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低品位高磷铁矿提铁降磷技术

2015-02-12 来源:ca88亚洲城手机版 点击数:0次

近十几年来,中国钢铁行业发展迅速。与之相对应的炼铁所需铁矿石的进口量也从1993年的0.33亿吨增长到2008年的4.44亿吨,对进口铁矿石的依赖度已达49.5% [1-2]。然而,我国大量的低品位高磷铁矿尚未得到利用,高磷铁矿中的磷主要以磷灰石或碳氟磷灰石形态与其他矿物共生,浸染于铁矿物的颗粒边缘,嵌布于石英或碳酸盐矿物中,少量赋存于铁矿物晶格中,且磷灰石的嵌布粒度较细,有的甚至在2μm以下,物理选矿方法很难分离,属于难选矿石[3]。但是,我国高磷铁矿具有原矿铁品位较高(45%左右,远高于我国铁矿石的平均铁品位32.6%[4-6]),储量大(占总储量的14.86%,约74.5亿吨[4])等特点,因此,解决高磷铁矿的利用问题,对解决我国铁矿资源供应和钢铁工业的发展有非常重要的意义。
针对高磷铁矿的利用,近年来国内外进行了较多的的研究。主要工艺有分散—选择性聚团—反浮选、高梯度磁选、化学浸出、生物浸出等[7-10]。浮选和磁选脱磷率低,铁损失大,成本高;生物浸出脱磷周期长,微生物培养难度大,工业化生产困难。而酸浸法对原料粒度没有严格的要求,还具有脱磷效率高,铁损失少,浸矿介质可以重复利用等优点[11-12]。中南大学金勇士等研究表明[13],酸浸法以硫酸浸出效果最佳。另外,还原焙烧—磁选工艺对含磷铁矿石也有一定的提铁脱磷效果[14]。因此,本文对湖南某地低品位高磷铁矿进行还原焙烧—磁选—酸浸工艺提铁脱磷试验研究,并对酸浸工序的工艺参数进行了优化,取得了良好的指标。
1 原料性能及研究方法
1.1 原料性能
试验所用原料包括湖南某地低品位高磷铁矿原矿、还原剂和硫酸。原矿化学成分分析结果如表1所示。可见,铁矿石品位和磷含量分别为47.28%Fe和1.59%,属低品位高磷铁矿。根据扫描电镜观测表明:磷在铁矿石中的磷主要以磷灰石的形式存在;这种磷灰石大部分是呈环状与赤铁矿形成间层,厚度在3~10μm间。因此,大部分的磷无法通过物理选矿的方法进行脱除。

表1 铁矿石原矿化学成分

Table 1  Chemical compositions of ROM iron ore     w/%

TFe
FeO
SiO 2
Al 2O 3
CaO
MgO
K 2O
Na 2O
P
S
LOI
47.28
5.04
16.14
4.61
4.68
0.46
0.14
0.071
1.59
0.22
2.24

试验用还原剂为新疆奇台煤,工业分析和灰分化学分析结果分别如表2和表3所示。还原煤挥发分为32.21%,属于反应性较好的非结焦煤,可满足磁化焙烧过程中还原反应的要求。
试验所用硫酸浓度为98%,为湖南株洲石英化玻有限公司生产。

表2还原煤工业分析*/%

Table 2  Industrial analysis of reductant coal    w/%

指标
Fcad
Mad
Ad
Vdaf
含量/%
53.80
16.06
5.44
32.21

*Fcad-空气干燥基固定碳,Mad-空气干燥基水分,Ad-干燥基灰分,Vdaf-干燥无灰基挥发分。

表3 还原剂灰分化学成分分析/%

 Table 3  Chemical analysis of reductant coal ash     w/ %

元素
TFe
SiO 2
Al 2O 3
CaO
MgO
P
S
含量/%
0.83
0.98
0.66
0.60
0.25
0.016
0.43

1.2研究方法
试验流程如图1所示。压团装置为Ф10mm×50mm的模具,压力2000N/cm2。干燥后的团块外配一定量焦粉放入铁瓷舟中在卧式管炉中进行还原焙烧,还原焙烧设备为型号HR-1的卧式电热管炉。还原焙烧后的团块用XMQ240×90型锥形球磨机进行球磨,磁选设备为XCGS-73型磁选管,直径50mm,磁场强度可调。浸出反应在体积为300ml的烧杯中进行,搅拌机为无级调速搅拌机,转速50~2000r/min。浸出过程中脱磷反应为[14]:
 

