CN110747347A - 利用粉煤灰回收铁的方法及利用粉煤灰提取铝的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供一种利用粉煤灰回收铁的方法,包括以下步骤:S1、将粉煤灰置于密闭的还原炉内,并向还原炉内通入火炬气,进行加热还原,获得还原料。S2、对还原料研磨处理后,进行磁选,获得磁选精矿和磁选尾矿;磁选精矿为铁精矿,磁选尾矿为氧化铝富集矿。可以回收其中的铁,同时实现火炬气的利用,避免石化企业火炬气燃烧产生的大气污染。还提供一种利用粉煤灰提取铝的方法,包括:A1、采用上述方法处理粉煤灰,获得磁选精矿和磁选尾矿。A2、将磁选尾矿、硫酸铵和水混合均匀后,经焙烧获得焙烧熟料。A3、将焙烧熟料进行溶出,经分离后获得含铝溶液和提铝渣。实现磁选尾矿中铁、铝和硅的分离,达到综合利用粉煤灰的目的。
Description
技术领域
本发明属于矿物加工及冶金技术领域,尤其涉及一种利用粉煤灰回收铁的方法及利用粉煤灰提取铝的方法。
背景技术
粉煤灰作为火力发电厂的主要固体废弃产物,其产量正在逐年增加,给环境带来了巨大压力,如何高效、高附加值、合理的利用该资源已成为了一个世界性的难题。
粉煤灰的主要成分为Al2O3和SiO2,以该原料直接生产初级铝硅合金,铁含量往往偏高。为了生产出合格的产品,同时又能降低碳热还原的能耗,往往需要在还原前进行还原除铁预处理,通常所用的还原剂为焦煤或者单质碳。
火炬气是石油化工行业工艺过程中产生的废气,其成分比较复杂,主要含有碳原子、氢气及碳氢化合物,属于易燃易爆有毒有害气体。炼油厂和石油化工厂为处理平时生产过程和紧急事故中排放的可燃气或可燃有毒气体,保证装置和人身安全,减少环境污染,均设有火炬系统。由于其不能直接排放而且过去的环保要求也比较低,所以传统化工行业都是将其直接燃烧排放,每年在火炬中被烧掉的烃类等可燃气体量相当可观。近十多年来,由于能源日益紧张,以及温室气体大量排放污染环境的问题,环境保护的呼声越来越高,火炬气再利用的问题越来越突出。现在我国已有不少乙烯装置和炼油厂都把火炬气加以回收利用,并取得了明显的经济效益。
发明内容
(一)要解决的技术问题
为了解决现有技术的上述问题,本发明提供一种利用粉煤灰回收铁的方法,可以回收其中的铁,同时实现火炬气的利用,避免石化企业火炬气燃烧产生的大气污染。还提供一种利用粉煤灰提取铝的方法,实现了上述磁选尾矿中铁、铝和硅的分离,达到综合利用粉煤灰的目的。
(二)技术方案
为了达到上述目的,本发明采用的主要技术方案包括:
一方面,本发明提供一种利用粉煤灰回收铁的方法,包括以下步骤:
步骤S1、将粉煤灰置于密闭的还原炉内,并向还原炉内通入火炬气,进行加热还原,获得还原料。
步骤S2、对还原料研磨处理后,进行磁选,获得磁选精矿和磁选尾矿;磁选精矿为铁精矿,磁选尾矿为氧化铝富集矿。
作为本发明方法的一种改进,步骤S1中,还原炉为竖炉,并从竖炉的下部通入火炬气。
作为本发明方法的一种改进,步骤S1中,加热还原的温度为1000~1200℃,加热还原的时间为120~180min。
作为本发明方法的一种改进,步骤S1中,在进行加热还原之后,获得还原料之前,还包括,还原结束后,继续通入火炬气,直至还原炉内温度降至室温。
作为本发明方法的一种改进,步骤S2中,对还原料研磨处理至200目以下,在18~25KA/m的磁场强度下进行磁选。
作为本发明方法的一种改进,粉煤灰的化学成分包括:8~30%的Fe2O3,10~40%的Al2O3。
另一方面,本发明还提供一种利用粉煤灰提取铝的方法,包括以下步骤:
步骤A1、采用如上所述的方法处理粉煤灰,获得磁选精矿和磁选尾矿。
步骤A2、将磁选尾矿和硫酸铵混合均匀后,经焙烧获得焙烧熟料。
步骤A3、将焙烧熟料进行溶出,经分离后获得含铝溶液和提铝渣。
作为本发明方法的一种改进,步骤A2中,磁选尾矿中氧化铝与硫酸铵的摩尔比为1:(5~8)。
作为本发明方法的一种改进,步骤A2中,将磁选尾矿、硫酸铵和水混合均匀,硫酸铵与水的质量比为10:(1~5)。
作为本发明方法的一种改进,步骤A2中,焙烧的温度为400~600℃,焙烧的时间为1~4h。
作为本发明方法的一种改进,步骤A3中,溶出的温度为80℃以上,溶出的时间为20~100min。
(三)有益效果
本发明的有益效果是:
1、为解决现有粉煤灰应用的技术现状,本发明提出了全新的利用粉煤灰回收铁的方法及利用粉煤灰提取铝的方法。在本发明方法中,首次采用了石油化工企业产生的具有还原性的废气—火炬气体做还原剂。
2、在本发明方法中,将粉煤灰和火炬气联用,以废治废。火炬气直接作为还原气体被通入,成本低,火炬气的还原性气氛还原粉煤灰中的铁,磁选分离可得到铁精矿和高品位的富铝精矿,实现了粉煤灰中铁的回收;同时火炬气的利用,避免了石化企业火炬气燃烧产生的大气污染。
3、通过将加热还原的温度设置为1050~1200℃,将加热还原的时间设置为120~180min,提高粉煤灰中铁的还原转化效率,继而提高粉煤灰中铁的回收率。
4、借助于继续通入火炬气,直至还原炉内温度降至室温,保证了冷却时还原炉内的还原气氛,避免粉煤灰中被还原的铁的再氧化。
5、借助于对还原料研磨处理至200目以下,粉碎还原后的结块物料,有利于磁选过程中铁的回收。
6、由于磁选尾矿中的铝是以拜耳法难以处理的铝硅酸盐形态存在,且其铝硅比也不符合拜耳法提取氧化铝的要求。通过硫酸铵焙烧法处理磁选尾矿,实现了磁选尾矿中铁、铝和硅的分离,达到综合利用粉煤灰的目的。
7、将磁选尾矿、硫酸铵和水混合均匀后进行焙烧,使磁选尾矿中的铝硅酸盐与硫酸铵反应生成可在水中进行溶出的硫酸铝铵,为后续的提铝做准备。
8、本发明提供的方法工艺流程简单,设备简便,以废治废,可以低成本、高环保地实现粉煤灰中铁、铝的回收。
具体实施方式
为了更好的解释本发明,以便于理解,通过具体实施方式,对本发明作详细描述。
在本发明的各实施例中,各组分的百分数含量和份数含量,除特别说明之外,均为重量百分数含量和重量份数含量。
实施例1
所用粉煤灰的化学成分包括:20.61%的Fe2O3,24.55%的Al2O3。
步骤S1、将1000g粉煤灰置于密闭的竖炉内,并从竖炉的下部通入火炬气,在1150℃下还原180min,还原结束后继续通入火炬气,直至竖炉内温度降至室温,获得还原料。
步骤S2、将还原料研磨处理至200目以下,在20KA/m的磁场强度下进行磁选,获得磁选精矿和磁选尾矿;磁选精矿为铁精矿,磁选尾矿为氧化铝富集矿。
步骤S3、按照磁选尾矿中氧化铝与硫酸铵的摩尔比为1:6,将磁选尾矿和硫酸铵混合均匀,然后在450℃下焙烧2h,获得焙烧熟料。
步骤S4、将焙烧熟料在80℃溶出30min,经过滤分离后获得含铝溶液和提铝渣。
经取样分析计算得在实施例1条件下粉煤灰中铁的回收率为78%,铝的回收率为88%。
实施例2
所用粉煤灰的化学成分包括:14.10%的Fe2O3,25.79%的Al2O3。
步骤S1、将1000g粉煤灰置于密闭的竖炉内,并从竖炉的下部通入火炬气,在1200℃下还原150min,还原结束后继续通入火炬气,直至竖炉内温度降至室温,获得还原料。
