CN102395692A - 从水化矿物中去除杂质 - Google Patents

从水化矿物中去除杂质 Download PDF

Info

Publication number
CN102395692A
CN102395692A CN2010800171912A CN201080017191A CN102395692A CN 102395692 A CN102395692 A CN 102395692A CN 2010800171912 A CN2010800171912 A CN 2010800171912A CN 201080017191 A CN201080017191 A CN 201080017191A CN 102395692 A CN102395692 A CN 102395692A
Authority
CN
China
Prior art keywords
leaching
temperature
ore
leaching solution
under
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Pending
Application number
CN2010800171912A
Other languages
English (en)
Inventor
格拉哈姆·杰弗里·斯帕罗
迈克尔·约翰·菲舍尔-怀特
罗伊·兰德尔·洛弗尔
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Commonwealth Scientific and Industrial Research Organization CSIRO
Original Assignee
Commonwealth Scientific and Industrial Research Organization CSIRO
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Priority claimed from AU2009901092A external-priority patent/AU2009901092A0/en
Application filed by Commonwealth Scientific and Industrial Research Organization CSIRO filed Critical Commonwealth Scientific and Industrial Research Organization CSIRO
Publication of CN102395692A publication Critical patent/CN102395692A/zh
Pending legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/11—Removing sulfur, phosphorus or arsenic other than by roasting
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/06—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic acid solutions, e.g. with acids generated in situ; in inorganic salt solutions other than ammonium salt solutions
    • C22B3/08—Sulfuric acid, other sulfurated acids or salts thereof
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • C22B3/12—Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching in inorganic alkaline solutions
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/02—Roasting processes
    • C22B1/04—Blast roasting
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