Ca10(PO4)6X(s) + 20H+        6H3PO4 + 10Ca2+ + H2X        (1)
Ca2+  + SO42-  + nH2O = CaSO4•nH2O(s)                     (2)
n=0,0.5,2 取决于反应过程中硫酸的浓度。

在脱磷反应中,反应方程式(2)中形成的CaSO4•nH2O(s) 可以不断地促进反应(1)向右进行,从而实现矿石中磷的脱除

脱磷反应

图1 提铁脱磷试验流程

Fig.1 Test flow sheet of upgrading iron and removing phosphorus

2结果及分析
2.1 还原焙烧—磁选预选
称取100g原矿(小于1mm),内配奇台煤(小于1mm)5%,加水后进行人工混匀。混匀后每次称重2.5g进行压团。团块干燥后每次取8个团块外盖焦粉(焦矿质量比为1.5:1)放入铁瓷舟中,然后以800℃的温度在卧式管炉中焙烧25min,焙烧结束后迅速将其放入水中冷却。还原焙烧后的团块每次取20g球磨3min(小于0.075 mm占93.6%)后以63.68KA/m的磁场强度磁选5min即可得到TFe59.56%,磷含量0.81%,产率72.58%,铁回收率91.43%,脱磷率49.06%的粗精矿。然后对粗精矿进行酸浸法进一步提铁脱磷研究。通过还原焙烧—磁选预选试验,初步实现了对该低品位高磷铁矿的提铁脱磷。同时,预选粗精矿较低的产率减少了后续酸浸工艺的处理量,对降低生产成本有重大意义。
2.2浸出时间
浸出时间对铁精矿质量和脱磷效果的影响如图2所示。由此可见,硫酸浸出时间在0.5h到2h之间,延长浸出时间,铁精矿品位逐渐升高,磷含量降低,铁回收率略有降低,但也在99%以上。当浸出时间2h时,铁精矿品位达最大值为62.32%Fe,铁精矿中磷含量降至0.23%,铁回收率为99.16%。继续延长浸出时间,精矿铁品位基本不变,但磷含量稍有增大。这可能是由于随着浸出时间的延长,粗精矿中的磷不断与硫酸发生反应进入溶液中,从而降低了铁精矿中磷含量。随着反应达到平衡,继续延长浸出时间,进入溶液中的磷会吸附在精矿颗粒表面,磷含量反而有所增加。因此,适宜的浸出时间确定为2小时左右。
 

浸出时间对铁精矿质量和脱磷效果的影响

图2 浸出时间对铁精矿质量和脱磷效果的影响
Fig.2 Effect of leaching time on quality of iron concentrate and dephosphorization
(a—浸出时间对铁富集效果的影响,b—浸出时间对脱磷效果的影响,
浸出条件:液固比2.5,硫酸消耗量50kg/t,搅拌速度300r/min)
 

2.3液固比
液固比对铁精矿质量和脱磷效果的影响如图3所示。由此可见,随着液固比从1增大到2.5,铁精矿品位由60.41% Fe提高到62.32% Fe,相应铁精矿中磷含量也从0.43%降低到0.23%,铁回收率也略有升高至99.16%。这可能是因为液固比从1增大到2.5时,脱磷反应中粗精矿中的磷与硫酸反应接触面积增加,加快了脱磷反应的速率。另外,增大液固比,脱磷反应生成的硫酸钙能够较快的扩散到溶液中,有利于脱磷反应的进行,从而降低了铁精矿中的磷含量。然而,当液固比继续增大,精矿铁品位基本不变,磷含量有所升高。这可能是因为液固比继续增大,溶液中硫酸不断被稀释,硫酸浓度逐渐变小,而此时溶液中硫酸的浓度可能是脱磷反应的限制环节,根据前面脱磷反应(1),降低脱磷反应溶液中的H+的浓度,阻碍了脱磷反应的进行,从而导致铁精矿中磷含量升高。因此,适宜的液固比为2.5左右。
 

液固比对铁精矿质量和脱磷效果的影响

图3 液固比对铁精矿质量和脱磷效果的影响
Fig.3 Effect of liquid-to-solid ratio on quality of iron concentrate and dephosphorization
(a—液固比对铁富集效果的影响,b—液固比对脱磷效果的影响,
浸出条件:浸出时间2h,硫酸消耗量50kg/t,搅拌速度300r/min)
 

