铁矿石中铁、铝、硅分离研究进展.pdf
第3 2 卷 2 0 1 2 年0 8 月 矿冶工程 N 1 N GA N DM E T A L L U R G I C A LE N G I N E E R I N G V 0 1 .3 2 A u g u s t2 0 1 2 铁矿石中铁、铝、硅分离研究进展① 舒聪伟1 ”,唐云1 ’2 1 .贵州大学矿业学院,贵州贵阳5 5 0 0 0 3 ;2 .贵州省非金属矿产资源综合利用重点实验室,贵州贵阳5 5 0 0 0 3 摘要针对我国部分铁矿含铝、硅较高的情况,介绍了国内外近期铁、铝、硅分离的研究现状。铁、铝、硅分离主要有物理法、化学 法和生物法。物理法具有工艺流程简单,成本低的优点,但只适用于结构简单的矿石,对于铁、铝、硅嵌布关系复杂的矿石分离效率 低。化学选矿对铁、铝、硅嵌布关系复杂的矿石分离效果较好,但存在成本稍高,废气、废液难处理,易污染环境等问题。生物选矿 对设备要求简单、低能耗、对环境污染也较少,但存在反应时间长,铝、硅脱除效果有限,但仍有巨大的潜力,应引起重视、加速开发。 最后探讨了我国铁矿选矿的发展趋势。 关键词铁矿;选矿;铁铝硅分离 中图分类号T D 9 2文献标识码B文章编号0 2 5 3 6 0 9 9 2 0 1 2 0 8 0 3 6 8 0 7 1 我国铁矿资源形势 世界铁矿资源丰富,据报道,目前世界铁矿石储量 为16 0 0 亿吨,储量基础为37 0 0 亿吨,铁金属储量为 8 0 0 亿吨,储量基础为18 0 0 亿吨。世界铁矿资源分布 的特点是南半球国家富铁矿床较多,如巴西、澳大利 亚、南非等;北半球国家贫铁矿床较多,如前苏联地区、 美国、加拿大、中国等J 。截至2 0 1 0 年底,我国已探明 的铁矿存储量约为7 1 4 亿吨,资源查明程度不到 3 0 %。截止目前,全国有超过20 7 0 个铁矿石尚未开 发,未动用的铁矿石资源储量达到了3 4 2 .6 9 亿吨。目 前已开发利用的铁矿区13 6 5 处,占全部铁矿查明资 源储量的4 7 .8 0 %;未开发利用的铁矿区14 9 2 处,占 全部铁矿查明资源储量的5 2 .2 0 %,我国还有一半的 铁矿查明资源储量尚未开发利用。2J 。我国铁矿石富 矿少、贫矿多,9 7 %的铁矿石为3 0 %以下的低品位铁 矿,国内尚存大量未被开发利用的难选铁矿。 另外,随着我国经济持续高速的发展,钢铁工业迅 发展。2 0 1 1 年,特别是进入下半年,由于受国际经济 下滑,我国经济增速下降,市场萎缩的影响,钢铁行业 面临着严重的困难局面。国内各钢铁企业对矿石的需 求量增长迅猛,国内的矿山生产已远远满足不了需求, 不得不依国外的优质铁矿石资源。根据统计1 9 8 5 年 我国口铁矿石突破10 0 0 万吨,2 0 0 2 年突破1 亿吨,而 2 0 1 1 年全年进口量将近7 亿吨。而自进入2 1 世纪以 来,铁矿石资源价格呈逐渐上升态势,使我国钢铁行业 面临着巨大的压力HJ 。国内的铁矿石资源中易选的 磁铁矿资源日益少,充分利用国内的资源,提高钢铁企 业矿石的自率,缓解进口铁矿石的压力,维持优质的铁 矿原料供给,必须以科技的进步来推动贫铁矿资源的 高效开发与利用。 我国铁矿矿床类型多,赋存条件复杂,矿石类型 多,铝、硅、硫、磷等有害组分含量高,多组分共生铁矿 石占了很大比重,而且有用组分嵌布粒度细,因此采选 难度大、效率低、产品质量差“ J 。