CN108624752A - 一种相变选矿的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种相变选矿的方法，包括以下步骤：原料处理；助燃空气加热；500～900℃助燃空气从沸腾煅烧室的底部进入，燃料从沸腾煅烧室的燃料口进入，燃料充分燃烧使沸腾煅烧室的温度达到原料中主要被相变物质的沸点以上，500～900℃原料从沸腾煅烧室的进料口进入，经锻烧3～5秒钟后变成固、液、气三相物质从沸腾煅烧室的顶部排出，进入高温气固分离器；高温气固分离、气相物质的处理。本发明资源消耗少、节能、安全、环保。

Description

一种相变选矿的方法
技术领域
本发明涉及选矿方法，具体来说涉及一种相变选矿的方法。
背景技术
相变——是指物质从一种相转变为另一种相的过程。物质系统中物理、化学性质完全相同，与其他部分具有明显分界面的均匀部分称为相。与固、液、气三态对应，物质有固相、液相、气相。
现有选矿方法是根据矿石中不同矿物的物理化学性质，采用重选法、浮选法、磁选法、化学法等，将有用矿物与脉石矿物分开，并使各种共生(伴生)的有用矿物尽可能相互分离，除去或降低有害杂质，以获得冶炼或其他工业所需原料的过程。
现有选矿方法主要存在的不足:
1、重选法：使用大量水有污水排放浪费水资源，污染环境。
2、浮选法：有选矿剂加入对选精矿和尾矿有选矿添加剂污染，要使用大量洗涤水尾矿浪费水资源，且有污水排放。
3、磁选法：受矿物的磁性影响，对没有磁性的矿物不起作用。
4、化学法：消耗化学药品资源，尾矿伴有化学药品污染，存在化学药品运输、储存和操作危险。使用大量洗涤水，浪费水资源。
采用以上方法存在：有污水排放污染水源，有尾矿排放占用大量土地资源，资源浪费大，环境污染大，危害人民群众生活。
发明内容
本发明的目的在于克服上述缺点而提供的一种资源消耗少、节能、安全、环保的相变选矿的方法。
本发明的一种相变选矿的方法，包括以下步骤：
(1)原料处理：将原料破碎到15～35mm、烘干到附着水含量为5～8％、磨制至150～300μm后，进入第四级烟气直接换热器，经四级烟气直接换热器加热至500～900℃后，从第一级烟气直接换热器的底部出来去沸腾煅烧室；
(2)助燃空气加热：助燃空气进入第四级炉渣直接换热器，经四级炉渣直接换热器加热至500～900℃后，从第一级炉渣直接换热器的顶部出来去沸腾煅烧室；
(3)沸腾煅烧：500～900℃助燃空气从沸腾煅烧室的底部进入，燃料从沸腾煅烧室的燃料口进入，燃料充分燃烧使沸腾煅烧室的温度达到原料中主要被相变物质的沸点以上，500～900℃原料从沸腾煅烧室的进料口进入，经锻烧3～5秒钟后变成固、液、气三相物质从沸腾煅烧室的顶部排出，进入高温气固分离器；
(4)高温气固分离：经高温气固分离器分离后，气相物质从高温气固分离器的顶部排出，进入第一级间接式换热器；固、液相物质成为炉渣从高温气固分离器的底部排出后，进入第一级炉渣直接换热器与助燃空气经四级炉渣直接换热器冷却至250～300℃，然后进入炉渣间接式冷却器冷却至50～80℃后，得到精矿；
(5)气相物质的处理：进入第一级间接式换热器的气相物质换热后，温度降低至原料中主要被相变物质的熔点以上、沸点以下,使得气相物质转变为气液相混合物质，然后进入第一级高温气液分离器将液相物质与气相物质进行气液分离，液相物质从第一级高温气液分离器的底部排出后，得到产品一；气相物质从第一级高温气液分离器的顶部排出，进入第二级间接式换热器换热至该级设定的被相变物质的熔点以上、沸点以下，使得气相物质转变为气液相混合物质，然后进入第二级高温气液分离器进行气液分离，液相物质从第二级高温气液分离器的底部排出，进入第二级间接式冷却器冷却到60～80℃后，得到产品二；气相物质从第二级高温气液分离器的顶部排出，进入第三级间接式换热器换热至该级设定的被相变物质的熔点以上、沸点以下，使得气相物质转变为气液相混合物质，然后进入第三级高温气液分离器进行气液分离，液相物质从第三级高温气液分离器的底部排出，进入第三级间接式冷却器冷却到60～80℃后，得到产品三；气相物质作为烟气从第三级高温气液分离器的顶部排出，进入第一级烟气直接换热器与原料进行换热。
