CN104152724A - 一种从红土矿中富集铬的方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种从红土矿中富集铬的方法，将矿石破碎至粒度小于3.0mm后，按质量百分比配入添加剂后混匀、压团，经干燥，置于回转窑中以煤为还原剂进行还原焙烧，水淬冷却后焙烧产物经破碎、磨矿后磁选除铁；非磁性物经固液分离用稀H₂SO₄溶液在常温下浸出除去Al₂O₃、SiO₂、Na₂O等酸溶性脉石成分，固液分离获得铬精矿。本发明工艺方法简单、操作方便、资源综合利用率高，还原温度低，能耗低、高效富集回收红土矿中铬资源并综合回收铁、铝等有价组分；特别适于对含铬矿物以尖晶石形式存在、铁品位低而含铝量高的红土矿石开发利用。可实现规模工业化生产。

Description

一种从红土矿中富集铬的方法

技术领域

本发明涉及一种从红土矿中富集铬的方法，特别是涉及一种含铬矿物以尖晶石形式存在、铁品位低而含铝量高的红土矿石开发利用工艺，属于钢铁冶金领域。

背景技术

铬是一种战略金属，具有许多优良特性，其化合物在冶金、化工和耐火材料等工业中得到了广泛应用。在冶金工业中，铬铁合金主要用于炼钢过程的合金化，以增加钢的硬度、韧性、延展性、耐磨性和防腐性等，是生产不锈钢、轴承钢、弹簧钢、工具钢及军用特钢的重要合金元素。铬合金产品广泛用于舰船、坦克、枪炮、车辆、机械制造、电器和日常生活用品等方面。据统计，世界铬消费量的90％用于冶金工业，1％用于耐火材料，6％用于化工工业，3％用于铸造工业。

自然界已发现的近三十种含铬矿物中，具有工业价值的只有铬铁矿，它是铬尖晶石类矿物的统称，其化学通式为(Fe，Mg)O·(Cr，Al，Fe)₂O₃，它包含Cr₂O₃、Al₂O₃、Fe₂O₃、FeO和MgO五种基本组分。世界现有铬铁矿资源储量分布极不均衡，主要集中在南部非洲和哈萨克斯坦。铬铁矿储量占前三位的国家依次为南非、哈萨克斯坦和津巴布韦，分别占世界总储量的60％、20％和8.8％，其他铬矿储量较多的国家有印度、芬兰、巴西、土耳其、菲律宾和阿尔巴尼亚等。

我国铬矿资源极度贫乏，探明储量仅占世界总储量的0.825％，而且集中分布在西部边远省区，矿床规模小，矿石品位低，开发利用条件差，产量小，供求矛盾十分突出。随着国民经济的快速发展，我国对铬矿的需求不断增加，导致我国铬矿基础储量逐年减少，进口量逐年增加，对外依存度居高不下(高达90％以上)，难以保证国民经济的安全。因此，迫切需要依靠技术进步来最大限度地利用国内现有铬矿资源，尤其是现在尚未被重视或尚未大规模开发利用的铬矿资源，以缓解铬矿供求压力。

红土矿是一类典型的多金属复杂共生矿，分布广泛，储量丰富，易于勘探和露天开采，富含铁、铝、铬、镍、锰等多种有价成分，有“天然合金矿石”之称，综合利用价值极高。但其化学成分不固定，物理化学性质变化大，各元素嵌布关系复杂，开发利用难度大，现有技术手段难以实现此类矿石的高效综合利用，且多着重于对铁、镍的分离回收。针对红土矿中铬资源的回收利用，现有技术多采用高温熔炼的方法生产含铬生铁，如专利“一种冶炼低品位红土矿的工艺(申请号：201210129266.7)”，首先将红土矿和煤粉混合置于回转窑中，预加热至800℃-1200℃进行焙烧-预还原，然后将所述回转窑中的炉料转移至喷吹高温段，在1400℃-1800℃进行熔炼制备含镍铬生铁，存在操作温度高、能源消耗大、设备要求极高等问题。此外，专利“利用氢氧化钠碱熔法处理低品位红土镍矿的清洁生产工艺(申请号：200910082369.0)”提出一种利用氢氧化钠碱熔法处理低品位红土镍矿的工艺，首先使红土镍矿与氢氧化钠在高温下进行焙烧反应，将焙烧料进行水洗、过滤，使红土镍矿中反应后生成的水溶性铬、铝等有价金属浸出，然后再采用高压酸浸工艺提取滤渣中的镍和钴；该工艺具有资源综合利用程度高的优点，但是仅适合处理低镁、低硅含量种类的红土矿，且对红土矿中最主要组分铁的增值利用程度不高。

