废渣中含铁部分无良好用处，并已形成公害等问题。 本办法以磁铁招引硫酸废渣中的铁质成色;以非磁铁场快速消磁后提取铁质成分的显着作用，完成仅以2%至3%的质料本钱，再投入20%至40%的水磁选铁出产费用，到达100%的作用。并可极大地削减空气、环境、地表、地下水等污染。具有新增社会、经济效益，减轻厂商和大众公害的显着前进。 铁矿石铁精粉脱磷的处理办法　内容简介：本工艺是一种铁矿石、铁精粉脱磷的处理办法，可有用处理铁矿石、铁精粉含磷过高而不能被炼铁之用的问题，其处理的技能计划是，将高含磷铁矿石、铁精粉粉碎成粗颗粒，置入脱磷容器中，再参加等体积的稀溶液加热，在55-75℃下反响25-40分钟后，滤去溶液再用清水冲刷，重选即可，本办法简略，易操作，本钱低，脱磷作用好，可有用处理高含磷铁矿石、铁精粉的炼铁问题，为高磷铁矿的挖掘和使用发明了必要的条件，并为炼铁业供给了丰厚的质料，拓荒了宽广的六合。 钢渣铁精粉的出产工艺　内容简介：本办法公开了一种钢渣铁精粉的出产工艺，将钢渣经转筒式烘干机烘干，使钢渣含水量小于1.5%，烘干后的钢渣送入电磁予磁器进行预先磁化，再送入予均化库进行均化、贮存，然后进行干式予粉磨，将3毫米以上的颗粒钢和小于3毫米的钢渣粉别离，然后将3毫米以下的钢渣粉选用选粉机进行风力选粉，使钢渣粉分为大于180目和小于180目两级颗粒，将大于180意图颗粒置入双筒干式永磁磁选机进行铁磁选，磁选后的钢渣粉选用电磁脱磁器对钢渣粉进行脱磁，以下降钢渣粉比磁化系数，解除磁聚会，再将脱磁后的钢渣粉送入球磨机进行细磨至180目以下，用选粉机将钢渣铁精粉和钢渣微粉别离。本办法具有出产工艺本钱低，不污染环境等长处。 用硫铁矿出产铁精粉的办法及其设备　内容简介：一种用硫铁矿出产铁精粉的办法及其设备，是在现有硫酸设备基础上，添加质料混配体系1。使用欢腾炉3排出的烧渣，掺入到硫铁矿中作为质料。烧渣经排渣管3-4，排出到矿渣输送机5上，送到增湿机6，再由排渣皮带7送到质料场，按核算份额掺入到硫铁矿中，与其充沛混组成入炉质料，然后经质料入炉设备2，入炉焙烧。所得产品除硫酸外，还可得到铁元素百分含量≥63%的铁精粉。选用简略而经济的办法取得巨大的经济效益，为硫铁矿的深度开发拓荒新途径，更大程度上使用硫铁矿资源，进步现有硫酸设备的经济效益。适于对现有硫酸设备的改善和进步。  根据从工业含铁尾矿中提取铁精粉的工艺　内容简介：本办法公开了一种根据从工业含铁尾矿中提取铁精粉的工艺，首要将工业含铁尾矿在水中浸泡、清洗，随后将所得到洁净的尾矿石送入研磨机破碎，其次将所得到的矿粉输送到频率为50HZ。电压220V的高频筛进行挑选，再次将挑选过的矿粉送入到湿式永磁辊式旋选机内进行磁选，最终将初选合格的矿粉输送到提纯机内进行最终的提纯;选用该工艺可将工业尾矿中的铁资源，做到最大极限的使用，经济效益和社会效益非常显着。

稀土精矿球团经电弧炉、矿热炉脱铁除磷制备稀土精矿渣，是冶炼合格稀土硅铁合金的重要环节。下面重点介绍电弧炉脱铁除磷制备稀土精矿渣，的工艺和原理。     稀土精矿球团电弧炉脱铁除磷的工艺  利用电弧炉进行稀土精矿脱铁除磷制备稀土精矿渣，具有工艺简单、操作便利、设备利用率高等优点，因而在工业生产中采用。其工艺流程如图1所示。所用设备为冶炼稀土硅铁合金的电弧炉，渣铁罐为耐高温铸铁件。罐内渣铁经过8h以上的静止冷却，即可完全分离，注意不可将高磷铁混入渣中。

1．  铁合金的界说和用处。 　　　　铁合金是铁与一种或几种金属或非金属元素组成的合金。铁合金是炼钢和机械铸造业的主要原料之一，在炼钢和铸造时用作脱氧剂、脱硫剂和合金添加剂。　　2．  铁合金的分类。 　　铁合金的种类许多，一般依照其所含元素分类，例如：       (1)硅铁：工业硅铁¡¡含硅95%、75%、45%等硅铁 　　贫硅铁（含硅12%） 　　硅铝合金 　　合金 　　(2)锰铁：高碳锰铁（含碳为7%） 　　中碳锰铁（含碳1.0~1.5%） 　　低碳锰铁（含碳0.5%） 　　金属锰 　　硅锰合金 　　(3)铬铁：高碳铬铁（含碳为4~8%） 　　中碳铬铁（含碳为0.5~4%） 　　低碳铬铁（含碳0.15~0.50%） 　　微碳铬铁（含碳为0.06%） 　　超微碳铬铁（含碳小于0.03%） 　　金属铬 　　硅铬合金 　　(4) 其它铁合金。除了以上几类铁合金外，还有钨铁、钼铁、钛铁、钒铁、磷铁、硼铁、镍铁、铌铁、锆铁、稀土合金等。.

1日本转炉炼钢工艺的最新进展 　　近年来，用户对低磷钢和超低磷钢的需求明显增加，特别是深冲钢和高级别管线钢等对磷含量要求苛刻的钢种，常规转炉炼钢法难以低成本地组织生产。20世纪90年代中后期，为解决超低磷钢的生产难题，日本各大钢厂进行了转炉脱磷的试验研究，1993年~2007年，日本新日铁、JFE、住友金属和神户制钢四家钢铁企业申请的转炉脱磷专利量分别为33、40、18和7项(共计98项)。 　　日本发明的转炉脱磷炼钢工艺主要方法有∶JFE的LD一NRP法、住友金属的SRP法、神户制钢的H炉、新日铁的 LD一ORP法和MURC。其操作方式主要有两种∶第一种是采用两座转炉双联作业，一座脱磷，另一座接受来自脱磷炉的低磷铁水脱碳，即“双联法”。典型的双联法工艺流程为∶高炉铁水铁水预脱磷转炉脱磷转炉脱碳二次精炼连铸。第二种是在同一座转炉上进行铁水脱磷和脱碳，类似传统的“双渣法”。 　　双联法是日本各大钢厂目前采用的最先进转炉炼钢方法，其主要优势是∶炉内自由空间大，允许强烈搅拌钢水；顶吹供氧；高强度底吹(0.3立方米/吨· 分)；不需要预脱硅；废钢比较高(8%~10%)；炉渣碱度较低(1.5~2)；渣量大幅下降；处理后铁水温度较高摄氏1350度，大幅度提高了脱磷效率。 　　2生产实绩 　　2.1JFE福山制铁所 　　福山制铁所有两个炼钢厂(第二炼钢厂和第三炼钢厂)。该制铁所是日本粗钢产量最高的厂家(1080万吨/年)。第三炼钢厂有两座320吨顶底复吹转炉，采用LD 一NRP工艺“双联法”，一座转炉脱磷，另一座脱碳；转炉脱磷能力为450万吨/年。该厂1999年开始全量铁水转炉脱磷预处理。 　　脱磷转炉指标∶炉令低于脱磷转炉，转炉在炉役前期用于脱碳，炉役后期用于脱磷，炉令约7000炉；石灰消耗5~6公斤/吨。 　　第二炼钢厂有3座250吨顶底复吹转炉，采用传统“三脱”工艺(NRP)。“三脱”处理能力为420万吨/年。该厂统计的生产数据表明，铁水罐内脱磷处理周期长、产能低；LD一NRP技术与常规冶炼技术相比，每吨钢成本低5美元左右。此外，JFE京滨炼钢厂的两座330吨转炉也采用双联法炼钢。 　　2.2住友金属鹿岛制铁所 　　住友金属鹿岛制铁所有两个炼钢厂，第一炼钢厂3座250吨转炉，采用该公司发明的SRP法(双联法)炼钢。第二炼钢厂2座250吨转炉，采用常规冶炼工艺。第一炼钢厂一座转炉脱磷，另二座转炉脱碳(二吹一)，脱磷铁水富余25%，运送给第二炼钢厂。住友金属鹿岛制铁所两个炼钢厂的生产流程见图1。 　　脱磷转炉指标∶ 　　吹炼时间为8分钟；冶炼周期为22分钟；废钢比为10%(加轻废钢)；出铁温度为摄氏1350度；渣量为40公斤/吨。 　　脱碳转炉指标∶ 　　吹炼时间为14分钟；冶炼周期为30分钟；锰矿用量为15公斤/吨(锰回收率∶30%~40%)；渣量为20公斤/吨。.