上述的一种相变选矿的方法，其中：第(5)步中的烟气经四级烟气直接换热器与原料换热到250～300℃后，进入低温气固分离器，烟气从低温气固分离器的顶部排出，进入收尘器，收尘后的烟气从收尘器出来进入烘干，用于烘干原料；从收尘器底部排出固体物与低温气固分离器的底部排出固体物进入第一级烟气直接换热器与原料一起进入沸腾煅烧室。
上述一种相变选矿的方法，其中：原料是霞石矿、金矿、锰矿、氧化铝尾矿、煤矸石粉煤灰等。
上述的一种相变选矿的方法，其中：燃料为天然气、石油液化气或煤气。
本发明与现有技术相比，具有明显的效果，从技术方案可知：本发明采用几级相变,从而得到高纯度的相变氧化物，产品质量好。不使用任何化学药品，节约化学药品资源。干法运行，节约水资源。处理一种矿石能够得到种多金属氧化物产品，炉渣是精矿，资源利用率高。采用烟气与原料换热、炉渣与助燃空气换热。尾矿无污染，不排渣。系统在负压下运行，沸腾煅烧噪音低、无熔池排料，排料温度低，无高温安全隐患，安全隐患小，节能。没有喷火现象，无火灾隐患。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施方式
实施例1：
一种相变选矿技术处理霞石矿、金矿、锰矿的方法，以SiO2为主要相变物质，包括以下步骤：
(1)原料处理：将原料破碎到15～35mm、烘干到附着水含量为5～8％、磨制至150～300μm后，进入第四级烟气直接换热器，经四级烟气直接换热器加热至500～900℃后，从第一级烟气直接换热器的底部出来去沸腾煅烧室；
(2)助燃空气加热：助燃空气进入第四级炉渣直接换热器，经四级炉渣直接换热器加热至500～900℃后，从第一级炉渣直接换热器的顶部出来去沸腾煅烧室；
(3)沸腾煅烧：500～900℃助燃空气从沸腾煅烧室的底部进入，燃料从沸腾煅烧室的燃料口进入，燃料充分燃烧使沸腾煅烧室的温度达到SiO2的沸点以上的2250～2800℃，500～900℃原料从沸腾煅烧室的进料口进入，经锻烧3～5秒钟后变成固、液、气三相物质从沸腾煅烧室的顶部排出，进入高温气固分离器；
(4)高温气固分离：经高温气固分离器分离后，气相物质从高温气固分离器的顶部排出，进入第一级间接式换热器；固、液相物质成为炉渣从高温气固分离器的底部排出后，进入第一级炉渣直接换热器与助燃空气经四级炉渣直接换热器冷却至250～300℃，然后进入炉渣间接式冷却器冷却至50～80℃后，得到精矿；
(5)气相物质的处理：进入第一级间接式换热器的气相物质换热后，将温度降低到SiO2的熔点以上、沸点以下的2000～2200℃，使得气相物质转变为气液相混合物，然后进入第一级高温气液分离器将液相物质与气相物质进行气液分离，液相物质从第一级高温气液分离器的底部排出后，得到产品一；气相物质从第一级高温气液分离器的顶部排出，进入第二级间接式换热器换热后，将温度降低到Na2O的熔点以上、沸点以下的1600～1900℃，使得气相物质转变为气液相混合物，然后进入第二级高温气液分离器进行气液分离，液相物质从第二级高温气液分离器的底部排出，进入第二级间接式冷却器冷却到60～80℃后，得到产品二；气相物质从第二级高温气液分离器的顶部排出，进入第三级间接式换热器换热后，将温度降低到K2O的熔点以上、沸点以下的1200～1400℃，使得气相物质转变为气液相混合物，然后进入第三级高温气液分离器进行气液分离，液相物质从第三级高温气液分离器的底部排出，进入第三级间接式冷却器冷却到60～80℃后，得到产品三；气相物质作为烟气从第三级高温气液分离器的顶部排出，进入第一级烟气直接换热器与原料进行换热。