用于从铁矿石中去除杂质成分的方法，所述方法包括以下步骤：加热矿石至不超过约500℃的温度，随后使矿石与酸或碱浸析溶液接触以从矿石中浸析杂质成分。

Description

从水化矿物中去除杂质
发明领域
本发明涉及从矿物资源中去除杂质，特别地，本发明涉及从氧化铁矿石中去除磷。
发明背景
用于某些工业方法的含有氧化铁的材料(为简洁在本文中一般称为铁矿石)在杂质方面需要符合严格的标准。例如，通常期望在高炉熔炼产铁中用作原料的铁矿石有低的磷含量。尽管有从熔融铁中去除磷的方法，但是许多因素(例如经济处罚和市场准入)使确保在用于熔炼前从铁矿石中去除磷具有吸引力。
因此，降低铁矿石中磷存在量的方法在商业上有吸引力，尤其是对于磷天然存在量高的矿石的处理(例如褐铁矿石和针铁矿石)。在一些应用中，将磷降低到0.1wt％可以是商业上可接受的，但更期望降低到低于0.08wt％。最期望的是降低到低于0.07wt％。
存在用于从磷以磷灰石形式存在的铁矿石中去除磷的方法(例如Forssberg，E.和Adolfsson，G.，1981.Entphosphorung vonhochphosphorhaltigen eisenerzen durch saure laugung，Erzmetall，34(6)，316-322(德国))。该方法的实例是用酸或碱溶液进行物理选矿和化学浸析。然而，用于从磷与氧化铁相(即氧化铁矿石如针铁矿石和褐铁矿石)结合的铁矿石中去除磷的现有方法有许多缺点并且在通常的应用中没有从针铁矿石中去除磷的方法。
国际专利申请PCT/BR91/00030示出在1200℃加热铁矿石，然后用2.5M(10％)盐酸浸析(leach)，相当大地降低了其P、Al2O3、CaO和MgO的水平。已知在这样的高温下对铁矿石进行热处理可以改变氧化铁相(例如从针铁矿变成赤铁矿)从而降低其溶解度，而同时促进杂质到表面的迁移以增加它们的可及性和溶解度。
澳大利亚专利457,026要求保护的是在1000-1300℃进行热处理而后用盐酸或硫酸进行浸析以降低澳大利亚铁矿石中的磷水平。
在美国专利3,402,041中，在用无机酸(例如盐酸)进行浸析步骤前，对铁矿石和焙烧添加剂(如碱土金属卤化物)进行500-1200℃的焙烧步骤以从铁矿石中去除磷。
美国专利3,928,024指出，已知以高于约800℃的温度在回转炉中焙烧矿石并与碱金属氢氧化物结合以降低硫和磷含量。该专利涉及通过以下来降低氧化铁矿石中硫和磷含量的方法：将矿石与无机碱(例如碱金属氢氧化物)混合，在高至650℃(但优选250℃至350℃)的温度下加热混合物约1小时，然后用水浸析。加入矿石中的无机碱为每重量份矿石中加入约0.1至1.5重量份的碱。最近，Fisher-White、Lovel和Sparrow(IronOre Conference 2009，Australasian Institute of Mining and Metallurgy，Carlton，249-254页)报道了类似的结果，但在加热处理中添加了少得多的碱金属氢氧化物。
尽管减少磷含量增加矿石的固有价值，但是高温的使用伴随高的经济损失。此外，焙烧添加物是一项另外的花费并且在高温下使用腐蚀性化学物增加它们的腐蚀性并减少处理设备的工作寿命。
尽管本发明主要对磷含量的降低进行了说明，其也可以应用于铁矿石中其他杂质如氧化硅和氧化铝的减少。还可以去除其他样品特定成分。
因此，本发明的目的是增加从矿石(尤其是水化氧化铁矿石)中去除成分(尤其是磷)的方法的经济可行性。
在本说明书中对任何现有技术的引用不是并且不应被认为是承认或以任何形式暗示该现有技术是澳大利亚或任何其他行政区的公知常识的一部分，或者有理由预计该现有技术会被本领域技术人员确定、理解并认为是相关的。
发明概述
本发明人发现现有技术中的加热步骤过度复杂。尤其是，加热步骤中使用的高温和添加物对去除杂质至必需程度不是必要的。本发明通过不添加任何添加物地加热矿石，而后经浸析步骤去除杂质成分来从铁矿石中去除杂质成分。
因此，在本发明的一个方面中提供了从铁矿石中去除成分的方法，所述方法包括以下步骤：加热矿石至不超过约500℃的温度，随后使矿石与酸或碱浸析溶液接触以从矿石中浸析杂质成分。
加热矿石的步骤在没有焙烧添加物或浸析溶液的存在下进行。换言之，在空气或如下讨论改变的气氛中加热铁矿石。
加热铁矿石的步骤可以在高于约225℃的温度下进行。优选地，加热铁矿石的步骤在高于约250℃的温度下进行。加热铁矿石的步骤可以在高至约500℃的温度下进行。优选地，加热铁矿石的步骤在低于约350℃的温度下在空气中进行。更优选地，加热铁矿石的步骤在约300℃的温度下进行。
加热铁矿石的步骤可以在适合的气体气氛中通过直接或间接加热用常规加热炉(例如旋转加热炉、流化床加热炉、转动炉篦加热炉或闪速加热炉)中进行。优选地，所述气氛是空气，但在除空气外的气氛(例如燃烧气体)中加热也是有效的。
需要从铁矿石中去除的成分(杂质成分)可为例如磷、氧化硅或氧化铝。还可以去除其他样品特定成分(例如硫)。在一个具体例子中，需要去除的成分是磷。在这些实施方案中，从铁矿石中去除的磷可以存在于铁矿石的针铁矿和/或褐铁矿相，但也可以存在于矿石的任何非氧化磷灰石相中。
所述浸析溶液可为酸性或碱性水溶液。酸性浸析溶液可以是无机或有机酸。酸性浸析溶液的实例包括HCl、HNO3、H2SO4和柠檬酸。
优选地，浸析溶液是碱性的。碱性浸析溶液的实例包括NaOH、KOH和NH4OH。更优选地，浸析溶液是NaOH。
铁矿石与浸析溶液接触的步骤可以在环境温度或者高至浸析溶液沸点的升高的温度下进行。优选地，铁矿石与浸析溶液接触的步骤在升高的温度下进行。
本发明的另一方面提供了根据以上方法制备并且具有降低的杂质含量的纯化的矿石。
实施方案详述
矿物样品中包含的磷(和其他成分)的性质是矿石特定的。本发明人认为在针铁矿样品中，可能磷起初在沉积时吸附在生长的铁矿石晶体表面，吸附的磷被铁矿石覆盖(包封)并且经过地质时间(并经过地质作用)成为矿物结构的一部分。
本发明人还认为在加热过程中，发生针铁矿到变形的赤铁矿(相对于致密的赤铁矿相)的脱羟基作用。在该变形的赤铁矿中，针铁矿(起初的)的杂质成分(如磷)从矿物结构中排出。因此，这些杂质成分可以从矿物中被浸析出。
与之不同，磷灰石(Ca5(PO4)3OH)是已知能溶于酸的铁矿石的常见、熟知附带矿物。由于酸浸析不会很大地影响未处理的高磷针铁矿石，所以不可能在用去除磷灰石相关磷的条件下去除与针铁矿相关的磷。预期经本发明方法处理的矿石中的磷灰石(及其中的磷)与更难处理的与针铁矿相关的磷一起被浸析。
加热的温度和时间、浸析时间和浸析剂的浓度取决于铁矿石和所需最终产物的规格。
认为加热处理使针铁矿相脱羟基成为赤铁矿，从而使杂质能在浸析中被去除。因此应选择加热温度和处于温度的时间来实现这种相转化。铁矿石加热步骤可以进行少至0.25小时或更少的时间。多至24小时的加热时间并非是不利的，但是可能不节约成本。优选地，加热时间为约0.25小时至约4小时。更优选地，加热时间为约1小时。