因此总结国内外难 选铁矿技术经验,加快推进选矿技术进步,更好地利用 这部分资源,对支持我国钢铁行业的发展,抵御世界铁 矿石市场风险,具有重大的现实意义和深远的历史 意义。 我国含铁矿物种类较多,目前已发现的铁矿物和 含铁矿物约3 0 0 余种,其中常见的有1 7 0 余种,但在当 前技术条件下,具有工业利用价值的主要是磁铁矿、赤 铁矿、钛铁矿、褐铁矿和菱铁矿等。其中褐铁矿、菱铁 矿等弱磁性含铁矿石为较难选别的铁矿石M 。7J 。 2 铝、硅对烧结和炼铁的影响 铁矿石有无开采价值,开采后能否直接入炉冶炼 以及冶炼价值如何,均取决于铁矿石的品位。高品位 铁矿石有利于降低焦比、减少渣量、减少熔剂的用量、 提高冶炼产量。因此铁矿石中的A 1 0 ,和S i 0 等脉 石矿物在很大程度上决定熔剂与燃料的消耗量,是评 定铁矿石的重要指标。8J 。 2 .1 A I 。O ,和9 i O 对烧结矿的影响 在烧结矿中A 1 0 ,的含量太多会导致烧结矿还原 ①收稿日期2 0 1 2 - 0 6 - 2 5 作者简介舒聪伟 1 9 8 6 ~ ,男,江西人,硕士研究生,主要研究方向为难选矿石的选矿技术及资源综合利用。 通讯作者唐云 1 9 7 1 一 ,女,贵州人,教授,硕士研究生导师,主要研究方向为难选矿石的选矿技术及资源综合利用。 万方数据 2 0 1 2 年0 8 月 舒聪伟等铁矿石中铁、铝、硅分离研究进展 粉化性能恶化,使高炉透气性变差,炉渣黏度增加,放 渣困难。但烧结原料中含有少量的A I O ,可降低烧结 矿的熔化温度,生成铝酸钙和铁酸钙的固溶体可增加 液相数目,同时增加表面张力,降低液相黏度,促进铁 氧化物的生成,利于烧结矿的氧化。因此烧结矿中 A 1 2 0 ,含量应小于2 .1 %。 烧结矿料含有一定量的S i O 时,能生成合适的液 相作为铁矿晶粒黏结的基础,使烧结矿具有较高的机 械强度,但是,当S i O 含量超过1 0 %的矿粉生产白熔 性烧结矿时,会导致烧结矿在冷却过程中粉化严重,所 以烧结料S i O 含量应控制在5 %~6 %为宜。 2 .2 A | O ,和S i O 对高炉冶炼的影响 A l O ,在高炉冶炼进入炉渣,需要消耗C a O 、M g O 等熔剂,增加燃料消耗,增加渣量,引起高炉冶炼焦比 升高和产量降低。当炉渣中A 1 O ,含量超过1 8 %~ 2 2 %时,炉渣变得难溶而不易流动。因此对铁矿石中 的A 1 O ,含量要加以控制,一般铁矿石中W S i O / W A 1 O , 不宜小于2 ~3 。 在炼铁过程中,少量的S i O 会进人铁水中,但当 铁水中的S i O 含量过多时,会使铁水降级或报废。大 部分的S i O 会进入炉渣,由于S i O 熔点较高,要使它 从铁矿石中分离出来进入炉渣,须添加白云石或石灰 石等碱性脉石和燃料。因此,S i O 含量高,高炉冶炼 焦比会升高,产量下降。故对炼铁而言,S i O 含量越 低越好一“⋯。 3 国内外铁铝硅分离研究现状 3 .1国内外铁铝分离研究现状 铝一般是以三水铝石、一水软铝石和一水硬铝石 嵌布于铁矿中和以类质同象形式存在于铁矿物中。有 时铁矿中铝与铁嵌布关系十分复杂,用常规的选矿方 法难以达到有效的分离。目前,国内外针对铁铝分离 的研究主要有铝土矿和铁矿,研究方法主要包括物理 法、化学法和生物法。物理选矿主要工艺有强磁选、重 选、浮选及磁选一浮选联合工艺等1 。1 2J ,对铝铁嵌布关 系较简单的矿石分离效果较好。