一种降低硅线石粗精矿中铁含量的化学方法
【技术领域】
[0001]本发明涉及矿物加工技术领域，具体涉及一种降低硅线石粗精矿中铁含量的化学方法。
【背景技术】
[0002]硅线石属蓝晶石族矿物，该族矿物的化学成分为Al2Si05 (A1203.Si02)，化学组成的理论值均为Al203=62.92%，Si02=37.08%。它有三种不同的同质多相变体:一为蓝晶石，一为红柱石，另一为硅线石。其中，硅线石是生产高档耐火材料、铝硅合金的重要原料，在耐火材料、有色金属、冶炼等行业应用范围较广。硅线石精矿通常是经过选别后而得到的，含有硅线石的矿石在经过破碎、磨矿、磁选、浮选、脱水等工序后，往往能够得到含氧化铝在50%以上，氧化硅在32%以上的粗精矿，这些粗精矿中的铁含量是决定得到的粗硅线石产品是否合格和产品档次的一个重要因素。当硅线石中的Fe203在1.5%以下的为合格品，在1.0以下的为二等品，0.5%以下的为一等品。所以，如何降低硅线石粗精矿中的铁含量就显得很有必要和关键。
[0003]依据硅线石中所含铁矿物性质的不同，去除硅线石中的铁的方法也各异。归纳起来，降低硅线石中铁含量的方法有:磁选法、载体浮选法、选择性凝聚和选择性絮凝法、化学除铁法等方法。当硅线石粗精矿中的铁矿物，有磁性时就可以用磁性的方法，来降低硅线石粗精矿中的铁含量，而且，根据所含铁矿物磁性的强弱，可以分别选择弱磁选、强磁选、高梯度磁选等，当硅线石粗精矿中没有磁性铁矿物的含量时，该种方法就不适合用来去除硅线石中的铁矿物。当硅线石中铁矿物的粒度在2um以下时，常规的浮选很难将这样的铁矿物除去，通常是在这样的硅线石矿浆中添加粒度较粗的载体矿物，使欲除去的铁矿物选择性地吸附于载体上，通过对载体的浮选而脱除粒度较细的铁矿物。该方法对除去粒度较粗的铁矿物效果不佳，而且浮选过程中载体的浮选选择性尚需继续提高等方面的缺点和不足。选择性凝聚是利用铁矿物和硅线石表面水化和表面电性的差异，在无机盐的作用下，使铁矿物选择性地凝聚，从而使铁矿物和硅线石分离。选择性絮凝与选择性凝聚类似，不同之处在于选择性絮凝是往硅线石矿浆中添加有机絮凝剂，铁矿物通过吸附在有机絮凝剂的活性点上而除去。选择性絮凝和选择性凝聚，这两种手段，铁的脱除效率不高，只能作为一种除去硅线石中铁矿物的辅助手段和辅助措施。为了获得高质量的硅线石产品，杂质铁的控制是一个关键。考虑到硅线石中的铁矿物的存在形态复杂，粒度较细等多方面的原因，对于采用常规方法难以达到除铁要求的硅线石产品，通常采用化学处理法，如:酸处理、金属盐处理、有机化合物除铁等措施。如:硅线石中的氧化铁与盐酸、硫酸的反应如下:
Fe203 + 6HC1 = 2FeCl3 + 3H20Fe203 + 3H2S04 = Fe2 (S04) 3 + 3H20
此法，虽然可以除去硅线石中的部分铁，但硅线石中的氧化铝自然也被溶出，尤其是用硫酸处理硅线那石粗精矿时，硅线石的晶体结构也容易被破坏。此外，有的化学方法有用氯气处理，也有用硫代硫酸盐、连二亚硫酸盐处理。这些方法，要么铁去除率不高，要么存在污染环境，氧化铝损失较多等方面的问题。
【发明内容】
[0004]本发明的目的是提供一种降低硅线石粗精矿中铁含量的化学方法，能明显降低硅线石粗精矿中铁的含量。
[0005]本发明为解决上述问题所采取的技术方案是:一种降低硅线石粗精矿中铁含量的化学方法:将硅线石粗精矿先升温，然后再保温，保温结束后，将硅线石粗精矿依次置入甲酸溶液和盐酸溶液中进行浸出处理，最终得到铁含量较低的硅线石粗精矿。
[0006]作为本发明一种降低硅线石粗精矿中铁含量的化学方法的进一步优化:将硅线石粗精矿升温至470-50(TC，然后保温40-120min，保温结束后，将硅线石粗精矿置入浓度为15-20%的甲酸溶液中进行浸出处理，接着将硅线石粗精矿再置入浓度为33-50%的盐酸溶液中进行浸出处理，最终得到铁含量较低的硅线石粗精矿。
[0007]作为本发明一种降低硅线石粗精矿中铁含量的化学方法的进一步优化:将硅线石粗精矿以10-15°C的升温速率升温至470-500°C，然后保温40_120min，保温结束后，将硅线石粗精矿置入浓度为15-20%的甲酸溶液中，控制固液比为13-15:1，温度为70-80 °C条件下，进行浸出处理9-10h，接着将硅线石粗精矿再置入浓度为30-50%的盐酸溶液中，控制固液比为10:1，常温条件下，进行浸出处理4-16h，最终得到铁含量较低的硅线石粗精矿。
[0008]有益效果