铁矿石与浸析溶液的接触的步骤可以进行多至约5小时的时间。更长的浸析时间并非是不利的但不节约成本。优选地，浸析时间为约3小时。更优选地，浸析时间为约0.25至1小时。
浸析溶液的浓度可以是约0.001M至约5.0M。更高的浓度并非是不利的，但是可能不节约成本或不安全。
铁矿石与浸析溶液接触的步骤可以在有适当搅拌的反应容器中进行，以确保铁矿石和浸析溶液的良好接触。可以根据需要进行单个或多个浸析阶段以实现满意的杂质成分去除。或者，可以在用于大量浸析操作的条件下使加热的矿石与浸析溶液接触。
实施例
实施例1至11阐释了对两种澳大利亚Brockman高磷铁矿石进行的本发明方法。将两种样品均压碎至小于1.2mm以增加样品的均一性。粗样品的磷去除在工业应用中更加有利但难于以可重复方式证明。X射线荧光光谱(XRF)分析显示铁矿石样品1包含62.0wt％Fe、0.146wt％P、3.07wt％SiO2和2.27wt％Al2O3，而铁矿石样品2包含62.1wt％Fe、0.123wt％P、3.22wt％SiO2和2.18wt％Al2O3。每次测试后，通过过滤收集浸析固体，用水清洗并在60℃干燥。按照需要收集浸析溶液。通过浸析残余物的XRF测定和溶液样品的电感耦合等离子体发射光谱仪(ICP-OES)来评估由多个测试条件去除的成分的量。
为了在实施例中评估加热处理对随后浸析中磷去除的作用，将未经加热处理的两种矿石样品用不同的浸析溶液浸析，结果示出于表A中。
表A
*在沸点以0.5wt％固体浸析3小时。
硫酸浸析为在60℃以25wt％固体浸析3小时。
n/a不适用
直接用沸水浸析任一铁矿石样品实际上均不导致杂质成分的实质去除。用氢氧化钠溶液浸析铁矿石样品1的确去除了少量的磷以及一些氧化铝和氧化硅。对于铁矿石样品2，用氢氧化钠溶液浸析也导致磷、氧化硅和氧化铝的去除，其中去除的量随浸析溶液中氢氧化钠溶液浓度的升高而增加。用硫酸浸析铁矿石样品2导致部分磷的溶解，但实际上不溶解氧化硅和氧化铝。在浸析中有1.2％的重量损失。
将表A的结果与以下实施例的适当数据比较显示在用碱性或酸性浸析溶液浸析前进行热处理达到更好的磷去除。
实施例1
示出铁矿石1经以下任一处理时，加热处理的温度对用氢氧化钠进行的后续浸析中磷和其他杂质去除量的作用：
1.在225℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸腾的5.0M氢氧化钠浸析溶液接触；
2.在250℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸腾的5.0M氢氧化钠浸析溶液接触；
3.在275℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸腾的5.0M氢氧化钠浸析溶液接触；
4.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸腾的5.0M氢氧化钠浸析溶液接触；
5.在350℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸腾的5.0M氢氧化钠浸析溶液接触；或
6.在500℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸腾的5.0M氢氧化钠浸析溶液接触；
表1示出以0.5wt％固体的矿浆密度浸析3小时后的浸析产物的测定数据。
表1
Figure BPA00001447164200061
n/a不适用
250℃的加热温度足以用氢氧化钠浸析去除一些杂质。然而，在更高的加热温度275-350℃下达到更佳的杂质成分去除。高于350℃的加热未显著改善杂质的去除。
认为加热处理使针铁矿经历相变，从而使杂质可以在氢氧化钠浸析中去除。因此，应选择加热温度以达到所需的杂质成分去除。
实施例2
示出铁矿石1经以下任一处理时，处于加热处理温度的时间对用氢氧化钠进行的后续浸析中磷和其他杂质去除量的作用：
1.在300℃的温度下在空气中进行0.25小时的加热步骤，然后与沸腾的5.0M氢氧化钠浸析溶液接触；
2.在300℃的温度下在空气中进行0.5小时的加热步骤，然后与沸腾的5.0M氢氧化钠浸析溶液接触；
3.在300℃的温度下在空气中进行1.0小时的加热步骤，然后与沸腾的5.0M氢氧化钠浸析溶液接触；
4.在300℃的温度下在空气中进行2小时的加热步骤，然后与沸腾的5.0M氢氧化钠浸析溶液接触；
表2示出以0.5wt％固体的矿浆密度浸析3小时后的浸析产物的测定数据。
表2
Figure BPA00001447164200071
n/a不适用
对于300℃的加热温度，示出短至15分钟的加热时间足以用氢氧化钠浸析达成明显的杂质成分去除，多于1小时的加热时间没有任何进一步的显著有益作用。预计短于15分钟的快速加热处理可以是本发明的一个实用实施方案。
认为加热处理使针铁矿经历相变，从而使杂质可以在氢氧化钠浸析中去除。因此，应选择加热温度和处于温度的时间以达到所需的杂质成分去除。
实施例3
示出铁矿石1经以下任一处理时，浸析中氢氧化钠的浓度对热处理后的磷去除量的作用：
1.在300℃在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸水浸析溶液接触；
2.在300℃在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸腾的0.1M NaOH浸析溶液接触；
3.在300℃在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸腾的1.0M NaOH浸析溶液接触；
4.在300℃在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸腾的2.5M NaOH浸析溶液接触；
5.在300℃在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸腾的5.0M NaOH浸析溶液接触；
表3示出以0.5wt％固体的矿浆密度浸析3小时后的浸析产物的测定数据。
表3
Figure BPA00001447164200081
n/a不适用
在300℃加热处理1小时后用沸水浸析去除极少的杂质，但在300℃热处理1小时后，用沸腾的0.1M NaOH浸析可以达到更高的杂质成分去除水平。在浸析中使用更高浓度的氢氧化钠时可以达到更大量的杂质成分去除。
实施例4
示出铁矿石2经以下任一处理时，浸析中氢氧化钠的浓度对热处理后的磷和其他杂质去除量的作用：
1.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸水浸析溶液接触；
2.在300℃在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸腾的0.001MNaOH浸析溶液接触；
3.在300℃在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸腾的0.01M NaOH浸析溶液接触；
