RU2412259C1 - Procedure for refinement of iron ore from arsenic and phosphorus - Google Patents
Procedure for refinement of iron ore from arsenic and phosphorus Download PDFInfo
- Publication number
- RU2412259C1 RU2412259C1 RU2009120931/02A RU2009120931A RU2412259C1 RU 2412259 C1 RU2412259 C1 RU 2412259C1 RU 2009120931/02 A RU2009120931/02 A RU 2009120931/02A RU 2009120931 A RU2009120931 A RU 2009120931A RU 2412259 C1 RU2412259 C1 RU 2412259C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- ore
- arsenic
- phosphorus
- mixture
- cleaning method
- Prior art date
Links
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 55
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 55
- 229910052785 arsenic Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 41
- RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N arsenic atom Chemical compound [As] RQNWIZPPADIBDY-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 41
- OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N Phosphorus Chemical compound [P] OAICVXFJPJFONN-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 36
- 229910052698 phosphorus Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 36
- 239000011574 phosphorus Substances 0.000 title claims abstract description 36
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 23
- HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M Sodium hydroxide Chemical compound [OH-].[Na+] HEMHJVSKTPXQMS-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims abstract description 51
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 30
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 19
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims abstract description 19
- BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L Carbonate Chemical compound [O-]C([O-])=O BVKZGUZCCUSVTD-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 17
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 17
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 14
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 6
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims abstract description 6
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims abstract description 6
- 239000000243 solution Substances 0.000 claims description 35
- 239000010802 sludge Substances 0.000 claims description 22
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 19
- 238000010304 firing Methods 0.000 claims description 18
- FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M Sodium chloride Chemical compound [Na+].[Cl-] FAPWRFPIFSIZLT-UHFFFAOYSA-M 0.000 claims description 16
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 claims description 13
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims description 13
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 claims description 13
- 239000004571 lime Substances 0.000 claims description 13
- 239000013535 sea water Substances 0.000 claims description 9
- 238000004140 cleaning Methods 0.000 claims description 8
- 238000000746 purification Methods 0.000 claims description 8
- 239000011780 sodium chloride Substances 0.000 claims description 8
- -1 grinding the ore Chemical compound 0.000 claims description 6
- 239000007864 aqueous solution Substances 0.000 claims description 5
- 239000000571 coke Substances 0.000 claims description 5
- 238000001914 filtration Methods 0.000 claims description 5
- 239000003245 coal Substances 0.000 claims description 4
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims description 4
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims description 3
- 239000003415 peat Substances 0.000 claims description 3
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract description 7
- 238000005245 sintering Methods 0.000 abstract description 4
- 230000000694 effects Effects 0.000 abstract description 2
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 239000003513 alkali Substances 0.000 description 21
- 230000008569 process Effects 0.000 description 20
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 15
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 10
- 239000012670 alkaline solution Substances 0.000 description 9
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 9
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 9
- 229910052720 vanadium Inorganic materials 0.000 description 9
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 9
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 8
- 239000011575 calcium Substances 0.000 description 8
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 8
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 239000011572 manganese Substances 0.000 description 7
- LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N vanadium atom Chemical compound [V] LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 7
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 7
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 6
- 239000000047 product Substances 0.000 description 6
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 6
- 239000000725 suspension Substances 0.000 description 6
- 239000011651 chromium Substances 0.000 description 5
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 5
- 229910019142 PO4 Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 4
- 229910052804 chromium Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 4
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 4
- 230000001590 oxidative effect Effects 0.000 description 4
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 4
- 235000021317 phosphate Nutrition 0.000 description 4
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 4
- 238000012545 processing Methods 0.000 description 4
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 4
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 4
- WKBOTKDWSSQWDR-UHFFFAOYSA-N Bromine atom Chemical compound [Br] WKBOTKDWSSQWDR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 3
- GDTBXPJZTBHREO-UHFFFAOYSA-N bromine Substances BrBr GDTBXPJZTBHREO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 229910052794 bromium Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 3
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 3
- 239000003546 flue gas Substances 0.000 description 3
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 3
- 239000000463 material Substances 0.000 description 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 3
- 239000010452 phosphate Substances 0.000 description 3
- NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-K phosphate Chemical compound [O-]P([O-])([O-])=O NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 3
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 2
- DJHGAFSJWGLOIV-UHFFFAOYSA-K Arsenate3- Chemical class [O-][As]([O-])([O-])=O DJHGAFSJWGLOIV-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 2
- VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N Chromium Chemical compound [Cr] VYZAMTAEIAYCRO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N Manganese Chemical compound [Mn] PWHULOQIROXLJO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N Nitric acid Chemical compound O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-N Phosphoric acid Chemical compound OP(O)(O)=O NBIIXXVUZAFLBC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000002378 acidificating effect Effects 0.000 description 2
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 2
- 229910052586 apatite Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000009835 boiling Methods 0.000 description 2
- 238000001354 calcination Methods 0.000 description 2
- 238000012993 chemical processing Methods 0.000 description 2
- 230000001143 conditioned effect Effects 0.000 description 2
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 2
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000006378 damage Effects 0.000 description 2
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 2
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 2
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 2
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 2
- 229910052748 manganese Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000010310 metallurgical process Methods 0.000 description 2
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 2
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 2
- 229910017604 nitric acid Inorganic materials 0.000 description 2
- VSIIXMUUUJUKCM-UHFFFAOYSA-D pentacalcium;fluoride;triphosphate Chemical compound [F-].[Ca+2].[Ca+2].[Ca+2].[Ca+2].[Ca+2].[O-]P([O-])([O-])=O.[O-]P([O-])([O-])=O.[O-]P([O-])([O-])=O VSIIXMUUUJUKCM-UHFFFAOYSA-D 0.000 description 2
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 2
- 238000010791 quenching Methods 0.000 description 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 2
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 2
- 150000004760 silicates Chemical class 0.000 description 2
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 2
- 229910052708 sodium Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000011282 treatment Methods 0.000 description 2
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 2
- MOMKYJPSVWEWPM-UHFFFAOYSA-N 4-(chloromethyl)-2-(4-methylphenyl)-1,3-thiazole Chemical compound C1=CC(C)=CC=C1C1=NC(CCl)=CS1 MOMKYJPSVWEWPM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 241000196324 Embryophyta Species 0.000 description 1
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M Ilexoside XXIX Chemical compound C[C@@H]1CC[C@@]2(CC[C@@]3(C(=CC[C@H]4[C@]3(CC[C@@H]5[C@@]4(CC[C@@H](C5(C)C)OS(=O)(=O)[O-])C)C)[C@@H]2[C@]1(C)O)C)C(=O)O[C@H]6[C@@H]([C@H]([C@@H]([C@H](O6)CO)O)O)O.[Na+] DGAQECJNVWCQMB-PUAWFVPOSA-M 0.000 description 1
- 241000208125 Nicotiana Species 0.000 description 1
- 235000002637 Nicotiana tabacum Nutrition 0.000 description 1
- 206010039740 Screaming Diseases 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- VEUACKUBDLVUAC-UHFFFAOYSA-N [Na].[Ca] Chemical compound [Na].[Ca] VEUACKUBDLVUAC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000001133 acceleration Effects 0.000 description 1
