CN109402416A - 一种含铬物料液相氧化提铬的方法 - Google Patents

一种含铬物料液相氧化提铬的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN109402416A
CN109402416A CN201710712049.3A CN201710712049A CN109402416A CN 109402416 A CN109402416 A CN 109402416A CN 201710712049 A CN201710712049 A CN 201710712049A CN 109402416 A CN109402416 A CN 109402416A
Authority
CN
China
Prior art keywords
chromium
material containing
alkali
liquid phase
containing chromium
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Pending
Application number
CN201710712049.3A
Other languages
English (en)
Inventor
庆朋辉
刘静文
张红玲
陈小红
朱光锦
周飞龙
徐红彬
石义朗
张懿
蔡再华
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
HUBEI ZHENHUA CHEMICAL CO Ltd
Original Assignee
HUBEI ZHENHUA CHEMICAL CO Ltd
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by HUBEI ZHENHUA CHEMICAL CO Ltd filed Critical HUBEI ZHENHUA CHEMICAL CO Ltd
Priority to CN201710712049.3A priority Critical patent/CN109402416A/zh
Publication of CN109402416A publication Critical patent/CN109402416A/zh
Pending legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B34/00—Obtaining refractory metals
    • C22B34/30—Obtaining chromium, molybdenum or tungsten
    • C22B34/32—Obtaining chromium
    • 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

  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明提供了一种含铬物料液相氧化提铬的方法，包括含铬物料液相氧化提铬的步骤，在所述含铬物料液相氧化提铬的步骤之前还对所述含铬物料进行预处理：将含铬物料与碱磨料后进行焙烧，再将焙烧产物进行粒度细化处理。所述方法通过对含铬物料进行预处理，能够明显加快液相氧化提铬的反应速率，提高铬的转化率，降低反应温度，缩短反应时间，降低浸渣中铬含量，提高资源的利用率，降低生产成本。