概 况 钒在地壳中的含量大约是地壳分量的0.02%，散布较广，但涣散。含钒矿藏已发现的就有70多种，其间的绿硫钒矿、钒云母矿和钒铅锌矿等含钒氧化物高达8-20%，钒钛磁铁矿含钒档次低，一般含v2o5为0.2-1.4%，但它的储量最多，国际储量在400亿吨以上，是提取钒的首要质料。 全球的钒铁磁铁矿和钒资源恰当丰厚，已查明国际钒铁磁铁矿的储量为400亿吨以上，且会集在少数几个国家，有前苏联、美国、我国和南非，首要赋存于钒钛磁铁矿、磷块岩矿、含铀砂岩和粉砂岩型矿床中。此外还有许多钒赋存于铝土矿和含碳质的原油、煤、油页岩和沥青沙中。 据美国矿藏局统计资料标明，按现在挖掘规划，已探明的钒资源可继续挖掘150年，且会集散布在南非洲、亚洲、北美洲等区域，(南非占47.0%，前苏联占24.6%，美国占13.1%，我国占9.8%，其他国家总和占小于6%)。 钒具有杰出的可塑性和可锻性，常温下可制成片、拉成丝和加工成箔。但少数的杂质，特别是空隙元素(如碳、氢、氧、氮)会显着影响钒的物理性质。如钒含氢0.01%时引起脆变，可塑性下降;含碳2.7%时其熔点升高到2458。K。钒的熔点高，硬度大，电阻率高，呈弱顺磁性，线胀系数小，钒的弹性模量密度和钢附近，可用作结构材料。 钒是重要的战略物资之一，首要用于冶金工业，作为合金元素增加剂，改进钢材的结构、功能，进步强度和耐性，次之与钛制成具有高温高强度合金，再次之是化学工业，以钒的氧化物形状，用作出产催化剂、触媒等等。 国外钒的提取基本上是从副产品中收回的，如南非、芬兰、前苏联等国家是从钒钛磁铁矿炼铁中收回，美国大部分钒是钾钒铀矿及磷铁矿中收回，加拿大是从焚烧石油焦搜集的尘中收回，少数国家还从石煤中提取钒。总归，国际上钒首要是从钒钛磁铁矿中收回的，现在从钒钛磁铁矿收回的钒，每年约为7万吨左右，约占总产量的%。 钒的产品分为初级产品、二级产品和三级产品。初级产品包含含钒矿藏，精矿、钒渣、作废的粹的废催化剂，作废触媒和其他残渣。二级产品包含v2o5，也可所以一种可用的工业产品，即出产硫酸的触媒和粹用的催化剂。三级产品包含钒铁、钒铝合金、钼钒铝合金、硅锰钒铁合金及钒化合物，其间钒铁是最为重要钒材料，它占钒消费量的85%。各国钒铁标准可分为50-60%和70-85%的二类。 我国钒工业起步于20世纪50年代，1958年康复并扩建锦州铁合金厂提钒车间，以承德大庙含钒铁矿精矿为提钒质料，1960年今后我国的其他提钒厂相继建成投产，70年代攀枝花钢铁公司建成投产，从此我国的钒工业便进入一个新的历史时期，至80年代中已成为国际首要产钒国家之一，能出产各种钒制品，钒的推广运用也取得较快的开展。 从含钒质料提取纯钒化合物的技能，视质料不同而有所差异。钒钛磁铁矿、钒铁精矿、含钒石煤、石油渣、钒铀矿、钒磷铁矿等等，现分述收回技能。 一、 钒钛磁铁矿提钒技能： 钒钛磁铁矿提钒能够概括为火法和湿法两大类。火法流程能够处理含钒档次低的质料，能够经过火法富集，然后处理收回，也称之为简接法;湿法流程具有流程短、收回率高的长处，但要求处理的质料含钒档次相对较高，也称之为直接法。 1.火法工艺流程 将选出的钒铁精矿参与高炉或电炉炼铁，矿石中的钒大部分进入铁水中，将含钒铁水送入转炉吹炼成钢，钒高度富集在表面渣中，即钒渣，钒渣再经破碎、焙烧、浸出、过滤即得到V2O5。这是前苏联、挪威和南非等国所选用的办法。我国也选用相似的办法收回钒。 2、湿法工艺流程 选用含钒铁精矿加芒硝制团、焙烧、水浸，使钒酸钠进入溶液，再加硫酸使之转化为V2O5沉积，过滤后直接得到V2O5，水浸后的球团用于炼铁质料。 南非海威尔德公司是西方国家一起运用以上两流程(即生铁—钒渣流程和焙烧浸出流程)的典型比如。 生铁—钒渣流程 含钒铁精矿 料仓配料 回转窑预复原 含钛炉渣 炼铁 暂存堆积未处理 含钒铁水 板坯 氧气 吹炼 出售 钢水 顶吹炼钢 半钢 钒渣 钢坯 出产V2O5 焙烧浸出流程 含钒铁精矿 H2O 芒硝(碱或Na2SO4)NaCl 配料制团 钠化氧化焙烧1000℃ 水浸 过滤 铵盐 球团 溶液 炼铁 过滤 H2SO4 废液废液 V2O5 含钒铁精矿或钒渣的浸出首要化学反响为 (1)4FeO.V2O3+4Na2CO3+5O2=8NaVO3+2Fe2O3+4CO2 (2)4FeO.V2O3+8NaCl+5O2=2Fe2O3+8NaVO3+4Cl2 (3) 4FeO.V2O3 +8NH4Cl +5O2=2Fe2O3+8NH4VO3+4Cl2 (4)2NaVO3+H2SO4=V2O5 + Na2SO4+H2O (5)2NH4VO3+H2SO4=V2O5 + (NH4)2SO4+H2O 3、生铁—钒渣流程主体设备 ① 首要视炼铁的主体设备，曾经苏联炼铁主体设备是高炉，挪威、南非等国则是电炉。 ② 吹炼：不同国家选用的设备也不相共同 a.底吹转炉提钒:前苏联丘索夫联合公司是将含钒铁水装入底吹转炉吹炼,在炼半钢进程氧化表面构成含钒渣,钒渣经破碎、焙烧、水浸收回V2O5，然后炼成钒铁。从精矿到钒铁、钒的总收回率为60%左右。 b.顶吹转炉双联提钒：前苏联下塔吉尔钢厂则用顶吹转炉将含钒铁水吹成半钢和钒渣。就铁水到钒渣钒的收回率达92%—94%。我国的承钢、马钢和攀钢也用该法出产钒渣，钒的收回率为80%—88%。 c.高炉铁水雾化法提钒，该法实际上是将含钒铁水倾入中间缸，然后进雾化器，经雾化反响之后，使钒由V2O3氧化成V2O5、 V2O4、V2O3的混合物流入半钢缸，半钢面上构成钒渣。该法由我国攀钢首要实验成功并投入出产运用的，并且是我国钒渣出产的首要办法，钒的氧化率达85~90%,收回率为73.6%，半钢收回率为93.9%。该法的首要长处是：炉龄长(最高炉龄已达12000炉)、处理才干大(可达366吨/时)、可半接连化出产、设备简略、操作简略。 d.曹式炉提钒：我国马钢曾用槽式炉吹炼提钒，槽式炉才干为70T/h,实验的首要技能目标，钒的氧化率达88.5~95.2%，钒的收回率为81.3~90.49%,半钢率90.20~94.1%，出产目标不如实验目标。该法的长处是能接连出产、设备简略、出产本钱低，缺陷、钒渣含铁高、钒收回率还欠低。因而现在已停止运用，需求进一步完善，仍不失可供挑选的好办法之一。 4、焙烧浸出流程设备 湿法流程即焙烧浸出流程的中心首要是使钒氧化然后转化构成水可溶性的钒酸盐，选用何种焙烧设备，完成其意图。 a. 南特殊特腊厂，所运用钒钛磁铁矿成分： Fe 50~60%,V2O5 2.5% ,TiO2 8~20%, Al2O31~9%, Cr2O31%,选用回转窑焙烧完成氧化和转化。 b. 前苏联和澳大利亚阿格纽克拉夫有限公司都选用欢腾炉焙烧使97~98%的钒转化可溶性钒而被浸出。 c. 芬生奥坦馬基，运用原矿成分Fe40%,TiO215.5%,VO26%(V2O5:0.71%)原矿制团,在竖炉焙烧和转化,转化率达80~90%。 二、钾钒铀矿和磷铁矿收回钒技能 1、 美国钒的出产供应商处理的质料的以钾钒铀矿石、铀钼钒矿和磷铁矿石为主，钾钒铀矿的化学式为：K2(VO2)2(V2O8)" 3H2O或K2O" 2UO2"V2O5"3H2O。最近澳大利亚西部伊利里的钙结石乐岩中发现大型钾钒铀矿，我国陕西、湖南区域也发现钒铀共生矿。国际上最大的矿冶公司——美国联合碳化物公司从钾钒铀矿石出产钒的工艺流程是焙烧、浸出、沉积、复原和再浸出。该法钒铀浸出率别离为70~80%和90~95%，其流程如下： 钾钒铀矿 6~9%NaCl 钠化氧化焙烧 (多膛炉850℃ φ5m.8层) 1~2%Na2CO3 急冷 浸出 H2SO4 浸出液中和煮沸 PH：3 NaOH或NH3 沉积PH7 钒滤液 滤饼 沉积 Na2CO3 或NaCl 复原熔化 钒化含物 H2O 浸出 钒溶液 含铀沉积物收回铀 酸法和碱法浸出含钒溶液，可用离子交换法、溶剂萃取法、或挑选性沉积法进行别离提纯。该公司年产V2O8454吨，V2O51360吨。 2、 钒铁矿的处理与钾钒铀矿有所不同，钒铁矿运用真空揉捏和焙烧炉，先将矿粉与盐混合，送揉捏机揉捏成条、堵截，焙烧浸出提纯沉积后得V2O5。 3、 钒磷铁矿的处理 钒磷铁矿电炉出产单质磷和磷肥的副产品(含钒磷铁)用来作提钒质料，美国的克尔麦吉(KerrMeGee)化学公司所用的含钒磷铁含钒3.26%~5.2%，磷24.7%~26.6%，铁59.9%~68.5%,铬3.4%~5.7%,镍0.84%~1.0%。 先将含钒磷铁磨至粒度小于0.42mm，配入1.4倍纯碱和0.1倍的食盐在回转窑中770~800℃下焙烧，钒便转变成水溶性的钠盐，焙砂在沸水中浸出，钒、铬、磷均溶入浸出液，过滤后滤液结晶折出磷酸钠晶体，粗磷酸钠可再行纯化直至产品合格。磷酸钠结晶母液含磷>0.98g/L,可参与适量CaCl2,使其以磷酸钙(CaPO4)沉积，然后水解收回钒，随后往母液中参与以沉积。此工艺的钒、铬和磷的收回率别离能够到达85%、65%和94%。 三、含钒褐铁矿收回钒技能 含钒褐铁矿五氧化二钒含量为0.5~2.5%，Fe20~40%，SiO230~65%. 矿石首要由针铁矿、赤铁矿和脉石组成。脉石以石英为主，其次是泥质还有少数的绢云母。钒在褐铁矿中没有呈独立矿藏存在，而是以离子型吸附状况存在于铁和泥质中。处理的准则流程是：破碎球磨 焙烧 浸出 沉积Nu4VO3 或V2O5。 研讨标明褐铁矿V2O5含量不同，钒的转化率受矿石组分的影响，其间首要影响要素是矿石CaO的含量,跟着的CaO的含量增加，影响钒的转化，焙烧温度的进步能进步钒的转化率。不同含钒矿石，最高转化率的温度是有差异的。 四、含钒石油渣提钒技能 一般讲，原油和石油砂都含有钒，虽然有些国家至今仍未把油含钒列为钒资源，但这些原油确是钒的潜在资源，全球的石油中钒的含量改动很大，委内瑞拉、墨西哥、加拿大和美国原油含钒为220~400ppm，是全球石油含钒量较高的少数几个国家。 美国、日本、德国、加拿大和俄罗斯等国家从石油渣，石油灰中提钒，提钒的终究产品首要是V2O5，但也能够直接炼成钒铁。提取的办法许多，首要依据质料成分或性质上的差异，挑选不同的工艺。 1、 从石油会集收回钒技能 委内瑞拉的原油经过裂化处理得到石油焦含0.4%V,石油焦用作蒸气锅炉的燃料,焚烧后烟尘用电收尘器收尘,尘含V2O5达15%,作为收回钒的质料。收回办法是将搜集烟尘直接酸浸，经过滤滤液加次(NaClO4)将钒氧化成五价，滤液由兰色变黄色后，加NH3调PH由0.3至1.7,使钒以铵盐方式沉出，然后枯燥锻烧得V2O5或V2O5熔化铸片。流程图： 石油焦尘埃 酸 浸出 滤液 残渣NaClO4氧化 沉积 调PH 洗刷 滤块 残渣 洗液 抛弃 烘干 锻烧 V2O5 首要化学反响：酸浸工序： V2O5+6HCl 2VOCl2+3H2O+Cl2 或V2O5+2H2SO4 VOSO4+2H2O NaClO4氧化： VOCl2+NaClO4 NaVO3+2NaCl+Cl2VOSO4+NaClO4 NaVO3+NaSO4+Cl2 沉积锻烧 NaVO3+NH4Cl NH4VO3+NaCl2NH4VO3 V2O5+2NH3+H2O 2、 从炼油渣中收回钒技能 美国Amax和CRIVentures公司就是处理炼油渣、归纳收回钒、钼、钴、镍和铝。