化学选矿主要有磁化 焙烧法、酸浸氯化焙烧及钠化焙烧等,对于铝铁嵌布关 系复杂的矿石铝铁分离效果较好3 。1 4J 。 3 .1 .1 物理方法 1 重选。重选在当代选矿方法中占有重要地位, 它是根据矿物矿粒间密度的差异,因而在运动介质中 所受重力、流体动力和其他机械力的不同,从而实现按 密度分选矿粒群的过程。重选是弱磁性铁矿石的重要 选矿方法之一,在铁铝分离过程中主要用来处理粗粒 级物料,近年来重选技术在处理细粒及微细粒铁矿石 方面也有所发展。B 萨尔卡尔纠研究了使用干涉重 力分选机从细粒铁矿中除去A I O ,和S i O ,并取得了 较好的效果。颗粒在F D S 分选机中的沉降机理是干 涉沉降,使颗粒在设备自生重介质中按其密度差得到 富集。其原矿铁品位为6 0 .1 0 %,含A 1 O ,4 .3 0 %, S i O 4 .2 0 %。首先使用直径为3 英寸的水力旋流器进 行脱泥,然后采用F D S 分选机对脱泥后产品进行干涉 沉降。使产品中铁的品位上升至6 6 .2 6 %,A 1 ,O ,含量 降至1 .6 6 %,S i 0 2 含量降至1 .5 7 %。采用重选法进行 铁铝分离要求矿石中铁铝嵌布关系较为简单,其优点 是对设备要求低,成本较低,分离效率高。 2 磁选。磁选是在不均匀磁场中利用矿物之间 的磁性差异而使不同矿物实现分离的一种选矿方法。 它是处理铁矿石的主要方法。目前国内外对铁矿采用 单一磁选法分离铁铝报道较少,一般应用于铝土矿。 李光辉等刮采用强磁选对含铁铝土矿进行了除铁试 验研究,试验选取两种铁含量不同的铝土矿 A 和B 。 样品中一水硬铝石是主要的的铝矿物,铁矿物主要包 含赤铁矿和褐铁矿,嵌布粒度相对较粗,有利于用磁选 脱铁。原矿A 样中,A 1 O ,含量为4 7 .9 4 %,F e 2 0 3 含 量为3 1 .0 0 %,B 样中A 1 2 0 3 含量为5 4 .3 9 %,F e 2 0 3 含 量为2 4 .2 9 %。矿样A 和B 分别细磨至一0 .0 7 4m m 粒级占8 7 .5 0 %和7 8 .3 0 %,然后均采用强磁选进行铁 铝分离,磁场强度分别为1 .2T 和1 .0T ,可获得A 1 O , 含量均大于6 5 %,回收率大于7 5 %,F e O ,含量为5 % ~9 %的铝精矿。李润生Ⅲ1 等采用磁分离法处理高铁 三水铝石,原矿品位为5 5 .5 8 %,全铁含量为7 .0 8 %, 经磁选后A l 0 ,含量为6 1 .2 9 %,全铁含量为0 .9 0 %, 铁去除率达到9 0 %以上。在铁矿物为强磁性或弱磁 性而铝矿物为非磁性条件下,采用磁选法分离铁铝效 果较好。 3 浮选。浮选是利用不同矿物表面 相界面 性 质的差异来进行分选的,它是细粒和极细粒物料分选 中应用最广泛、效果最好的一种选矿方法。它不仅能 选别早期重选、磁选难于处理的细粒铁矿石,而且能选 别组成复杂的复合共生铁矿石。北京钢铁学院副对 阳泉铝矾士矿半工业浮选.磁选后的尾矿进行了浮选 脱铁试验研究。试验时,先将浮选.磁选尾矿细磨至 一0 .0 3 7m m 粒级占9 6 %后,再以苄基胂酸为捕收剂, 氟硅酸钠为抑制剂和乙基醛醇为起泡剂进行浮选。经 过一次粗选、二次扫选、二次精选作业,可获得含 F e ,O ,为0 .7 6 %、产率为8 1 .0 3 %的铝士矿合格产品, 符合规定的莫来石原料要求。