Description

一种含铬物料液相氧化提铬的方法
技术领域
本发明属于无机盐铬盐生产技术领域，涉及一种含铬物料液相氧化提铬的方法。
背景技术
早期以含铬矿物为原料的苛性碱液相氧化法生产铬化合物工艺主要是NaOH熔盐液相氧化法，该方法使铬铁矿在NaOH熔盐中进行提铬，该方法不使用填料，增大了反应物的用量，提高了氧化效率，但高浓度碱液循环、碱铬分离等问题并未得到真正解决，且该方法工程实施难度大，未见工业应用报道。
在NaOH熔盐液相氧化法基础上发展的液相氧化-稀释相分离-碳氨循环-钠碱再生等工艺过程实现了碱铬有效分离和介质循环利用，但由于高温(550℃)条件下NaOH熔盐介质对设备腐蚀严重，该工艺不利于大规模工业化的实施。
采用NaNO3作为氧化剂的NaOH-NaNO3混和熔盐方法处理铬铁矿，由于NaOH-NaNO3介质循环量大、分离困难，该方法也未实现工业应用。
采用KOH亚熔盐或KOH-KNO3二元亚熔盐介质通过常压或加压氧化浸出的方法处理铬铁矿，采用蒸发盐析结晶的方法分离铬酸钾，再将铬酸钾用氢气还原制备氧化铬，实现了KOH再生循环和氧化铬清洁生产。
现含铬废料(鞣铬污泥、电镀污泥等)液相氧化提铬技术主要有酸浸法和氨浸法。酸浸法浸出效率高，对铜、镍、铬等金属都有很高的浸出率，但也会造成多种金属同时浸出难于分离提纯的问题，并且对设备腐蚀严重，操作环境较差，不利于工业化；氨浸法对铜、锌、镍等金属有很好的选择性，而铁、铬等金属会留在浸出渣中，较利于金属的初步分离，但氨浸法对装置密封性要求高，浸出液易挥发，对环境危害较大，工业化受到一定的限制。
CN 103318960A公开了一种从铬铁矿或铬铁烧碱液相氧化或三相氧化完成液中分离制备铬酸钠或重铬酸钠的方法由烧碱固相焙烧、固相碳酸化、逆流浸取、二次焙烧和热压浸取五步构成。该方法虽然铬的回收率高，但是，该方法中烧碱固相焙烧中的烧碱来源是铬铁矿或铬铁烧碱液相氧化或三相氧化完成液，此溶液的成分比较复杂，除烧碱外还含有铬酸钠、铝酸钠和硅酸钠等组分。焙烧过程是先将约200-300℃的氧化完成液，喷到回收的粗铬酸钠和一定量的铬铁矿的混合物上，在空气中或富氧空气中、在80-300℃下进行干燥、造粒，使90％粒子在0.05-5mm范围内，在250-700℃、在空气中或富氧空气中进行的固相氧化焙烧过程。
发明内容
针对现有技术存在的不足，本发明的目的在于提供一种含铬物料液相氧化提铬的方法，所述方法通过对含铬物料进行预处理，能够明显加快液相氧化提铬的反应速率，提高铬的转化率，降低反应温度，缩短反应时间，降低浸渣中铬含量，提高资源的利用率，降低生产成本。
为达此目的，本发明采用以下技术方案：
本发明提供了一种含铬物料液相氧化提铬的方法，包括含铬物料液相氧化提铬的步骤，在所述含铬物料液相氧化提铬的步骤之前还对所述含铬物料进行预处理，所述预处理为：将含铬物料与碱进行磨料处理后焙烧，再将焙烧产物进行粒度细化处理。
所述碱优选为固体碱，以减少能源消耗。
所述方法中的碱和含铬物料液相氧化提铬的步骤中的碱溶液中的碱是同一种碱。
所述方法中碱与含铬物料经磨料后直接进行焙烧，焙烧产物再进行粒度细化处理；所述粒度细化处理一方面可以强化金属离子的溶解过程和反应过程，提高反应速率，另一方面能够促进反应过程中生成的产物层从颗粒表面或孔道内剥离，利于铬组分的裸露和浸出；所述粒度细化可使含铬物料内部产生各种缺陷，增大其化学反应的活性。
本发明通过在含铬物料液相氧化前对含铬物料进行磨料、焙烧和细化处理，能够明显加快液相氧化提铬的反应速率，提高铬的转化率，降低反应温度，缩短反应时间，降低浸渣中铬含量，提高资源的利用率，降低生产成本。
含铬物料先进行磨料、焙烧和细化处理后再进行液相氧化相对于含铬物料直接氧化焙烧提铬或含铬物料直接液相氧化提铬的优点为：(1)该方法铬转化率较可达到98％以上，尾渣中铬含量(以Cr2O3计)低于2wt.％；(2)能够降低反应条件，反应温度明显低于氧化焙烧法的温度(300℃以上)；当铬转化率达到98％时，液相氧化反应温度可以由270℃降低至200℃等；(3)降低生产成本，利于工业化应用。
所述含铬物料选自含铬矿物和/或含铬废料。
优选地，所述碱选自NaOH和/或KOH。
优选地，所述碱的加入量为理论量的0.2-3.0倍，如0.3倍、0.4倍、0.6倍、0.8倍、1.0倍、1.2倍、1.3倍、1.5倍、1.8倍、2.1倍、2.3倍、2.5倍或2.8倍等，优选为0.5-2.0倍，所述理论量为含铬物料中的铬全部转化为铬酸钠消耗的碱的质量。
所述磨料处理包括干磨和/或湿磨。所述磨料处理不但能够使得含铬物料与碱混合均匀，还能够使混合料的粒度变小。
优选地，所述磨料处理后含铬物料与碱的混合物的粒度为≤74μm，如70μm、68μm、65μm、62μm、60μm、55μm、40μm、35μm、20μm、15μm或5μm等，优选为≤50μm。
优选地，所述焙烧的温度为280℃-550℃，如300℃、330℃、350℃、370℃、390℃、410℃、430℃、450℃、480℃、500℃或530℃等，优选为300-450℃。所述焙烧温度较低。
优选地，所述焙烧的时间为0.5h-4h，如0.8h、1.2h、1.5h、2.0h、2.5h、3.2h或3.5h等，优选为1h-3h。
优选地，所述焙烧在空气气氛和/或富氧气氛中进行。所述富氧气氛是指氧气的体积百分含量大于21％的气氛。