他们处理的工艺：炼油渣与烧碱混合磨矿进行加压浸出，在高温和加压下氧化，硫转化硫化物，碳氢化合物大部分分化，钒、钼溶入溶液，经过滤别离，从溶液收回钒钼。或石油渣加Na2CO3或NaCl配料后，在硫化物和硫酸盐存鄙人进行电炉熔炼，取得钒渣和镍锍。钒渣首要惯例处理办法制取工业V2O5。美国是20世纪80年代末开端用石油渣，石油灰为质料出产钒的，现在仍然是该质料出产钒的最大出产国。 五、石煤提炼钒技能 在普查磷矿时意外地发现了石煤含有钒，进而发现石煤中还有铀、铜和镍等金属和非金属60多种，就当时的技能水平而言，具有挖掘和商业价值的只要钒。我国的石煤资源非常丰厚，估计石煤中钒的总储存量为钒钛磁铁矿中钒总储存量的七倍。但石煤中含钒档次各矿相差甚大。现在条件下石煤含钒超越0.8%，才有挖掘价值。美国内华达州含钒页岩分为风化页岩(V2O30.93%)和碳质页岩(V2O50.84%)。我国石煤资源会集在南边各省,现有钒的厂20多家,年产量为2500~3000吨,本钱2.5~30万元/吨。 石煤提钒选用加食盐焙烧、浸出、萃取、沉积的出产工艺。含钒碳质页岩是用于烧锅炉或液态化床发电的脱碳焚烧，在焚烧进程中钒富集在烟灰中，富集钒烟灰加NaCl或Na2Co3进行化焙烧，使钒转变为水溶性的NaVO3和Na2V2O5. 4FeOV2O3+4Na2CO3+5O2=4Na2OV2O5+2Fe2O3+4Co2 NaCl+1/2O2= Na2O+Cl2 Na2O+V2O3=2NaVO3 用热水浸出钠化焙烧产品，钒酸钠和偏钒酸钠便溶于热水而与大部分不溶杂质别离，含钒浸出液经提纯和别离，产出钒的纯化合物。 美国内华达对含钒页岩提钒流程： 页岩 ↓ 破碎、枯燥 ↓ 焙烧 ↓ H2O 残渣←弱酸浸出 H2SO4 NH3 ↓ 浸出液除硅 PH值由2.5调至5 ↙ ↘ 硅渣 含钒溶液 PH5调回PH3 ↓ 萃取(三级) 萃取有机相 萃取废液 ↓ 再生萃取 ←二级反萃 ←NaCO3 溶液 有机相 ↓ 含钒溶液 ↓ NH4Cl →钒酸铵沉积 ↓ 过炉、洗刷、枯燥→废液 ↓ 制品 阐明：除硅需将溶液调至PH值5，但萃取别离又需将溶液PH从头调回至PH3，用的萃取剂是混合十三胺(DITDA)，偏钒酸胺煅烧脱后能够得到V2O5。 在我国，已建有从含钒石煤中提取钒的工厂，各厂依据其资源特色开发出具有必定特色的提钒工艺流程，他们的准则流程是： 石煤提钒的准则流程 石煤破碎、磨矿 ↓ 加水→配料←NaCl ↓ 成球 ↓ 平窑焙烧 ↓ 水浸 ↙ ↘ ↙H2SO4或HCL 浸出渣 浸出液 ↙ ↘ 粗钒 废水 ↓ NAOH → 碱熔 ↓ NH4CL 水溶 ↙ ↘ 废水↓ 热分化 ↓ 五氧化二钒 石煤提钒的新工艺有：1.石煤加食盐，欢腾焙烧—酸浸—离子交换法。2.石煤无盐焙烧—酸浸—溶剂萃取法。3.酸浸—中间盐提钒 新工艺的所谓新，会集在二个环节上，首要是焙烧所选用的炉型，由平窑焙烧转而运用欢腾炉，回转窑，竖炉等，成果是竖炉的操作条件不简略操控，转化率不稳定，劳动条件差，未能在工业上取得大规划运用。回转窑广泛运用于钒渣的钠化氧化焙烧，但石煤含硅(SiO2)较高(65%--68%)，在焙烧进程中简略呈现粘窑、结圈、影向回转窑正常操作和钒的转化率，故不宜作为石煤焙烧设备，作为石煤焙烧设备最好是欢腾炉。 其次的环境是溶液的处理，除已有的化学沉积法外引证了离子交换法和溶剂萃取技能，因为新技能的引证，能够带来技能目标的进步，削减废水的处理，视操作的差异，或许影响加工本钱。 六、废催化剂和触媒的提钒技能： 钒的化合物具有杰出的催化功能，即它自身不参与化学反响，但在它的参与下，可加快反响的进行。用钒化合物与其载体作成的能改动某些化学反响速率，而自身又不参与反响的化学试剂，称之为催化剂。钒催化剂(V2O5•NH4VO3)替代铂用于出产硫酸，使SO2转化为SO3。在石油工业中，钒首要用做裂解催化剂(VS)，以及脱硫剂。在橡胶工业中，用乙烯和的交联合成橡胶的催化剂(VCl4)。化学工业上的氧化成马来酐，蔡氧化成酞酐的钒催化剂(NH4VO3)等等。特别是化学工业和石油工业运用过的废钒催化剂数量较大，是很好的钒二次资源，不只能够从中收回许多的钒，并且一起收回镍、钼等价金属。 1. 石油裂解用废催化剂(VS)的收回技能 废硫化钒催化剂经焙烧得到产品，能够选用高温浸法，钒废质料在参与压煮器中，473。K温度下用1—14MOL/L浓度的压煮4小时，钒酸铵便溶于中，经过炉别离后，将钒酸铵滤液的温度降至323。K，便分出钒酸铵结晶，结晶浆液经过滤、水洗、枯燥后，在473--873。K温度下煅烧，便得到V2O3，结晶的母液回来浸出循环运用。 除以上办法外，也能够用碱浸出从这种钒废猜中收回钒，用NaOH或Na2Co3溶液在363--378。K温度下浸出1-6个小时，然后过滤别离，在浸液中通入和二氧化碳，坚持298--308。K温度，按1MOL钒参与1.5—5MOL量，并将溶液PH调至6—9。经处理，坚持308。K，便能够沉积出钒硫铵。滤液送解吸器，用蒸气驱逐液体中的NH3和CO2，然后回来浸出，钒硫铵处理同前。 2. 从原油脱硫用的废催化剂的收回技能： 废催化剂在1073。K温度下进行氧化焙烧，先制得含钒10.88%，钼5.49%，钴2.03%，镍1.94%，铝35.48%的焙烧料，然后按150g焙烧猜中参与300ml含溶液NaOH15%的溶液，在333。K温度下拌和浸出3小时，浸出料液在323。K温度下过滤，浸出液由323。K降至278。K，便分出含钒结晶体，母液回来运用，结晶体经水洗、枯燥、煅烧后得到V2O3。 除此之外，焙烧料也可用酸浸流程，催化剂除钒外，其他有价元素Mo、Ni、Co等都转入流液，除杂后钒用萃取别离法收回。 美国AMR是一家从石油裂变废催化剂提钒大公司，其处理的废催化剂的量占全美的50%，年处理废催化剂16000吨，能够归纳收回1500吨V2O3，1000多吨Mo，400—600吨Ni，110—180吨Co，还有部分Al2O3. 3、从《制酸废触媒(V2O5，NH4VO3)》收回钒技能 硫酸工业上用矾触媒进程中，因为SO2气体中的AS2O5和触媒中V2O5构成络合物，在触媒的正常操作温度480摄氏度下该络合物随气体蒸发掉。蒸发量占V2O5总量的40—50%，除此以外还有K2SO4和SiO2。新废触媒成分如下： 成分称号 V2O5 K2SO4 SiO2 新触媒成分 9---------10% 20-------------22% 20% 废触媒成分 5---------6% 10------------12% 80% 因而废触媒中的三中首要成分都是名贵资源。废触媒的处理，工业上能够选用①直接酸浸工艺②化焙烧水浸工艺： 直接酸浸工艺：为了下降溶液杂质和游离酸，削减酸碱耗费。用两段逆流浸出，一段为弱酸浸，二段为高酸浸。高酸浸出液参与到新加废触媒进行弱酸浸出。二段浸出成果钒浸出率可达88.5-91.1%，浸出渣含V2O5能够降到0.59%，当进步二段浸出酸浓度到80—100G/T，渣含V2O5可降到0.3%。溶液的净化选用N235或P204萃取，碱反萃取，用NH4Cl沉，煅烧得到V2O5。 考虑到直接酸浸液除钒外，还含有许多Fe离子为溶液处理带来费事。经过预焙烧使钒氧化成高价钒，一起使其转型，削减了提钒的困难。因为废触媒自身含有10%硫酸钾组分，因而氧化焙烧水浸流程可分为不加钠盐和加钠盐两种。前者焙烧温度900摄氏度到达最佳转化率(~80%)。再高或再低温度的焙烧，钒的转化率都不抱负，后者增加5%的Na2CO3在800摄氏度下焙烧2小时，钒的转化率可达92%，是比较抱负的。 焙砂进行两段浸出，即先水浸后酸浸或碱浸，它的特色是先将钾盐、钠盐和近80%钒水浸进入低酸溶液。这种溶液杂质少，易处理，可收回运用钾盐。酸浸或碱浸意图在于不容于水的钒盐尽或许多地溶解，以进步钒的收回率。 溶液中的钒用N235萃取别离，碱返萃，NH4CL沉积，煅烧得V2O5。 总归，流程的挑选，要视供应商的现状，以为钠化氧化焙烧水浸提钒工艺较好。物料过滤功能好，浸出液中钒呈高价，杂质少，下步钒别离、净化进程简略，也能够直接用NH4CL沉积，省去萃取进程，下降产品加工本钱。 七.钒铁出产技能： 钒和铁组成铁合金，首要在炼钢中用作合金增加剂，高钒钒铁还用作有色合金的增加剂。常用的钒铁含钒40%、60%和80%三种，国内外首要选用电炉铝热法和硅热法冶炼钒铁的工艺，先分述如下： 1. 铝热法： 电炉铝热法冶炼钒铁的质料，可所以V2O5或贱价氧化钒混合物(V2O4、V2O3等)或钒铁渣。用铝作复原剂，在碱性炉衬条件下进行。 首要反响：V2O5+ AL(豆或粒状)=V+AL2O3 V2O4(V2O5)+AL= V+AL2O3 铝热法冶炼钒铁反响为放热反响，反响速度快，因而冶炼进程V2O5喷溅丢失严峻，为削减丢失，进步钒的收回率，特意将V2O5加工成片状，一起将铝粒改为铝豆，恰当减缓反响，下降放热量。 以贱价氧化钒为质料时，则冶炼进程反响速度缓慢，反响热量合适，削减进程的喷溅。然后进步钒的收回率，一起吨铁钒节省了铝复原剂40—60公斤，钒铁含钒60—80%，钒的收回率达90—95%。 2. 硅热法： 该法的本质是：片状V2O5用75%的硅铁和少数铝作复原剂，在碱性电弧炉中，经复原，精粹两个阶段炼得合格产品。复原期是把复原剂和V2O5进行硅热复原。当渣中V2O5小于0.35%时，即可作为废渣处理(或作建筑材料用)，作为冶炼作业讲，即能够转入精粹期，此刻再参与部分V2O5和CaO，用以脱除合金液中过剩的硅、铝等。当合金成分到达要求即可出渣和出含金，精粹期渣含V2O5达8—12%，此渣可回来冶炼复原期收回。合金液可铸成圆锭后破碎成制品。此法出产的钒铁含钒40—60%，钒收率可达98%。 除此之外，还开发了高钒铁、硅钒铁、硅锰钒铁、碳化钒、碳氮化钒、氮化钒铁以及金属钒等产品，在此不再赘述。 八、几点观点： 1.依据所用的含钒质料有：含钒铁水，钒铁精矿，钒渣、钒铀铁矿，钒磷铁矿，含钒石煤，含钒褐铁矿，含钒石油渣，以及化学石油以及橡胶工业用过的废催化剂等。 2.提取钒的流程遍及都存有：焙烧、浸出与净化、溶液中钒的提取和提取尾液处理四大过程组成，前两过程最为重要： ①焙烧：含钒质料和Na2CO3 NaClNa2SO4等钠盐混合在回转窑、竖炉、平窑、多膛炉或欢腾炉，在800—1000。C下进行氧化和转化，使钒转变为XNa2O•YV2O5以便溶于水。 单个情况下，含钒质料可加石灰或石灰乳(Ca(0H)2)，在上述提取各种炉内进行焙烧，它的意图与钠化焙烧正好相反，使钠转化为不溶于水，但溶于碳酸盐溶液，构成钒酸钙，到达与其他杂质别离的意图。 ②浸出：焙烧熟料浸出有：水浸、酸浸、碱浸和碳酸化浸出等四种办法，水浸时，钒酸钠进入溶液，酸浸则不同，能够有三种办法：A、含钒物料直接酸浸;B、含钒物料经焙烧后酸浸;C、含钒熟料经水浸之后再进行酸浸，酸浸还能够适用于处理其他物料，为钾钒铀矿、磷钒铁矿、含钒灰烬、废钒催化剂等。常用碱浸出剂有NaOH、Na2CO3或两者混合等，碱浸时还有必要使钒成高价态才行。氧化剂有氧气、空气、富氧空气，、、次、等。 溶液净化：含钒浸出液悬浮物可经过弄清除掉Fe、Mn、Si、Al可用中和沉积除掉，可用钙盐、镁盐沉积除掉P、AS，对高碱度溶液可用电渗析脱钠、收回碱。 ③溶液中钒提取：有沉积法、溶剂萃取和离子交换法 沉积：A、铵盐沉积：生成(NH4)2V6O16沉积,生成Na2(NH4)4V10O28.11H2O沉积，生成NH4VO3沉积。 B、水解沉积：加H2SO4，分出赤色钒酸钙沉积，Na2H2-X.V12O31。 C、钙盐或铁盐沉积： 碱性溶液用CaCl2或其他CaO、Na(OH)2沉积出钒酸钙，或用高铁盐沉积出钒酸铁(XFe2O3•YV2O5•2H2O)。 溶剂萃取：钒和铀别离法：用二乙基已基磷酸 磷酸三丁酯及N235 离子交换：合适处理碱性溶液 ④尾液处理：五价钒和六价铬离子游离酸、盐都是有毒的，有必要处理好才干扫除，工业上有三种处理办法： A、 复原中和扫除法 B、 气体中二氧化硫复原法 C、 离子交换法 3、已探明的钒储量，按现在挖掘规划够150年运用，年产钒量已处在供需平衡状况，钒的供需改动随合金钢产量改动而改动