- 238000010306 acid treatment Methods 0.000 description 1
- 230000009471 action Effects 0.000 description 1
- 230000004913 activation Effects 0.000 description 1
- 238000005275 alloying Methods 0.000 description 1
- 229910000147 aluminium phosphate Inorganic materials 0.000 description 1
- 229940000489 arsenate Drugs 0.000 description 1
- 150000001495 arsenic compounds Chemical class 0.000 description 1
- MJLGNAGLHAQFHV-UHFFFAOYSA-N arsenopyrite Chemical compound [S-2].[Fe+3].[As-] MJLGNAGLHAQFHV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052964 arsenopyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004566 building material Substances 0.000 description 1
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000378 calcium silicate Substances 0.000 description 1
- 229910052918 calcium silicate Inorganic materials 0.000 description 1
- OYACROKNLOSFPA-UHFFFAOYSA-N calcium;dioxido(oxo)silane Chemical compound [Ca+2].[O-][Si]([O-])=O OYACROKNLOSFPA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- QXJJQWWVWRCVQT-UHFFFAOYSA-K calcium;sodium;phosphate Chemical class [Na+].[Ca+2].[O-]P([O-])([O-])=O QXJJQWWVWRCVQT-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 1
- 239000003054 catalyst Substances 0.000 description 1
- 238000009388 chemical precipitation Methods 0.000 description 1
- 239000004927 clay Substances 0.000 description 1
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 1
- 230000007797 corrosion Effects 0.000 description 1
- 238000005260 corrosion Methods 0.000 description 1
- 238000005336 cracking Methods 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 1
- 239000010433 feldspar Substances 0.000 description 1
- 238000009851 ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000003337 fertilizer Substances 0.000 description 1
- 239000012065 filter cake Substances 0.000 description 1
- 230000035784 germination Effects 0.000 description 1
- 229910052598 goethite Inorganic materials 0.000 description 1
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 1
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 1
- 229940093920 gynecological arsenic compound Drugs 0.000 description 1
- 230000036571 hydration Effects 0.000 description 1
- 238000006703 hydration reaction Methods 0.000 description 1
- 230000007062 hydrolysis Effects 0.000 description 1
- 238000006460 hydrolysis reaction Methods 0.000 description 1
- AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M hydroxy(oxo)iron Chemical compound [O][Fe]O AEIXRCIKZIZYPM-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 230000006872 improvement Effects 0.000 description 1
- 238000005342 ion exchange Methods 0.000 description 1
- DALUDRGQOYMVLD-UHFFFAOYSA-N iron manganese Chemical compound [Mn].[Fe] DALUDRGQOYMVLD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910001608 iron mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- UYZMAFWCKGTUMA-UHFFFAOYSA-K iron(3+);trioxido(oxo)-$l^{5}-arsane;dihydrate Chemical compound O.O.[Fe+3].[O-][As]([O-])([O-])=O UYZMAFWCKGTUMA-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 1
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000007791 liquid phase Substances 0.000 description 1
- 239000006249 magnetic particle Substances 0.000 description 1
- 125000005341 metaphosphate group Chemical group 0.000 description 1
- 238000006386 neutralization reaction Methods 0.000 description 1
- 239000012071 phase Substances 0.000 description 1
- 239000002367 phosphate rock Substances 0.000 description 1
- 150000003013 phosphoric acid derivatives Chemical class 0.000 description 1
- OJMIONKXNSYLSR-UHFFFAOYSA-N phosphorous acid Chemical compound OP(O)O OJMIONKXNSYLSR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011148 porous material Substances 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 229910052683 pyrite Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000011028 pyrite Substances 0.000 description 1
- NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N pyrite Chemical compound [Fe+2].[S-][S-] NIFIFKQPDTWWGU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000010453 quartz Substances 0.000 description 1
- 230000000171 quenching effect Effects 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 229910052957 realgar Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000009467 reduction Effects 0.000 description 1
- 229910052703 rhodium Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010948 rhodium Substances 0.000 description 1
- MHOVAHRLVXNVSD-UHFFFAOYSA-N rhodium atom Chemical compound [Rh] MHOVAHRLVXNVSD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052604 silicate mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N silicon dioxide Inorganic materials O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 1
- 235000019983 sodium metaphosphate Nutrition 0.000 description 1
- AWRQDLAZGAQUNZ-UHFFFAOYSA-K sodium;iron(2+);phosphate Chemical class [Na+].[Fe+2].[O-]P([O-])([O-])=O AWRQDLAZGAQUNZ-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 1
- 239000007787 solid Substances 0.000 description 1
- 239000012265 solid product Substances 0.000 description 1
- 238000007669 thermal treatment Methods 0.000 description 1
- 150000003681 vanadium Chemical class 0.000 description 1
- 229910052726 zirconium Inorganic materials 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- 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
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к областям металлургической и горно-металлургической, а именно к физико-химическим процессам подготовки железной руды, железорудных концентратов, титаномагнетитов, марганцевых и других руд, а также металлургических шламов после металлургических и горнометаллургических переделов, с целью улучшения качества за счет удаления из этих руд, концентратов и шламов нежелательных примесей, прежде всего мышьяка и фосфора, а также цинка и свинца и отделения ценных примесей ванадия, хрома, никеля, серебра, брома и др.The invention relates to the fields of metallurgical and mining and metallurgical, in particular to physicochemical processes for the preparation of iron ore, iron ore concentrates, titanomagnetites, manganese and other ores, as well as metallurgical sludges after metallurgical and mining metallurgical processes, in order to improve quality by removing from these ores, concentrates and sludge of undesirable impurities, primarily arsenic and phosphorus, as well as zinc and lead, and separation of valuable impurities of vanadium, chromium, nickel, silver, bromine, etc.
Железные руды для применения в промышленности, например для доменной плавки, подвергают обогащению, получая концентраты, которые должны отвечать стандартным требованиям как по содержанию железа (48-62%, в зависимости от типа руды), так и по содержанию мышьяка (<0,05%), фосфора (<0,25%). [Доменное производство. Справочник, т.1. Подготовка руд и доменный процесс // Под ред. Е.Ф.Вегмана, Москва, Металлургия, 1989, стр.496; Дукмаев В.Г., Агеев Л.М. Состояние и развитие технологии и оборудования в мировой металлургии // под ред. Г.П.Вяткина, Челябинск, ЮУрГУ, 2002, стр.187].Iron ores for industrial applications, for example for blast-furnace smelting, are subjected to enrichment to obtain concentrates that must meet standard requirements both in iron content (48-62%, depending on the type of ore) and in arsenic content (<0.05 %), phosphorus (<0.25%). [Blast furnace production. Reference book, t.1. Ore preparation and blast furnace process // Ed. E.F. Wegman, Moscow, Metallurgy, 1989, p. 496; Dukmaev V.G., Ageev L.M. Status and development of technology and equipment in world metallurgy // Ed. G.P. Vyatkina, Chelyabinsk, SUSU, 2002, p.187].
Для различных типов руд разработаны различные технологии, как для обогащения, так и очистки от примесей, с целью подготовки к дальнейшему металлургическому переделу. Среди таких типов руд наиболее привлекательны некондиционные руды, как правило, преимущественно осадочного типа, количество которых в мировых запасах приближается к 20% и все время увеличивается, поэтому переработка таких руд представляет актуальную проблему, хотя и сложную, с дополнительными затратами, которые себя оправдывают в связи с ростом стоимости металлургического сырья и его дефицита. Кроме того, возможна технология, в которой попутно извлекаются редкие и ценные компоненты, такие как легирующие металлы, цинк, свинец, бром, серебро, золото, родий и др., что повышает рентабельность производства.Various technologies have been developed for various types of ores, both for enrichment and purification from impurities, in order to prepare for further metallurgical processing. Among these types of ores, the most attractive are substandard ores, usually predominantly sedimentary ores, the amount of which in the world reserves is close to 20% and is increasing all the time, so the processing of such ores is an urgent problem, albeit a difficult one, with additional costs that justify themselves in due to the increase in the cost of metallurgical raw materials and its deficit. In addition, a technology is possible in which rare and valuable components, such as alloying metals, zinc, lead, bromine, silver, gold, rhodium, etc., are extracted simultaneously, which increases the profitability of production.
В связи с этим развиваются химические технологии, которые представляют большой интерес не только для металлургии цветных и редких металлов, но и для черной металлургии, причем не только Украины, но и России, Японии, США, Франции, Германии, Италии, Великобритании, Китая, Индии, Чехии, Австралии, Канады, Испании, Швеции, Бразилии, Колумбии, Румынии и др. стран.In this regard, chemical technologies are being developed that are of great interest not only for the metallurgy of non-ferrous and rare metals, but also for ferrous metallurgy, not only of Ukraine, but also of Russia, Japan, the USA, France, Germany, Italy, Great Britain, China, India, Czech Republic, Australia, Canada, Spain, Sweden, Brazil, Colombia, Romania and other countries.