4.在300℃在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸腾的0.1M NaOH浸析溶液接触；
5.在300℃在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸腾的1.0M NaOH浸析溶液接触；
6.在300℃在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸腾的2.5M NaOH浸析溶液接触；或
7.在300℃在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸腾的5.0M NaOH浸析溶液接触；
表4示出以0.5wt％固体的矿浆密度浸析3小时后的浸析产物的测定数据。
表4
Figure BPA00001447164200091
n/a不适用
在300℃加热处理1小时后用沸水浸析去除极少的杂质，但在300℃热处理1小时后，用沸腾的0.001M NaOH浸析可以达到显著更高的杂质成分去除水平。在浸析中使用更高浓度的氢氧化钠时可以达到更大量的杂质成分去除。
与表3中铁矿石样品1的结果比较，表4的铁矿石样品2的结果表明达成类似杂质去除所需的浸析氢氧化钠浓度更低。推测该差异反映了样品的矿物学差异。
实施例5
示出铁矿石1经以下任一处理时，氢氧化钠的浸析温度对热处理后的磷去除量的作用：
1.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后在21℃的浸析温度下与5.0M NaOH浸析溶液接触；
2.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后在40℃的浸析温度下与5.0M NaOH浸析溶液接触；
3.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后在60℃的浸析温度下与5.0M NaOH浸析溶液接触；
4.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后在80℃的浸析温度下与5.0M NaOH浸析溶液接触；或
5.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸腾的5.0M NaOH浸析溶液接触；
表5示出以0.5wt％固体的矿浆密度浸析3小时后的浸析产物的测定数据。
表5
Figure BPA00001447164200101
n/a不适用
热处理后氢氧化钠浸析中杂质的去除程度随着浸析液温度的升高而增加。因此应选择浸析条件以达成所需的杂质成分去除。
实施例6
示出铁矿石样品2经以下任一处理时，氢氧化钠浸析的时间对热处理后的磷去除量的作用：
1.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以0.5wt％固体的矿浆密度与沸腾的0.1M NaOH浸析溶液接触，在0.25小时时取样；
2.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以0.5wt％固体的矿浆密度与沸腾的0.1M NaOH浸析溶液接触，在0.50小时时取样；
3.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以0.5wt％固体的矿浆密度与沸腾的0.1M NaOH浸析溶液接触，在1.0小时时取样；
4.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以0.5wt％固体的矿浆密度与沸腾的0.1M NaOH浸析溶液接触，在2.0小时时取样；
5.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以0.5wt％固体的矿浆密度与沸腾的0.1M NaOH浸析溶液接触，在3.0小时时取样；
6.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以0.5wt％固体的矿浆密度与沸腾的0.1M NaOH浸析溶液接触，在5.0小时时取样；或
7.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以25wt％固体的矿浆密度与沸腾的2.5M NaOH浸析溶液接触，在0.25小时时取样；
8.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以25wt％固体的矿浆密度与沸腾的2.5M NaOH浸析溶液接触，在0.50小时时取样；
9.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以25wt％固体的矿浆密度与沸腾的2.5M NaOH浸析溶液接触，在1.0小时时取样；
10.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以25wt％固体的矿浆密度与沸腾的2.5M NaOH浸析溶液接触，在2.0小时时取样；
11.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以25wt％固体的矿浆密度与沸腾的2.5M NaOH浸析溶液接触，在3.0小时时取样；或
12.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以25wt％固体的矿浆密度与沸腾的2.5M NaOH浸析溶液接触，在5.0小时时取样；
表6示出得自浸析的溶液的测定数据。
表6
Figure BPA00001447164200121
§起始时600mL的浸析剂中的3.2g矿石。
Figure BPA00001447164200122
起始时121mL的浸析剂中的40.32g矿石。
*在分析前从溶液中沉淀出氧化硅。
在起始的15分钟内去除了显著量的杂质，随着浸析时间的增加更多的杂质被去除。
热处理后氢氧化钠浸析中杂质的去除程度随着浸析时间和温度的增加而增加。因此应选择浸析条件以达成所需的杂质成分去除。
实施例7
示出铁矿石样品1经以下任一处理时，氢氧化钠浸析的固体矿浆密度对热处理后的磷去除量的作用：
1.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以0.5wt％固体的固体矿浆密度与沸腾的2.5M NaOH浸析溶液接触；
2.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以10wt％固体的固体矿浆密度与沸腾的2.5M NaOH浸析溶液接触；
3.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以25wt％固体的固体矿浆密度与沸腾的2.5M NaOH浸析溶液接触；