出产镍的质料首要为硫化镍（或硫化铜镍）和氧化镍矿藏。此外，选用高炉法加蛇纹石出产钙镁磷肥的工厂，由蛇纹石中带入的镍被富集在高炉渣中，经过吹炼这种高炉渣（镍磷铁合金）可从中收回镍。镍精矿的冶炼和吹炼磷镍铁产出的粗镍中富集简直悉数贵金属。粗镍的电解又使贵金属进一步富集于镍阳极泥中。镍阳极泥的组成，跟着出产镍的质料的不同，不同极大。一般，镍阳极泥首要含镍、铜、铁、硫和SiO2等，所含的贵金属一般以铂族金属为主，金、银含量较少。某些镍阳极泥的黄型组分见表1。   表1  国内外某些厂镍阳极泥的组分（%）产地NiCuFePbSPtPdIrRuRhAuAgSiO2算计1厂（我国） 2厂（我国） 3厂（我国）   4厂（俄罗斯）   5厂（俄罗斯）21.77 14.40 3.40 27.6 29.4238.11 5.52 16.58 15.0 23.142.52 4.46 少数 1.8 6.91― ― ― 0.1 －8.40 26.46 0.15 8.8 17.060.011 0.002 0.002 4.0 0.440.019 0.003 0.007 12.2 1.3― ― ― 0.10 0.02― ― 0.003 ― －― ― ― 0.20 0.06－ 0.0098 0.003 0.20 0.04－ 0.015 － 0.10 0.07－ 6.84 － 5.60 1.6070.83 57.71 40.15 75.80 79.78    注：2厂和3厂选用NiPFe质料出产的阳极泥       前期常选用火法冶金来熔炼镍阳极泥，然后再从富集物中别离收回贵金属，近代因为湿法冶金技能的开展，一些工厂已选用化法处理镍阳极泥工艺。因为镍阳极泥中贵金属含量一般不多，故二次电解富集的收回贵金属工艺一向受注重。       从镍阳极泥富集贵金属的办法，与铜、铅阳极泥的处理办法类似。      本文首要包含三部分内容，1、镍阳极泥的二次电解富集和浓硫酸浸煮；2、二次镍阳极泥的化法浸出；3、从磷镍铁电解阳极泥中收回金。具体内容请检查本网有关标题。

我国是磷资源大国,但北方磷资源含磷低,北方磷铁矿选矿厂多数以磁选工艺回收其中的磁铁矿,而丢弃磁选尾矿,造成磷资源浪费。根据我国矿产资源可持续发展战略,重视北方低品位磷矿的综合回收利用,可以合理利用资源,减轻南磷北运的运输压力。       本论文磷灰石矿取自辽西某磷矿。对该厂的原矿进行矿物化学分析,原矿中P_2O_5品位为3.0%左右,Fe_2O_3品位达12%左右。该磷矿石以硅酸盐类矿物为主,脉石矿物主要含有长石、白云石、石英、云母等。该厂现流程工艺是破碎—磨矿—浮选—磁选。问题是该厂磷精矿中Fe_2O_3含量为3.11%,含铁高,影响了磷的工业指标。并且,选用先浮选后磁选造成浮选药剂的浪费,因此工艺合理性需要研究。本论文对原有工艺进行改进,先通过磁选除去大量铁矿物,这样不仅减少了浮选药剂的加入量同时也降低了磷精矿中Fe_2O_3的含量。        原矿利用化学全分析、电子显微镜及XRD等鉴定方法,确定原矿的化学成分、结构构造、矿物组成及特征。判断矿物共生关系及嵌布粒度。分析矿物组成与结构对选矿的影响。为磨矿作及浮选药剂制度等提供依据。        磨矿是分选前准备作业的重要组成部分,首先对原矿破碎产物进行小筛分试验,分析P_2O_5和TFe在各粒级中的分布规律。再通过试验找出入料浓度和磨矿时间与磨矿细度的关系,根据磨矿细度对磁选和浮选的影响,最终确定最优磨矿制度:磨矿浓度60%,磨矿时间15min,磨矿细度-200目82%。通过磁选浓度、磁场强度对铁矿回收率和品位的影响,确定磁选最佳矿浆浓度25%和磁场强度3175Oe。       浮选过程中氧化石蜡皂是磷矿的有效捕收剂,温度25℃时捕收能力最佳。脉石矿物主要属硅酸盐类矿物,选用水玻璃抑制剂;其次是碳酸盐类矿物,可用碳酸钠调节。通过正交试验确定浮选药剂最佳用量:捕收剂用量600g/t,水玻璃用量1200g/t,起泡剂用量100g/t,碳酸钠用量500g/t;磷灰石的回收率和品位分别达到92.24%、32.27%,满足工业要求。 通过研究确定了新的选矿工艺流程:破碎—磨矿—磁选—浮选。充分回收磷矿和铁矿的同时节省了浮选药剂的加入量,并降低了磷精矿中铁的含量。

一、概述       金属磁性材料广泛应用于国防和国民经济各部门，如雷达、电表、电机、自动化外表及医疗器械等，特别是含有镍、钴14％～34％合金的永磁材料。冶炼、浇涛、加工过程中产出的废渣、废品和磨屑是很好的提钴、镍的质料。处理这些质料与处理原矿比较，冶炼办法简略，加工成本低，金属收回率高。       现在处理含钴、镍磁钢废料的工艺如下：       （一）硫酸溶解、参加硝酸以进步溶解速度，溶后液用黄铁矾法除铁，深化除铝等杂质、或次法沉钴，完成钴镍别离。能够出产相应的镍、钴氧化物、碳酸盐，或深加工成相应的镍钴盐类。磁钢渣处理工艺流程图见图1。    图1  磁钢渣处理工艺流程       （二）选用萃取法替代沉钴工艺，如P204－Na盐萃取除杂质，P204－Na盐萃取别离镍、钴。亦可选用脂肪酸萃取除铁、铝、P204－Na盐萃取别离工艺。因为萃取工艺有价金属收回率高，劳动条件好，产品质量优秀，操作技能条件易把握等特色，越来越得到出产供应商注重。       P204－Na盐萃取除杂质，P204－Na萃取别离镍、钴以及制取相应的镍钴制品的工艺类同于可伐合金处理工艺，请拜见本网站的（从废可伐合金中制取钴镍制品）。       镍钴含量低的废磁钢渣可与镍磷铁一重用火法冶炼，经吹炼制成镍阳极板后再电解精粹，请拜见本网站的（用镍磷铁出产电解镍）。       二、质料       （一）五号磁钢废料、坩埚皮等成分如下（％）：  CoNiFeCu其它～201350215      （二）磁钢磨屑成分如下（％）  CoNiFeCu15～179～1625～502～3SiO2CaOAl2O3H2O40.57～821       三、技能操作条件       （一）酸溶       磁钢渣磨屑含有砂轮碎屑及少数油污，处理前须先行除油，经过磁选机去掉磨屑中非磁成分。       1、除油       将磨屑置于炉中直火加热，直到无油烟冒出即为合格。       温度   300℃±    时刻1～2h       2、磁选       磁钢磨屑为钴、镍、铁等永磁体细末，具有磁性，其间搀杂着少数砂轮磨屑碳化硅和机械搀杂的其它非磁性物质。磁选机的磁场强度为95493A/m，依据状况可磁选1～2次，选后磁性物质组成实例如下（％）：  CoNiFeCuAl2O3SiO22012452153       磁选后磁性部分钴、镍含量与磁钢品种有关。       3、酸浸       液固比，一般操控溶后液金属离子浓度总和为120g/L，液固比取（8～10）∶1。       配酸，硫酸、用量为理论量的1.2倍。       温度，反应是放热反应，温度操控在90～95℃。       硝酸参加量，在酸溶温度下，硝酸分解成Nox（即黄烟），硝酸参加量和参加速度一般取决于物料性质及硝酸收回回来溶解的量，一般每吨磁钢废料参加95％浓硝酸100～200kg。       反应时刻，视磁钢废料粒度及硝酸用量为4～8h。       终占pH值，1.0～1.5。       氮氧化物吸收一般办法如下：       （1）水吸收，空气氧化，Nox气体经过多段吸收，操作妥当，烟囟排气看不见黄色。吸收后稀硝酸回来溶解。既消除环境污染又节省了硝酸。       （2）用稀碱液吸收，生成亚，可减轻Nox损害，但吸收后液不能回来重用。       一般酸溶时镍、钴收回率右到达95％～98％。       （二）黄钠铁矾法除铁       用量，为含铁量的0.35～0.4倍。       氧化温度   85℃       氧化时刻   1h，坚持2h。       沉矾操控温度  ≥95℃       沉矾pH值    1.5～2       沉矾时刻     3～4h       中和剂Na2CO3浓度  7％～10％       矾渣过滤速度   0.5m3/（m2·h）       热水洗刷次数   2次       热水∶矾渣  2L∶1kg       钴镍收回率   97％～98％       （三）归纳除杂质       操控pH值  4～5。       温度   70～80℃       Na2CO3中和剂浓度   80g/L       过滤速度0.3～0.5m3/（m2·h）       （四）镍钴制品出产       1、沉积氢氧化钴       选用次法氧化沉积钴，镍别离，次沉钴条件如下：       酸度   开端   pH＝1.5～2.5              过程中pH＝2.0              结尾pH＝2～2.5       温度，50～60℃，结尾进步至60～70℃（驱氯）       时刻  4～6h       产品  Co（OH）3，经过滤、洗刷后Co/Ni≥7∶1，沉钴后液含Co，0.4～0.5g/L。       钴渣枯燥后其成分实例如下（％）：  CoNiFeCuAl45≤4.5≤0.5≤1≤1       2、沉积碱式碳酸镍       沉钴后液用Na2CO3直接沉积碱式碳酸镍。       温度，85℃       结尾pH值，8～9       Na2CO3浓度150g/L       时刻   4h       趁热过滤，热水洗刷2次，洗水∶碱式碳酸镍2L∶1kg       枯燥后碱式碳酸镍成分实例如下（％）  NiCoFeAlCu45≤1≤0.1≤1≤1       四、产品       （一）粗氢氧化钴       实例，Co   45％   Ni≤4.5％       （二）粗氢氧化镍       实例，Ni   45％   Co≤1％       五、技能经济指标       （一）收回率，Ni   86.35％    Co   85.17％       （二）首要材料耗费（以处理每吨磁钢渣计）       H2SO4（93％）1t       HCL（35%）1.5t       HNO3（65%）0.25t       Na2CO3  0.32t       NaOH    0.5t       NaClO3  0.1t           0.1t       （三）水、电、汽耗费       水     200t       电     2000kW·h       蒸气   70t