随着现有优质铬资源逐渐枯竭，供求矛盾越发突出，因此，有效开发利用储量丰富的红土矿中的铬资源，实现其中铁、铬、铝等资源的高效利用，不但对开发红土矿资源有重要意义，且对缓解我国铬资源严重短缺的压力有重要意义。因此，为充分、合理、有效利用红土矿中铬资源，且综合回收铁、铝等其他有价组分，开发红土矿资源综合利用的新工艺，故提出本发明。

发明内容

本发明所要解决的技术问题是，提供一种工艺方法简单、操作方便、资源综合利用率高，还原温度低，能耗低、高效富集回收红土矿中铬资源并综合回收铁、铝等有价组分的从红土矿中富集铬的方法。

为了解决上述问题，本发明一种从红土矿富集铬的方法，将红土矿破碎，配入钠盐添加剂，压团制成40mm×40mm×31mm的团块、干燥后，于950～1100℃进行还原焙烧；焙烧产物水淬冷却后破碎、磨矿得到矿浆，矿浆经湿式磁选除去其中的铁，对除铁后的矿浆固液分离，得到非磁性物固体，烘干后，用稀硫酸常温浸出非磁性物固体中的Al₂O₃、SiO₂、Na₂O等酸溶性脉石成分，浸出结束，固液分离，分离得到的固体中富集铬，可当作铬精矿使用；液体中富含红土矿中的Al₂O₃、SiO₂、Na₂O等酸溶性脉石成分。

本发明一种从红土矿富集铬的方法，所述红土矿中铬矿物以尖晶石形式存在，铁品位在20％-50％，含氧化铝量为2％-15％，红土矿破碎至平均粒度≤3.0mm。

本发明一种从红土矿富集铬的方法，所述添加剂选自元明粉、苏打粉、硼砂、草酸钠和腐植酸钠中的至少一种，添加剂占红土矿质量的12-20％。

本发明一种从红土矿富集铬的方法，所述还原焙烧在回转窑中进行，入窑温度700～850℃，在950～1100℃下还原焙烧时间为6～7小时，还原焙烧时外配还原剂选自焦粉、无烟煤、褐煤中的一种。

本发明一种从红土矿富集铬的方法，矿浆中，焙烧产物经水淬冷却、破碎、磨矿至粒度小于200目的质量百分含量≥90％。

本发明一种从红土矿富集铬的方法，采用圆筒式湿式磁选机进行湿式磁选，湿式磁选的磁场强度为900～1500Gs，磁性产物为含铁品位在88％以上的直接还原铁粉，经热压可用于电炉炼钢。

本发明一种从红土矿富集铬的方法，稀硫酸的质量百分浓度为20％～30％；稀硫酸与非磁性物固体按液固质量比8～10混合，浸出时间为20～30min。

本发明一种从红土矿富集铬的方法，用稀硫酸浸出非磁性物固体后，固液分离得到的固体中，富集的铬以Cr₂O₃形式存在，Cr₂O₃的品位达到30～40％，铬总回收率≥70％，SiO₂含量≤4％，满足铬精矿成分要求；所得金属铁粉能达到电炉炼钢的要求，铝、硅组分也能得到有效利用。

本发明的作用原理在于：

1)经过发明人的仔细研究、检测分析，发现红土矿中，铬矿物主要以尖晶石结构存在，铁、铝等主要以类质同像形式赋存于褐铁矿中。因此，本发明采用将红土矿和添加剂混合后制成的团块在高温下还原焙烧，使红土矿中的Al₂O₃、SiO₂与添加剂反应生成铝硅酸钠，铁矿物被还原成金属铁，并聚集长大，由于尖晶石结构相当稳定，在1000℃左右难以遭到破坏，铬矿物仍保留尖晶石形态；

2)磁选过程中，金属铁进入磁性物中，而铝硅酸钠、铬矿物等则进入非磁性物中，得到富集；

3)稀硫酸浸出过程中，铝硅酸钠等酸溶性物质与H₂SO₄反应进入溶液，而尖晶石等惰性物质不参与反应，保留于滤饼中，进一步得到富集；

4)在整个流程中，添加剂的主要作用为：一方面，改善了铁氧化物的还原，提高了铁的金属化率，并促进生成的金属铁晶粒聚集长大，有利于后续磁选铁的分离回收；另一方面，铝、硅矿物在钠盐添加剂的作用下得到了活化，在后续酸浸过程中更易和硫酸发生反应，获得优良的铝、硅浸出率效果，进而可在滤饼中获得较高品位的铬精矿。