4.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以50wt％固体的固体矿浆密度与沸腾的2.5M NaOH浸析溶液接触；
表7示出浸析3小时的浸析产物的测定数据。
表7
Figure BPA00001447164200131
n/a不适用
对于相同的浸析条件，杂质成分去除程度随浸析中固体矿浆密度的增加而降低，尤其是对于预计在较高的矿浆密度下在液体中饱和的氧化硅和氧化铝成分的去除。然而，增加浸析中固体矿浆密度对磷去除的影响较小。
实施例8
示出铁矿石样品2经以下任一处理时，氢氧化钠浸析的浓度和固体矿浆密度对热处理后的磷去除量的作用：
1.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以0.5wt％固体的固体矿浆密度与沸腾的0.1M NaOH浸析溶液接触；
2.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以0.5wt％固体的固体矿浆密度与沸腾的1.0M NaOH浸析溶液接触；
3.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以0.5wt％固体的固体矿浆密度与沸腾的2.5M NaOH浸析溶液接触；
4.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以0.5wt％固体的固体矿浆密度与沸腾的5.0M NaOH浸析溶液接触；
5.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以25wt％固体的固体矿浆密度与沸腾的0.1M NaOH浸析溶液接触；
6.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以25wt％固体的固体矿浆密度与沸腾的1.0M NaOH浸析溶液接触；
7.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以25wt％固体的固体矿浆密度与沸腾的2.5M NaOH浸析溶液接触；
8.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以25wt％固体的固体矿浆密度与沸腾的5.0M NaOH浸析溶液接触；
表8示出浸析3小时的浸析产物的测定数据。
表8
Figure BPA00001447164200141
n/a不适用
杂质成分去除程度随浸析中固体矿浆密度的增加而降低，尤其是对于预计在较高的矿浆密度下在液体中饱和的氧化硅和氧化铝物质的去除。增加浸析固体矿浆密度对磷去除的影响程度较小。然而，可以通过增加浸析中氢氧化钠的浓度来抵消浸析固体矿浆浓度的增加来将磷去除维持在适当水平。
实施例9
示出铁矿石样品2经以下任一处理时，替换碱性浸析溶液(如氨水(氢氧化铵)和氢氧化钾)的作用：
1.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸腾的1.0M氢氧化铵浸析溶液接触；
2.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸腾的5.3M氢氧化铵浸析溶液接触；
3.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸腾的1.0M氢氧化钾浸析溶液接触；
4.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸腾的5.0M氢氧化钾浸析溶液接触；
表9示出以0.5wt％固体的矿浆密度浸析3小时后的浸析产物的测定数据。
表9
Figure BPA00001447164200151
n/a不适用
在300℃热处理1小时后，用沸腾的氢氧化铵和氢氧化钾可以在浸析中达到显著水平的杂质成分去除。当在浸析中使用更高浓度的碱性浸析溶液时可以达到更大量的杂质成分去除。
实施例10
示出铁矿石样品2经以下任一处理时，酸浸析溶液(如无机酸硫酸，和有机酸柠檬酸)的作用：
1.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以0.5wt％固体的固体矿浆密度与沸腾的0.1M硫酸浸析溶液接触；
2.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以0.5wt％固体的固体矿浆密度与沸腾的1.0M硫酸浸析溶液接触；
3.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以10wt％固体的固体矿浆密度与沸腾的0.1M硫酸浸析溶液接触；
4.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以25wt％固体的固体矿浆密度与沸腾的1.0M硫酸浸析溶液接触；
5.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后以0.5wt％固体的固体矿浆密度与回流的77-80℃的1.0M柠檬酸浸析溶液接触；
表10示出浸析3小时的浸析产物的测定数据。
表10
Figure BPA00001447164200161
n/a不适用
用硫酸和柠檬酸可以在浸析中达到显著水平的杂质成分去除。然而，在浸析过程中也发生了可溶于酸的含铁矿物的溶解以及相关的重量损失。对于所得浸析产物含0.012％P的测试，样品的重量损失约为70％。10-20％的重量损失与浸析中良好的磷去除相关。
实施例11
示出铁矿石样品2经以下任一处理时，用无机酸浸析溶液硫酸进行浸析的温度的作用：
1.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后与21℃(室温)的1.0M硫酸浸析溶液接触；
2.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后与40℃的1.0M硫酸浸析溶液接触；
3.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后与60℃的1.0M硫酸浸析溶液接触；
4.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后与80℃的1.0M硫酸浸析溶液接触；或
5.在300℃的温度下在空气中进行1小时的加热步骤，然后与沸腾的1.0M硫酸浸析溶液接触。
表11示出以25wt％固体的矿浆密度浸析3小时的浸析产物的测定数据。
表11
Figure BPA00001447164200171
n/a不适用
用硫酸可以在浸析中达到显著水平的杂质成分去除。杂质成分去除的程度以及相关的重量损失随浸析温度的升高而升高。然而，至少10wt％的重量损失与良好的磷去除相关。
应理解在本说明书中公开和定义的本发明延伸至文中提及或从文中显而易见的两个或更多个单独特征的所有可替换性组合。所有这些不同组合构成本发明的多个可替换性方面。