Было установлено, что при химической переработке руд фосфор, мышьяк, и ванадий выделяются совместно, при этом выделяются и концентрируются многие ценные и редкие элементы [Гиллебранд В.Ф. и др. Практическое руководство по неорганическому анализу. Москва, Химия, 1966, стр.1111].It was found that during the chemical processing of ores, phosphorus, arsenic, and vanadium are allocated together, while many valuable and rare elements are secreted and concentrated [Gillebrand V.F. et al. A Practical Guide to Inorganic Analysis. Moscow, Chemistry, 1966, p. 1111].
Это послужило причиной возрастающего интереса к химической переработке железных и марганцевых руд с целью удаления из них нежелательных примесей мышьяка, фосфора, цинка, свинца, силикатов и др.This caused a growing interest in the chemical processing of iron and manganese ores in order to remove unwanted impurities of arsenic, phosphorus, zinc, lead, silicates, etc. from them.
Как правило, перерабатывают руды с содержанием железа 30-48%, в которых содержание мышьяка составляет 0,1-0,4%, а фосфора - 0,5-1,0%. Такие руды содержат оолиты (овальные микрогранулы) и массу, цементирующую их. В состав руд входят гидрогетит, гетит, магнетит, ферримонтмориллонит, фосфаты (апатит, вивианит и др.) мышьякосодержащие минералы (реальгар, аурипигмент, мискипель, скородит и др.), силикаты (глины, полевые шпаты, кварц и др.). Железные минералы и примеси находятся в тонком прорастании с примесями с минимальными размерами частиц до 0,05-2,0 мкм и максимальными до 0,5 мм, и механическими способами не удается удалить примеси до допустимых значений, поэтому применяют гидрометаллургические способы удаления мышьяка и фосфора.As a rule, ore is processed with an iron content of 30-48%, in which the arsenic content is 0.1-0.4%, and phosphorus is 0.5-1.0%. Such ores contain oolites (oval microgranules) and a mass cementing them. The composition of ores includes hydrogetite, goethite, magnetite, ferrimontmorillonite, phosphates (apatite, vivianite, etc.) arsenic-containing minerals (realgar, auripigment, miscipelite, skorodite, etc.), silicates (clays, feldspars, quartz, etc.). Iron minerals and impurities are in thin germination with impurities with minimum particle sizes up to 0.05-2.0 microns and maximum up to 0.5 mm, and mechanical impurities cannot remove impurities to acceptable values, therefore, hydrometallurgical methods are used to remove arsenic and phosphorus .
Известен способ очистки железной руды от мышьяка и фосфора, в котором руду, измельченную до крупности 0,05-0,50 мм, обрабатывают 0,5-2%-ным раствором серной кислоты при высоких соотношениях жидкой и твердой (Ж:Т) фаз в течение 10-25 часов с последующим ионообменным извлечением примесей из раствора [Патент Франции №1505100, кл. С22В 3/06, опубл. 1963 г.].A known method of purification of iron ore from arsenic and phosphorus, in which the ore, crushed to a particle size of 0.05-0.50 mm, is treated with a 0.5-2% solution of sulfuric acid at high ratios of liquid and solid (W: T) phases within 10-25 hours, followed by ion-exchange extraction of impurities from the solution [French Patent No. 1505100, cl. C22B 3/06, publ. 1963].
К недостаткам известного способа относятся большая длительность процесса (до 25 часов), значительное количество жидкой фазы, которой необходим большой объем аппаратуры.The disadvantages of this method include the long duration of the process (up to 25 hours), a significant amount of the liquid phase, which requires a large amount of equipment.
Известен также способ извлечения мышьяка из арсенопиритных руд, предусматривающий предварительную активацию руды помолом в планетарной мельнице при ускорении 40-50 g в течение 5-30 минут с последующим выщелачиванием мышьяка 2%-ным раствором щелочи при Т:Ж=1:10 и продолжительности 48 часов [Сыртланова Т.С. и др. Известия СО АН СССР, сер. Хим. Наук, 1979, вып.3, №7, стр.50-55].There is also known a method of extracting arsenic from arsenopyrite ores, providing for the preliminary activation of ore by grinding in a planetary mill at an acceleration of 40-50 g for 5-30 minutes, followed by leaching of arsenic with a 2% alkali solution at T: W = 1: 10 and duration 48 hours [Syrtlanova TS and other Izvestiya SB AS USSR, ser. Chem. Science, 1979, issue 3, No. 7, pp. 50-55].
В известном способе достигается высокая степень выщелачивания мышьяка, но мышьяк может быть использован только для пиритных руд, длительность способа (до 48 часов) требует большого расхода щелочи (20% от массы руды) и позволяет получить выщелоченный материал с содержанием мышьяка от 0,22 до 1,5%.In the known method, a high degree of leaching of arsenic is achieved, but arsenic can be used only for pyrite ores, the duration of the method (up to 48 hours) requires a large consumption of alkali (20% by weight of ore) and allows you to get leached material with arsenic content from 0.22 to 1.5%.
Таким образом, способы, использующие низкие температуры обработки и низкие концентрации кислоты или щелочи, неэффективны, а поэтому используют более жесткие условия химической и термической обработок 40-50%-ной щелочью в автоклавах при температуре 124-140°С, серной кислотой с концентрацией 60-70% при 95-100°С [8 Международный конгресс по обогащению полезных ископаемых, т.2, Ленинград, «Механобр», 1969].Thus, methods that use low processing temperatures and low concentrations of acid or alkali are ineffective, and therefore use more stringent conditions for chemical and thermal treatments with 40-50% alkali in autoclaves at a temperature of 124-140 ° C, sulfuric acid with a concentration of 60 -70% at 95-100 ° С [8 International Congress on Mineral Processing, vol. 2, Leningrad, "Mekhanobr", 1969].
Однако значительный расход реагентов приводит к неэкономичности и химической опасности процессов.However, a significant consumption of reagents leads to inefficiency and chemical hazard processes.
Известен способ очистки руды от фосфора окислительным обжигом при 800-1000°С в течение 1 часа, выщелачивании 49%-ной серной или азотной кислотой при Т:Ж=1,1-1,2 и температуре 20-50°С в течение 2-3 часов [Патент РФ №2184158, кл. С22В 1/11, опубл. 27.06.2002].A known method of purification of ore from phosphorus by oxidative calcination at 800-1000 ° C for 1 hour, leaching of 49% sulfuric or nitric acid at T: W = 1.1-1.2 and a temperature of 20-50 ° C for 2 -3 hours [RF Patent No. 2184158, cl. C22B 1/11, publ. 06/27/2002].
К недостаткам известного способа относятся значительный расход кислоты (до 100% от массы руды), потери железа - 4-8%, высокая химическая активность растворов, что вызывает коррозию аппаратуры.The disadvantages of this method include significant acid consumption (up to 100% by weight of ore), iron loss - 4-8%, high chemical activity of solutions, which causes corrosion of the equipment.
Наиболее близким по технической сущности к заявляемому способу, является способ очистки железной руды от мышьяка и фосфора, включающий измельчение руды, ее смешивание с углеродным восстановителем и обжиг смеси [Патент GB 530049 A (UDDEHOLMS АВ, опубликован 12.04.1940].The closest in technical essence to the claimed method is a method for cleaning iron ore from arsenic and phosphorus, including grinding the ore, mixing it with a carbon reducing agent and firing the mixture [Patent GB 530049 A (UDDEHOLMS AB, published 04/12/1940].
