一种高磷铁矿脱磷的方法
1.本发明涉及一种高磷铁矿的脱磷方法，特别涉及一种高磷鲕状赤铁矿脱磷的方法。
背景技术：
2.近年来，我国钢铁行业发展迅速，粗钢产量逐年攀升，2020年中国粗钢产量已达10.65亿吨，超过世界粗钢总产量的一半，带动了铁矿石需求旺盛。目前，中国铁矿石有80％以上都依赖进口，而进口铁矿石价格大幅上涨，势必给中国钢铁行业带来一定威胁。为解决这一危机，加大国内铁矿石开发力度迫在眉睫，探索开发我国现有低品位铁矿石资源越来越受到重视。其中高磷鲕状赤铁矿作为国内资源难处理的铁矿石之一，广泛分布于湖北、湖南、江西、四川、云南、贵州等地区，储量达37.2亿吨，是我国分布最广且储量最多的沉积型铁矿，未来发展前景十分广阔。尽管自1930年以来，许多研究人员开始研究各种高磷铁矿石的脱磷方法，如物理选矿、酸浸、生物浸出、磁化焙烧、和煤基直接还原后磁选等，并取得了一些进展，但目前还没有形成市场化、实用化的工艺。
3.物理选矿方法以重选、磁选和浮选等为主，简单合理，成本低，对环境污染小，但由于高磷鲕状赤铁矿具有结构复杂、矿物结晶粒度微细和有害元素磷含量高等特点，单一选矿工艺存在铁的回收率不高，脱磷率低的问题，无法获得铁品位高、含磷量低的铁精矿。酸浸脱磷法通常使用盐酸、硝酸或硫酸对矿石进行酸浸脱磷，优点是磷矿物无须完全单体解离，具有很好的脱磷效果，缺点是脱磷耗酸量大、成本高，容易导致可溶性矿石中铁矿物溶解，造成铁的损失。微生物浸出主要是通过微生物代谢产酸来降低ph值，从而使磷矿物溶解，达到脱磷的目的，优点是成本较低，环境友好，但通常耗时长，效率低。磁化焙烧工艺是在焙烧温度700℃～900℃，添加还原剂与脱磷剂，焙烧一段时间将赤铁矿铁矿还原为磁铁矿，经过球磨后磁选得到磁铁精矿粉，例如，专利《一种高磷鲕状赤铁矿选铁脱磷的方法》(申请号：202010903357.6)提出向高磷鲕状赤铁矿中加入钠盐制备球团，在750-950℃还原焙烧，后经过酸浸与碱浸进行提铁脱磷，制备出铁品位62％～70％的低磷磁铁精矿，铁总回收率68％～77％，脱磷率大于90％，但面临着流程复杂、成本高及铁回收率偏低的问题。另外采用煤基直接还原后磁选处理高磷铁矿，可大幅度提高铁品位，脱磷率较高，但由于采用煤粉、焦炭、碳粉等作还原剂，且工艺还原温度要求必须超过1100℃以上，甚至更高，不仅成本高，而且铁回收率偏低，难以发挥该工艺的优势。
技术实现要素：
4.本发明所要解决的技术问题在于针对上述现有脱磷技术不足，提出一种高磷铁矿的脱磷方法，该方法采用添加氢氧化钠低温焙烧，利用余热直接水浸加酸调节ph至6.5-7，促进磷溶解于溶液中，而铁基本无损失，后经固液分离得到低磷铁矿粉。该方法能有效降低铁精矿中的磷含量，提高铁的回收率，获得符合工业要求的低磷铁矿粉，且生产成本大幅降低，突破传统工艺成本高、效率低的瓶颈，使传统工艺难处理的高磷铁矿资源得到大规模利
用。
5.本发明一种高磷铁矿脱磷的方法；包括下述步骤：
6.步骤一
7.将高磷铁矿石破碎、磨细至74μm以下占80％以上，按照一定的比例将高磷铁矿粉与氢氧化钠固体混合搅拌均匀，将混合料进行焙烧，焙烧温度为200℃～400℃，焙烧时间为0.5h～2h；所述高磷铁矿粉中含有ca和p；高磷铁矿粉中的ca与加入氢氧化钠的质量比为0.40∶1-0.75∶1(换算后，混合物中ca与naoh的摩尔比为0.40∶1-0.75∶1)、优选为0.50∶1-0.65∶1(换算后，混合物中ca与naoh的摩尔比为0.50∶1-0.65∶1)、进一步优选为0.50-0.60∶1(换算后，混合物中ca与naoh的摩尔比为0.50∶1-0.60∶1)且高磷铁矿粉中的p与加入氢氧化钠的质量比为0.04∶1-0.09∶1(换算后，混合物中p与naoh的摩尔比为0.05∶1-0.12∶1、优选为0.06∶1-0.07∶1(换算后，混合物中p与naoh的摩尔比为0.08∶1-0.09∶1)；