Claims (16)

1.一种用于从铁矿石中去除杂质成分的方法，所述方法包括以下步骤：加热所述矿石至不超过约500℃的温度，随后使所述矿石与酸或碱浸析溶液接触以从所述矿石中浸析所述杂质成分。
2.权利要求2的方法，其中加热所述矿石的步骤在不存在焙烧添加物或浸析溶液的情况下进行。
3.权利要求1或2的方法，其中加热所述矿石的步骤在低至约225℃的温度下进行。
4.前述权利要求中任一项的方法，其中加热所述矿石的步骤在约250℃至约350℃的温度下进行。
5.前述权利要求中任一项的方法，其中加热所述矿石的步骤在约300℃的温度下进行。
6.前述权利要求中任一项的方法，其中加热所述矿石的步骤进行约0.25小时或更长。
7.权利要求6的方法，其中加热所述矿石的步骤进行约1小时的时间。
8.权利要求6或7的方法，其中加热所述矿石的步骤进行短于约4小时的时间。
9.前述权利要求中任一项的方法，其中所述杂质成分是磷、氧化硅或氧化铝。
10.前述权利要求中任一项的方法，其中所述杂质成分是磷。
11.前述权利要求中任一项的方法，其中所述浸析溶液选自NaOH、H2SO4、NH4OH、KOH、HCl、HNO3和柠檬酸。
12.权利要求9的方法，其中所述浸析溶液是NaOH。
13.前述权利要求中任一项的方法，其中所述浸析溶液的浓度为约0.001M至约5.0M或更多。
14.前述权利要求中任一项的方法，其中所述浸析溶液的温度为40℃至沸腾温度。
15.前述权利要求中任一项的方法，其中使所述矿石与浸析溶液接触的步骤进行0.25小时或更长的时间。
16.权利要求14的方法，其中使所述矿石与浸析溶液接触的步骤进行约3小时的时间。
CN2010800171912A 2009-03-16 2010-03-15 从水化矿物中去除杂质 Pending CN102395692A (zh)