Недостатком известного способа является несовершенная технология, не позволяющая достичь высокой степени очистки руды от мышьяка и фосфора. В основу изобретения поставлена задача усовершенствования способа очистки железной руды от мышьяка и фосфора, в котором смешивание измельченной руды с углеродным восстановителем и карбонатным шламом перед обжигом, проведение обжига смеси в кислородсодержащей среде, выщелачивание мышьяка и фосфора, после обжига, раствором гидроксида натрия, с одновременным мокрым магнитным обогащением, обеспечивают получение кондиционных по содержанию мышьяка и фосфора концентратов железных руд, этим обеспечивается увеличение содержания железа при низком содержании мышьяка и фосфора, возможность дополнительного извлечения вредных для металлургического производства цинка и свинца, а также полезных и редких элементов, уменьшение расхода химических реагентов.The disadvantage of this method is the imperfect technology that does not allow to achieve a high degree of purification of ore from arsenic and phosphorus. The basis of the invention is the task of improving the method of purification of iron ore from arsenic and phosphorus, in which mixing the crushed ore with a carbon reducing agent and carbonate sludge before firing, firing the mixture in an oxygen-containing medium, leaching of arsenic and phosphorus, after firing, with a sodium hydroxide solution, while by wet magnetic enrichment, they provide iron ore concentrates that are conditioned for the content of arsenic and phosphorus, this ensures an increase in the iron content at low content of arsenic and phosphorus, the possibility of additional extraction harmful to the metallurgical production of zinc and lead, as well as useful and rare elements, reducing the consumption of chemicals.
Поставленная задача решается тем, что в способе очистки железной руды от мышьяка и фосфора, включающем смешивание руды с углеродным восстановителем и обжиг смеси, согласно изобретению предусмотрены следующие отличия:The problem is solved in that in the method of purification of iron ore from arsenic and phosphorus, comprising mixing the ore with a carbon reducing agent and firing the mixture, according to the invention, the following differences are provided:
- перед обжигом руду дополнительно смешивают с карбонатным шламом;- before firing the ore is additionally mixed with carbonate sludge;
- проводят обжиг смеси в кислородсодержащей среде;- carry out the firing of the mixture in an oxygen-containing medium;
- полученный продукт охлаждают водой или водным раствором щелочи;- the resulting product is cooled with water or an aqueous solution of alkali;
- после обжига проводят выщелачивание мышьяка и фосфора раствором гидроксида натрия с одновременным мокрым магнитным обогащением.- after firing, leaching of arsenic and phosphorus is carried out with a solution of sodium hydroxide with simultaneous wet magnetic enrichment.
Кроме того, обжиг смеси проводят при соотношении углеродного восстановителя, карбонатного шлама и руды, равном: (8-12):(1,5-2,5):100; в качестве углеродного восстановителя используют торф, уголь или кокс; в качестве карбонатного шлама используют шлам, полученный после фильтрации водного раствора смеси извести и соды; смешивание руды с углеродным восстановителем и карбонатным шламом проводят с добавлением хлористого натрия или морской воды; выщелачивание проводят 8-12%-ным раствором гидроксида натрия, при начальной температуре 90-105°С, без последующего подогрева; карбонатный шлам и раствор гидроксида натрия, используемые при смешивании с рудой и при выщелачивании, получают смешиванием извести и соды в соотношении, равном: 0,95:(1-1,1); раствор гидроксида натрия готовят на морской воде; смесь извести и соды готовят на морской воде.In addition, the mixture is fired at a ratio of carbon reducing agent, carbonate sludge and ore equal to: (8-12) :( 1.5-2.5): 100; peat, coal or coke are used as a carbon reducing agent; as carbonate sludge, use sludge obtained after filtering an aqueous solution of a mixture of lime and soda; mixing ore with a carbon reducing agent and carbonate sludge is carried out with the addition of sodium chloride or sea water; leaching is carried out with an 8-12% sodium hydroxide solution, at an initial temperature of 90-105 ° C, without subsequent heating; carbonate sludge and sodium hydroxide solution used when mixing with ore and during leaching are obtained by mixing lime and soda in a ratio equal to: 0.95: (1-1.1); sodium hydroxide solution is prepared in sea water; a mixture of lime and soda is prepared in sea water.
Сущность изобретения поясняется технологической схемой, фиг.1, обогащения железной руды и железного концентрата, с щелочным извлечением мышьяка и фосфора и частичным извлечением ванадия.The invention is illustrated by the technological scheme, figure 1, the enrichment of iron ore and iron concentrate, with alkaline extraction of arsenic and phosphorus and partial extraction of vanadium.
Способ выполняют следующим образом.The method is as follows.
Железную руду измельчают и смешивают с углеродным восстановителем и карбонатным шламом. В качестве углеродного восстановителя берут торф, уголь или кокс, причем смешивают его с карбонатным шламом и рудой в соотношении (8-12):(1,5-2,5):100, а в качестве карбонатного шлама берут шлам, полученный после фильтрации водного раствора гидроксида натрия, полученного из смеси извести и соды. В процессе выщелачивания после обжига смеси руды, углеродного восстановителя и карбонатного шлама используют раствор гидроксида натрия, полученный после смешивания суспензии извести в воде или в морской воде с раствором соды, при мольном соотношении 0,95:(1-1,1), которое определяется тем, что чистота технических продуктов составляет обычно 95%, что особенно важно при недостатке соды, который приводит к неполному разложению Са(ОН)2 и ухудшает процесс выщелачивания. При использовании раствора смеси извести и соды образуется раствор щелочи по реакции: Са(ОН)2+Na2CO3=СаСО3+2NaOH, после фильтрации высокодисперсный СаСО3 с примесями Na2CO3 и NaOH вводят в шихту, что способствует образованию в ней смешанных натрий-кальциевых фосфатов и арсенатов, растворимых в щелочных растворах.Iron ore is ground and mixed with a carbon reducing agent and carbonate sludge. Peat, coal or coke are taken as a carbon reducing agent, and it is mixed with carbonate sludge and ore in the ratio (8-12) :( 1.5-2.5): 100, and the sludge obtained after filtration is taken as a carbonate sludge an aqueous solution of sodium hydroxide obtained from a mixture of lime and soda. In the leaching process after roasting the mixture of ore, carbon reducing agent and carbonate sludge, a sodium hydroxide solution is used, obtained after mixing a suspension of lime in water or in sea water with a soda solution, at a molar ratio of 0.95: (1-1.1), which is determined the fact that the purity of technical products is usually 95%, which is especially important with a lack of soda, which leads to incomplete decomposition of Ca (OH) 2 and worsens the leaching process. When using a solution of a mixture of lime and soda, an alkali solution is formed by the reaction: Ca (OH) 2 + Na 2 CO 3 = CaCO 3 + 2NaOH, after filtration, highly dispersed CaCO 3 with impurities of Na 2 CO 3 and NaOH are introduced into the charge, which contributes to the formation of mixed sodium-calcium phosphates and arsenates, soluble in alkaline solutions.
Использование соды в процессе составляет 100%.The use of soda in the process is 100%.
Предварительный окислительный обжиг руды, в присутствии углеродного восстановителя, взятого в количестве 8-12% и хлорида натрия (поваренной соли) - 0,5-2%, выполняют в атмосфере топочных газов при температуре 805-900°С в течение 1-1,5 часа. Горячий обожженный продукт выщелачивают 8-12%-ным раствором гидроксида натрия с начальной температурой суспензии 90-105°С и при соотношении Т:Ж=1:1-1:1,2.Preliminary oxidative roasting of ore, in the presence of a carbon reducing agent, taken in an amount of 8-12% and sodium chloride (sodium chloride) - 0.5-2%, is performed in the atmosphere of the flue gases at a temperature of 805-900 ° C for 1-1, 5 hours The hot calcined product is leached with an 8-12% sodium hydroxide solution with an initial suspension temperature of 90-105 ° C and with a ratio of T: W = 1: 1-1: 1.2.
Интервал содержаний восстановителя (в пересчете на углерод) - 8-12% определяется тем, что при его содержании меньше 8% восстановление протекает не полностью, а при содержании более чем 12% ухудшаются экономические показатели.The range of reductant contents (in terms of carbon) - 8-12% is determined by the fact that when its content is less than 8%, recovery does not proceed completely, and when its content is more than 12%, economic indicators worsen.