国外稀土资源开发与利用现状随后开展大规模的地质调查和勘探，逐渐探明这一世界级的轻稀土矿床。该稀土矿床赋存在碳酸岩侵入杂岩中，矿石主要由碳酸盐矿物(方解石，白云石、磷铁矿、铁白云石)、硫酸盐矿物(重晶石、天青石)、氟碳铈矿和硅酸盐矿物(石英)组成，含稀上矿物主要为氟碳铈矿。矿山目前保有矿石储量5000万吨，稀土氧化物平均品位8%&mdash;9%，含稀土氧化物430万吨。&nbsp; 芒廷帕司稀土矿于1952年矿山投产，在20世纪60&mdash;80年代中期，该矿山是世界稀土 市场 的主要供应商，1990年其稀土产品占当时全球 市场 的40%，后来随着中国稀土矿山大量开发而逐渐减少供应，至2002年完成最后一次采矿活动后停止开采，但一直销售库存的氟碳铈精矿和轻稀土氧化物。矿山还建有配套的稀土选矿和分离工厂，年生产能力为20000吨稀土氧化物。分离厂于1998年由于废水处理设施不达标而停产，但2007年第四季度稀土分离厂又已经重启，并计划在2009年重启选矿厂，处理封存的氟碳铈矿精矿。&nbsp; 稀土矿床位于加拿大的西北领地州麦肯锡矿区，在大斯勒乌湖东岸5公里，距西北领地州首府耶洛奈夫城100公里。最初，加拿大地质调查局在1937&mdash;1938年曾在该区开展地质填图工作。1976年，海伍德资源公司(Highwood Resources Ltd.)在该区开展铀矿勘查时，发现了大规模的稀有 金属 和稀土矿化现象，其后断断续续有一些矿业公司开展勘探活动。2005年，阿瓦隆稀有 金属 公司(Avalon Rare Elements Inc.)获得托儿湖稀土项目100%权益，在对以前的钻探样品重新取样分析的同时，2007&mdash;2008年开展了新一轮的勘探活动，并开展了小规模的冶金试验。&nbsp; 目前，在托尔湖稀土项目42平方公里的面积内已经圈定6个稀有&mdash;稀土 金属 矿区，分别富集稀土、钇、钽、铌和锆等 金属 。其中，勘探程度较高的矿区有两个：Lake区和T区。稀土&mdash;稀有 金属 矿体赋存在碱性正长岩和花岗岩的次生蚀变带内，矿石矿物有褐钇铌矿、锆石、褐帘石、独居石和氟碳铈矿等。2008年，阿瓦隆稀有 金属 公司委托Wardrop工程咨询公司对Lake区的勘探资料进行总结并编制符合N143-101标准的资源量评估报告。2009年3月发布估算报告，以1.6%REO为边界品位，Lake区拥有控制+推断级别资源量6521万吨，稀土氧化物平均品位2.05%，折合稀土 金属 量133万吨，其中重稀土氧化物占全部稀土氧化物的15%左右。&nbsp; 稀上矿床位于澳大利亚西澳大利亚州拉沃顿镇南35公里。该区稀土矿体在风化的圆形碳酸岩体内，稀土矿物主要为假象独居石，同时伴生钽、铌等稀有 金属 。韦尔德山圆形碳酸岩构造于1966年开展航空磁测时被发现，随后有多家矿业公司在该区开展不同规模的勘探活动，目标矿种有磷、稀上、钽、铌和铀等。2000年，澳大利亚莱纳公司(Lynas Corporation)获得韦尔德山矿权权益，并于2002&mdash;2008年对韦尔德山的稀土和稀有 金属 开展了补充勘探、资源评价和矿石选冶试验。根据莱纳公司网站公布的数据，以4%REO为边界品位，韦尔德山中央稀土区共圈定探明+控制级别的资源量620万吨，推断级别资源量150万吨，稀土氧化物平均品位11.9%，折合稀土 金属 量92万吨。&nbsp; 除了美国、加拿大和澳大利亚等国外，俄罗斯、越南等国也发现有大型稀土矿床，但鉴于无公开资料，在文中没有阐述。印度的稀土矿床大都产在海滨砂矿和内陆砂矿中，以独居石矿为主。巴西也是生产稀土矿的国家之一，19世纪末就曾经开采其东部沿海的独居石砂矿并供应给德国，现在仍然是世界稀土原料 市场 的供应商之一。东南亚的马来西亚、菲律宾、印度尼西亚等国也生产少量的海滨独居石砂矿。更多有关国外稀土的内容请查阅上海 有色 网&nbsp;

一、磷酸铁锂简介　　磷酸铁锂的晶格结构图 磷酸铁锂在自然界中以磷铁锂矿的形式存在，具有有序的橄榄石结构。磷酸锂铁化学分子式为：LiMPO4，其中锂为正一价;中心金属铁为正二价;磷酸根为负三价，常用作锂电池正极材料。磷酸铁锂电池的应用领域有：储能设备、电动工具类、轻型电动车辆、大型电动车辆、小型设备和移动电源，其中新能源电动车用磷酸铁锂约占磷酸铁锂总量的45%。 二、磷酸铁锂作锂电正极材料与其他锂电池正极材料相比，橄榄石结构的磷酸铁锂更具有安全、环保、廉价、循环寿命长、高温性能好等优点，是最具潜力的锂离子电池正极材料之一。 安全性能高 磷酸铁锂晶体中有稳固的P-O键，难以分解，在过充和高温时不会结构崩塌发热或生成强氧化物，过充安全性较高。 循环寿命长 铅酸电池的循环寿命在300次左右，使用寿命在1~1.5年之间。而磷酸铁锂电池循环次数可达2000以上，理论上使用寿命能达7~8年。 高温性能好 磷酸铁锂电热峰值可达350℃-500℃，而锰酸锂和钴酸锂只有200℃左右。 环保 磷酸铁锂电池一般被认为不含重金属和稀有金属，无毒，无污染，是绝对的绿色环保电池。 磷酸铁锂作为正极材料的充放电作用机理不同于其他传统材料，其充放电参与电化学反映的是磷酸铁锂的磷酸铁两相，充放电反应如下： 充电反应：放电反应：充电时，Li+ 从LiFePO4中脱离出来，Fe2+ 失去一个电子变成Fe3+;放电时，Li+ 嵌入磷酸铁中变成LiFePO4 。Li+的变化发生在LiFePO4 / FePO4 界面，因此其充放电曲线非常平坦，电位也较稳定，适合做电极材料。 三、磷酸铁锂的制备 制备磷酸铁锂的原料丰富。部分常见锂源、铁源、碳源、磷源如下： 磷酸铁锂粉体的制备在一定程度上会影响其作为正极材料的性能。目前制备磷酸铁锂的方法很多，如高温固相反应法、碳热还原法以及尚未规模化的水热法、喷雾热解法、溶胶-凝胶法、共沉淀法等。 1.高温固相反应法 高温固相反应法是制备磷酸铁锂是目前发展最为成熟也是使用最广泛的方法。将铁源、锂源、磷源按化学计量比均匀混合干燥后，在惰性气氛下，首先在较低温度(300~350℃)下烧结5~10h，使原材料初步分解，然后再在高温(600~800℃)下烧结10~20h得到橄榄石型磷酸铁锂。高温固相法合成磷酸铁锂工艺简单，制备条件容易控制，缺点是晶体尺寸较大，粒径不易控制、分布不均匀，形貌也不规则，产品倍率特性差。 2.碳热还原法 碳热还原法是在原材料混合中加入碳源(淀粉、蔗糖等)做还原剂，通常和高温固相法一起使用，碳源在高温煅烧中可以将Fe3+ 还原为Fe2+，避免了反应过程中Fe2+变成Fe3+，使合成过程更加合理，但是反应时间相对较长，对条件的控制更为严苛。 3.喷雾热解法 喷雾热解法是一种得到均匀粒径和规则形状的磷酸铁锂粉体的有效手段。前驱体随载气喷入450~650℃的反应器中，高温反应后得到磷酸铁锂。喷雾热解法制备的前驱体雾滴球形度较高、粒度分布均匀，经过高温反应后会得到类球形的磷酸铁锂。磷酸铁锂球形化有利于增加材料的比表面积，提高材料的体积比能量。 4.水热法 水热法属于液相合成法，是指在密封的压力容器中以水为溶剂，通过原料在高温高压的条件下进行化学反应，经过滤洗涤、烘干后得到纳米前驱体，最后经高温煅烧后即可得到磷酸铁锂。水热法制备磷酸铁锂具有容易控制晶型和粒径，物相均一，粉体粒径小，过程简单等优点，但需要高温高压设备，成本高，工艺比较复杂。 除上述方法外还有共沉淀法、溶胶-凝胶法、氧化-还原法、乳化干燥法、微波烧结法等多种方法。 四、总结  尽管磷酸铁锂的制备方法较多，但是除高温固相反应法得以工业化应用以外，大都处于实验室研究阶段。随着对磷酸铁锂制备及改性等技术研究的不断深入，磷酸铁锂作正极材料的产业化速度也会不断加快

铁与一种或几种元素组成的中间合金，首要用于钢铁冶炼。在钢铁工业中一般还把一切炼钢用的中间合金，不管含铁与否（如合金），都称为“铁合金”。习惯上还把某些纯金属增加剂及氧化物增加剂也包含在内。铁合金一般用作：①脱氧剂。在炼钢过程中脱除钢水中的氧，某些铁合金还可脱除钢中的其他杂质如硫、氮等。②合金增加剂。按钢种成分要求，增加合金元素到钢内以改进钢的功能。③孕育剂。在铸铁浇铸前加进铁水中，改进铸件的结晶安排。此外，还用作以金属热复原法出产其他铁合金和有色金属的复原剂；有色合金的合金增加剂；还少量用于化学工业和其他工业。铁合金的主体元素一般熔点较高，或许它的氧化物难于复原，难于炼出纯金属，如与铁在一起则较易复原冶炼。在钢铁冶炼中运用铁合金,其间含铁非但无害,而因为易熔于钢水反较有利。因而，炼钢过程中脱氧和增加合金,大多以铁合金的方式参加。铁合金一般很脆,不能作为金属材料运用。用坩埚冶炼低档次铁合金是1860年左右开端的。后来开展了用高炉炼锰铁和含硅12％以下的硅铁。1890～1910年间在法国开端用电弧炉出产铁合金。穆瓦桑 (H.Moissan)曾用电弧炉对难复原元素进行体系实验，埃鲁(P.L.T.H□roult)运用于工业出产,其时都用焦炭和木炭作复原剂复原有关矿石，产品大多是高碳的。1920年今后，为了满意优质钢和不锈钢开展的需求，开端出产低碳铁合金的新阶段。一方面，在戈尔德施米特 (K.Goldschmidt)1898年提出的铝热法制取金属的工艺根底上，开展出用铝热法冶炼一些不含碳的铁合金和纯金属；另一方面研发出在电炉中氧化含硅合金的脱硅精粹法。因为铝热法出产费用太高，脱硅精粹法得到了较多的运用。直到现在中碳、低碳、微碳铬铁，中碳、低碳锰铁，金属锰大多仍用此法精粹。精粹铬铁的热兑法即把液态的矿石、石灰熔体与硅硌合金,通过热兑混合加快反响,是脱硅精粹法的进一步开展。此外也用电解法出产纯洁的合金增加剂（如金属锰），并选用真空脱碳法出产含碳极低的超微碳铬铁。近年还开展出运用纯氧吹炼法精粹铬铁、锰铁的办法（见铁合金冶炼）。我国在1940年左右用小型电炉出产硅铁、锰铁。1955年起吉林铁合金厂开端大规模出产。随后在各地建设了一批铁合金厂，并用小型高炉出产锰铁，满意了全国钢铁工业的需求。(见彩图中碳锰铁浇铸机)资源 冶炼铁合金用的矿石质料除硅石各地普遍存在以外，大都会集在少量区域，如铬矿90％赋存在南部非洲，锰矿很多储存在南非和苏联。矿石多数以氧化物或含氧盐的方式存在（如铬、锰、钨、镍、钒、钛等），有些为硫化物（如钼）。这些矿石档次不同，大都需求选矿富集。我国钨矿储量居世界第一位。镍、钼资源在70年代勘明有较大储量。攀枝花等地的钒钛磁铁矿含有很多钒、钛资源。锰矿在湖南、广西、贵州等地有适当储量，但档次较低。种类用处 作为炼钢脱氧剂，运用最广泛的是锰铁和硅铁。激烈的脱氧剂为铝(铝铁)、、硅锆等（见钢的脱氧反响）。用作合金增加剂的常用种类有：锰铁、铬铁、硅铁、钨铁、钼铁、钒铁、钛铁、镍铁、铌(钽)铁、稀土铁合金、硼铁、磷铁等（表1 常用铁合金）。各种铁合金又依据炼钢需求，按合金元素含量或含碳凹凸规则许多等级，并严厉限制杂质含量。含有两种或多种合金元素的铁合金叫做复合铁合金，运用这类铁合金可一起参加脱氧或合金化元素，对炼钢工艺有利，且能较经济合理地归纳利用共生矿石资源。常用的有：锰硅、、硅锆、硅锰铝、和稀土硅铁等。炼钢用纯金属增加剂有铝、钛、镍和金属硅、金属锰、金属铬等。某些易复原的氧化物如MoO□、NiO,也用于替代铁合金。此外，还有氮化铁合金，如通过氮化处理的铬铁、锰铁等，以及混有发热剂的发热铁合金等。出产和消费 铁合金首要用电炉出产，电耗高（每吨归纳均匀约5000千瓦·时），需求丰厚而价廉的电力资源。法国成为前期铁合金的首要出产国，挪威成为最大铁合金输出国，都是以当地丰厚的水电资源为根底。70年代工业发达国家的铁合金消费量，按每出产一吨粗钢计，大致为20公斤；其间首要合金元素所占的比例为：锰5.5～6.5公斤，硅2～3公斤，铬2～3公斤。一些国家的铁合金产销状况见表2 1980年一些国家的铁合金出产量、输出量、输入量。