本发明的优点在于：

本发明利用铬矿物以尖晶石形式存在于红土矿中，通过还原焙烧、湿式磁选、稀酸浸出各工艺步骤的有机结合，实现铁、铝、硅、铬组分的分步回收，全流程铬总回收率能达到70％以上，铬精矿产品中Cr₂O₃品位能够达到30～40％，达到铬精矿质量标准；磁选所得金属铁粉可用作炼钢原料，酸浸液中铝、硅组分也可进一步回收加以利用；本发明资源综合利用率高，钠盐添加剂亦可从酸浸液中得到循环利用，清洁高效；本发明适用于铬矿物以尖晶石形式存在，各赋存矿物间紧密共生、嵌布关系复杂的红土矿中铬资源的富集。本发明特别适用于含铬矿物以尖晶石形式存在、铁品位低(45％-50％)而含铝量高(10％-15％)的红土矿石综合利用。

综上所述，本发明工艺方法简单、操作方便、资源综合利用率高，还原温度低，能耗低、高效富集回收红土矿中铬资源并综合回收铁、铝等有价组分；特别适于对含铬矿物以尖晶石形式存在、铁品位低而含铝量高的红土矿石开发利用。可实现规模工业化生产。

附图说明

附图1为本发明的工艺流程示意图。

具体实施方式

试验用红土矿的主要化学组成如表1所示。

表1 红土矿主要化学组成/百分比质量含量

组分	TFe	Al2O3	SiO2	Cr2O3	烧损
						含量	48.28	10.06	3.50	3.03	12.09

[对照例]

红土矿石在破碎至粒度3.0mm后，无添加剂配加，直接压制成40mm×40mm×31mm的团块，干燥后780～820℃入窑，在1000～1050℃下还原焙烧时间为6.5小时，将焙烧产物破碎至粒度小于1.0mm后，磨矿至粒度小于200目达到90％左右，在1000Gs磁场强度下磁选，铁脱除率为90.10％；非磁性物经固液分离烘干后，再置于反应器内按10的质量液固比(L/S)，用30％的稀H₂SO₄溶液，在常温下浸出，浸出时间为30min，固液分离烘干后所得铬精矿Cr₂O₃品位为16.57％，Cr₂O₃回收率为50.75％。

具体实施例

实施例1：

红土矿石在破碎至粒度3.0mm后，将质量百分比为12％的元明粉与铁矿石混匀，再压制成40mm×40mm×31mm的团块，干燥后700-720℃入窑，在950～980℃下还原焙烧时间为7小时，将焙烧产物破碎至粒度小于1.0mm后，磨矿至粒度小于200目达到90％左右，在1000Gs磁场强度下磁选，铁脱除率为93.88％；非磁性物经固液分离烘干后，再置于反应器内按10的质量液固比(L/S)，用30％的稀H₂SO₄溶液，在常温下浸出，浸出时间为30min，固液分离烘干后所得铬精矿Cr₂O₃品位为24.92％，Cr₂O₃回收率为71.75％。

实施例2：

红土矿石在破碎至粒度3.0mm后，将质量百分比为12％的苏打粉与铁矿石混匀，再压制成40mm×40mm×31mm的团块，干燥后740～760℃入窑，在980～1000℃下还原焙烧时间为7小时，将焙烧产物破碎至粒度小于1.0mm后，磨矿至粒度小于200目达到90％左右，在1000Gs磁场强度下磁选，铁脱除率为97.61％；非磁性物经固液分离烘干后，再置于反应器内按10的质量液固比(L/S)，用30％的稀H₂SO₄溶液，在常温下浸出，浸出时间为30min，固液分离烘干后所得铬精矿Cr₂O₃品位为35.59％，Cr₂O₃回收率为56.03％。

实施例3：

红土矿石在破碎至粒度3.0mm后，将质量百分比为12％的元明粉和4％苏打粉与铁矿石混匀，再压制成40mm×40mm×31mm的团块，干燥后780～800℃入窑，在1000～1050℃下还原焙烧时间为7小时，将焙烧产物破碎至粒度小于1.0mm后，磨矿至粒度小于200目达到90％左右，在1000Gs磁场强度下磁选，铁脱除率为93.54％；非磁性物经固液分离烘干后，再置于反应器内按10的质量液固比(L/S)，用30％的稀H₂SO₄溶液，在常温下浸出，浸出时间为30min，固液分离烘干后所得铬精矿Cr₂O₃品位为27.68％，Cr₂O₃回收率为72.03％。

实施例4：

红土矿石在破碎至粒度3.0mm后，将质量百分比为4％的元明粉和12％苏打粉与铁矿石混匀，再压制成40mm×40mm×31mm的团块，干燥后820～850℃入窑，在1050～1100℃下还原焙烧时间为6小时，将焙烧产物破碎至粒度小于1.0mm后，磨矿至粒度小于200目达到90％左右，在1000Gs磁场强度下磁选，铁脱除率为97.44％；非磁性物经固液分离烘干后，再置于反应器内按10的质量液固比(L/S)，用30％的稀H₂SO₄溶液，在常温下浸出，浸出时间为30min，固液分离烘干后所得铬精矿Cr₂O₃品位为40.42％，Cr₂O₃回收率为70.32％。