Проведение обжига в окислительной атмосфере топочных газов и восстановление в массе руды позволяют обеспечить протекание реакций:Carrying out firing in an oxidizing atmosphere of flue gases and reduction in the mass of ore can ensure the occurrence of reactions:
Образованный при этом As2O3 сублимирует из структуры минералов на поверхность оксидов железа, где хемосорбируется карбонатным шламом. При последующей щелочной обработке мышьяк в виде арсенатов натрия переходит в раствор.Thus formed As 2 O 3 sublimates from the structure of minerals to the surface of iron oxides, where it is chemisorbed by carbonate sludge. During subsequent alkaline treatment, arsenic in the form of sodium arsenates passes into solution.
Если проводить обжиг в чисто окислительной среде, реакции протекают аналогично химическим реакциям (1), (2), без участия углерода, а реакция (3) становится невозможной. Выщелачивание скородита (FeAsO4·2Н2О), из-за его низкой растворимости в малоконцентрированной (8-12%) щелочи, не протекает полностью, а значительная часть мышьяка не переходит в раствор.If firing is carried out in a purely oxidizing medium, the reactions proceed similarly to chemical reactions (1), (2), without the participation of carbon, and reaction (3) becomes impossible. Leaching of scorodite (FeAsO 4 · 2H 2 O), due to its low solubility in low concentration (8-12%) alkali, does not proceed completely, and a significant part of arsenic does not pass into solution.
После обжига руду выщелачивают раствором гидроксида натрия, с одновременным магнитным обогащением. Этим достигается использование тепла горячей шихты для подогрева щелочного раствора до температуры, близкой к температуре кипения раствора, а также выполнения выщелачивания одновременно с магнитным обогащением, что исключает необходимость повторного нагрева шихты после магнитного обогащения, для последующего выщелачивания. Кроме того, установлено, что выдержка обожженной руды в малощелочной воде в условиях предварительного магнитного обогащения уменьшает выход арсена и фосфора в водный раствор.After firing, the ore is leached with a sodium hydroxide solution, with simultaneous magnetic enrichment. This achieves the use of the heat of the hot charge for heating the alkaline solution to a temperature close to the boiling point of the solution, as well as performing leaching simultaneously with magnetic enrichment, which eliminates the need for re-heating the mixture after magnetic enrichment, for subsequent leaching. In addition, it was found that exposure of calcined ore in low-alkaline water under conditions of preliminary magnetic enrichment reduces the yield of arsenic and phosphorus in an aqueous solution.
Быстрое охлаждение обожженной шихты от температуры обжига до температуры кипения раствора путем смешивания обожженного материала со щелочным раствором, или поливу его водой после выгрузки из печи, приводит к сохранению способности растворяться в воде образованных при высоких температурах смешанных натрий-кальциевых и натрий-железистых фосфатов и метафосфатов. Быстрое охлаждение при контакте материала со щелочным раствором аналогичным образом влияет и на растворимость соединений арсена, а также приводит к растрескиванию и разрушению агрегатов частичек и образованию в их структуре внутренней системы крупных транспортных пор, что облегчает последующий процесс извлечения мышьяка и фосфора растворами щелочи или кислоты.Rapid cooling of the calcined charge from the calcination temperature to the boiling point of the solution by mixing the calcined material with an alkaline solution, or pouring water on it after unloading from the furnace, preserves the ability to dissolve mixed sodium-calcium and sodium-iron phosphates and metaphosphates in water formed at high temperatures . Rapid cooling upon contact of the material with an alkaline solution similarly affects the solubility of arsenic compounds, and also leads to cracking and destruction of particle aggregates and the formation of large transport pores in their structure, which facilitates the subsequent process of arsenic and phosphorus extraction with alkali or acid solutions.
Мокрое магнитное обогащение проводят таким образом, чтобы время выщелачивания составляло 1-3 часа, а конечная температура - 20-50°С. Магнитный продукт и хвосты обогащения отфильтровывают, промывают объемом воды, достаточным для вытеснения объема щелочи, связанной в пористом пространстве кека (магнитного и немагнитного). Фильтрат и промывную воду после щелочной обработки смешивают и направляют на химическое осаждение солей мышьяка, фосфора, ванадия и др. элементов, в зависимости от исходного состава руды.Wet magnetic enrichment is carried out in such a way that the leaching time is 1-3 hours and the final temperature is 20-50 ° C. The magnetic product and enrichment tailings are filtered off, washed with a volume of water sufficient to displace the volume of alkali bound in the porous space of the cake (magnetic and non-magnetic). The filtrate and wash water after alkaline treatment are mixed and sent to the chemical precipitation of salts of arsenic, phosphorus, vanadium and other elements, depending on the initial ore composition.
Отделенные от фильтрата кеки промывают технической или морской водой. Промывные воды направляют на охлаждение горячей обожженной руды, которую выгружают из печи, а образованный пар конденсируют в теплообменнике, конденсат направляют на окончательное промывание кеков до рН промывной воды 7,5-8,0. Немагнитный кек (хвосты) сбрасывают в отвал или перерабатывают, например, в строительные материалы или фосфатные удобрения.The cakes separated from the filtrate are washed with technical or sea water. Wash water is sent to cool the hot calcined ore, which is discharged from the furnace, and the formed steam is condensed in a heat exchanger, the condensate is sent to the final washing of cakes to a pH of wash water of 7.5-8.0. Non-magnetic cake (tailings) is dumped into a dump or processed, for example, into building materials or phosphate fertilizers.
Кек на фильтре, после магнитного обогащения, промывают при низкой скорости фильтрации 1-2%-ным раствором серной или азотной кислоты таким образом, чтобы продолжительность контакта кислого раствора и кека составляла 15-30 минут, а рН вытекающего фильтрата равнялась 6,5-7,0. Кек промывают на фильтре объемом воды, равным объему воды, связанной в пористом пространстве кека. Фильтрат и промывную воду, после кислотной обработки, смешивают и направляют на извлечение солей мышьяка, фосфора, ванадия, хрома, никеля, брома и др. элементов (в зависимости от состава руды).The filter cake, after magnetic enrichment, is washed at a low filtration rate with a 1-2% solution of sulfuric or nitric acid so that the contact time of the acid solution and cake is 15-30 minutes, and the pH of the resulting filtrate is 6.5-7 , 0. The cake is washed on the filter with a volume of water equal to the volume of water bound in the porous space of the cake. The filtrate and wash water, after acid treatment, are mixed and sent to extract salts of arsenic, phosphorus, vanadium, chromium, nickel, bromine and other elements (depending on the composition of the ore).
Магнитный концентрат при необходимости дополнительно направляют на кричный процесс, где дополнительно извлекают до 40% мышьяка и до 30% фосфора от оставшегося в концентрате.The magnetic concentrate, if necessary, is additionally sent to a critical process, where up to 40% of arsenic and up to 30% of phosphorus from the remaining in the concentrate are additionally extracted.
Фосфор содержится в рудах, преимущественно в форме вивианита (FePO4), апатита, фосфорита (Са3(РО4)2), а также, по последним данным, вавелита (AlFe(PO4)2). Полное разрушение таких минералов в присутствии SiO2 происходит при температуре 1500°С с образованием паров фосфора и шлака (силиката кальция), но Р2О5 испаряется уже при температуре 185°С, а при более высоких температурах (>800°С) структура фосфатов становится более реакционноспособной, что облегчает протекание взаимодействий с NaCl и углеродом, например:Phosphorus is contained in ores, mainly in the form of vivianite (FePO 4 ), apatite, phosphorite (Ca 3 (PO 4 ) 2 ), as well as, according to the latest data, wavelite (AlFe (PO 4 ) 2 ). The complete destruction of such minerals in the presence of SiO 2 occurs at a temperature of 1500 ° С with the formation of phosphorus and slag vapor (calcium silicate), but Р 2 О 5 evaporates even at a temperature of 185 ° С, and at higher temperatures (> 800 ° С) the structure phosphate becomes more reactive, which facilitates the flow of interactions with NaCl and carbon, for example:
Образовавшийся по реакциям (4), (5) метафосфат двухвалентного железа в щелочном растворе, под действием процессов гидратации, переходит в водорастворимую форму, а во время гидролиза последней фосфорная кислота связывается щелочью, переходя в раствор в форме метафосфата натрия.The ferrous metaphosphate formed in reactions (4), (5) in an alkaline solution under the action of hydration processes passes into a water-soluble form, and during the hydrolysis of the latter, phosphoric acid binds with alkali, passing into a solution in the form of sodium metaphosphate.