钢铁工业是国民经济的支柱产业之一，尤其是正处于国民经济高速发展中的我国钢铁工业就显得更为重要。解决铁矿原料不足、弥补供需缺口的途径有两条，一是寻找和开发新的铁矿原料基地；二是继续利用国外铁矿资源。我国的铁矿石资源中，具有易选、含杂低、含铁高、选矿工艺简单等特点的铁矿石正逐步面临枯竭；相反，具有含杂高（主要是P和S）、含铁低、嵌布粒度细等特点的难选铁矿石资源仍然没有得到合理的开发利用。     目前，难选铁矿石中的鲕状高磷赤、褐铁矿由于选矿工艺复杂，所得铁精矿产品铁品位低，含磷高仍然没有合理的选矿工艺利用这部分宝贵的铁矿石资源，故开发合理的选矿新工艺处理鲕状高磷赤、褐铁矿具有重大的现实意义。     一、试样性质     本次半工业试验试样来自四川某地区，嵌布粒度较细的高磷鲕状赤、褐铁矿，该矿石呈块状、硬度较大。原矿最大粒度在50mm以下约占全样的20%，一部分在25mm以下约占全样35%，其余的均在m15mm以下，从肉眼观察原矿中的脉石（石英、方解石等）矿物比较多，同时呈致密状分布，鲕状比较明显。原矿铁品位为39.38%，磷含量为0.763％。矿石主要铁矿物成分为赤、褐铁矿，其次为磁铁矿、硅酸铁矿、菱铁矿、黄铁矿等；矿石主要脉石矿物为石英、方解石、透辉石、普通辉石、绿泥石、文石、石榴石等。为满足工业试验的要求，将试样加工制备成－10mm以下进行试样的光谱分析、多元素分析、铁物相分析和筛分试验，试验结果依次见表1～表4。 表1  试样光谱分析结果   ％元素AgAlAsBBaBe含量0.0030.280.04＜0.001＜0.02＜0.001元素BiCaCdCoCuFe含量＜0.0010.5＜0.0010.0030.04＞10元素GaGeMgMnMoNi含量0.001＜0.0010.90.080.0030.006元素PPbCrSiSnTi含量＜0.10.0070.00150.0020.02元素VWZnInTaNb含量0.08＜0.01＜0.005＜0.01＜0.005＜0.01 表2  试样多元素化学分析结果  ％元素FeSPAsSiO2MgOCaOAl2O3含量39.380.0160.76395.9815.982.981.126.09 注：As单位为×10－6 表3  试样铁物相分析结果铁物相TFe磁性铁碳酸铁黄铁矿硅酸铁赤、褐铁矿其它铁含  量39.381.894.920.565.1226.660.23占有率100.004.8012.491.4213.0067.700.59 表4  试样筛分试验结果粒级/mm产率/%Fe品位/%P品位/%Fe分布率/%P分布率/%个别累积个别累积个别累积个别累积个别累积－10＋826.1226.1239.683.680.9020.90226.3126.3126.6526.65－8＋530.0856.2040.1839.950.8980.90030.6856.9930.5657.21－5＋2.515.9872.1838.8639.710.8650.89215.7672.7515.6472.85一2.5＋111.9484.1239.2239.640.8620.88811.8984.3411.6484.49－1＋0.457.2291.3437.8939.500.8830.8876.9491.587.2191.70－0.45＋0.283.9895.3237.9239.430.7890.8833.8395.413.5595.25－0.28＋0.13.1298.4438.1139.390.9010.8833.0298.433.1898.43一0.11.56100.0039.9339.400.8890.8841.57100.001.57100.00合计100.0039.400.884100.00100.00    从表1～表3的光谱分析结果、多元素分析结果、铁物相分析结果可知，试样中主要回收的元素是铁，其它有价值元素铜、锌、铅、钼、镍、钴、钛、金、银等含量均较低，无综合回收价值；有害元素硫、砷含量不超标，但磷严重超标为0.763%。试样中的可选性铁为赤、褐铁矿、菱铁矿和磁性铁，三者占原矿的84.99%。因此，该矿石主要是实现提铁降磷得到合格的铁精矿。     从表4可知，铁的分布随着粒度的变化不是很大，磷的分布随着粒度减小变化也比较小。     二、试验主要设备及降磷药剂     试验主要设备为φ800mm×9000mm回转窑、螺旋输送给料机、颚式破碎机、辊式破碎机、振动筛、雷蒙磨、末煤给煤机、螺旋分级机、水力旋流器、2台900mm×1800mm球磨机、筒式磁选机（B＝0.30T）、永磁筒式磁选机（B＝0.15T）、水淬螺旋连续运输机（自行研制）及辅助设备。     本次试验采用回转窑磁化焙烧，通过原矿的工艺矿物学研究表明，试样中的磷以胶磷矿形式赋存于矿石中，胶磷矿的特点是嵌布粒度相当细，并与铁矿物以晶格取代形式共生。同时，铁以鲡状形式嵌布于矿石中，粒度也比较细。这就决定了常规的磁化焙烧很难实现提铁降磷的理想效果，故采用自行研发的复合焙烧降磷药剂（代号为LCP）进行降磷。     该药剂属于盐类无机化合物，具有熔点低、亲磷矿物性、受干扰程度低等特点，主要机理是利用矿石在焙烧温度900～1100℃下，LCP迅速与铁矿石中的磷矿物反应生成以一种新矿物，实现磷矿物的有效转型，最终与铁矿物产生有效的分离。     三、半工业试验研究     经过前期的小型试验研究和扩大试验研究得出了适合该矿石的工艺流程为磁化焙烧一两段磨矿一两次磁选工艺流程，通过磁化焙烧过程添加自行研发的LCP组合降磷药剂，得到了铁品位65 %，含磷≤0.30%，铁回收率≥75%的选矿指标。故采用磁化焙烧一两段磨矿一两次磁选工艺流程进行回转窑（小800mm×9000mm）半工业试验研究，并根据半工业试验过程中所出现的问题和试验结果进行调整工艺参数，以寻求最优工艺参数得到理想的铁精矿产品指标，半工业试验工艺流程见图1。图1  半工业试验工艺流程     （一）焙烧条件试验     焙烧是整个工艺流程的关键因素之一，焙烧条件包括焙烧温度、焙烧时间（从物料进入回转窑到出料之间的时间差）、焦炭用量、降磷药剂（LCP)用量、焦炭粒度、球团直径。其中焙烧温度通过安装在回转窑上的温度传感器（A，B，C，D，E）来反映，高温带为A～B，长度2m，焙烧反应带为B～C，长度4m，烘干带为C～E，长度3m，焙烧时间通过调整回转窑的转速控制，回转窑不同转速通过调整变频器频率f实现，变频器不同频率对应焙烧时间关系见表5。 表5  变频器频率对应焙烧时间关系频率/Hz焙烧时间/min频率/Hz焙烧时间/min10904045207550303060    1、焙烧温度试验     焙烧温度通过回转窑的温度传感器来控制。回转窑变频器f＝30Hz(焙烧时间为60min)，LCP用量10%，焦炭用量8%，焦炭粒度－1mm，球团直径－20＋5mm，弱磁选磁感应强度B1＝0.30 T，B2＝0.12T，一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045mm占80%以上的条件下，进行焙烧温度试验，试验工艺流程见图1，试验结果见图2。图2  焙烧温度试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率     从图2可见，温度在900℃～1000℃，随着焙烧温度升高，铁品位逐渐升高，铁回收率也呈升高趋势变化；温度升高至1050℃时，铁品位有所降低，铁回收率也有一定的降低。铁精矿中的磷含量随着焙烧温度的升高呈先降低后升高的趋势变化。综合考虑选择焙烧温度为1000℃，可以得到铁品位为65.74%，含磷0.236%，铁回收率为78.11％的选矿指标。     2、焙烧时间试验     通过焙烧温度试验得出了焙烧温度为1000℃比较合适，故在控制回转窑温度为1000℃，LCP用量10%，焦炭用量8%，粒度－1mm，球团直径－20＋5mm，弱磁选磁感应强度B1＝0.30T，B2＝0.12T，一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045mm占80%以上的条件下，进行焙烧时间试验。试验工艺流程见图1。试验结果见图3。图3  焙烧时间试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率   从图3可知，随着焙烧时间的增加，铁品位逐渐降低，铁回收率也呈逐渐降低趋势变化，整个变化过程中当f＝40Hz时，出现一个极值点，对应焙烧时间为45min(表5）；时间增加磷品位升高，时间减少磷品位也升高，出现两头高中间低的变化趋势。选择焙烧时间为45min可以得到铁品位为66.01%，含磷0.225％，铁回收率为79.09%的选矿指标。     3、焦炭用量试验     还原剂的种类比较多，如褐煤、无烟煤、烟煤等，这类还原剂一般含杂（硫、磷、砷等）比较高，容易带入精矿中影响产品质量，故只选择焦炭作为还原剂进行试验。焦炭在整个焙烧过程中主要起提供还原性气氛和还原载体的双重作用，焦炭用量直接影响焙烧产品质量。故就回转窑变频器f＝40Hz（焙烧时间45min），LCP用量10%，焦炭粒度－1mm，球团直径－30＋5mm，弱磁选磁感应强度B1＝0.30T,B2=0.12T,一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045mm占80％以上的条件下，进行焦炭用量试验，试验工艺流程见图1，试验结果见图4。图4  还原剂用量试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率     从图4可知，焦炭用量增加，铁品位升高，磷含量降低，铁回收率升高，但用量增加至8%再继续增加用量时，铁品位、磷品位、铁回收率变化比较小，故选择焦炭用量8%比较合理，可以得到铁品位为65.98%，含磷0.215%，铁回收率为78.89%的选矿指标。     4、焦炭粒度试验     焦炭粒度主要体现为焦炭的比表面性质，粒度越大，比表面积越小；反之，比表面积越大。此外，由于需将试样进行球团，粒度越大，相应的均匀程度不够；粒度越细，与试样的接触面积越大。在焙烧温度1000℃（回转窑温度传感器），回转窑变频器f＝40Hz（焙烧时间45 min），LCP用量10%，焦炭用量8%,球团直径－20＋5mm,弱磁选磁感应强度B1＝0.30T，B2＝0.12T，一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045 mm占80％以上的条件下，进行焦炭用量试验，试验工艺流程见图1，试验结果见图5。