8.步骤二
9.按照固液比为1∶5～1∶10将步骤一所得焙烧后的混合料利用焙烧后的余热直接水浸，加酸并持续搅拌，调节溶液ph为6.5～7；
10.步骤三
11.将步骤二得到的溶液进行过滤，将滤渣烘干即得到低磷铁矿粉。
12.本发明一种高磷铁矿脱磷的方法；高磷铁矿粉中钙的赋存形式包括磷灰石、方解石。
13.本发明一种高磷铁矿脱磷的方法；步骤一中，在200℃～400℃、优选为260℃～340℃焙烧0.5h～2h、优选为50min～75min，加热焙烧过程中高磷铁矿粉中主要含磷矿相磷灰石(ca3(po4)2)和脉石相方解石(caco3)会与氢氧化钠发生化学反应生成磷酸钠(na3po4)与氢氧化钙(ca(oh)2)，碳酸钠(na2co3)与氢氧化钙(ca(oh)2)，其中磷酸钠(na3po4)和碳酸钠(na2co3)易溶于水，氢氧化钙ca(oh)2微溶于水。
14.ca3(po4)2+6naoh
→
2na3po4+3ca(oh)2ꢀꢀꢀ
(1)
15.caco3+2naoh
→
na2co3+ca(oh)2ꢀꢀꢀ
(2)。
16.本发明一种高磷铁矿脱磷的方法；步骤一中，若naoh加入量过低，则会造成生成na3po4的反应无法进行，无法脱磷，若naoh加入量过高，后续会消耗大量的酸进行中和，成本将会增加；而且还会影响铁的回收率；更为严重的情况是降低产品中铁的品位。
17.本发明一种高磷铁矿脱磷的方法；步骤一中，若焙烧温度过低，上述反应动力条件较差，将引起脱磷效果不明显，温度过高一方面会影响铁的回收率、脱磷率和降低产品中铁的品位；另一方面，会造成大量能源消耗。
18.本发明一种高磷铁矿脱磷的方法；步骤二中，按照固液比为1∶5～1∶10；将焙烧后的混合料先加入水中，搅拌，然后在溶液中加酸并控制溶液的ph值为6.5-7。本发明先将焙烧混合物加入到水中，其目的是利用余热实现磷酸钠(na3po4)和碳酸钠(na2co3)、氢氧化钙(ca(oh)2)的溶解；搅拌后，再开始利用酸来调整溶液体系的ph可以不断消耗上述反应生成的氢氧化钙；避免因为温度下降，氢氧化钙重新析出并吸附在固体表面并同时吸附磷酸盐。同时，此时加入的酸会被水稀释以及被氢氧化钙反应，不会引发过多的fe被溶解出来；进而避免铁的损失。
19.在本发明中，将焙烧后的混合料先加入水中，搅拌，然后在溶液中加酸并控制溶液
的ph值为6.5-7；若ph过低，则会大幅增加酸的消耗，且造成大量铁损，若ph过高，则不利于脱磷产物的溶解，造成脱磷效果差，且碱性滤液处理困难。
20.本发明一种高磷铁矿脱磷的方法；在混合溶液中加入的酸选自盐酸、硝酸、甲酸、乙酸中的至少一种。在工业上应用时，可以采用品质差的低价废酸替代。
21.本发明一种高磷铁矿脱磷的方法；高磷铁矿中，高磷铁矿中，铁品位为38.5wt％～51wt％，p含量为0.55wt％～1.23wt％、sio2含量为8.5wt％～11.5wt％、cao含量为8.3wt％～12.5wt％。
22.作为优选为高磷铁矿中，铁品位为42.20wt％～49.46wt％，p含量为0.75wt％～1.23wt％、sio2含量为10.55wt％～10.8wt％、cao含量为8.32wt％～9.72wt％。
23.作为优选，高磷铁矿中p含量为0.75wt％～1.0wt％、cao含量为9wt％～9.7wt％。
24.本发明一种高磷铁矿脱磷的方法；高磷铁矿选自高磷鲕状赤铁矿、高磷褐铁矿、高磷磁铁矿中的至少一种。
25.作为优选，本发明一种高磷铁矿脱磷的方法；当高磷铁矿中，p含量为0.8wt％～0.85wt％、cao含量为9.5wt％～9.6wt％时；所用高磷铁矿粉、氢氧化钠添加量为：以重量份计，高磷铁矿粉1kg配入氢氧化钠100g～200g。