Необходимо присутствие в составе шихты небольшого количества NaCl, который является не только источником натрия, но и катализатором (минерализатором)) процессов (4) и (5), и который целесообразно вводить одновременно с морской водой, особенно, если месторождение руды находится поблизости от моря, например руда Керченского бассейна. Но увеличение содержания NaCl более чем на 2% приводит к спеканию шихты выше 800°С, что затрудняет процесс выщелачивания.It is necessary to have a small amount of NaCl in the composition of the charge, which is not only a source of sodium, but also a catalyst (mineralizer)) of processes (4) and (5), and which should be introduced simultaneously with sea water, especially if the ore deposit is located near the sea , for example, ore from the Kerch basin. But an increase in the NaCl content by more than 2% leads to sintering of the mixture above 800 ° C, which complicates the leaching process.
Ниже приводятся примеры выполнения способа путем обжиг-магнитного обогащения и обработки в щелочной, а потом - в кислой средах и с последующим кричным процессом, с использованием двух типов руды Кыз-Аульского месторождения Керченского железорудного бассейна:The following are examples of the method by firing magnetic processing and processing in alkaline, and then in acidic media and followed by a critical process using two types of ore of the Kyz-Aul deposit of the Kerch iron ore basin:
- желто-бурая «табачная», т.е. глинистая окисленная бедная руда №1, содержащая (мас.%): СаО=1,9; SiO2=41,4; Al2O3=8,8; Mn=0,4; Fe=29,8; As=0,09; P=1,05; V=0,01;- yellow-brown "tobacco", i.e. clay oxidized poor ore No. 1, containing (wt.%): CaO = 1.9; SiO 2 = 41.4; Al 2 O 3 = 8.8; Mn = 0.4; Fe = 29.8; As = 0.09; P = 1.05; V = 0.01;
- бурая железо-марганцевая руда №2, содержащая (мас.%): СаО=2,5; SiO2=7,1; Al2O3=4,1; Mn=12,3; Fe=39,1; As=0,33; P=0,58; V=0,001.- brown iron-manganese ore No. 2, containing (wt.%): CaO = 2.5; SiO 2 = 7.1; Al 2 O 3 = 4.1; Mn = 12.3; Fe = 39.1; As = 0.33; P = 0.58; V = 0.001.
Руды не могут обогащаться гравитационным методом из-за взаимопрорастания нанометровых частичек железооксидных и силикатных минералов, поэтому в опытах использовались руды без гравитационного обогащения.Ores cannot be enriched by the gravitational method due to the intergrowth of nanometer particles of iron oxide and silicate minerals; therefore, ores without gravity enrichment were used in the experiments.
Пример 1.Example 1
Приготовили 10%-ный раствор щелочи путем смешивания 200 см3 водного раствора соды (25,5 г) с 18,5 извести, содержащей 95% Са(ОН)2 - мольное соотношение Ca(OH)2:Na2CO3=0,95:1. Раствор (200 см3) отделили от осадка (25 г СаСО3 + 1 г Na2CO3 + 0,8 г NaOH), осадок добавили к 200 г руды №2, в которую ввели 2 г (1%) NaCl и 16 г (8%) кокса. Шихту в шамотовом тигле поместили в муфельную печь в атмосфере топочных газов после сгорания угля, содержащих кислород. Муфельную печь нагрели за 30 минут от 600°С до 805°С, выдержали 1 час. Обожженную смесь (спек) с температурой 500°С смешали с 200 см3 раствора 10%-ной щелочи до кипения раствора. Из спека в виде горячей суспензии выщелачивали мышьяк и фосфор в течение 3 часов (через 3 часа температура суспензии составляла 25°С), с одновременным отделением магнитных частичек (77%) от немагнитных (23%). После промывания магнитной и немагнитной суспензий получили 200 см3 щелочного раствора солей мышьяка, фосфора и ванадия. После осаждения известью из раствора выделили осадок (2,2 г), содержавший (мас.%): Са=20,6; V=0,62; Mn=5,6; Fe=2,0; Ni=0,03; Cu=0,02; Ge=0,005; As=8,1; Br=0,65; Sr=9,3; Ag=0,075; P=10,2.A 10% alkali solution was prepared by mixing 200 cm 3 of an aqueous soda solution (25.5 g) with 18.5 lime containing 95% Ca (OH) 2 — the molar ratio Ca (OH) 2 : Na 2 CO 3 = 0 95: 1. The solution (200 cm 3 ) was separated from the precipitate (25 g CaCO 3 + 1 g Na 2 CO 3 + 0.8 g NaOH), the precipitate was added to 200 g ore No. 2, into which 2 g (1%) NaCl and 16 were added g (8%) of coke. The mixture in a chamotte crucible was placed in a muffle furnace in the atmosphere of flue gases after combustion of coal containing oxygen. The muffle furnace was heated in 30 minutes from 600 ° C to 805 ° C and held for 1 hour. The calcined mixture (cake) with a temperature of 500 ° C was mixed with 200 cm 3 of a solution of 10% alkali until the solution boils. Arsenic and phosphorus were leached from the cake in the form of a hot suspension for 3 hours (after 3 hours the temperature of the suspension was 25 ° C), with the simultaneous separation of magnetic particles (77%) from non-magnetic (23%). After washing the magnetic and non-magnetic suspensions, 200 cm 3 of an alkaline solution of arsenic, phosphorus, and vanadium salts were obtained. After lime precipitation, a precipitate (2.2 g) was isolated from the solution, containing (wt.%): Ca = 20.6; V = 0.62; Mn = 5.6; Fe = 2.0; Ni = 0.03; Cu = 0.02; Ge = 0.005; As = 8.1; Br = 0.65; Sr = 9.3; Ag = 0.075; P = 10.2.
Магнитную фракцию (154 г) промыли на фильтре 200 см3 1%-ной H2SO4. Полученный фильтрат обработали известью и получили 9,6 г осадка, содержавшего (мас.%): Са=5,6; V=0,32; Cr=0,26; Mn=21,8; Fe=0,2; Zn=0,12; As=17,4; Br=0,95; Sr=3,3; P=21,3.The magnetic fraction (154 g) was washed on a filter with 200 cm 3 of 1% H 2 SO 4 . The obtained filtrate was treated with lime and 9.6 g of a precipitate was obtained containing (wt.%): Ca = 5.6; V = 0.32; Cr = 0.26; Mn = 21.8; Fe = 0.2; Zn = 0.12; As = 17.4; Br = 0.95; Sr = 3.3; P = 21.3.
Из спека, в виде горячей суспензии получили 151 г промытого концентрата, содержавшего (мас.%): Са=0,59; Ti=0,31; V=0,0005; Mn=15,5; Fe=51,l; As=0,015; Sr=0,45; Y=0,06; P=0,20. К концентрату добавили 15% кокса и нагрели в восстановительной среде до 1300°С. После разделения неметаллической и металлической частей получили крицу с содержанием Fe=79,6%; As=0,004%; P=0,12%; V=0,001% и общим выходом - 81%.From the cake, in the form of a hot suspension, 151 g of washed concentrate was obtained, containing (wt.%): Ca = 0.59; Ti = 0.31; V = 0.0005; Mn = 15.5; Fe = 51, l; As = 0.015; Sr = 0.45; Y = 0.06; P = 0.20. 15% coke was added to the concentrate and heated in a reducing medium to 1300 ° C. After separation of the non-metallic and metal parts, a crice was obtained with a Fe content of 79.6%; As = 0.004%; P = 0.12%; V = 0.001% and a total yield of 81%.