烟气经四级烟气直接换热器与原料换热到250～300℃后，进入低温气固分离器，烟气从低温气固分离器的顶部排出，进入收尘器，收尘后的烟气从收尘器出来进入烘干，用于烘干原料；从收尘器底部排出固体物与低温气固分离器的底部排出固体物进入第一级烟气直接换热器与原料一起进入沸腾煅烧室。
以相变SiO2处理霞石矿的物料变化如表1
相变SiO2处理一吨霞石可以得到；SiO2量528.8kg、K2O量113.7kg、Na2O量39.8kg、CaO量16.0kg、Fe2O3量22.3kg和261.1kg含Al2O3＝86.61％的铝土矿。
以相变SiO2处理金矿的物料变化如表2
相变SiO2处理一吨金矿可以得到；SiO2量669.0kg、K2O量21.1kg、Na2O量10.4kg、CaO量21.6kg、Fe2O3量105.1kg和172.8kg含Al2O3＝59.9％的铝土矿。
Au2O3含量从原来的每吨3.26克上升到每吨18.87克。
以相变SiO2处理锰矿的物料变化如表3
相变SiO2处理一吨锰矿可以得到；SiO2量381.1kg、K2O量10.3kg、Na2O量7.8kg、CaO量57.5kg、Fe2O3量30.9kg和494.3kg含MnO2＝43.86％的锰矿。
实施例2：
一种相变选矿技术处理拜耳法氧化铝尾矿、烧结法氧化铝尾矿的方法。以SiO2为主要相变物质，包括以下步骤：
(1)原料处理：将原料烘干到附着水含量为5～8％、磨制至150～300μm后，进入第四级烟气直接换热器，经四级烟气直接换热器加热至550～900℃后，从第一级烟气直接换热器的底部出来去沸腾煅烧室；
(2)助燃空气加热：助燃空气进入第四级炉渣直接换热器，经四级炉渣直接换热器加热至550～900℃后，从第一级炉渣直接换热器的顶部出来去沸腾煅烧室；
(3)沸腾煅烧：550～900℃助燃空气从沸腾煅烧室的底部进入，燃料从沸腾煅烧室的燃料口进入，燃料充分燃烧使沸腾煅烧室的温度达到SiO2的沸点以上的2250～2800℃，550～900℃原料从沸腾煅烧室的进料口进入，经锻烧3～5秒钟后变成固、液、气三相物质从沸腾煅烧室的顶部排出，进入高温气固分离器；
(4)高温气固分离：经高温气固分离器分离后，气相物质从高温气固分离器的顶部排出，进入第一级间接式换热器；固、液相物质成为炉渣从高温气固分离器的底部排出，进入第一级炉渣直接换热器与助燃空气经四级炉渣直接换热器换热冷却至250～300℃，然后进入炉渣间接式冷却器冷却至50～80℃后，得到精矿；
(5)气相物质的处理：进入第一级间接式换热器的气相物质换热后，将温度降低到SiO2的熔点以上、沸点以下的2000～2150℃，使得气相物质转变为气液相混合物，然后进入第一级高温气液分离器将液相物质与气相物质进行气液分离，液相物质从第一级高温气液分离器的底部排出后，得到产品一；气相物质从第一级高温气液分离器的顶部排出，进入第二级间接式换热器换热后，将温度降低到Na2O的熔点以上、沸点以下的1600～1800℃，使得气相物质转变为气液相混合物，然后进入第二级高温气液分离器进行气液分离，液相物质从第二级高温气液分离器的底部排出，进入第二级间接式冷却器冷却到60～80℃后，得到产品二；气相物质从第二级高温气液分离器的顶部排出，进入第三级间接式换热器换热后，将温度降低到K2O的熔点以上、沸点以下的1100～1400℃，使得气相物质转变为气液相混合物，然后进入第三级高温气液分离器进行气液分离，液相物质从第三级高温气液分离器的底部排出，进入第三级间接式冷却器冷却到60～80℃后，得到产品三；气相物质作为烟气从第三级高温气液分离器的顶部排出，进入第一级烟气直接换热器与原料进行换热。烟气经四级烟气直接换热器与原料换热到250～300℃后，进入低温气固分离器，烟气从低温气固分离器的顶部排出，进入收尘器，收尘后的烟气从收尘器出来进入烘干，用于烘干原料；从收尘器底部排出固体物与低温气固分离器的底部排出固体物进入第一级烟气直接换热器与原料一起进入沸腾煅烧室。