图5  还原剂粒度试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率     从图5可知，粒度在－1mm以下均可以得到铁品位大于65%，含磷低于0.3%，铁回收率高于78%的选矿指标，焦炭粒度增大至＋1mm时，铁精矿中的磷升高至0.328%。因此，焦炭粒为－1mm比较合理。     5、球团直径试验     球团直径的大小主要影响焙烧时间，直径越大，焙烧时间增加；反之，焙烧时间越短。此外，焙烧时间过长影响回转窑的单位处理量，同等条件下增加了选矿成本。因此，球团直径不宜过大或者过小。在焙烧温度1000℃，回转窑变频器f＝40Hz（焙烧时间45min)，LCP用量10%，焦炭用量8％，焦炭粒度－1mm，弱磁选磁场强度B1＝0.30T, B2＝0.12T，一段弱磁选磨矿细度－0.100mm占95%，二段弱磁选磨矿细度－0.045mm占80％以上的条件下，进行球团直径大小试验，试验工艺流程见图1，试验结果见图6。图6  球团直径大小试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率     从图6可知，球团直径在－30＋5mm之间比较合适，所得到的铁精矿中铁品位均大于65%，含磷低于0.3%，铁回收率高于78%。但从焙烧过程中发现－10 ＋5mm有“结圈”现象，因此控制球团直径在－30＋10mm之间比较合理，这样既可以得到较好的选矿指标，又可以降低回转窑的“结圈”程度。     6、LCP降磷药剂用量试验     LCP降磷药剂属于复合药剂，根据其组分的市场价格，综合价格约400元/t，用量的多少不仅影响铁精矿中的磷含量，而且影响选矿成本。在焙烧温度1000℃，回转窑变频器f＝40Hz（焙烧时间45min），焦炭用量8%，焦炭粒度－1mm，球团直径－30＋10mm，弱磁选磁感应强度B1＝0.30T，B2＝0.12T，一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045mm占80%以上的条件下，进行球团直径大小试验，试验工艺流程见图1，试验结果见图7。图7  LCP用量试验结果 ■－Fe品位；▲－Fe回收率；◆－P品位（×10－2）；●－P回收率     从图7可知，随着LCP用量增加，铁精矿中的磷含量逐渐降低至0.109%，但铁品位和铁回收率呈先升高后降低的趋势变化。当LCP用量为15%时，铁品位63.65%，含磷0.109%，铁回收率71.68%。因此，兼顾铁精矿品位、铁回收率、磷含量等因素，选择LCP用量为10%，可以得到铁品位65.71%，含磷0.223%，铁回收率78.91％的选矿指标。     （二）连续焙烧全流程试验     通过回转窑焙烧的主要工艺参数试验得到了磁化焙烧－弱磁选（阶段磨矿阶段选别）工艺流程的焙烧条件：焙烧温度1 000℃，f＝40 Hz（焙烧时间45 min），焦炭用量8%，焦炭粒度－1mm，球团直径－30＋10mm，LCP用量10%，弱磁选磁感应强度Bl＝0.30T，B2＝0.12T，一段磨矿细度－0.100mm占95%，二段磨矿细度－0.045 mm占80%以上。为考察所获得的工艺参数的可靠性和稳定性，在所取得的焙烧条件下进行连续72h工艺流程全流程试验，试验工艺流程见图1，试验结果见表6。 表6  连续72h焙烧全流程试验结果产物名称产率品位回收率FePFeP铁精矿50.4165.930.22578.9215.06尾矿49.5917.901.2911.0884.94合计100.0042.110.753100.00100.00     从表6可知，可以得到产率50.41%，铁品位65.93%，含磷0.225%，铁回收率78.91％的选矿指标，该指标与焙烧条件试验相比较，差别较小，故获得的工艺流程参数比较可靠，具有可重复性，产品指标稳定；此外，连续72 h回转窑焙烧过程中没有出现“结圈”现象，整个连续过程设备运转正常。     四、结论     （一）通过φ800 mm×9000mm回转窑磁化焙烧工业试验研究，得到了铁品位大于65%，含磷低于0.25%，铁回收率高于78%的选矿指标。     (二）采用自行研发成功的LCP复合降磷药剂有效地降低了铁精矿中的磷含量，得到了质量较高的铁精矿产品。LCP具有熔点低、价格便宜、来源方便、污染小等特点，在高磷铁矿石焙烧过程中添加一定量，可以有效地降低铁精矿中的磷含量。此外，用LCP对其它类型的高磷铁矿石也进行了大量的试验研究，也得到了较好的降磷效果。     （三）磁化焙烧（添加LCP降磷）一弱磁选（阶段磨矿阶段选别）工艺流程的成功，为难选高磷铁矿石的开发利用提供了一条新思路。     （四）在易选、含铁高、含杂低、工艺简单的铁矿石资源紧缺的状况下，难选含杂高的铁矿石资源的开发利用是必然趋势。因此，开发新技术、新工艺处理这部分宝贵的铁矿石资源将具有重大的现实意义。

随着我国钢铁工业的高速发展，国内铁矿石资源日益紧张，可利用的铁矿资源日益趋向于贫、细、杂。为提高我国铁矿石资源的自给率，缓解进口铁矿石的压力，需要研究开发利用大量的难选铁矿石。我国铁矿资源中硫、磷、二氧化硅等有害杂质含量高，杂质与有用铁矿物紧密共生，给铁精矿除杂造成了一定的难度。磷是钢铁冶炼过程中主要的有害元素之一，严重影响炼钢工艺和钢材产品质量。随着冶金工业的发展和新工艺的实施，对铁精矿的质量要求越来越高，对磷的含量也有严格的限定，因此铁精矿高效降磷迫在眉睫[1－3]。 目前国内外对难选低品位高杂质褐铁矿的选矿多采用强磁选－正浮选、弱磁选－强磁选－正浮选、分级－重选－细粒级浮选、絮凝－强磁选、反浮选－焙烧－弱磁选、焙烧－弱磁选－反浮选等联合流程[4]。 云南某褐铁矿石资源量好，铁矿物粒度嵌布复杂，含磷高，且泥化现象严重，属难选呆矿石，长期以来一直没得到开发。为了开发利用矿产资源，提高企业矿产资源自给率，企业方委托昆明理工大学对该矿石进行选冶试验研究。经一系列探索性试验研究，发现采用常规单一的强磁选，重选，浮选方法选别后得到的精矿铁品位很难达到48％以上，含磷却在0.8％以上。针对这种情况，研究了反浮选－磁化还原焙烧－超细磨磁絮凝的选冶联合工艺，最终获得了铁品位为69.57％，回收率为71.62％的铁精矿，其中含磷0.29％、含硫0.17％、含硅5.75％、获得了令人满意的技术指标。 一、矿石工艺矿物学研究 云南某铁矿是一个多期、多因、多类型叠加的具有复合特征的大型铁矿床，地质储量达19．94亿t，主要分为原生矿和氧化矿两大类别。氧化矿石分布于矿体露天，占总储量的16％，氧化矿石矿物组分以褐铁矿为主，分子式为2Fe2O3•3H2O，含量约占70％。矿石中的褐铁矿通常是多矿物的集合体，由针铁矿、纤铁矿、水针铁矿、水纤铁矿、以及含水的氧化硅、泥质等机械混人物组成。褐铁矿常呈不规则粒状、网状、胶状嵌布在石英中，由于矿物单体大部分粒度细小，彼此大多互相呈浸染状分布而不易区分；脉石矿物主要为石英和绿泥石，其次为胶磷矿和蒙脱石。褐铁矿粒度一般为0.004～0.15mm，最小为0.002mm。该矿石中的褐铁矿有两种成因类型，一种为沉积型褐铁矿，是在沉积岩形成的过程中形成，常以胶结物的形式分布于石英碎屑之间，中间常混入细小的蒙脱石、绿泥石。沉积型褐铁矿呈隐晶状集合体；褐铁矿的第二种成因类型为外生作用下经氧化水解形成褐铁矿集合体。这种类型褐铁矿的成分差异比较大，其中磷的含量也有较大的变化。石英嵌布粗细不均，产出粒度为0．015～1mm。矿石中有3种成因形成的石英，第一种为沉积形成的硅质岩后重结晶形成显微粒状的石英；第二种为石英碎屑；第三种为后生石英，粒度相对较大，常成脉状条带状分布。矿石中有害元素磷是以胶磷矿的形式存在，胶磷矿是由极细的磷灰石集合体构成，胶磷矿产出粒度为0.003～0.2mm。矿石中含磷较高，而磷并不是以独立矿物的形式存在，而是有90％以上呈类质同象和极细的机械混入物的形式存在于载体矿物褐铁矿中。 原矿主要化学元素分析结果如表1所示。从表1可见，原矿全铁含量为43.75％，杂质硅和磷含量较高，而硫含量较低。原矿铁物相分析结果如表2所示。从表2可见：原矿中主要含铁矿物为褐铁矿，褐铁矿之中的铁占69.10％，其它矿物中的铁很少。鉴于对原矿工艺矿学的研究以及在对类似铁矿石研究的基础上，曾得出单一的选矿或冶金都不是最佳的方法，只有通过选矿与冶金的有机联合，才能获得比较好的经济效益，以下研究工作主要思路：通过选矿的方法尽量降低原矿中磷的含量，同时要确保铁的回收率，再将所得脱磷粗精矿进行磁化还原焙烧－弱磁选或磁絮凝试验，最终得到合格铁精矿。 二、选矿工艺技术的研究 （一）强磁选流程试验 褐铁矿与脉石矿物的磁性差异较大，具备强磁选的分选条件，因此进行强磁选流程试验。将原矿磨至－0．074mm占90％，调解好冲洗水，给矿浓度及分选时间等条件后，在磁场强度为880kA／m下进行强磁选，试验结果见表3。从表3可见，强磁选作业得到的铁精矿品位和回收率分别为45.35％，69.03％，磷在精矿中有所富集。其原因是双重的。一方面，铁物相分析结果表明硅酸铁占有率为17.67％，这部分铁在强磁选中不能很好地回收。另一方面，由于原矿中磷灰石嵌布粒度非常细，无法使其与铁矿很好地解离，因而不能降低精矿中磷的含量，最终磷随铁精矿的富集而富集。原矿经磨矿后，铁矿物的粒度两极分化严重，使得部分细粒铁矿物又损失在尾矿中，因此强磁选作业并没有达到预先抛尾保铁降磷的效果。 （二）直接反浮选脱磷流程试验 在一定的浮选条件下，利用弱磁性铁矿物与磷灰石矿物表面性质的差异，采用阴离子捕收剂进行直接反浮选脱磷试验[5]，来达到“保铁降杂”的目的，下面对这一工艺的浮选条件及合理的药剂制度进行了探索性试验。 1、磨矿细度试验 磨矿细度对选矿的标影响非常大，对于细粒嵌布铁矿而言，磨矿不仅要使矿物达到单体解离的目的，同时不能使矿石泥化而影响分选指标。在矿浆自然pH为6.5的条件下，进行了磨矿细度试验。试验流程为一段反浮选脱磷粗选，试验结果见表4。从表4可见，随着磨矿细度的增加，铁精矿铁品位变化不大，但铁的回收率有所下降。磷品位有所上升，脱磷率不高。当磨矿细度增大后含磷矿物解离度会增加，同时褐铁矿也容易泥化，使得捕收剂选择性变差，此外由于含磷矿物基本上是以类质同象及极细的机械混入物的形式存在于褐铁矿中，通过细磨也无法使含磷矿物单体解理出来。综合考虑，反浮选磨矿细度－0．074mm占90％较为适宜。 2、Na2CO3用量试验 在磨矿细度为－0．074mm占90％下，为消除矿浆中Ca2+，Mg2+等有害离子的影响，同时反浮选脱磷宜在碱性矿浆中进行，试验采用Na2CO3调节矿浆pH值，进行Na2CO3用量试验，试验结果见表5。从表5可见，随着Na2CO3用量的增大，铁精矿中铁品位呈上升趋势，磷品位变化不大，铁回收率有所上升，尾矿中磷品位增大。综合考虑，Na2CO3用量6．5～7．4kg／t比较适宜，此时矿浆pH=9～10之间，铁精矿含磷0．75％，铁回收率为93．61％。 3、捕收剂种类试验 在磨矿细度为－0.074mm占90％，pH=9～10，新调整剂(1)240g／t，水玻璃4 000g／t，淀粉800g／t下，进行捕收剂种类试验，试验结果见表6。