26.作为进一步的优选，本发明一种高磷铁矿脱磷的方法；当高磷铁矿中，p含量为0.8wt％～0.85wt％、cao含量为9.5wt％～9.6wt％时；所用高磷铁矿粉、氢氧化钠添加量为：以重量份计，高磷铁矿粉1kg配入氢氧化钠125g～175g。
27.作为更进一步的优选，本发明一种高磷铁矿脱磷的方法；当高磷铁矿中，p含量为0.8wt％～0.85wt％、cao含量为9.5wt％～9.6wt％时；所用高磷铁矿粉、氢氧化钠添加量为：高磷铁矿粉1kg配入氢氧化钠145g～155g。
28.本发明一种高磷铁矿脱磷的方法；所得低磷铁矿粉，粒度较小成多孔状。这种多孔状的低磷铁矿粉可用于后续的烧结和球团及高炉冶炼，而且具有透气性好，比表面积大及成球性好优势；另外经提升铁品位处理可用于电炉冶炼生产高附加值的直接还原铁。
29.本发明一种高磷铁矿脱磷的方法；过滤的方式包括抽滤。
30.本发明脱磷后所得铁矿粉品位为43.8wt％～54.7wt％，tfe回收率91wt％～93.5wt％，p含量0.11wt％～0.20wt％。
31.与现有技术相比，本发明具有如下优势：
32.1、本发明工艺路线简单，操作方便，生产成本低，矿石适应性强。
33.2、发明提出的添加适量氢氧化钠(尤其是控制氢氧化钠与原料中钙和磷的比例至一定范围内)低温焙烧后水浸调节ph浸出工艺脱磷效率较高，且铁损较低，浸出过程铁回收率可达90％以上，脱磷率大于80％的低磷铁矿粉，极大地提高了高磷铁矿的利用效率，简化了工艺流程。
34.3、本发明焙烧温度为200℃～400℃、优选为260℃～340℃，相比磁化焙烧及直接还原焙烧工艺所需的高温，低温焙烧可节省大量能源消耗。
35.4、本发明浸出过程中所用酸为盐酸、硝酸、甲酸或乙酸，也可采用品质差的低价废酸替代，相比于酸浸工艺，大幅减少了酸的用量。
附图说明
36.图1为本发明的一种高磷铁矿的脱磷方法示意图；
37.图2为实施例2不同处理工艺下所得样品的xrd图；
38.图3为实施例2所用原料的形貌照片与sem照片；
39.图4为实施例2所得低磷铁矿粉的形貌照片与sem照片；
40.图5为对比例1和对比例4添加氢氧化钠焙烧工艺下所得样品的xrd图。
41.xrd图中，h为赤铁矿(hematite)q为石英(quartz)c为方解石caco3a为磷灰石(apatite)n为磷酸钠na3po4e为氢氧化钙ca(oh)2f为碳酸钠na2co3。
具体实施方式
42.下面结合附图和实施例对本发明做详细说明，参看图1和表1，但是本发明的保护范围并不局限于以下实施例。
43.实施例1：
44.本实施例中采用的高磷铁矿为国内鄂西地区高磷鲕状赤铁矿，原矿的铁品位38.89％，含磷1.05％高磷铁矿石，其中大多数的铁元素以fe2o3的形态存在，磷元素主要以磷灰石的形式存在，其余主要成分按质量百分比为：feo 2.55％，sio
2 11.40％，al2o
3 5.59％，cao 11.20％，mgo 1.0％，s 0.040％，na2o 0.075％，k2o 0.50％；具体操作如下：
45.1.将1kg原矿磨至-74μm粒级的矿重量百分比占90％，向矿中添加150g氢氧化钠混合，其中高磷鲕状赤铁矿中ca与加入氢氧化钠的质量比为0.61：1，且高磷铁矿粉中的p与加入氢氧化钠的质量比为0.08：1，混合均匀后置于马弗炉中升温至200℃，保温1h。
46.2.焙烧后样品取出后加入7l水，搅拌后，向混合溶液加入1mol/l的盐酸调节ph值为6.8-7，继续搅拌1h，搅拌期间不断滴加盐酸维持溶液的ph值为6.8-7；搅拌时，控制转速为500r/min；
47.3.随后进行固液分离对溶液进行过滤，所得的滤渣经干燥后最终得到铁品位达到43.8％，磷含量为0.20wt％的低磷铁矿粉809g，其中铁回收率为91.1％，脱磷率为80.95％。
48.实施例2：