Остальные примеры выполнения способа очистки железной руды от мышьяка и фосфора представлены в таблице 1, где приведен состав углеродного восстановителя и обжиг смеси в кислородсодержащей среде, в таблице 2 - выход обожженной руды и ее состав после магнитного обогащения и кричного процесса. Кроме того, в таблицах 1, 2 представлен пример (0) выполнения способа деарсенизации - дефосфорирования руды в соответствии с прототипом.Other examples of the method for purification of iron ore from arsenic and phosphorus are presented in table 1, which shows the composition of the carbon reducing agent and firing the mixture in an oxygen-containing medium, table 2 shows the yield of calcined ore and its composition after magnetic enrichment and critical process. In addition, in tables 1, 2, an example (0) of the method of dearsenization - dephosphorization of ore in accordance with the prototype is presented.
Где 11* - металлургический шлам, содержащий (% мас.): Fe=44,3; SiO2=5,7; MgO=3,7; CaO=8,9; MnO=0,55; C=8,8; As=0,081; P=0,27; Zn=0,41; Pb=0,11.Where 11 * - metallurgical sludge containing (% wt.): Fe = 44.3; SiO 2 = 5.7; MgO = 3.7; CaO = 8.9; MnO = 0.55; C = 8.8; As = 0.081; P = 0.27; Zn = 0.41; Pb = 0.11.
Из анализа результатов, представленных в таблицах, можно сделать следующие выводы:From the analysis of the results presented in the tables, we can draw the following conclusions:
оптимальная температура обжига 805-900°С, концентрация щелочного раствора, в пересчете на NaOH, 8-12%, концентрация кислоты до 2%. Увеличение температуры свыше 900°С приводит к непроизводительному расходу тепла, а увеличение концентрации кислоты и щелочи, соответственно, выше 2 и 12% не приводит к улучшению технологических параметров при перерасходе реагентов. Кроме того, при концентрации кислоты выше 2% усиливается выщелачивание железа. По этой же причине минимальное соотношение Т:Ж=1:1,2, т.к. при большем расходе жидкости увеличивается и расход реагентов.optimal firing temperature is 805-900 ° C, alkaline solution concentration, in terms of NaOH, 8-12%, acid concentration up to 2%. An increase in temperature above 900 ° C leads to unproductive heat consumption, and an increase in the concentration of acid and alkali, respectively, above 2 and 12% does not lead to an improvement in technological parameters during reagent overruns. In addition, at an acid concentration above 2%, iron leaching is enhanced. For the same reason, the minimum ratio T: W = 1: 1.2, because with a greater flow rate of liquid, the flow rate of reagents increases.
Из примера 11* следует, что предложенным способом могут эффективно перерабатываться и металлургические шламы (хвосты обогащения), из которых удается, при условии получения товарного продукта, извлекать практически весь мышьяк и фосфор, а также цинк и свинец, кроме того, в раствор могут переходить и полезные примеси (Cr, Ni, Cu, V, Ag и др.), которые затем можно извлечь химическими методами.From example 11 * it follows that the proposed method can also effectively process metallurgical sludge (tailings), from which it is possible, on condition of obtaining a marketable product, to extract almost all arsenic and phosphorus, as well as zinc and lead, in addition, they can go into solution and useful impurities (Cr, Ni, Cu, V, Ag, etc.), which can then be extracted by chemical methods.
Сравнение предложенного способа с прототипом (пример 0 в таблицах 1, 2) также показывает, что во всех случаях, кроме примера 8 - с низкой концентрацией щелочи (5%) и примера 9 - с низкой температурой (615°С), достигаются более высокие результаты: извлечение мышьяка и фосфора на 50-70% выше.Comparison of the proposed method with the prototype (example 0 in tables 1, 2) also shows that in all cases except example 8 with a low alkali concentration (5%) and example 9 with a low temperature (615 ° C), higher results: recovery of arsenic and phosphorus is 50-70% higher.
Расход щелочи, хотя используют ее 8-12%-ные растворы, также незначителен, т.к. после выделения мышьяка, фосфора, ванадия, цинка, свинца и др. из отработанного щелочного раствора, последний возвращается в процесс выщелачивания, а щелочь теряется только с промывными водами, но поскольку промывные воды поступают на охлаждение обожженной шихты методом «гашения», то щелочь и из промывных вод вновь поступает в процесс. Исследования показали, что естественные потери щелочи за один цикл не превышают 0,3-0,5%. Кроме того, стоимость щелочи значительно (в 1,5 раза) снижается за счет использования смеси извести и соды, а шлам от ее взаимодействия поступает в шихту для обжига.Alkali consumption, although using its 8-12% solutions, is also negligible, because after the separation of arsenic, phosphorus, vanadium, zinc, lead, etc. from the spent alkaline solution, the latter returns to the leaching process, and the alkali is lost only with wash water, but since the wash water is used to quench the burnt mixture by quenching, the alkali and from the wash water again enters the process. Studies have shown that the natural alkali loss per cycle does not exceed 0.3-0.5%. In addition, the cost of alkali is significantly (1.5 times) reduced through the use of a mixture of lime and soda, and the sludge from its interaction enters the charge for roasting.
Слабокислотные и слабощелочные растворы смешиваются, что обеспечивает дополнительное извлечение редких элементов (в т.ч. Ag, Rh и др.), а стоки обезвреживаются за счет нейтрализации.Weakly acidic and slightly alkaline solutions are mixed, which provides additional extraction of rare elements (including Ag, Rh, etc.), and the effluents are neutralized by neutralization.
Таким образом, использование предлагаемого способа позволит:Thus, the use of the proposed method will allow:
1. Получать кондиционный продукт, содержащий 60-80% железа при низком содержании мышьяка (0,015%) и фосфора (0,20-0,25%) с возможностью дополнительного извлечения вредных для металлургического процесса цинка и свинца, а также полезных и редких элементов (V, Ni, Cr, Zr, Cu, Ag и др.);1. To obtain a conditioned product containing 60-80% iron with a low content of arsenic (0.015%) and phosphorus (0.20-0.25%) with the possibility of additional extraction of zinc and lead, which are harmful to the metallurgical process, as well as useful and rare elements (V, Ni, Cr, Zr, Cu, Ag, etc.);
2. Не увеличивать энергозатраты процесса выше энергозатрат процесса магнитного обогащения, т.к. при выщелачивании используется тепло магнетизирующего обжига;2. Do not increase the energy consumption of the process above the energy consumption of the magnetic enrichment process, because during leaching, heat of magnetizing firing is used;
3. Технико-экономически оправдать расходы щелочи и кислоты, т.к. при оптимальных расходах реагентов извлечение из щелочи ванадов, фосфатов и арсенатов в твердые продукты дает прибыль до $3 на 1 тонну руды.3. Feasibility study of the costs of alkali and acid, because at optimal reagent costs, extraction of alkali vanadium, phosphate and arsenate into solid products gives a profit of up to $ 3 per 1 ton of ore.
В настоящее время способ проверяется в стендовых условиях с целью проектирования промышленной установки обогащения бедной руды одного из месторождений Украины с производительностью до 6 млн т сырья в год.Currently, the method is tested in bench conditions with the aim of designing an industrial plant for the beneficiation of poor ore from one of the deposits of Ukraine with a capacity of up to 6 million tons of raw materials per year.