针对广东某褐铁矿矿石 万方数据 矿冶工程第3 2 卷 共生关系简单的特点,江源等引进行了不同浮选工艺 方案试验,原矿T F e 含量为4 5 .9 5 %,A 1 O ,含量为 1 .2 6 %,采用阳离子浮选法,经过一粗一扫流程,最终 可获得T F e 含量为5 9 .2 5 %,A 1 0 3 含量为0 .6 1 %的铁 精矿。浮选法分离铁铝成本较低,工艺流程简单,生产 过程较宜控制。 4 磁选一浮选联合。在铁、铝矿物共生关系比较 复杂时,单一的物理方法往往难以达到较好的分离效 果,此时采用联合工艺可以达到事半功倍效果,目前较 为常见的联合工艺主要是磁选一浮选联合。河南某高 铁铝土矿Ⅲ1 原矿品位为5 0 %,含铁矿物为赤、褐铁 矿,全铁含量达1 5 %。由于原矿易泥化,细磨无法使 铁矿物分离,经试验研究决定采用强磁选- 阴离子反浮 选联合工艺,获得了含A 1 O ,6 8 %,回收率为7 4 %的精 矿,同时分离后的F e O ,也得到富集,得到品位为 6 1 %,回收率为5 6 %铁精矿。吴明- 2 对贵州赫章鲕状 赤铁矿进行了降磷降铝选矿试验,该原矿样T F e 含量 为4 1 .4 9 %,A 1 2 0 ,含量为1 2 .1 8 %,P 为0 .5 3 %。由于 该铁矿物质组成复杂,嵌布粒度细,分选难度大,因此 采用了焙烧.磁选.反浮选联合工艺流程,即先对矿样 进行还原焙烧,然后弱磁选,磁选精矿再反浮选,取得 了不错的效果。最终获彳导T F e 品位5 5 .4 7 %,回收率 7 8 .3 4 %,A 1 含量6 .9 4 %,P 含量0 .4 4 %的铁精矿。 综上所述,物理法分离铝铁工艺流程简单,成本较 低,但只适用于结构简单的矿石,对于铝铁嵌布关系复 杂的矿石铝铁分离效率低,其铝铁分离效果较差。 3 .1 .2 化学方法 1 磁化焙烧。磁化焙烧是在一定条件下把弱磁 性铁矿物 赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿和黄铁矿等 变成 强磁性磁铁矿或 y 一赤铁矿。磁化焙烧按原理可分为 还原焙烧、中性焙烧和氧化焙烧,磁化焙烧是种常见的 铝铁分离方法,广泛地应用于低品位褐铁矿、赤铁矿、 菱铁矿的选铁及铝土矿除铁和赤泥回收铁。贵州赫章 高铝鲕状赤铁矿原矿主要铁矿物为赤铁矿和褐铁矿, 含铝矿物三水铝石以细粒集合体和隐晶质被赤铁矿包 裹,铁铝赋存关系复杂。研究表明,添加Y S 一1 ,杨大 兵拉23 等采用焙烧还原一干式磁选工艺对贵州高铝鲕状 赤铁矿中铝和铁进行分离,原矿主要铁矿物为赤铁矿 和褐铁矿,含铝矿物三水铝石以细粒集合体和隐晶质 形式存在,铁铝赋存关系复杂。原矿全铁含量为 4 2 .5 6 %,A 1 2 0 3 含量为1 2 .3 0 %,在Y S 一1 用量为 5 .6 6 %,煤粉用量为1 5 %,还原温度为13 5 0 ℃,保温 时间为4 0m i n ,焙砂冷却至常温后破碎至一2m m ,经2 次千式磁选可获得全铁品位为9 3 .1 6 %,A I O 。含量为 2 .0 2 %的铁精矿,铁回收率为8 8 .4 5 %。美国的L e o n YS a d l e r 牡列对某含铁铝土矿进行铝铁分离试验研究, 原矿中含铁矿物主要为针铁矿和赤铁矿,F e O ,含量 为2 .7 %。研究了加入气体H 还原焙烧铝土矿,使铝 土矿中弱磁性的针铁矿和赤铁矿还原为强磁性的磁铁 矿或金属铁,然后用磁力分离器磁选分离铝铁。