49.本实施例中采用的高磷铁矿粉为国内鄂西地区高磷鲕状赤铁矿，原矿的铁品位45.08％，含磷0.82％高磷铁矿石，其中大多数的铁元素以fe2o3的形态存在，磷元素主要以磷灰石的形式存在，其余主要成分按质量百分比为：feo 2.00％，sio
2 10.75％，al2o
3 5.65％，cao 9.55％，mgo 0.74％，s 0.05％，na2o 0.062％，k2o 0.49％；具体操作如下:
50.1.将1kg原矿磨至-74μm粒级的矿重量百分比占90％，向矿中添加150g氢氧化钠混合，其中高磷鲕状赤铁矿中ca与加入氢氧化钠的质量比为0.52：1，且高磷铁矿粉中的p与加入氢氧化钠的质量比为0.06：1，混合均匀后置于马弗炉中升温至300℃，保温1h。
51.2.焙烧后样品取出后加入7l水，搅拌后，向混合溶液加入1mol/l的盐酸调节ph值为6.8-7，继续搅拌1h，搅拌期间不断滴加盐酸维持溶液的ph值为6.8-7；搅拌时，控制转速为500r/min；
52.3.随后进行固液分离对溶液进行过滤，所得的滤渣经干燥后最终得到铁品位达到50.5％，磷含量为0.13wt％的低磷铁矿粉835g，其中铁回收率为93.5％，脱磷率为84.15％。
53.4.图2为实施例2不同处理工艺下所得样品的xrd图，通过对xrd分析发现添加氢氧
化钠焙烧后的样品中方解石相和磷灰石相的峰强度减少，出现了磷酸钠相、氢氧化钙相和碳酸钠相的峰，说明在300℃焙烧条件下，添加的氢氧化钠与方解石和磷灰石发生了化学反应，生成了磷酸钠、氢氧化钙和碳酸钠。经水洗调节ph后的样品中磷酸钠相、氢氧化钙相和碳酸钠相的峰消失，说明水洗调节ph值为6.8-7后磷酸钠和碳酸钠溶于水中，氢氧化钙则被盐酸消耗，生成溶解于水中的氯化钙，最终经过滤干燥得到含磷量低于0.2wt％的低磷铁矿粉。
54.5.图3和图4分别为所用原料的形貌照片与sem照片和所得低磷铁矿粉的形貌照片与sem照片，通过对比发现，经添加氢氧化钠低温焙烧后水浸调节ph浸出工艺后，样品从颗粒较大，结合致密的结构转变为颗粒较小，更为疏松多孔的结构。
55.实施例3：
56.本实施例中采用的高磷铁矿粉为国内鄂西地区高磷鲕状赤铁矿，原矿的铁品位50.46％，含磷0.55％高磷铁矿石，其中大多数的铁元素以fe2o3的形态存在，磷元素主要以磷灰石的形式存在，其余主要成分按质量百分比为：feo 1.02％，sio
2 8.54％，al2o
3 3.80％，cao 8.7％，mgo 0.70％，s 0.035％，na2o 0.050％，k2o 0.40％；具体操作如下:
57.1.将1kg原矿磨至-74μm粒级的矿重量百分比占90％，向矿中添加150g氢氧化钠混合，其中高磷鲕状赤铁矿中ca与加入氢氧化钠的质量比为0.48：1，且高磷铁矿粉中的p与加入氢氧化钠的质量比为0.04：1，混合均匀后置于马弗炉中升温至400℃，保温1h。
58.2.焙烧后样品取出后加入7l水，搅拌后，向混合溶液加入1mol/l的盐酸调节ph值为6.8-7，继续搅拌1h，搅拌期间不断滴加盐酸维持溶液的ph值为6.8-7；搅拌时，控制转速为500r/min；
59.3.随后进行固液分离对溶液进行过滤，所得的滤渣经干燥后最终得到铁品位达到54.7％，磷含量为0.11wt％的低磷铁矿粉850g，其中铁回收率为92.1％，脱磷率为80.00％。
60.实施例4：
61.本实施例与实施例2基本相同，不同之处在于加入200g氢氧化钠，其中高磷鲕状赤铁矿中ca与加入氢氧化钠的质量比为0.41∶1，且高磷铁矿粉中的p与加入氢氧化钠的质量比为0.05：1，最终所得的滤渣经干燥后最终得到铁品位达到50.0％，磷含量为0.15wt％的低磷铁矿粉，其中铁回收率为91.5％，脱磷率为81.71％。
62.实施例5：