Claims (9)
Applications Claiming Priority (2)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| UAA200814701A UA87951C2 (en) | 2008-12-22 | 2008-12-22 | Method for purification of iron ore from arsenic and phosphorus |
| UAA200814701 | 2008-12-22 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2009120931A RU2009120931A (en) | 2010-12-10 |
| RU2412259C1 true RU2412259C1 (en) | 2011-02-20 |
Family
ID=42313440
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2009120931/02A RU2412259C1 (en) | 2008-12-22 | 2009-06-03 | Procedure for refinement of iron ore from arsenic and phosphorus |
Country Status (4)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN101974679A (en) |
| AU (1) | AU2009251075B2 (en) |
| RU (1) | RU2412259C1 (en) |
| UA (1) | UA87951C2 (en) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN103331289A (en) * | 2013-06-09 | 2013-10-02 | 中南大学 | Arsenic fixation method |
| RU2569264C2 (en) * | 2014-08-18 | 2015-11-20 | Владимир Иванович Лунёв | Preparation for metallurgical conversion of loose hydrogeothite iron ore of oolite structure and device to this end |
| WO2024193245A1 (en) * | 2023-03-20 | 2024-09-26 | Johnson Matthey (Zhangjiagang) Precious Metal Technology Co. Ltd. | Method of treating a platinum group metal material |
Families Citing this family (6)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| AU2012385223B2 (en) | 2012-07-10 | 2017-07-13 | Arcelormittal Investigacion Y Desarrollo, S.L. | Method of processing an iron ore containing phosphorus, the iron ore having a gangue |
| CN103572059A (en) * | 2013-10-11 | 2014-02-12 | 张汝华 | Method for producing sponge iron and cement by using iron-containing materials through reduction and recovering valuable elements |
| CN106676257A (en) * | 2016-12-23 | 2017-05-17 | 江西理工大学 | Arsenic removal method of arsenic-containing waste residues |
| CN108384945A (en) * | 2018-03-05 | 2018-08-10 | 北京矿冶科技集团有限公司 | A method of alkali containing fosfosiderite soaks dephosphorization |
| CN114561558B (en) * | 2022-02-23 | 2023-08-29 | 中南大学 | A method for recovering antimony and fixing arsenic from arsenic-containing crystals |
| CN115522046A (en) * | 2022-09-22 | 2022-12-27 | 包头钢铁（集团）有限责任公司 | A method of rationally matching high-sulfur Mongolian concentrate and low-sulfur fine ore to efficiently produce high-quality sinter |
Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB530049A (en) * | 1938-06-04 | 1940-12-04 | Uddeholms Ab | Method of removing arsenic antimony and phosphorus from ores |
| GB1203967A (en) * | 1966-12-16 | 1970-09-03 | Yoland Pierre Paul Mayor | Process of purification of iron oxide |
| SU1544498A1 (en) * | 1987-12-04 | 1990-02-23 | Институт черной металлургии | Method of removing harmful admixtures from mineral resources |
| RU2184158C1 (en) * | 2001-05-23 | 2002-06-27 | Акционерное общество закрытого типа "Механобр инжиниринг" | Method for cleaning of iron ore concentrate from phosphor contaminants |
Family Cites Families (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN101073790B (en) * | 2006-12-22 | 2010-05-19 | 昆明贵金属研究所 | Reduction-grinding treatment methods of different types of lateritic nickel ores |
| CN100469912C (en) * | 2007-04-16 | 2009-03-18 | 中南大学 | Preparation of Ferronickel Alloy by Smelting Reduction of Laterite Nickel Ore |
| CN100577822C (en) * | 2008-01-03 | 2010-01-06 | 攀钢集团攀枝花钢铁研究院 | Method for extracting vanadium and dephosphorizing from molten iron containing vanadium and steelmaking process using the method |
| RU2413012C1 (en) * | 2009-11-16 | 2011-02-27 | ЗАО "Донецксталь"-металлургический завод" | Procedure for purification of iron containing material from arsenic and phosphorus |
-
2008
- 2008-12-22 UA UAA200814701A patent/UA87951C2/en unknown
-
2009
- 2009-06-03 RU RU2009120931/02A patent/RU2412259C1/en not_active IP Right Cessation
- 2009-12-22 CN CN2009102155773A patent/CN101974679A/en active Pending
- 2009-12-22 AU AU2009251075A patent/AU2009251075B2/en not_active Ceased
Patent Citations (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB530049A (en) * | 1938-06-04 | 1940-12-04 | Uddeholms Ab | Method of removing arsenic antimony and phosphorus from ores |
| GB1203967A (en) * | 1966-12-16 | 1970-09-03 | Yoland Pierre Paul Mayor | Process of purification of iron oxide |
| SU1544498A1 (en) * | 1987-12-04 | 1990-02-23 | Институт черной металлургии | Method of removing harmful admixtures from mineral resources |
| RU2184158C1 (en) * | 2001-05-23 | 2002-06-27 | Акционерное общество закрытого типа "Механобр инжиниринг" | Method for cleaning of iron ore concentrate from phosphor contaminants |
Cited By (4)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN103331289A (en) * | 2013-06-09 | 2013-10-02 | 中南大学 | Arsenic fixation method |
| CN103331289B (en) * | 2013-06-09 | 2015-04-08 | 中南大学 | Arsenic fixation method |
| RU2569264C2 (en) * | 2014-08-18 | 2015-11-20 | Владимир Иванович Лунёв | Preparation for metallurgical conversion of loose hydrogeothite iron ore of oolite structure and device to this end |
| WO2024193245A1 (en) * | 2023-03-20 | 2024-09-26 | Johnson Matthey (Zhangjiagang) Precious Metal Technology Co. Ltd. | Method of treating a platinum group metal material |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2009120931A (en) | 2010-12-10 |
| AU2009251075A1 (en) | 2010-07-08 |
| UA87951C2 (en) | 2009-08-25 |
| CN101974679A (en) | 2011-02-16 |
| AU2009251075B2 (en) | 2013-05-02 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2412259C1 (en) | Procedure for refinement of iron ore from arsenic and phosphorus | |
| Tripathy et al. | A pyro-hydrometallurgical process for the recovery of alumina from waste aluminium dross | |
| Das et al. | Production of η-alumina from waste aluminium dross | |
| Erçağ et al. | Furnace smelting and extractive metallurgy of red mud: Recovery of TiO2, Al2O3 and pig iron | |
| CN101239740B (en) | Method for producing vanadium pentoxide jointly from vanadium-containing stone coal mine and fluorite | |
| CA2623628C (en) | A process for separating iron from other metals in iron containing feed stocks | |
| US10125403B2 (en) | Method and plant for producing iron from roasted pyrites | |
| CN109518005A (en) | A kind of production method of battery grade cobalt sulfate crystal | |
| KR20080016607A (en) | Process for dust and residue treatment in electric furnaces and other heating furnaces containing zinc oxide and ferrite | |
| Jiang et al. | A novel value-added utilization process for pyrite cinder: Selective recovery of Cu/Co and synthesis of iron phosphate | |
| CA2924309C (en) | A method for the treatment of metals | |
| He et al. | Recovery of iron oxide concentrate from high-sulfur and low-grade pyrite cinder using an innovative beneficiating process | |
| Iwasaki et al. | Segregation process for copper and nickel ores | |
| RU2547369C2 (en) | Complex processing method of residues of domanic formations | |
| RU2398903C1 (en) | Procedure for processing persistent uranium containing pyrite and valuable metals of materials for extraction of uranium and production of concentrate of valuable metals | |
| Cao et al. | Effect of Na2CO3 and CaCO3 on coreduction roasting of blast furnace dust and high-phosphorus oolitic hematite | |
| US2417101A (en) | Titaniferous magnetite treatment | |
| Sahu et al. | Extraction of copper by leaching of electrostatic precipitator dust and two step removal of arsenic from the leach liquor | |
| Pandey et al. | Processing of tungsten preconcentrate from low grade ore to recover metallic values | |
| H. Ibrahim et al. | Eco-Friendly and Complex Processing of Vanadium-Bearing Waste for Effective Extraction of Valuable Metals and Other By-Products: A Critical Review | |
| RU2659510C2 (en) | Method of obtaining magnesium oxide from waste of serpentine ore | |
| RU2596510C1 (en) | Method of processing oxidized nickel ores | |
| CN113136488B (en) | Wet treatment process for iron vitriol slag in zinc hydrometallurgy | |
| RU2413012C1 (en) | Procedure for purification of iron containing material from arsenic and phosphorus | |
| Sarkar | The removal of alumina and silica from iron rejects slime by chemical leaching |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20140604 |