优选地，所述焙烧方式包括微波焙烧。所述焙烧也可使用常规的焙烧炉进行，所述常规焙烧炉是指采用常规的焙烧装置进行焙烧，如马弗炉、回转窑等。
优选的，所述微波焙烧的功率为1kW-8kW，如1.5kW、2kW、2.5kW、3kW、3.5kW、4kW、4.5kW、5kW、5.5kW、6kW、4.5kW、7kW或7.5kW等，优选为2kW-6kW。
所述粒度细化处理包括超声处理和/或磨料处理。
优选地，所述粒度细化处理后焙烧产物中粒度＜74μm的物料(如粒度为5μm、10μm、15μm、20μm、23μm、28μm、34μm、40μm、50μm、56μm、68μm或73μm等)占物料总量的90wt.％以上，如91wt.％、92wt.％、93wt.％、94wt.％、95wt.％、96wt.％、97wt.％、98wt.％、99wt.％或99.5wt.％等。
所述含铬物料与碱的混合物中还包含添加剂，所述添加剂包括过渡金属的化合物。
优选地，所述过渡金属选自钛、铁、钴、镍或铜中的任意一种或至少两种的组合，典型但非限制性的组合如钛与铁，钛与钴，钛、镍与铜，钴、镍与铜。即钛源、铁源、钴源、镍源或铜源中的任意一种或至少两种的组合。
优选地，所述添加剂选自过渡金属的化合物、含有过渡金属化合物的废渣或含有过渡金属化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合。典型但非限制性的组合如过渡金属的化合物与含有过渡金属化合物的废渣，含有过渡金属化合物的废渣与含有过渡金属化合物的矿物，过渡金属的化合物、含有过渡金属化合物的废渣与含有过渡金属化合物的矿物。即所述钛源、铁源、钴源、镍源或铜源是指钛、铁、钴、镍或铜的化合物、含有钛、铁、钴、镍或铜的化合物的废渣和含有钛、铁、钴、镍或铜的化合物的矿物。
在反应过程中，所述添加剂可以与杂质元素结合，降低杂质元素的耗碱量，提高铬离子活度，从而降低其反应活化能；所述添加剂还可以破坏矿物结构，提高反应过程中铬离子的扩散速度，从而提高铬的反应速率；另外，所述添加剂还可以提高反应过程中氧气的溶解度和活度，进而提高铬的转化率。
所述方法中引入的添加剂显著降低了含铬物料液相氧化提铬步骤中焙烧工序的温度，加快了含铬物料中铬的反应速率，保证含铬组分较高的氧化率，进而实现铬组分的高效提取。
所述添加剂的组合例如：钛源与铁源，钛源与镍源，钛源与铜源，钴源、镍源与铜源，钛源、铁源与钴源。
所述钛源可为钛的化合物、含钛的化合物的废渣或含钛的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合。典型但非限制性的组合如，钛的化合物与含钛的化合物的废渣，钛的化合物与含钛的化合物的矿物，钛的化合物、含钛的化合物的废渣与含钛的化合物的矿物，具体地，如钛白粉、钛酸钡、钛酸钾、金红石、钛铁矿等。
所述铁源可为铁的化合物、含铁的化合物的废渣或含铁的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合。典型但非限制性的组合如，铁的化合物与含铁的化合物的废渣，铁的化合物与含铁的化合物的矿物，铁的化合物、含铁的化合物的废渣与含铁的化合物的矿物，具体地，如氢氧化铁、氧化铁、铁酸钠、磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿以及其他含铁的尾渣等。
所述钴源可为钴的化合物、含钴的化合物的废渣或含钴的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合。典型但非限制性的组合如，钴的化合物与含钴的化合物的废渣，钴的化合物与含钴的化合物的矿物，钴的化合物、含钴的化合物的废渣与含钴的化合物的矿物，具体地，如碳酸钴、氧化钴、氢氧化钴、草酸钴、纤维柱石、辉砷钴矿、砷钴矿等。
所述镍源可为镍的化合物、含镍的废渣或含镍的矿物中的任意一种或至少两种的组合。典型但非限制性的组合如，镍的化合物与含镍的化合物的废渣，镍的化合物与含镍的化合物的矿物，镍的化合物、含镍的化合物的废渣与含镍的化合物的矿物，具体地，氢氧化镍、氧化镍、红镍矿、辉砷镍矿、镍铁渣等。
所述铜源可为铜的化合物、含铜的化合物的废渣或含铜的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合。典型但非限制性的组合如，铜的化合物与含铜的化合物的废渣，铜的化合物与含铜的化合物的矿物，铜的化合物、含铜的化合物的废渣与含铜的化合物的矿物，具体地，如氧化铜、氢氧化铜、硫酸铜、赤铜矿、孔雀石、蓝铜矿等。
作为优选的技术方案，所述添加剂选自TiO2、K2TiO3、Fe2O3、Fe(OH)3、NaFeO2、Co2O3、Co3O4、Ni2O3、CuO、含铜镍的废催化剂、铜渣、铁渣、氧化镍矿、赤铁矿或黑铜矿中的任意一种或至少两种的组合。典型但非限制性的组合如TiO2与K2TiO3，Fe2O3、Fe(OH)3与NaFeO2，Co2O3与Co3O4，Ni2O3、CuO与含铜镍的废催化剂，铜渣、铁渣、氧化镍矿、赤铁矿与黑铜矿。
所述添加剂的添加量为含铬物料质量的1wt.％-50wt.％，如3wt.％、5wt.％、8wt.％、10wt.％、15wt.％、20wt.％、25wt.％、30wt.％、35wt.％、40wt.％或45wt.％等，优选为3wt.％-30wt.％。
现有技术所述含铬物料液相氧化提铬的步骤包括：将含铬物料与碱溶液进行反应，之后，固液分离，得到含铬浸出液和浸渣。