试验 得出最佳工艺条件为铝土矿在8 0 0 ℃进行焙烧,并通 入还原气体H ,焙烧后产品在磁场强度为40 0 0G s 条 件下进行一次磁选,可得到含F e O ,1 .5 %,回收率为 9 5 %的铝土矿,而磁性部分产品含有2 1 %的F e O ,。 在炉中或窑中磁化焙烧已是成熟技术,然而,使用微波 加热磁化铝土矿中的赤铁矿是一个新方法。印度的 B h i m a R a o Ⅲ1 把含A 1 2 0 35 5 .9 0 %,F e 2 0 35 .6 %铝土矿 置于微波炉中进行磁化焙烧,焙烧产品再磨,然后磁选 分离,可得到含A 1 O ,8 0 %,回收率为8 0 %,含F e O , 2 .5 %的铝土矿精矿。该机制的原理为微波加热能辐 射在铝土矿中特定的点上,这些特定的点是在铁矿物 的位置,在还原气氛下,微波促进弱磁铁矿物更快地转 换磁性铁矿物,提高了磁力分离效果。磁化焙烧法可 用于分离各种氧化铁矿石,能一定程度地实现铝铁分 离,但能耗较高,对细粒度嵌布的铝铁作用有限。 2 酸浸。酸浸是浸出工艺中的一种,它是用酸溶 液选择性地溶解矿物原料中某组分的工艺过程。三大 强酸 硫酸、盐酸和硝酸 、氢氟酸、王水及中等强酸等 皆可作为某些矿物原料的浸出试剂,其中稀硫酸是使 用最广的酸浸试剂。袁明亮等旧纠对复杂铝土矿浮选 尾矿进行酸浸除铁试验研究,取得了良好的效果铝土 矿浮选尾矿含A I O ,3 9 。9 2 %,S i 0 22 8 .7 5 %,T F e 7 .3 1 %,实验考察了硫酸浓度、草酸浓度、反应时间和 温度等因素对铁溶解行为的影响,通过大量的实验得 出最佳的酸浸工艺条件为反应温度8 0 ℃、反应时间 3h 、硫酸浓度2 .7 0m o l /L 、草酸浓度0 .2 5m o l /L 、液固 比1 6 ,除铁后的产品铁含量为0 .5 6 %,除铁率达到 9 2 %。澳大利亚的K u y s l 2 纠研究用盐酸分离出极细粒 铝土矿中的铁,F e O ,含量可从5 .1 %降到1 .7 %,研 究同时指出三水铝石、一水软铝石、高岭石晶格中的取 代铁不能用盐酸除掉。曾善林心列曾对某一水硬铝石 型铝土矿进行除铁试验研究,采用浓度为1 6 %~2 1 % 的盐酸,在液固比为2 ~3 ,温度8 0 ~9 0 ℃的条件下, 浸出7 0 ~9 0m i n ,可获得含F e 2 0 3 低于0 ,3 4 %,A 1 ,O , 损失低于2 .6 %的铝土矿精矿。酸浸法有效地实现铝 铁分离,能分离细颗粒嵌布的铝铁,但存在酸液难处理 的环境问题。 3 氯化焙烧。氯化焙烧是利用氯气在高温下与 万方数据 2 0 1 2 年0 8 月 舒聪伟等铁矿石中铁、铝、硅分离研究进展 3 7 l 铁矿物反应生成气态F e C l ,,从而实现铝铁分离,适合 处理高铝低铁矿石,因此氯化焙烧法主要适用于铝土 矿除铁【28 | 。武汉钢铁学院[ 2 9 1 对阳泉铝矾土矿进行氯 化除铁研究。试验结果表明,在12 0 0 ℃下氯化1h , F e 0 3 的挥发率为6 4 %~6 6 %,精矿含F e 0 3 由原矿 1 .0 0 8 %下降到0 .2 9 %一0 .3 1 %,产率在9 5 %以上。 匈牙利的S z a b o mo 在6 0 0 8 5 0 ℃下对匈牙利铝土矿 进行氯化除铁。F e 0 3 含量从1 6 .8 0 %下降到3 %一 3 .5 %。用差热分析法,x 射线衍射法、穆斯堡尔谱进 行氯化除铁机理分析指出,只有铝土矿中的赤铁矿、针 铁矿与氯气反应。