以相变SiO2处理拜耳法氧化铝尾矿的物料变化如表4
相变SiO2处理一吨拜耳法氧化铝尾矿可以得到；SiO2量156.6kg、K2O量10.3kg、Na2O量44.0kg、CaO量184.0kg、Fe2O3量210.2kg和288.6kg含Al2O3＝72.63％的铝土矿。
以相变SiO2处理烧结法氧化铝尾矿的物料变化如表5
相变SiO2处理一吨烧结法氧化铝尾矿可以得到；SiO2量286.0kg、K2O量4.0kg、Na2O量31.9kg、CaO量508.0kg、Fe2O3量25.0kg和145.1kg含Al2O3＝54.03％的铝土矿。
实施例3：
一种相变选矿技术处理煤矸石粉煤灰的方法。以SiO2为主要相变物质，包括以下步骤：
(1)原料处理：将原料烘干到附着水含量为5～8％、磨制至150～300μm后，进入第四级烟气直接换热器，经四级烟气直接换热器加热至600～900℃后，从第一级烟气直接换热器的底部出来去沸腾煅烧室；
(2)助燃空气加热：助燃空气进入第四级炉渣直接换热器，经四级炉渣直接换热器加热至600～900℃后，从第一级炉渣直接换热器的顶部出来去沸腾煅烧室；
(3)沸腾煅烧：600～900℃助燃空气从沸腾煅烧室的底部进入，燃料从沸腾煅烧室的燃料口进入，燃料充分燃烧使沸腾煅烧室的温度达到SiO2的沸点以上的2250～2800℃，600～900℃原料从沸腾煅烧室的进料口进入，经锻烧3～5秒钟后变成固、液、气三相物质从沸腾煅烧室的顶部排出，进入高温气固分离器；
(4)高温气固分离：经高温气固分离器分离后，气相物质从高温气固分离器的顶部排出，进入第一级间接式换热器；固、液相物质成为炉渣从高温气固分离器的底部排出，进入第一级炉渣直接换热器与助燃空气经四级炉渣直接换热器换热冷却至250～300℃，然后进入炉渣间接式冷却器冷却至50～80℃后，得到精矿；
(5)气相物质的处理：进入第一级间接式换热器的气相物质换热后，将温度降低到SiO2的熔点以上、沸点以下的2000～2100℃，使得气相物质转变为气液相混合物，然后进入第一级高温气液分离器将液相物质与气相物质进行气液分离，液相物质从第一级高温气液分离器的底部排出后，得到产品一；气相物质从第一级高温气液分离器的顶部排出，进入第二级间接式换热器换热后，将温度降低到Na2O的熔点以上、沸点以下的1600～1700℃，使得气相物质转变为气液相混合物，然后进入第二级高温气液分离器进行气液分离，液相物质从第二级高温气液分离器的底部排出，进入第二级间接式冷却器冷却到60～80℃后，得到产品二；气相物质从第二级高温气液分离器的顶部排出，进入第三级间接式换热器换热后，将温度降低到K2O的熔点以上、沸点以下的1000～1400℃，使得气相物质转变为气液相混合物，然后进入第三级高温气液分离器进行气液分离，液相物质从第三级高温气液分离器的底部排出，进入第三级间接式冷却器冷却到60～80℃后，得到产品三；气相物质作为烟气从第三级高温气液分离器的顶部排出，进入第一级烟气直接换热器与原料进行换热。烟气经四级烟气直接换热器与原料换热到250～300℃后，进入低温气固分离器，烟气从低温气固分离器的顶部排出，进入收尘器，收尘后的烟气从收尘器出来进入烘干，用于烘干原料；从收尘器底部排出固体物与低温气固分离器的底部排出固体物进入第一级烟气直接换热器与原料一起进入沸腾煅烧室。