步骤S2、将还原料研磨处理至200目以下,在20KA/m的磁场强度下进行磁选,获得磁选精矿和磁选尾矿;磁选精矿为铁精矿,磁选尾矿为氧化铝富集矿。
步骤S3、按照磁选尾矿中氧化铝与硫酸铵的摩尔比为1:6,将磁选尾矿和硫酸铵混合均匀,然后在450℃下焙烧2h,获得焙烧熟料。
步骤S4、将焙烧熟料在80℃溶出30min,经过滤分离后获得含铝溶液和提铝渣。
经取样分析计算得在实施例2条件下粉煤灰中铁的回收率为75%,铝的回收率为82%。
实施例3
所用粉煤灰的化学成分包括:9.87%的Fe2O3,35.89%的Al2O3。
步骤S1、将1000g粉煤灰置于密闭的竖炉内,并从竖炉的下部通入火炬气,在1100℃下还原120min,还原结束后继续通入火炬气,直至竖炉内温度降至室温,获得还原料。
步骤S2、将还原料研磨处理至200目以下,在20KA/m的磁场强度下进行磁选,获得磁选精矿和磁选尾矿;磁选精矿为铁精矿,磁选尾矿为氧化铝富集矿。
步骤S3、按照磁选尾矿中氧化铝与硫酸铵的摩尔比为1:6,将磁选尾矿和硫酸铵混合均匀,然后在450℃下焙烧2h,获得焙烧熟料。
步骤S4、将焙烧熟料在90℃以上溶出30min,经过滤分离后获得含铝溶液和提铝渣。
经取样分析计算得在实施例3条件下粉煤灰中铁的回收率为68%,铝的回收率为93%。
实施例4
所用粉煤灰的化学成分包括:17.85%的Fe2O3,36.88%的Al2O3。
步骤S1、将1000g粉煤灰置于密闭的竖炉内,并从竖炉的下部通入火炬气,在1050℃下还原160min,还原结束后继续通入火炬气,直至竖炉内温度降至室温,获得还原料。
步骤S2、将还原料研磨处理至200目以下,在20KA/m的磁场强度下进行磁选,获得磁选精矿和磁选尾矿;磁选精矿为铁精矿,磁选尾矿为氧化铝富集矿。
步骤S3、按照磁选尾矿中氧化铝与硫酸铵的摩尔比为1:6,硫酸铵与水的质量比为10:3,将磁选尾矿、硫酸铵和水混合均匀,然后在450℃下焙烧2h,获得焙烧熟料。
步骤S4、将焙烧熟料在80℃以上溶出30min,经过滤分离后获得含铝溶液和提铝渣。
经取样分析计算得在实施例4条件下粉煤灰中铁的回收率为73%,铝的回收率为90%。
实施例5
所用粉煤灰的化学成分包括:23.88%的Fe2O3,32.73%的Al2O3。
步骤S1、将1000g粉煤灰置于密闭的竖炉内,并从竖炉的下部通入火炬气,在1150℃下还原150min,还原结束后继续通入火炬气,直至竖炉内温度降至室温,获得还原料。
步骤S2、将还原料研磨处理至200目以下,在20KA/m的磁场强度下进行磁选,获得磁选精矿和磁选尾矿;磁选精矿为铁精矿,磁选尾矿为氧化铝富集矿。
步骤S3、按照磁选尾矿中氧化铝与硫酸铵的摩尔比为1:8,硫酸铵与水的质量比为10:1,将磁选尾矿、硫酸铵和水混合均匀,然后在600℃下焙烧4h,获得焙烧熟料。
步骤S4、将焙烧熟料在80℃以上溶出30min,经过滤分离后获得含铝溶液和提铝渣。
经取样分析计算得在实施例5条件下粉煤灰中铁的回收率为78%,铝的回收率为88%。
实施例6
所用粉煤灰的化学成分包括:7.85%的Fe2O3,42.38%的Al2O3。
步骤S1、将1000g粉煤灰置于密闭的竖炉内,并从竖炉的下部通入火炬气,在1150℃下还原150min,还原结束后继续通入火炬气,直至竖炉内温度降至室温,获得还原料。
步骤S2、将还原料研磨处理至200目以下,在20KA/m的磁场强度下进行磁选,获得磁选精矿和磁选尾矿;磁选精矿为铁精矿,磁选尾矿为氧化铝富集矿。