所述液相氧化提铬的碱矿比为0.5:1-6:1，所述碱即方法中使用的全部的碱，如1:1、2:1、2.5:1、3:1、3.5:1、4:1、4.5:1、4.8:1、5.3:1、5.5:1或5.8:1等，所述碱溶液浓度为10wt.％-70wt.％，如15wt.％、25wt.％、35wt.％、45wt.％或60wt.％等。
所述液相氧化提铬的反应过程中的搅拌速度为600r/min-800r/min，如650r/min、700r/min或750r/min等，反应温度为120℃-350℃，如130℃、150℃、160℃、180℃、200℃、230℃、250℃、130℃、300℃、320℃或340℃等，反应的时间为2h-8h，如2.1h、2.3h、2.5h、2.8h、3h、3.5h、4h、4.5h、5.5h或6.5h等，反应过程中的氧分压为0.1MPa-4.0MPa，如0.5MPa、1.0MPa、1.5MPa、2.0MPa、2.5MPa、3.0MPa或3.5MPa等。
优选地，所述浸渣经分选后用作部分所述添加剂。所述部分添加剂是指浸渣作为添加剂的量小于总的添加剂的量。所述分选包括重选和/或浮选。
作为优选的技术方案，所述含铬物料液相氧化提铬的方法包括如下步骤：
(1)将含铬物料、碱和添加剂的混合物进行磨料处理，所述磨料处理后混合物的粒度为≤74μm，之后将混合物在温度为280-550℃的条件下微波焙烧0.5-4h，再将焙烧产物进行粒度细化处理，使焙烧产物中粒度＜74μm的物料占物料总量的90wt.％以上，得到预处理产物；其中，碱的加入量为理论量的0.2-3倍，所述理论量为含铬物料中的铬全部转化为铬酸钠消耗的碱的质量，所述添加剂的质量为含铬物料质量的1wt.％-50wt.％；所述添加剂包括过渡金属的化合物；
(2)将步骤(1)得到的预焙烧产物按照碱矿比0.5:1-6:1可选地补充碱，配制成溶液进行反应，溶液中的碱浓度为10％-70％，反应过程中的搅拌速度为600r/min-800r/min，反应的温度为120℃-350℃，反应的时间为2h-8h，反应过程中的氧分压为0.1MPa-4.0MPa，将反应后的产物液固分离，得到含铬浸出液和浸出渣；所述浸出渣经分选后用作部分步骤(1)所述的添加剂。
本发明如无特殊说明，所述碱矿比即碱溶液中的碱量与含铬物料质量之间的比，即预处理过程中使用的碱与补充的碱的质量与含铬物料质量之间的比。
本发明所述的数值范围不仅包括上述例举的点值，还包括没有例举出的上述数值范围之间的任意的点值，限于篇幅及出于简明的考虑，本发明不再穷尽列举所述范围包括的具体点值。
与现有技术相比，本发明的有益效果为：
本发明提供的含铬物料液相氧化提铬的方法，在现有的含铬物料氧化提铬的工艺上引入含铬物料的预处理步骤，明显加快了液相氧化提铬的反应速率，提高了铬的转化率，降低了反应温度，缩短了反应时间，降低了浸渣中铬含量，提高了资源的利用率，降低了生产成本，含铬物料液相氧化提铬过程中的反应时间可以降至2h，反应温度可以降至120℃，铬的转化率可达到98％以上(本发明提供的方法铬转化率为70％至100％)，铬渣中的铬的含量可降至2％以下；
本发明提供的含铬物料液相氧化提铬的方法，在现有的含铬物料氧化提铬工艺上引入含铬物料的预处理，并在预处理时加入特定的添加剂，使得铬的氧化反应速率明显加快，铬的转化率提高(例如：碱矿比为4:1，碱浓度60％，650r/min，氧分压3.2MPa，200℃，反应4h，无预处理时铬的浸出率为68％，引入预处理后铬的浸出率可达到98％；铬的浸出率达到98％上述条件下无预处理时需要的反应温度为270℃；能够降低液相氧化的反应温度(达到相同的铬的提取率，液相氧化的反应温度能够减低)，缩短焙烧时间(达到相同的铬的提取率，氧化焙烧的时间能够减低)，尾渣中铬的含量降低(尾渣中Cr2O3含量低于2wt.％)，提高了资源利用率，降低了能耗。
具体实施方式
下面通过具体实施方式来进一步说明本发明的技术方案。
本发明中如无特殊说明，所述碱矿比即碱溶液中的碱量与含铬物料质量之间的比，即预处理过程中使用的碱与补充的碱的质量与含铬物料质量之间的比。
所述wt.％是指质量百分含量。
所述碱的理论量为含铬物料中铬全部转化为铬酸钠消耗的碱的质量。
实施例1
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，包括如下步骤：
(1)将生料铬矿粉(Cr2O3含量45wt.％)、烧碱(0.2倍理论量)和添加剂(镍源，Ni2O3含量为6wt.％，铁源，Fe2O3含量为63wt.％，镍源和铁源的质量比为1:4)进行配料、混合均匀，添加剂的质量为生料铬矿粉质量的5wt.％，混料均匀度≥98％，混料经过磨料处理使物料粒度(90wt％以上)＜50μm；
(2)将混料在富氧气氛中进行常规焙烧，焙烧温度450℃，焙烧时间1.0h；
(3)焙烧熟料经超声(75℃，300W，1.5h)后粒度(90wt.％以上)≤74μm；
(4)按碱矿比为3:1，搅拌转速800r/min，碱浓度为65wt.％，温度200℃，反应时间4h，氧分压为3.2MPa进行液相浸出；
(5)浸出浆料进行液固分离，得到浸出液和浸渣，浸渣经过处理回收89％的添加剂循环使用，尾渣中Cr2O3含量为3.3wt.％。
实施例2
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，除步骤(3)所述焙烧熟料进行磨料处理，且磨料后粒度(90wt％以上)≤50μm外，其余与实施例1相同。尾渣中Cr2O3含量为2.3wt.％。