以相变SiO2为主要物质处理煤矸石粉煤灰的物料变化如表6
相变SiO2处理一吨煤矸石粉煤灰可以得到；SiO2量486.6kg、K2O量14.4kg、Na2O量9.0kg、CaO量19.7kg、Fe2O3量67.2kg和403.1kg含Al2O3＝68.0％的铝土矿。
以上所述，仅是本发明的较佳实施例而已，并非对本发明作任何形式上的限制，任何未脱离本发明技术方案内容，依据本发明的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与修饰，均仍属于本发明技术方案的范围内。

Claims (4)

1.一种相变选矿的方法，包括以下步骤：
（1）原料处理：将原料破碎到15～35mm、烘干到附着水含量为5～8%、磨制至150～300μm后，进入第四级烟气直接换热器，经四级烟气直接换热器加热至500～900℃后，从第一级烟气直接换热器的底部出来去沸腾煅烧室；
（2）助燃空气加热：助燃空气进入第四级炉渣直接换热器，经四级炉渣直接换热器加热至500～900℃后，从第一级炉渣直接换热器的顶部出来去沸腾煅烧室；
（3）沸腾煅烧：500～900℃助燃空气从沸腾煅烧室的底部进入，燃料从沸腾煅烧室的燃料口进入，燃料充分燃烧使沸腾煅烧室的温度达到原料中主要被相变物质的沸点以上，500～900℃原料从沸腾煅烧室的进料口进入，经锻烧3～5秒钟后变成固、液、气三相物质从沸腾煅烧室的顶部排出，进入高温气固分离器；
（4）高温气固分离：经高温气固分离器分离后，气相物质从高温气固分离器的顶部排出，进入第一级间接式换热器；固、液相物质成为炉渣从高温气固分离器的底部排出后，进入第一级炉渣直接换热器与助燃空气经四级炉渣直接换热器冷却至250～300℃，然后进入炉渣间接式冷却器冷却至50～80℃后，得到精矿；
（5）气相物质的处理：进入第一级间接式换热器的气相物质换热后，温度降低至原料中主要被相变物质的熔点以上、沸点以下,使得气相物质转变为气液相混合物质，然后进入第一级高温气液分离器将液相物质与气相物质进行气液分离，液相物质从第一级高温气液分离器的底部排出后，得到产品一；气相物质从第一级高温气液分离器的顶部排出，进入第二级间接式换热器换热至该级设定的被相变物质的熔点以上、沸点以下，使得气相物质转变为气液相混合物质，然后进入第二级高温气液分离器进行气液分离，液相物质从第二级高温气液分离器的底部排出，进入第二级间接式冷却器冷却到60～80℃后，得到产品二；气相物质从第二级高温气液分离器的顶部排出，进入第三级间接式换热器换热至该级设定的被相变物质的熔点以上、沸点以下，使得气相物质转变为气液相混合物质，然后进入第三级高温气液分离器进行气液分离，液相物质从第三级高温气液分离器的底部排出，进入第三级间接式冷却器冷却到60～80℃后，得到产品三；气相物质作为烟气从第三级高温气液分离器的顶部排出，进入第一级烟气直接换热器与原料进行换热。
2.如权利要求1所述的一种相变选矿的方法，其中：第（5）步中的烟气经四级烟气直接换热器与原料换热到250～300℃后，进入低温气固分离器，烟气从低温气固分离器的顶部排出，进入收尘器，收尘后的烟气从收尘器出来进入烘干，用于烘干原料；从收尘器底部排出固体物与低温气固分离器的底部排出固体物进入第一级烟气直接换热器与原料一起进入沸腾煅烧室。
3.如权利要求1或2所述一种相变选矿的方法，其中：原料是霞石矿、金矿、锰矿、氧化铝尾矿、煤矸石粉煤灰等。
4.如权利要求1或2所述的一种相变选矿的方法，其中：燃料为天然气、石油液化气或煤气。
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