63.本实施例与实施例2基本相同，不同之处在于加入100g氢氧化钠，其中高磷鲕状赤铁矿中ca与加入氢氧化钠的质量比为0.75∶1，且高磷铁矿粉中的p与加入氢氧化钠的质量比为0.09∶1，最终所得的滤渣经干燥后最终得到铁品位达到49.7％，磷含量为0.16wt％的低磷铁矿825g，其中铁回收率为91.0％，脱磷率为80.49％。
64.实施例6：
65.本实施例与实施例2基本相同，不同之处在于加入125g氢氧化钠，其中高磷鲕状赤铁矿中ca与加入氢氧化钠的质量比为0.61∶1，且高磷铁矿粉中的p与加入氢氧化钠的质量比为0.07∶1，最终所得的滤渣经干燥后最终得到铁品位达到50.3％，磷含量为0.14％的低磷铁矿粉817g，其中铁回收率为91.2％，脱磷率为82.93％。
66.对比例1：
67.本对比例与实施例2基本相同，不同之处在于焙烧温度100℃，其中高磷鲕状赤铁
矿中ca与加入氢氧化钠的质量比为0.52：1，且高磷铁矿粉中的p与加入氢氧化钠的质量比为0.06：1，最终所得的滤渣经干燥后最终得到铁品位达到48.9％，磷含量为0.53wt％的铁矿粉850g，其中铁回收率为92.2％，脱磷率为35.37％。
68.图5为对比例1添加氢氧化钠焙烧工艺下所得样品的xrd图，通过对xrd分析发现在100℃焙烧条件下，发现添加氢氧化钠焙烧后的样品中方解石相和磷灰石相的峰强度降低，但相比于实施例2添加氢氧化钠在300℃焙烧后峰强度降低的较弱，另外未出现磷酸钠相、氢氧化钙相和碳酸钠相的峰，说明在100℃焙烧条件下，添加的氢氧化钠与方解石和磷灰石基本未发生反应，无法有效脱磷。
69.对比例2：
70.本对比例与实施例2基本相同，不同之处在于焙烧温度500℃，其中高磷鲕状赤铁矿中ca与加入氢氧化钠的质量比为0.52∶1，且高磷铁矿粉中的p与加入氢氧化钠的质量比为0.06：1，最终所得的滤渣经干燥后最终得到铁品位达到49.5％，磷含量为0.43％的铁矿粉798g，其中铁回收率为87.6％，脱磷率为47.56％。
71.对比例3：
72.本对比例与实施例2基本相同，不同之处在于焙烧温度700℃，其中高磷鲕状赤铁矿中ca与加入氢氧化钠的质量比为0.52∶1，且高磷铁矿粉中的p与加入氢氧化钠的质量比为0.06：1，最终所得的滤渣经干燥后最终得到铁品位达到49.0％，磷含量为0.48wt％的铁矿粉790g，其中铁回收率为85.9％，脱磷率为41.46％。
73.对比例4：
74.本对比例与实施例2基本相同，不同之处在于加入25g氢氧化钠，其中高磷鲕状赤铁矿中ca与加入氢氧化钠的质量比为2.80∶1，且高磷铁矿粉中的p与加入氢氧化钠的质量比为0.34：1，最终所得的滤渣经干燥后最终得到铁品位达到48.8％，磷含量为0.38wt％的铁矿粉819g，其中铁回收率为88.7％，脱磷率为53.66％。
75.图5为对比例4添加氢氧化钠焙烧工艺下所得样品的xrd图，通过对xrd分析发现在只添加25g氢氧化钠条件下，发现添加氢氧化钠焙烧后的样品中方解石相和磷灰石相的峰强度降低，但相比于实施例2添加氢氧化钠在300℃焙烧后的峰强度降低的较弱，出现磷酸钠相、氢氧化钙相和碳酸钠相的峰，但相比于实施例2添加150g氢氧化钠焙烧后的上述三种峰强度较弱，说明添加25g的氢氧化钠，反应物的量不足，无法有效脱磷。
76.对比例5：
77.本对比例与实施例2基本相同，不同之处在于加入300g氢氧化钠，其中高磷鲕状赤铁矿中ca与加入氢氧化钠的质量比为0.30∶1，且高磷铁矿粉中的p与加入氢氧化钠的质量比为0.04∶1，最终所得的滤渣经干燥后最终得到铁品位达到50.1％，磷含量为0.14％的低磷铁矿粉811g，其中铁回收率为90.1％，脱磷率为82.93％，但naoh加入过量造成加入酸量大幅增加。同时铁的回收率也开始出现下降的趋势，甚至相比于实施例2其产物的品位也开始下降。
78.表1实施例与对比例结果
79.80.