实施例3
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，除步骤(1)中烧碱的加入量为理论量的1.0倍外，其余与实施例1相同。尾渣中Cr2O3含量为1.4wt.％。
实施例4
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，除步骤(1)中碱的质量为理论量的3倍外，其余与实施例1相同。尾渣中Cr2O3含量为1.4wt.％。
实施例5
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，除步骤(1)中碱的质量为理论量的0.5倍外，其余与实施例1相同。尾渣中Cr2O3含量为2.3wt.％。
实施例6
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，除步骤(1)中碱的质量为理论量的2.0倍外，其余与实施例1相同。尾渣中Cr2O3含量为0.9wt.％。
实施例7
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，除步骤(4)为：按照碱矿比4:1，碱溶液浓度为60wt.％，搅拌转速600r/min，反应的温度为300℃，反应的时间为2h，反应过程中的氧分压为1.0MPa进行液相浸出外，其余与实施例1相同。尾渣中Cr2O3含量为2.3wt.％。
实施例8
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，除步骤(4)为：按照碱矿比6:1，碱溶液浓度为70wt.％，搅拌转速700r/min，反应的温度为170℃，反应的时间为8h，反应过程中的氧分压为4.0MPa进行液相浸出外，其余与实施例1相同。尾渣中Cr2O3含量为2.8wt.％。
实施例9
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，除步骤(1)中的生料铬矿粉换为含铬废料(Cr2O3含量12wt.％)，步骤(4)为：按照碱矿比2:1，碱溶液浓度为10wt.％，搅拌转速800r/min，反应的温度为120℃，反应的时间为8h，反应过程中的氧分压为0.1MPa进行液相浸出外，其余与实施例1相同。尾渣中Cr2O3含量为0.6wt.％。
实施例10
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，除步骤(2)为：将混料在富氧气氛中进行常规焙烧，焙烧温度550℃，焙烧时间0.5h外，其余与实施例1相同。尾渣中Cr2O3含量为3.8wt.％。
实施例11
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，除步骤(2)为：将混料在富氧气氛中进行常规焙烧，焙烧温度280℃，焙烧时间4h外，其余与实施例1相同。尾渣中Cr2O3含量为4.3wt.％。
另外，将实施例1中的添加剂替换为其它的钛源、铁源、钴源、镍源或铜源中的任意一种或至少两种的组合，其尾渣中Cr2O3含量为2.7-2.9wt.％。
所述钛源可为钛的化合物、含钛的化合物的废渣或含钛的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合，如钛白粉、钛酸钡、钛酸钾、金红石、钛铁矿等；所述铁源可为铁的化合物、含铁的化合物的废渣或含铁的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合，如氢氧化铁、氧化铁、铁酸钠、磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿以及其他含铁的尾渣等；所述钴源可为钴的化合物、含钴的化合物的废渣或含钴的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合，如碳酸钴、氧化钴、氢氧化钴、草酸钴、纤维柱石、辉砷钴矿、砷钴矿等；所述镍源可为镍的化合物、含镍的化合物的废渣或含镍的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合，如氢氧化镍、氧化镍、红镍矿、辉砷镍矿、镍铁渣等；所述铜源可为铜的化合物、含铜的化合物的废渣或含铜的化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合，如氧化铜、氢氧化铜、硫酸铜、赤铜矿、孔雀石、蓝铜矿等。
将实施例1中的添加剂的含量调整为含铬物料质量的1wt.％-50wt.％之间的任一数值，如1wt.％、3wt.％、5wt.％、10wt.％、18wt.％、25wt.％、35wt.％、45wt.％或50wt.％等，其尾渣中Cr2O3含量为0.6-3.0wt.％。
实施例12
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，包括如下步骤：
(1)将生料铬矿粉(Cr2O3含量30wt.％)、烧碱(0.9倍理论量)进行配料、混合均匀，混料均匀度≥98％，混料经过磨料使物料粒度(90wt％以上)＜50μm；
(2)将混料在富氧气氛中进行常规焙烧，焙烧温度400℃，焙烧时间2h；