从表6可见，捕收剂M反浮选脱磷效果相对较好，M为脂肪酸类捕收剂按一定比例配制而成，当用量为600g／t时，得到精矿铁品位为44.86％，含磷0.74％，铁的回收率为93.23％。 4、二段反浮选脱磷试验 粗选条件探索性试验表明：一段反浮选脱磷后，槽内铁精矿含磷为0.74％，为进一步降低槽内铁精矿中磷的含量，进行了二段浮选脱磷试验，试验流程及条件如图1所示。试验结果见表7。   从表7可见，粗选2并没有使槽内精矿磷进一步降低，其尾矿含磷仍有0.84％，磷的脱除率低，同时损失近4个百分点的铁矿物回收率。因此通过多段反浮选来降低槽内铁精矿中磷含量的效果并不明显。此外，抑制剂及捕收剂用量探索性试验结果表明该矿石采用反浮选深度降磷的难度非常大，槽内精矿含磷在0．75％左右，铁矿物回收率在90％左右。 三、磁化还原焙烧工艺技术的研究 （一）焙烧温度试验 上述选矿工艺技术研究结果表明，整个作业磷的脱除率不高，铁精矿品位不到45％，含磷0．75％左右。为提高铁精矿品位，同时降低铁精矿中磷的含量，将脱磷铁精矿进行了磁化还原焙烧试验。磁化还原焙烧－弱磁选是在矿石中加入还原剂碳粉及助剂Na2CO3进行焙烧，使褐铁矿等弱磁性铁还原成强磁性铁矿物。助剂Na2CO3改变有害杂质的物相组成，然后采用弱磁选方法分选出铁精矿。影响焙烧的因素较多，主要有矿石性质、焙烧温度、焙烧时间、入烧粒度、焙烧气氛以及助剂种类和用量等。经一系列条件探索性试验后，确定了煤粉用量为15％，助剂Na2CO3用量为10％，焙烧时间为120min的条件。在最佳条件组合下，考察了焙烧温度的影响。脱磷精矿还原焙烧试验流程见图2，焙烧温度试验结果见表8。     从表8可见，在不同的温度下，脱磷精矿经磁化还原焙烧后，有5％～8％的烧失率，焙烧后铁品位能提高1％～3％。同时磷含量由0．75％上升到0．8％左右。还原焙烧温度对分选指标也有很大的影响，温度从800℃增大到1 070℃，精矿铁品位从51．52％升到63．80％，铁回收率从34．76％上升到74．31％。但铁精矿中磷品位含量超标。焙烧温度为1 070℃时，铁精矿含磷量也高达0．63％，试验中发现温度超过1 100℃后，矿石发生软熔，弱磁选作业铁回收率很低，因此取焙烧温度为1 070℃。 （二）磁絮凝试验 为降低最终铁精矿中磷的含量，对焙烧矿样进行超细磨以增大铁矿物与磷矿物的解离度，考虑到常规的弱磁选设备不能很好地回收细粒级铁矿物，试验中采用磁絮凝的方法来分选磁性矿物，同时进行了磁絮凝与磁选管对比试验。磨矿细度对磁絮凝的影响试验结果见表9。从表9可见，磨矿细度对磁絮凝指标影响比较大，随着磨矿细度的增加，最终精矿铁品位有所提高，磷含量明显降低。磨矿细度为38μm占90％时，磁絮凝精矿铁品位为68.06％，含磷0.3％，铁回收率为82.74％。同时通过表8数据对比可以看出，磁絮凝比磁选管能获得更高的铁回收率，精矿磷含量由0.63％降至0.30％；同时对38μm占90％的焙烧矿样进行了磁选管试验，在磁场强度为96kA／m下经1次粗选，最终铁精矿铁品位为70.12％、含磷0.28％、铁回收率为60.59％。这表明焙烧矿样经过超细磨后，增大了铁矿物与磷矿物的解离度，采用磁絮凝能很好地降低精矿中磷的含量。此外磁絮凝过程中微细粒铁矿物被外加磁场所磁化形成絮凝，进而增大了分选粒度，克服了弱磁选设备对微细粒铁矿物回收差的弊端，从而获得更高的铁回收率。 四、全流程试验 在以上试验的基础上，进行了反浮选－磁化还原焙烧－磁絮凝的全流程试验，试验全流程如图3，精矿主要化学元素分析结果见表10。试验结果表明，在反浮选－磁化还原焙烧－磁絮凝全流程试验中，可以获得品位为69.57％、回收率为71.62％的铁精矿。铁精矿含磷0.29％，含硫0.17％，含硅5.75％。 五、结论 (1)工艺矿物学研究表明：云南某褐铁矿铁石性质复杂、矿物粒度嵌布微细、泥化现象严重、含磷高、且大部分磷以类质同象和极细的机械混入物的形式存在褐铁矿中，属难选呆矿石。 (2)常规单一的强磁选、重选、浮选工艺对该矿石几乎没有分选效果。为此采用反浮选－磁化还原焙烧－超细磨磁絮凝的工艺流程处理该矿石，获得了铁品位为69.57％、回收率为71.62％、铁精矿含磷为0.29％、含硫为0.17％，含硅为5.75％，技术指标令人满意。 (3)超细磨－磁絮凝能很好降低精矿中磷的含量，提高精矿品位，同时解决常规弱磁选设备不能有效回收微细粒级铁矿物的问题。这一工艺为难选高磷铁矿石的提铁降杂提供了一种新的方法。试验中最佳参数的确定需要作进一步研究。 (4)随着矿石资源的日益紧张和对冶炼原料的要求越来越高，用简单的物理选矿工艺处理难选矿石变得越来越困难，寻求新的选矿工艺显得尤为重要。本研究为类似难选褐铁矿石的分选提供了一种新的思路。 参考文献 [1] 袁致涛，高太，印万忠，等．我国难选铁矿石资源利用的现状及发展方向[J]．金属矿山，2007(1)：1－6． [2] 褚  永，李玉平．国际铁矿石资源市场均衡价格探讨[J]．金属矿山，2008(2)：13－15． [3] 孙克己，卢寿慈，等．弱磁性铁矿石脱磷选矿试验研究[J]．中国矿业，1999(6)：61－64 [4] 孙炳泉．近年我国复杂难选铁矿石选矿技术进展[J]．金属矿山，2006(3)：11－14 [5] 胡为柏．浮选[M]．北京：冶金工业出版社．1997． [6] 罗立群，张泾生，高远扬，等．菱铁矿干式冷却磁化焙烧技术研究[J]．金属矿山，2004(10)：28－31．

中国北方河北丰宁三赢公司的丰宁招兵沟低品位磷矿属变质型矿床，磁铁矿（含钛磁铁矿）－磷灰石型矿石。其特点为中品位磁铁矿、低品位磷矿与低品位钛铁矿、超低品位硫钴等共生。为使招兵沟铁磷矿中的磷、钛、硫钴等资源得到合理的综合回收利用，开展了从磁选尾矿中选矿回收磷、钛、硫钴的实验室选矿试验研究，确定了合理的综合回收选矿工艺流程。 根据实验室选矿试验研究成果，改扩建了原矿处理能力为30万t/a老选厂，新建了原矿处理能力为300万t/a的新选厂，综合回收招兵沟铁磷矿中的磁铁、磷、钛铁、硫钴矿物。确定了常温无碱浮选回收磷矿物、合理的重－磁选联合工艺回收钛铁矿物、浮选工艺回收硫钴矿物的选矿工艺路线。 一、矿石性质 河北省丰宁县招兵沟铁磷矿矿石类型较为简单，主要矿石矿物为磁铁矿、钛铁矿、磷灰石等。脉石矿物主要有辉石、角闪石、黑云母、斜长石等。 矿石结构主要为中粒半自形粒状结构、花岗变晶结构，其次有片柱状变晶结构、陨铁结构、平行连晶结构、固溶体结构。矿石构造主要为块状构造、片麻状、条带状、网状构造。矿石自然类型一般为斑杂状钛磁铁矿石、斑杂状磁铁矿矿石、块状钛磁铁矿矿石、块状磁铁矿矿石、片麻状磁铁磷灰石矿石和片麻状钛磁铁磷灰石矿石。 矿石工业类型可分为钛磁铁磷灰石矿石、磁铁矿矿石、钛磁铁矿矿石和磁铁磷灰石矿石。 矿石中含TFe 10%～20%、含P2O5品位平均为3%±，含TiO2 5%±；铁与钛及磷的含量一般成正比关系。磷、钛、硫钴品位较低。 该矿一直以选铁为主，对选铁尾矿中的其他有用组分未能综合回收，可回收利用的低品位磷、钛、钴等作为尾矿抛弃。由于该矿矿石结晶较好，适宜采用阶段磨矿阶段选矿的综合回收工艺，其选铁尾矿中的主要元素含量见表1。 表1  选铁尾矿多项分析结果二、磷的综合回收 磷矿浮选采用的AW－10捕收剂，该药剂不仅无毒、无污染，而且还有很好的生物降解性能，有利于环境保护。该成果解决了浮选矿浆需要加入大量的碳酸钠调整矿浆pH值的问题；降低了浮选温度，实现了常温浮选，对节约能源、降低选矿成本做出了很大贡献。依据试验确定的工艺流程，设计建成了处理能力30万t/a原矿的磷浮选车间，并于2005年9月投产，生产出了高品质的磷精矿。工业调试改造后确定了磁选尾矿经旋流器脱水，一段开路磨矿，磨细度.074mm(－200目)含量50%±5，一次粗选一次扫选二次精选、中矿顺序返回的常温浮选工艺流程（图1）。图1  磷回收生产数质量流程 工业生产采用常温浮选工艺回收磷矿物，浮选矿浆不需要加温、加碱。浮选药剂均为常规、无毒、无污染的产品。浮选药剂制度简单，仅加入了水玻璃调整剂和浮选捕收剂。 流程考查指标为：入选原矿品位P2O5 3.84%，磷精矿品位P2O5 37.88%、Fe2O3 1.50%、MgO 0.96%，磷精矿回收率95.49%。 采用的选磷捕收剂AW－10，是合理开发利用招兵沟磷矿这一易选磷灰石，提高企业经济效益的关键。该捕收剂必须具备原料来源广、价廉、无毒、选择性及捕收能力好等特点，并能克服使用氧化石腊皂类的捕收剂价高，泡沫粘、精矿不易后处理等缺陷。捕收剂主要由两部分组成，第一部分（占80%）采用化工、油脂厂废料作原料，变废料为有用产品，因此也减少了相关行业造成的环境污染。但单独作为捕收剂用量较高，矿浆粘性大。第二部分（占20%）是一种阴离子型活性助剂，具有增溶、分散、乳化、发泡和润湿渗透作用，能显著促进脂肪酸类捕收剂的高度分散溶解，从而增加主体捕收剂被目的矿物吸附的浓度，降低选择性好的捕收剂为达到浮选必须的临界胶束浓度而需要的用量，使得主体捕收剂在较宽的介质中和较低的温度下具有良好的分散溶解性。该助剂还具有发泡性能好、泡沫性脆的特点。因而采用AW－10捕收剂能够实现招兵沟磷矿常温、无碱浮选，并且精矿沉淀浓缩性能好。另外，该活性助剂有很好的生物降解性能，对矿山实际产生尾矿水的分析结果（表2）表明：尾矿水中的COD含量较上一生产工序磁选尾矿水，降低了将近一半。在捕收剂中引入该助剂后，极大减轻了水质污染，有利于环境保护。 表2  尾矿水水质主要分析结果（mg/L）三、钛的综合回收 丰宁铁磷矿中的伴生钛铁矿，结晶程度较好、粒度较粗大。根据其矿石性质、选矿规模、设备投资、选矿成本以及环境保护等因素，确定采用重－磁选工艺综合回收该矿中的钛铁矿。工艺路线为：螺旋溜槽抛尾→摇床粗选→钛铁粗精矿→磨矿[磨矿细度为 工业生产流程考查指标为：入选品位TiO2 7.02%、磨矿细度图2  钛回收生产数质量流程 该选矿工艺流程及设备简单、动力消耗少，综合回收利用有很好的经济效益，符合国家矿产资源利用和发展循环经济的政策。 四、钴的综合回收 丰宁招兵沟磷铁矿中的钴，主要和硫铁矿共生在一起。黄铁矿结晶较好、粒度较粗大、可选性较好，属易选矿石。硫钴选矿的技术路线为浮选，工艺流程为一次粗选三次精选，中矿顺序返回（图3）。采用选硫化矿常规选矿药剂：硫酸、丁基黄药、2#油。图3  钴回收生产数质量流程 该工艺工业生产流程指标为：选铁、磷、钛后的尾矿品位为Co 0.0073%、S有效0.20%，精矿品位Co 0.3691%、S有效39.31%，尾矿品位Co 0.0051%、S有效0.053%；精矿产率按Co计算0.60%、按S有效计算0.37%；Co回收率30.34%、S有效回收率72.72%。五、结论 通过对研究成果在招兵沟铁磷矿选矿厂的实施，综合回收了国家有限的磷、钛铁、钴等资源，减少了全选厂的尾矿排放量10%以上，选矿过程无环境污染，符合我国可持续发展战略对磷矿和磷肥工业立足国内资源的要求；符合国家资源与环境及循环经济政策。 丰宁县招兵沟铁磷矿采用浮选工艺回收磷矿物，采用重—磁选工艺回收钛矿物，浮选回收钴，企业经济效益显著。对资源综合回收利用，有效扩展资源储量，发展循环经济起到了行业科技示范作用。