技术特征：
1.一种高磷铁矿脱磷的方法；其特征在于；包括下述步骤：步骤一将高磷铁矿石破碎、磨细至74μm以下占80％以上，按照一定的比例将高磷铁矿粉与氢氧化钠固体混合搅拌均匀，将混合料进行焙烧，焙烧温度为200℃～400℃，焙烧时间为0.5h～2h；所述高磷铁矿粉中含有ca和p；高磷铁矿粉中的ca与加入氢氧化钠的质量比为0.40：1-0.75：1、优选为0.50：1-0.65：1，且高磷铁矿粉中的p与加入氢氧化钠的质量比为0.04：1-0.09：1、优选为0.06：1-0.07：1；步骤二按照固液比为1:5～1:10将步骤一所得焙烧后的混合料利用焙烧后的余热直接水浸，加酸并持续搅拌，调节溶液ph为6.5～7；步骤三将步骤二得到的溶液进行过滤，将滤渣烘干即得到低磷铁矿粉。2.根据权利要求1所述的一种高磷铁矿脱磷方法，其特征在于：高磷铁矿粉中钙的赋存形式包括磷灰石、方解石。3.根据权利要求1所述的一种高磷铁矿脱磷方法，其特征在于：步骤一中，在260℃～340℃焙烧50～75min。4.根据权利要求1所述的一种高磷铁矿脱磷方法，其特征在于：步骤二中，按照固液比为1:5～1:10；将焙烧后的混合料先加入水中，搅拌，然后在溶液中加酸并控制溶液的ph值为6.5-7。5.根据权利要求1所述的一种高磷铁矿脱磷方法，其特征在于：在混合溶液中加入的酸选自盐酸、硝酸、甲酸、乙酸中的至少一种。6.根据权利要求1所述的一种高磷铁矿脱磷方法，其特征在于：高磷铁矿中，铁品位为38.5wt％～51wt％，p含量为0.55wt％～1.23wt％、sio2含量为8.5wt％～11.5wt％、cao含量为8.3wt％～12.5wt％。7.根据权利要求1所述的一种高磷铁矿脱磷方法，其特征在于：高磷铁矿选自高磷鲕状赤铁矿、高磷褐铁矿、高磷磁铁矿中的至少一种。8.根据权利要求6所述的一种高磷铁矿脱磷方法，其特征在于：当高磷铁矿中，p含量为0.8wt％～0.85wt％、cao含量为9.5wt％～9.6wt％时；所用高磷铁矿粉、氢氧化钠添加量为：以重量份计，高磷铁矿粉1kg配入氢氧化钠100g～200g。9.根据权利要求8所述的一种高磷铁矿脱磷方法，其特征在于：所用高磷铁矿粉、氢氧化钠添加量为：以重量份计，高磷铁矿粉1kg配入氢氧化钠125g～175g。10.根据权利要求9所述的一种高磷铁矿脱磷方法，其特征在于：所用高磷铁矿粉、氢氧化钠添加量为：以重量份计，高磷铁矿粉1kg配入氢氧化钠145g～155g。
技术总结
本发明涉及一种高磷铁矿脱磷的方法，该方法包括按照一定的比例将高磷铁矿粉与氢氧化钠固体充分混合均匀，在200℃-400℃进行焙烧，随后利用余热进行水浸并加酸调节pH至6.5-7，后经过滤干燥，最终得到磷含量低于0.2wt％，铁回收率达到90％以上，脱磷率大于80％的低磷铁矿粉。本发明焙烧温度大幅降低，节省能源消耗，提高铁的回收率；与传统酸浸工艺相比，本发明的水浸加酸调节pH工艺可减少铁的损失，降低酸的消耗。本发明工艺简单、生产成本低、降磷效果好，适于工业化规模利用高磷铁矿，能够解决目前高磷铁矿不能被充分利用的技术难题。前高磷铁矿不能被充分利用的技术难题。前高磷铁矿不能被充分利用的技术难题。