2.4耗酸量
图4为硫酸消耗量对铁精矿质量和脱磷效果的影响。由此可见,在硫酸消耗量从25 kg/t增大到50 kg/t时,铁精矿品位从60.76% Fe提高至62.32% Fe,铁回收率略有下降,但仍在99%左右,铁精矿中磷含量则从0.57%下降至0.23%。继续增大硫酸消耗量至200 kg/t,由于参加脱磷反应的硫酸量过多,使磷的脱除更为彻底,磷含量降低至0.1%以下。但是,过多的硫酸也使得脱磷反应过程中铁损失较大,铁精矿品位下降至61.46%Fe,铁回收率仅有91.13%。综合生产成本以及铁回收率考虑,适宜的硫酸消耗量为50kg/t左右,另外,由于脱磷反应中的硫酸不可能完全被消耗,可以循环重复利用,同时,一些研究表明脱磷反应中产生的磷酸经过处理可变成高纯度的磷酸,从而降低浸出成本[15]。
 

耗酸量对铁精矿质量和脱磷效果的影响

图4 耗酸量对铁精矿质量和脱磷效果的影响
Fig.4 Effect of acid consumption on quality of iron concentrate and dephosphorization
(a—耗酸量对铁富集效果的影响,b—耗酸量对脱磷效果的影响,
浸出条件:浸出时间2h,液固比为2.5,搅拌速度300r/min)
 

2.5搅拌速度
图5为搅拌速度对铁精矿质量和脱磷效果的影响。由此可见,当搅拌速度从100r/min增大到800r/min,铁精矿品位逐渐增大至62.41% Fe,铁回收率略有降低,但仍在98%以上。然而,对应的铁精矿中磷含量则在转速500 r/min时达到最小值0.20%,转速超过500 r/min时,脱磷率有所下降。这可能是因为过速搅拌,较大的充气量形成大量的气泡,从而降低了矿粒与酸反应接触面积,导致铁精矿中磷含量增加。另外,也可能是由于过速搅拌,粒度较细的磁性粗精矿很容易产生团聚,当团聚到一定粒度时候,沉降到溶液的底部,降低了矿粒与酸反应的接触面积,从而影响脱磷反应的进行。也有文献表明这可能由于浸出所用的矿样粒度较细,当搅拌速度过大时,细粒颗粒很容易被搅拌所产生的漩涡带动高速旋转,导致细粒物料与搅拌的溶液相对静止,脱磷反应矿粒与酸反应接触面积降低,从而影响脱磷反应的进行[13]。因此,适宜的搅拌速度为500 r/min左右。
 

搅拌速度对铁精矿质量和脱磷效果的影响

图5搅拌速度对铁精矿质量和脱磷效果的影响
Fig.5 Effect of speed of agitator on quality of iron concentrate and dephosphorization
(a—搅拌速度对铁富集效果的影响,b—搅拌速度对脱磷效果的影响,
浸出条件:浸出时间2h,液固比2.5,硫酸消耗量50kg/t)
 

2.6 综合条件下全流程试验
       粗精矿在浸出时间2h,液固比2.5,硫酸消耗量50kg/t,搅拌速度500 r/min的条件下,得到的铁精矿化学成分分析如表4所示。经过还原焙烧—磁选—酸浸工艺后,铁矿石品位由47.28%Fe提高到62.35%Fe,P含量由1.59%降低到0.20%,SiO2和S等有害元素的含量也均有所降低,全流程铁总回收率90.54%,脱磷率87.42%。因此,对于低品位高磷铁矿,还原焙烧—磁选—酸浸工艺是一种有效的提铁脱磷手段。


表4 成品铁精矿化学成分
Table 4  Chemical compositions of final iron concentrate        w/%

TFe
FeO
SiO 2
Al 2O 3
CaO
MgO
K 2O
Na 2O
P
S
LOI
62.35
32.95
7.13
4.56
0.74
0.40
0.10
0.040
0.20
0.15
0.61

3结论
(1) 还原焙烧—磁选工艺能够有效地对湖南某地高磷铁矿进行预先富集,初步实现了提铁脱磷,粗精矿的铁品位由原矿47.28%Fe提高到59.96%Fe,磷含量由1.59%降低到0.81%,铁的作业回收率91.43%。
(2) 对粗精矿进行硫酸浸出也取得了良好的提铁脱磷效果。在硫酸消耗量50kg/t,浸取时间2h,液固比2.5,搅拌速度500r/min的条件下,铁精矿品位为62.35%Fe,磷含量0.20%,铁的作业回收率99.03%。
(3) 还原焙烧—磁选—硫酸浸出工艺是处理低品位高磷铁矿的有效手段之一,不仅能高效地富集铁,而且有效地脱磷,制备出优质铁精矿。
(4) 对浸出过程中废酸的循环及废酸中磷酸的回收利用还有待进一步研究,以利于进一步降低生产成本,改善环境。
 

 

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