Applications Claiming Priority (3)

Application Number Priority Date Filing Date Title
AU2009901092A AU2009901092A0 (en) 2009-03-16 Impurity removal from hydrated minerals
AU2009901092 2009-03-16
PCT/AU2010/000302 WO2010105292A1 (en) 2009-03-16 2010-03-15 Impurity removal from hydrated minerals

Publications (1)

Publication Number Publication Date
CN102395692A true CN102395692A (zh) 2012-03-28

Family

ID=42739041

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN2010800171912A Pending CN102395692A (zh) 2009-03-16 2010-03-15 从水化矿物中去除杂质

Country Status (3)

Country Link
CN (1) CN102395692A (zh)
AU (1) AU2010225450C1 (zh)
WO (1) WO2010105292A1 (zh)

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102616797A (zh) * 2012-05-02 2012-08-01 厦门大学 一种云母的提纯方法
CN109913638A (zh) * 2019-04-01 2019-06-21 中钢集团南京新材料研究院有限公司 一种降低超级铁精矿中硅、铝含量的方法

Families Citing this family (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN103882225A (zh) * 2014-04-04 2014-06-25 北京科技大学 一种酸浸脱除高磷铁矿中的磷及酸液循环利用的方法

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5767136A (en) * 1980-10-09 1982-04-23 Sumitomo Metal Ind Ltd Dephosphorizing method for ore
WO1993010271A2 (en) * 1991-11-14 1993-05-27 S.A. Mineração Da Trindade - Samitri Improvement of the reduction process in p content and other gangues in iron ore and its agglomerates
BRPI0401372A (pt) * 2004-03-09 2005-11-16 Univ Fed Ouro Preto Processo para remoção de fósforo em minérios de ferro
CN101037721A (zh) * 2007-04-28 2007-09-19 中南大学 一种高铝褐铁矿石铁铝分离工艺
CN101338361A (zh) * 2008-08-11 2009-01-07 昆明晶石矿冶有限公司 一种高磷赤铁矿赤褐铁矿磁化焙烧—浸出降磷方法
CN201560225U (zh) * 2009-03-04 2010-08-25 解能 一种高磷铁矿超声波脱磷装置