步骤S3、按照磁选尾矿中氧化铝与硫酸铵的摩尔比为1:5,硫酸铵与水的质量比为10:5,将磁选尾矿、硫酸铵和水混合均匀,然后在500℃下焙烧3h,获得焙烧熟料。
步骤S4、将焙烧熟料在80℃以上溶出30min,经过滤分离后获得含铝溶液和提铝渣。
经取样分析计算得在实施例5条件下粉煤灰中铁的回收率为60%,铝的回收率为95%。
需要理解的是,以上对本发明的具体实施例进行的描述只是为了说明本发明的技术路线和特点,其目的在于让本领域内的技术人员能够了解本发明的内容并据以实施,但本发明并不限于上述特定实施方式。凡是在本发明权利要求的范围内做出的各种变化或修饰,都应涵盖在本发明的保护范围内。
Claims (10)
1.一种利用粉煤灰回收铁的方法,其特征在于,包括以下步骤:
步骤S1、将粉煤灰置于密闭的还原炉内,并向还原炉内通入火炬气,进行加热还原,获得还原料;
步骤S2、对所述还原料研磨处理后,进行磁选,获得磁选精矿和磁选尾矿;所述磁选精矿为铁精矿,所述磁选尾矿为氧化铝富集矿。
2.根据权利要求1所述利用粉煤灰回收铁的方法,其特征在于,步骤S1中,所述还原炉为竖炉,并从所述竖炉的下部通入火炬气。
3.根据权利要求1所述利用粉煤灰回收铁的方法,其特征在于,步骤S1中,所述加热还原的温度为1000~1200℃,所述加热还原的时间为120~180min。
4.根据权利要求1所述利用粉煤灰回收铁的方法,其特征在于,步骤S1中,在进行加热还原之后,获得还原料之前,还包括:
还原结束后,继续通入火炬气,直至还原炉内温度降至室温。
5.根据权利要求1所述利用粉煤灰回收铁的方法,其特征在于,步骤S2中,对所述还原料研磨处理至200目以下,在18~25KA/m的磁场强度下进行磁选。
6.根据权利要求1所述利用粉煤灰回收铁的方法,其特征在于,所述粉煤灰的化学成分包括:8~30%的Fe2O3,10~40%的Al2O3。
7.一种利用粉煤灰提取铝的方法,其特征在于,包括以下步骤:
步骤A1、采用权利要求1至6任一项所述的方法处理粉煤灰,获得磁选精矿和磁选尾矿;
步骤A2、将所述磁选尾矿和硫酸铵混合均匀后,经焙烧获得焙烧熟料;
步骤A3、将所述焙烧熟料进行溶出,经分离后获得含铝溶液和提铝渣。
8.根据权利要求7所述粉煤灰提取铝的方法,其特征在于,步骤A2中,所述磁选尾矿中氧化铝与所述硫酸铵的摩尔比为1:(5~8)。
9.根据权利要求7所述粉煤灰提取铝的方法,其特征在于,步骤A2中,所述焙烧的温度为400~600℃,所述焙烧的时间为1~4h。
10.根据权利要求7所述粉煤灰提取铝的方法,其特征在于,步骤A3中,所述溶出的温度在80℃以上,所述溶出的时间为20~100min。
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PB01 | Publication | ||
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SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
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RJ01 | Rejection of invention patent application after publication |
Application publication date: 20200204 |
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