实施例5：

红土矿石在破碎至粒度3.0mm后，将质量百分比为4％的元明粉和12％苏打粉与铁矿石混匀，再压制成40mm×40mm×31mm的团块，干燥后780～820℃入窑，在1080～1100℃下还原焙烧时间为6小时，将焙烧产物破碎至粒度小于1.0mm后，磨矿至粒度小于200目达到90％左右，在1000Gs磁场强度下磁选，铁脱除率为97.44％；非磁性物经固液分离烘干后，再置于反应器内按8的质量液固比(L/S)，用30％的稀H₂SO₄溶液，在常温下浸出，浸出时间为30min，固液分离烘干后所得铬精矿Cr₂O₃品位为40.02％，Cr₂O₃回收率为70.18％。

实施例6：

红土矿石在破碎至粒度3.0mm后，将质量百分比为4％的元明粉和12％苏打粉与铁矿石混匀，再压制成40mm×40mm×31mm的团块，干燥后820～850℃入窑，在1060～1100℃下还原焙烧时间为6小时，将焙烧产物破碎至粒度小于1.0mm后，磨矿至粒度小于200目达到90％左右，在1000Gs磁场强度下磁选，铁脱除率为97.44％；非磁性物经固液分离烘干后，再置于反应器内按10的质量液固比(L/S)，用20％的稀H₂SO₄溶液，在常温下浸出，浸出时间为30min，固液分离烘干后所得铬精矿Cr₂O₃品位为40.27％，Cr₂O₃回收率为71.09％。

实施例7：

红土矿石在破碎至粒度3.0mm后，将质量百分比为4％的元明粉和12％苏打粉与铁矿石混匀，再压制成40mm×40mm×31mm的团块，干燥后700～750℃入窑，在950～1000℃下还原焙烧时间为7小时，将焙烧产物破碎至粒度小于1.0mm后，磨矿至粒度小于200目达到90％左右，在1000Gs磁场强度下磁选，铁脱除率为97.44％；非磁性物经固液分离烘干后，再置于反应器内按10的质量液固比(L/S)，用30％的稀H₂SO₄溶液，在常温下浸出，浸出时间为20min，固液分离烘干后所得铬精矿Cr₂O₃品位为38.78％，Cr₂O₃回收率为70.29％。

Claims (10)

1.一种从红土矿富集铬的方法，其特征是：

将红土矿破碎，配入钠盐添加剂，压团、干燥后，于950～1100℃进行还原焙烧；焙烧产物水淬冷却后破碎、磨矿得到矿浆，矿浆经湿式磁选除去其中的铁，对除铁后的矿浆固液分离，得到非磁性物固体，烘干后，用稀硫酸常温浸出非磁性物固体中的酸溶性脉石成分，浸出结束，固液分离，分离得到的固体中富集铬，液体中富含红土矿中的酸溶性脉石成分。

2.根据权利要求1所述的一种从红土矿富集铬的方法，其特征是：红土矿破碎至平均粒度≤3.0mm。

3.根据权利要求1所述的一种从红土矿富集铬的方法，其特征是：所述添加剂选自元明粉、苏打粉、硼砂、草酸钠和腐植酸钠中的至少一种，添加剂占红土矿质量的12-20％。

4.根据权利要求1所述的一种从红土矿富集铬的方法，其特征是：所述还原焙烧在回转窑中进行，入窑温度700～850℃，在950～1100℃下还原焙烧时间为6～7小时，还原焙烧时外配还原剂选自焦粉、无烟煤、褐煤中的一种。

5.根据权利要求1所述的一种从红土矿富集铬的方法，其特征是：矿浆中，焙烧产物经水淬冷却、破碎、磨矿至粒度小于200目的质量百分含量≥90％。

6.根据权利要求1所述的一种从红土矿富集铬的方法，其特征是：采用圆筒式湿式磁选机进行湿式磁选，湿式磁选的磁场强度为900～1500Gs，磁性产物为含铁品位在88％以上的直接还原铁粉。

7.根据权利要求1所述的一种从红土矿富集铬的方法，其特征是：稀硫酸的质量百分浓度为20％～30％；稀硫酸与非磁性物固体按液固质量比8～10混合，浸出时间为20～30min。

8.根据权利要求1所述的一种从红土矿富集铬的方法，其特征是：所述红土矿中铬矿物以尖晶石形式存在。

9.根据权利要求1所述的一种从红土矿富集铬的方法，其特征是：所述红土矿中铬矿物以尖晶石形式存在，铁品位在20％-50％，含氧化铝量为2％-15％。

10.根据权利要求1-9任意一项所述的一种从红土矿富集铬的方法，其特征是：分离得到的固体中，富集的铬以Cr₂O₃形式存在，Cr₂O₃的品位达到30～40％，铬总回收率≥70％，SiO₂含量≤4％。