(3)焙烧熟料经磨料(400r/min，3min)后粒度(90wt％以上)≤74μm；
(4)按碱矿比为4:1，搅拌转速650r/min，碱浓度为51wt％，温度190℃，反应时间5h，氧分压为3.0MPa进行液相浸出；
(5)浸出浆料进行液固分离，得到浸出液和浸渣，浸渣经过洗涤后得到的尾渣中Cr2O3含量为1.6wt.％。
实施例13
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，除步骤(3)得到的焙烧熟料经超声处理后粒度(90wt％以上)≤74μm外，其余与实施例12相同。尾渣中Cr2O3含量为2.4wt.％。
实施例14
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，除步骤(1)中烧碱的加入量为理论量的1.5倍外，其余与实施例12相同。尾渣中Cr2O3含量为0.8wt.％。
实施例15
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，除步骤(1)中碱的质量为理论量的3倍外，其余与实施例12相同。尾渣中Cr2O3含量为1.6wt.％。
实施例16
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，除步骤(1)中碱的质量为理论量的0.5倍外，其余与实施例12相同。尾渣中Cr2O3含量为2.4wt.％。
实施例17
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，除步骤(1)中碱的质量为理论量的2.0倍外，其余与实施例12相同。尾渣中Cr2O3含量为1.6wt.％。
实施例18
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，除步骤(4)为：按照碱矿比4:1，碱溶液浓度为60wt.％，搅拌转速600r/min，反应的温度为350℃，反应的时间为2h，反应过程中的氧分压为1.0MPa进行液相浸出外，其余与实施例12相同。尾渣中Cr2O3含量为0.8wt.％。
实施例19
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，除步骤(4)为：按照碱矿比6:1，碱溶液浓度为70wt.％，搅拌转速700r/min，反应的温度为170℃，反应的时间为8h，反应过程中的氧分压为4.0MPa进行液相浸出外，其余与实施例12相同。尾渣中Cr2O3含量为1.2wt.％。
实施例20
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，除步骤(1)中的生料铬矿粉换为含铬废料(Cr2O3含量15wt.％)，步骤(4)为：按照碱矿比2:1，碱溶液浓度为10wt.％，搅拌转速800r/min，反应的温度为120℃，反应的时间为8h，反应过程中的氧分压为0.1MPa进行液相浸出外，其余与实施例12相同。尾渣中Cr2O3含量为0.7wt.％。
实施例21
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，除步骤(2)为：将混料在富氧气氛中进行常规焙烧，焙烧温度550℃，焙烧时间0.5h外，其余与实施例12相同。尾渣中Cr2O3含量为1.6wt.％。
实施例22
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，除步骤(2)为：将混料在富氧气氛中进行常规焙烧，焙烧温度280℃，焙烧时间4h外，其余与实施例12相同。尾渣中Cr2O3含量为2.7wt.％。
经试验，将实施例1-22中的常规焙烧替换为微波焙烧，二者的技术效果相差不大，微波焙烧效果略优于常规焙烧。
对比例1
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，包括如下步骤：
(1)将生料铬矿粉(Cr2O3含量45wt.％)按碱矿比为3:1，搅拌转速800r/min，碱浓度为65wt％，温度200℃，反应时间4h，氧分压为3.2MPa进行液相浸出；
(2)浸出浆料进行液固分离，得到浸出液和浸渣，尾渣中Cr2O3含量为17.4wt.％。
对比例2
一种含铬物料液相氧化提铬的方法，除步骤(1)中不加入烧碱外，其余与实施例1相同。
尾渣中Cr2O3含量为11.0wt.％。
对比例3
一种含铬物料提铬的方法，包括如下步骤：
(1)将生料铬矿粉(Cr2O3含量45wt.％)、烧碱(0.2倍理论量)进行配料、混合均匀，混料均匀度≥98％；
(2)将混料在空气气氛中进行微波焙烧，焙烧温度450℃，焙烧时间1h；将焙烧产物进行超声处理，使其粒度(90wt％以上)≤74μm；
(3)将步骤(2)所得产物进行水浸；
(4)浸出浆料进行液固分离，得到浸出液和浸渣，浸渣经过洗涤分离后得到的尾渣中Cr2O3含量为41.2wt.％。
上述实施例及对比例中1吨矿约产0.9吨至0.8吨的尾渣。
申请人声明，以上所述仅为本发明的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，所属技术领域的技术人员应该明了，任何属于本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，均落在本发明的保护范围和公开范围之内。