美国的W e s t o n ,S a v i d “ u 在专利中, 采用C I .C O 混合气体氯化铝土矿中的F e O ,,温度在 9 7 0 ℃下氯化2 0m i n ,F e 2 0 3 的含量由原来1 .2 7 %下 降到0 .0 2 %,F e 2 0 ,除去率9 8 .3 0 %。氯化法铝铁分 离效果好,但由于氯气有很强的化学活性,对工业设备 腐蚀性大,且存在成本高、氯气尾气难处理等问题,因 而极大地限制了该法的广泛应用。 4 钠盐焙烧。钠盐焙烧是通过在矿物原料中加 入钠盐 如碳酸钠、氯化钠、苛性钠、硫酸钠等 在一定 温度和气氛条件下使难溶矿物转变为相应的钠盐,所 得焙砂再经水、稀酸或稀碱溶液浸出,用于提取有用组 分或除去矿物原料中的某些杂质。姜涛∞副等人采用 钠盐还原法选别印度尼西亚高铝褐铁矿,该矿石铁品 位为4 8 .9 2 %,脉石成分主要是A 12 0 ,和S i 0 2 ,其含量 分别为8 .1 6 %和4 .2 4 %。在硫酸钠用量1 2 %、焙烧 温度10 5 0 ℃、焙烧时间6 0m i n 、焙烧产物磨至 一0 .0 7 4m m 粒级占9 8 %、磁场强度0 .6 7 5T 的条件 下,可获得铁品位9 1 .0 0 %,A 1 2 0 3 含量1 .3 6 %的金属 铁粉,铁的回收率为9 1 .5 8 %,铝的脱除率为9 0 .4 7 %。 某高铝褐铁矿T F e 为4 8 .9 2 %,主要杂质成分为A I O 。 和S i O ,含量分别为8 。1 6 %、4 .2 4 %,周太华4 0 采用钠 盐焙烧一浸出工艺在焙烧温度10 0 0 ℃,焙烧时间1 5 m i n ,N a C O ,9 %,水浸温度6 0 ℃,水浸时间5m i n ,水 浸液固比5 l ,酸浸温度1 2 0 ℃,酸浸时间1 5r a i n ,硫 酸初始浓度4 .5 %的条件下,铁精矿A I 0 ,含量为 3 ,6 2 %,铁品位T F e 为6 2 .7 2 %,N a O 含量为0 。2 7 %。 在钠盐焙烧过程中,铁氧化物被还原成金属铁,经弱磁 选后进入磁性物,大部分铝、硅矿物与硫酸钠反应生成 不溶于水的非磁性物质铝硅酸钠,少量铝、硅矿物与 F e O 反应分别生成铁橄榄石和A 1 3 F e ,O 。经磁选后进 人非磁性物。 3 .1 .3 生物方法 生物选矿就是利用某些微生物或其代谢产物与矿 物相互作用,产生氧化、还原、溶解、吸附等反应从而脱 除矿石中不需要的组分或回收其中的有价金属的技 术H3 | 。生物法分离铝铁技术主要涉及的微生物为异 养菌及其代谢产物,目前主要用于脱除铝土矿中铁。 林玉满Ⅲo 采用铁还原菌F L H 1 对含F e O ,的高铁高 岭土进行除铁研究。原料为铁染高岭土,原矿含 F e 2 0 30 .8 9 %,A 1 2 0 33 8 .2 4 %。在温度3 5 ℃、p H 值为 6 、矿浆浓度1 0 %、细菌加量0 .3m L /g 、蔗糖加量 0 .0 6m L /g ,反应时间7d 为最优条件下,高岭土原矿 中F e 0 3 含量从0 .8 9 %下降到0 .3 8 %,高岭土中三价 铁去除率为5 6 .7 l %,去除量为3 .5 3m g /s ,自然白度 从6 1 .3 %提高到8 1 .2 %。周吉奎等“ 副研究了编号为 C S J 一1 3 ’的一株真菌对铝土矿的除铁效果,研究表明该 类微生物就有产酸能力,作者利用微生物发酵产物从 铁含量较高的低品位铝土矿石浸出杂质铁矿物,得出 C S J 一1 3 ’菌对铝土矿降铁的最佳工艺条件为过滤收集 p H 值低于2 .5 的微生物发酵液,添加2 %的浓H S 0 。