Family Cites Families (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
GB1367102A (en) * 1970-11-11 1974-09-18 Australian Mineral Dev Lab Process for the reduction of the phosphorus content of iron ores
US4154608A (en) * 1978-07-19 1979-05-15 Uop Inc. Production of high purity iron powder
WO2010015019A1 (en) * 2008-08-05 2010-02-11 Technological Resources Pty. Limited Treating iron ore

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JPS5767136A (en) * 1980-10-09 1982-04-23 Sumitomo Metal Ind Ltd Dephosphorizing method for ore
WO1993010271A2 (en) * 1991-11-14 1993-05-27 S.A. Mineração Da Trindade - Samitri Improvement of the reduction process in p content and other gangues in iron ore and its agglomerates
BRPI0401372A (pt) * 2004-03-09 2005-11-16 Univ Fed Ouro Preto Processo para remoção de fósforo em minérios de ferro
CN101037721A (zh) * 2007-04-28 2007-09-19 中南大学 一种高铝褐铁矿石铁铝分离工艺
CN101338361A (zh) * 2008-08-11 2009-01-07 昆明晶石矿冶有限公司 一种高磷赤铁矿赤褐铁矿磁化焙烧—浸出降磷方法
CN201560225U (zh) * 2009-03-04 2010-08-25 解能 一种高磷铁矿超声波脱磷装置

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
黎海雁，韩勇: "《化学选矿》", 30 June 1989, article "使有用组份氧化，以利于富集" *

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102616797A (zh) * 2012-05-02 2012-08-01 厦门大学 一种云母的提纯方法
CN102616797B (zh) * 2012-05-02 2013-10-09 厦门大学 一种云母的提纯方法
CN109913638A (zh) * 2019-04-01 2019-06-21 中钢集团南京新材料研究院有限公司 一种降低超级铁精矿中硅、铝含量的方法

Also Published As

Publication number Publication date
AU2010225450C1 (en) 2013-11-21
WO2010105292A1 (en) 2010-09-23
AU2010225450B2 (en) 2013-05-30
AU2010225450A1 (en) 2011-10-06

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Rodriguez et al. Selective recovery of zinc from goethite residue in the zinc industry using deep-eutectic solvents
US10273561B2 (en) Deriving high value products from waste red mud
Ju et al. Clean hydrometallurgical route to recover zinc, silver, lead, copper, cadmium and iron from hazardous jarosite residues produced during zinc hydrometallurgy
Papassiopi et al. Effectiveness of iron reducing bacteria for the removal of iron from bauxite ores
TR200707718T1 (tr) Elektrikli ve diğer fırınların çinko oksit ve çinko ferrit içeren tozları ile artıklarının muamelesi için yöntem.
Amaral et al. Metals recovery from galvanic sludge by sulfate roasting and thiosulfate leaching
CN102395692A (zh) 从水化矿物中去除杂质
Erdem et al. Kinetics of Pb and Zn leaching from zinc plant residue by sodium hydroxide
JP2008545888A (ja) 亜鉛浸出残渣中の金属有価物の分離
CN115259186A (zh) 由石棉尾矿精制的硫酸镁溶液及其制备方法
CN107058750B (zh) 含锗铜烟灰综合回收工艺
Wang et al. Extraction of vanadium from stone coal by modified salt-roasting process
WO2013173855A1 (en) A process of ferric leaching of metal ores and concentrates
JP6015824B2 (ja) 銅製錬煙灰の処理方法
US7645320B2 (en) Extraction process
CN113462886A (zh) 一种湿法冶炼氟碳钙铈矿的方法
CN1081241C (zh) 氯化铵法从氟碳铈精矿提取氯化稀土的方法
JP5821775B2 (ja) 銅製錬煙灰の処理方法
CN113862484B (zh) 一种从棕刚玉烟尘中高效提取镓的方法
KR102011208B1 (ko) 철-함유 슬러지의 처리 방법
US20030108463A1 (en) Process for purifying sand
Jovanović et al. Overview of technologies for Zn extraction from hyperaccumulating plants: Current state of research and future directions
WO2010015019A1 (en) Treating iron ore
CA1134621A (en) Hydrometallurgical recovery of metal values
Bao et al. Effect of calcium on the vanadium extraction from high calcium type stone coal

Legal Events

Date Code Title Description
C06 Publication
PB01 Publication
C10 Entry into substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
C02 Deemed withdrawal of patent application after publication (patent law 2001)
WD01 Invention patent application deemed withdrawn after publication

Application publication date: 20120328