Claims (10)

1.一种含铬物料液相氧化提铬的方法，包括含铬物料液相氧化提铬的步骤，其特征在于，在所述含铬物料液相氧化提铬的步骤之前还对所述含铬物料进行预处理，所述预处理为：将含铬物料与碱进行磨料后焙烧，再将焙烧产物进行粒度细化处理。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述含铬物料选自含铬矿物和/或含铬废料；
优选地，所述碱选自NaOH和/或KOH；
优选地，所述碱的加入量为理论量的0.2-3.0倍，优选为0.5-2.0倍，所述理论量为含铬物料中的铬全部转化为铬酸钠消耗的碱的质量。
3.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，所述磨料包括干磨和/或湿磨；
优选地，所述磨料处理后含铬物料与碱的混合物的粒度为≤74μm，优选为≤50μm；
优选地，所述焙烧的温度为280℃-550℃，优选为300-450℃；
优选地，所述焙烧的时间为0.5h-4h，优选为1h-3h；
优选地，所述焙烧在空气气氛和/或富氧气氛中进行；
优选地，所述焙烧方式包括微波焙烧；
优选地，所述微波微焙烧的功率为1kW-8kW，优选为2kW-6kW。
4.根据权利要求1-3之一所述的方法，其特征在于，所述粒度细化处理包括超声处理和/或磨料处理；
优选地，所述粒度细化处理后焙烧产物中粒度＜74μm的物料占物料总量的90wt.％以上。
5.根据权利要求1-4之一所述的方法，其特征在于，所述含铬物料与碱的混合物中还包含添加剂，所述添加剂包括过渡金属的化合物；
优选地，所述过渡金属选自钛、铁、钴、镍或铜中的任意一种或至少两种的组合；
优选地，所述添加剂选自过渡金属的化合物、含有过渡金属化合物的废渣或含有过渡金属化合物的矿物中的任意一种或至少两种的组合。
6.根据权利要求5所述的方法，其特征在于，所述添加剂选自TiO2、K2TiO3、Fe2O3、Fe(OH)3、NaFeO2、Co2O3、Co3O4、Ni2O3、CuO、含铜镍的废催化剂、铜渣、铁渣、氧化镍矿、赤铁矿或黑铜矿中的任意一种或至少两种的组合。
7.根据权利要求5或6所述的方法，其特征在于，所述添加剂的添加量为含铬物料质量的1wt.％-50wt.％，优选为3wt.％-30wt.％。
8.根据权利要求1-7之一所述的方法，其特征在于，所述液相氧化提铬的碱矿比为0.5:1-6:1；所述碱溶液的浓度为10wt.％-70wt.％。
9.根据权利要求1-8之一所述的方法，其特征在于，所述液相氧化提铬的反应过程中搅拌的速度为600r/min-800r/min，反应温度为120℃-350℃，反应的时间为2h-8h，反应过程中的氧分压为0.1MPa-4.0MPa；
优选地，所述浸渣经分选后用作部分所述添加剂。
10.根据权利要求1-9之一所述的方法，其特征在于，所述含铬物料液相氧化提铬的方法包括如下步骤：
(1)将含铬物料、碱和添加剂的混合物进行磨料处理，所述磨料处理后混合物的粒度为≤74μm，之后将混合物在温度为280-550℃的条件下微波焙烧0.5-4h，再将焙烧产物进行粒度细化处理，使焙烧产物中粒度＜74μm的物料占物料总量的90wt.％以上，得到预处理产物；其中，碱的加入量为理论量的0.2-3倍，所述理论量为含铬物料中的铬全部转化为铬酸钠消耗的碱的质量，所述添加剂的质量为含铬物料质量的1wt.％-50wt.％；所述添加剂包括过渡金属的化合物；
(2)将步骤(1)得到的焙烧产物按照碱矿比0.5:1-6:1可选地补充碱，配制成溶液进行反应，溶液中的碱浓度为10％-70％，反应过程中的搅拌速度为600r/min-800r/min，反应的温度为120℃-350℃，反应的时间为2h-8h，反应过程中的氧分压为0.1MPa-4.0MPa，将反应后的产物液固分离，得到含铬浸出液和浸出渣；所述浸出渣经分选后用作部分步骤(1)所述的添加剂。
CN201710712049.3A 2017-08-18 2017-08-18 一种含铬物料液相氧化提铬的方法 Pending CN109402416A (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201710712049.3A CN109402416A (zh) 2017-08-18 2017-08-18 一种含铬物料液相氧化提铬的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201710712049.3A CN109402416A (zh) 2017-08-18 2017-08-18 一种含铬物料液相氧化提铬的方法