本发明的方法能明显降低硅线石粗精矿中的含铁量，通常，在硅线石中，铁的矿物形态有多种，有黄铁矿(FeS2)、针铁矿(FeOOH)、菱铁矿(FeC03)、褐铁矿(Fe203.3H20)、磁铁矿(Fe304)等矿物，这些矿物直接用酸浸出，浸出率不高，需要在的适宜温度下焙烧一定时间，将铁矿物的物相尽可能地转化成氧化物，并且在这个过程中，焙烧温度和保温时间必须与相应的铁矿物的物相相适应，否则，过高的焙烧温度和焙烧保温时间较长时，很可能到致铁原子向硅线石晶体内部渗透，造成铁的去除更加困难。焙烧、保温后的硅线石可不经冷却，直接倾入甲酸溶液中，浸出，过滤，滤饼再倾入盐酸中，常温下浸出，过滤进行固液分离和洗涤，滤饼烘干，即可将硅线石粗精矿中的铁去除80-85%以上，并且硅线石中的氧化铝溶解低于直接用盐酸浸出时的浸出率小于3%。同时，焙烧、保温后的硅线石不经冷却，直接倒入浸出液中，可利用硅线石的膨胀后遇冷不再收缩的特点，将硅线石粗精矿中夹带的少量石英矿物，解离出来，达到进一步提纯硅线石矿物的目的。
具体实施例
[0009]下面结合实施例对本发明做进一步的描述，实施例中的方法，如无特殊说明均为常规方法:
实施例1
取硅线石粗精矿(含Al203:48.03%; Si02:33.28%; Fe203:6.02%)，，将硅线石粗精矿在焙烧炉中，以10°C /h的升温速度升温至470°C，并在此温度下保温40min，而后倾入15%的甲酸溶液中，液固比15:1，在80°C浸出9h，而后过滤，滤饼再转入50%的盐酸中，液固比10:1，在常温下浸出4h,可得到的硅线石精矿成分如下:A1203:54.07%; Si02:35.28%;Fe203:1.20%ο
[0010]实施例2
取硅线石粗精矿(含Al203:50.26%; Si02:31.77%; Fe203:3.54%)，，将硅线石粗精矿在焙烧炉中，以15°C /h的升温速度升温至500°C，并在此温度下保温120min，而后倾入20%的甲酸溶液中，液固比13:1，在70°C浸出10h，而后过滤，滤饼再转入30%的盐酸中，液固比10:1，在常温下浸出6h,可得到的硅线石精矿成分如下:A1203:56.04%; Si02:33.13%;Fe203:0.54%ο
[0011]实施例3
取硅线石粗精矿(含Al203:51.22%; Si02:32.57%; Fe203:5.64%)，，将硅线石粗精矿在焙烧炉中，以12°C /h的升温速度升温至480°C，并在此温度下保温lOOmin，而后倾入18%的甲酸溶液中，液固比12:1，在75°C浸出9h，而后过滤，滤饼再转入40%的盐酸中，液固比10:1，在常温下浸出5h,可得到的硅线石精矿成分如下:A1203:57.14%; Si02:34.23%;Fe203:0.98%ο
【主权项】
1.一种降低硅线石粗精矿中铁含量的化学方法，其特征在于:将硅线石粗精矿先升温，然后再保温，保温结束后，将硅线石粗精矿依次置入甲酸溶液和盐酸溶液中进行浸出处理，最终得到铁含量较低的硅线石粗精矿。2.如权利要求1所述一种降低硅线石粗精矿中铁含量的化学方法，其特征在于:将硅线石粗精矿升温至470-500Γ，然后保温40-120min，保温结束后，将硅线石粗精矿置入浓度为15-20%的甲酸溶液中进行浸出处理，接着将硅线石粗精矿再置入浓度为30-50%的盐酸溶液中进行浸出处理，最终得到铁含量较低的硅线石粗精矿。3.如权利要求1所述一种降低硅线石粗精矿中铁含量的化学方法，其特征在于:将硅线石粗精矿以10-15°C的升温速率升温至470-500°C，然后保温40_120min，保温结束后，将硅线石粗精矿置入浓度为15-20%的甲酸溶液中，控制固液比为13-15:1，温度为70-80°C条件下，进行浸出处理9-10h，接着将硅线石粗精矿再置入浓度为33-50%的盐酸溶液中，控制固液比为10:1，常温条件下，进行浸出处理4-16h，最终得到铁含量较低的硅线石粗精矿。
【专利摘要】本发明涉及一种降低硅线石粗精矿中铁含量的化学方法：将硅线石粗精矿以10-15℃的升温速率升温至470-500℃，然后保温40-120min，保温结束后，将硅线石粗精矿置入浓度为15-20%的甲酸溶液中，控制固液比为13-15：1，温度为70-80℃条件下，进行浸出处理9-10h，接着将硅线石粗精矿再置入浓度为30-50%的盐酸溶液中，控制固液比为10：1，常温条件下，进行浸出处理4-16h，最终得到铁含量较低的硅线石粗精矿。本发明能明显降低硅线石粗精矿中铁的含量，同时，焙烧、保温后的硅线石不经冷却，直接倒入浸出液中，可利用硅线石的膨胀后遇冷不再收缩的特点，将硅线石粗精矿中夹带的少量石英矿物，解离出来，达到进一步提纯硅线石矿物的目的。
【IPC分类】C01B33/26
【公开号】CN105366684
【申请号】CN201510720553
【发明人】尹国杰, 王学猛, 杨刚宾, 蔡序珩, 陈华军, 李冬
【申请人】洛阳理工学院
【公开日】2016年3月2日
【申请日】2015年10月30日