, 得到p H 值为0 ,5 左右的浸矿剂,反应温度8 5 ℃,反 应时间6h ,固液比1 1 0 。在此条件下,铝土矿F e 0 , 含量由浸出前的4 .9 6 %下降到浸出后的0 .3 9 %,除铁 率达到9 0 %以上。印度的P h a l g u a iA n a n d 【3 刮研究了用 芽孢杆菌来去除铝土矿中的钙、铁试验,在7d 时间 内,芽孢杆菌可将处于2 %蔗糖的布罗费德介质 B r o m i f i e l dm e d i u m 中的铝土矿全部钙和4 5 %铁除 去,而且当微生物产生最大量的外细胞多糖质时,铁的 去除最完全。此外,他还研究发现,在生物选矿作用过 程中,存在细菌的直接作用机理和代谢物浸出的非直 接作用机理两部分。与传统工艺比较生物法选矿技术 具有以下特点常温常压下操作、设备要求简单、成本 及能耗低、无二次污染。其缺点是生物反应速度慢,时 间长,存在铝铁分离效果有限。 3 .2 国内外铁硅分离研究现状 我国在2 0 世纪8 0 年代初开始抓精料问题时,由 于片面关注铁品位,造成虽然磁选铁精矿品位由 6 0 .o o %一6 3 .0 0 %提高到平均6 6 .5 0 %左右,但S i 0 2 仍然在6 .0 0 %一1 0 .0 0 %。而且国内钢铁行业普遍对 铁精矿中S i O 含量并无具体的指标控制要求,这种状 态一直持续了2 0 年。而国外企业在追求高品位、低杂 质的铁精矿时,通常要求T F e 6 6 .0 0 %,S i 0 22 %一 4 %,S 7 1 .2 %,W S i O 0 .0 1 %,达到了精铁矿粉 固相催化氧化法生产超高纯仅一F e 。O ,产品工艺对原料 纯度的要求。该新工艺路线污染小和成本低,具有良 好的工业化推广前景。 4 结语 由于我国铁矿石种类复杂及综合选矿技术经济水 平不高的制约,导致我国复杂难选铁矿石资源的利用 率较低。对难选铁矿进行选矿试验研究是未来的发展 趋势,提高选矿技术经济水平是重点,以后应加强以下 几个方面的研究。 1 矿石性质研究加强对矿石结构,组成成分,以 及脉石矿物的特点和细粒或超细状态下的矿石性究, 为下一步选矿做好充分准备。 2 选矿工艺研究随着铁矿石的低品位化、易泥 化和堪布关系复杂化,单一物理选矿方法难以满足选 矿要求,因此应该多方位研究,如加强细粒磨矿分级与 高效细粒铁矿石选矿工艺研究,加强高效磁化焙烧理 论的基础研究,开发高效磁化焙烧技术;以及加强对联 合技术的开发1 4 9J 。 3 选矿设备研究实践证明选矿设备对工业生产 指标有很大的影响,高效的选矿设备能大大提高分选 效率。因此应该加强研发重选、磁选、浮选及细磨等方 面的新型高效选矿设备。 4 高效药剂研究药剂的选择是选矿的关键,尤 其是浮选,因此应加强研制适合于铁矿物与含铁硅酸 盐类矿物、硫、磷、铝等有害杂质矿物高效分离的药剂 及微细粒铁矿石的高效分散剂、絮凝剂等药剂。 5 环境保护问题环境是一个不可忽视的问题。 目前,很多选厂存在尾矿难处理导致污染环境,因此必 须加强对废水、废渣处理问题的技术研究,避免对环境 造成污染。 参考文献 [ 1 ] 朱家骥,朱俊士,皮述初.中国铁矿选矿技术[ M ] .北京冶金工 业出版社,1 9 9 4 . 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