Publications (1)

Publication Number Publication Date
CN109402416A true CN109402416A (zh) 2019-03-01

Family

ID=65463131

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201710712049.3A Pending CN109402416A (zh) 2017-08-18 2017-08-18 一种含铬物料液相氧化提铬的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN109402416A (zh)

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3937785A (en) * 1974-09-17 1976-02-10 Allied Chemical Corporation Treatment of chromium ore residues to suppress pollution
CN102616853A (zh) * 2012-01-13 2012-08-01 湖北振华化学股份有限公司 双添加一次烧成两级浸取无钙焙烧铬酸钠的工艺方法
CN103318960A (zh) * 2013-07-04 2013-09-25 余华强 铬铁矿烧碱液相氧化完成液的分离方法
CN104163455A (zh) * 2014-08-01 2014-11-26 辽宁沈宏集团股份有限公司 一种制备铬盐的方法
CN104726705A (zh) * 2013-12-23 2015-06-24 中国科学院过程工程研究所 一种铬铁矿浸出提铬的方法
CN105400967A (zh) * 2015-11-10 2016-03-16 中国科学院过程工程研究所 一种低温常压提取钒渣中钒和铬的方法

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US3937785A (en) * 1974-09-17 1976-02-10 Allied Chemical Corporation Treatment of chromium ore residues to suppress pollution
CN102616853A (zh) * 2012-01-13 2012-08-01 湖北振华化学股份有限公司 双添加一次烧成两级浸取无钙焙烧铬酸钠的工艺方法
CN103318960A (zh) * 2013-07-04 2013-09-25 余华强 铬铁矿烧碱液相氧化完成液的分离方法
CN104726705A (zh) * 2013-12-23 2015-06-24 中国科学院过程工程研究所 一种铬铁矿浸出提铬的方法
CN104163455A (zh) * 2014-08-01 2014-11-26 辽宁沈宏集团股份有限公司 一种制备铬盐的方法
CN105400967A (zh) * 2015-11-10 2016-03-16 中国科学院过程工程研究所 一种低温常压提取钒渣中钒和铬的方法

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN106048251B (zh) 一种清洁高效处理砷冰铜的工艺方法
CN104388679B (zh) 含钒原料提钒的方法
CN108315522B (zh) 微波强化直接还原处理钛铁矿制取还原铁粉和富钛料的方法
CN104313361A (zh) 一种含铬钒渣提钒及联产铬基合金的工艺方法
CN109055724B (zh) 从铬钒矿/渣中提取钒和铬的方法
CN103060838B (zh) 一种氢氧化钾溶液中电化学分解铬铁矿提取铬的方法
CN105087905B (zh) 一种利用工业酸洗废酸处理过渡型和褐铁矿型红土镍矿的方法
CN110055371A (zh) 铁水生产含钠钒渣直接浸出提钒的方法
CN111926196B (zh) 一种从冶炼废渣中回收锌的方法
CN101509073A (zh) 一种镍铁粉的浸出及废液的处理方法
CN107287431A (zh) 一种回收含钒钢渣中钒元素的方法
CN104004920A (zh) 一种从四氯化钛精制尾渣中提钒的方法
CN110735032B (zh) 一种钒钛铁共生矿处理工艺
CN104928464B (zh) 一种微波加热预处理提取含钒物料中有价金属的方法
CN109112560A (zh) 一种利用碲化铜制备高纯碲的方法
CN112301234A (zh) 一种利用钠化提钒尾渣和转炉钒渣提钒的方法
CN108300874A (zh) 一种高钛渣选择性浸出提质的方法
CN109399715A (zh) 一种含铬物料液相氧化提铬的方法
CN109402378B (zh) 一种含铬物料氧化焙烧提铬的方法
CN107779590B (zh) 一种提取钼铼的方法
CN109402416A (zh) 一种含铬物料液相氧化提铬的方法
CN105366723B (zh) 一种以碳素铬铁为原料生产三氧化二铬的方法
CN109402377B (zh) 一种控制返渣组成氧化焙烧提铬的方法
CN109399719A (zh) 一种含铬物料液相氧化提铬的方法
CN110042194A (zh) 转炉含钙钒渣的生产及其后续浸出提钒方法

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
RJ01 Rejection of invention patent application after publication
RJ01 Rejection of invention patent application after publication

Application publication date: 20190301