CN111944992B - 一种从铬铁矿中提取铬的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明提供了一种从铬铁矿中提取铬的方法，所述方法包括以下步骤：将铬铁矿与铵盐进行混合后在包括水蒸气和还原性气体的气氛中进行焙烧，得到焙烧熟料和尾气；将得到的焙烧熟料与水混合进行浸出，固液分离，得到浸出液和浸出渣，所述浸出渣返回，与铬铁矿混合。本发明所述方法采用铵盐焙烧技术，使铬元素转化为易溶于水的含铬化合物，最后通过水浸处理实现对铬的高效提取；所述方法能耗小、操作简单、浸出渣排放量小、环保节能，铬的浸出率可达到96％以上，具有较好的工业应用前景。

Description

一种从铬铁矿中提取铬的方法
技术领域
本发明属于化工冶金技术领域，涉及一种从铬铁矿中提取铬的方法。
背景技术
铬作为重要的战略金属资源，广泛应用于钢铁、冶金、化工、医药以及航空航天等领域。近年来，随着我国科技的不断发展，对铬资源的需求量也日益增加。铬铁矿作为最具有应用价值的含铬矿物是生产铬及铬盐的主要原料，在铬盐的生产过程中，铬资源的利用率较低，且产生的六价铬对人体和环境的危害极大。因此，对铬铁矿中的铬资源进行充分利用，并解决其生产过程中的污染问题，成为当前亟待解决的问题。
由铬铁矿是生产铬及铬盐的方法主要为有钙焙烧法和无钙焙烧法。前者焙烧时需要加入石灰石等含钙填料，导致工艺排渣量大，含有大量难溶的铬酸钙，难以解毒处理；后者焙烧时需要加入的返渣量大，导致焙烧原料铬品位较低，同时两种方法还存在焙烧温度高、能耗高，浸出率低等问题，产生的铬渣中含有六价铬，污染环境。
CN 105347399A提供了一种硫酸铵焙烧分解铬铁矿浸出铬的方法，该方法将铬铁矿球磨成矿粉，然后按一定铵矿比(硫酸铵与铬铁矿的质量比)将硫酸铵与铬铁矿粉混合均匀；将混合物料置于回转窑中，并在氧气气氛下于一定温度下进行氧化焙烧；焙烧结束后，用水浸出焙烧熟料一定时间，而后将浆料进行液固分离，得到浸出残渣和含三价铬浸出液。该方法同样采用氧化焙烧，容易导致铬铁矿中的三价铬被氧化为有毒的六价铬，污染环境；同时，该焙烧过程中铬铁容易形成难溶物，造成铬铁矿的浸出率较低。
CN 102040245A提供了一种由碳素铬铁碱性焙烧制取铬酸盐的方法，该方法将碳素铬铁磨细过后，与理论量80～150％的碱混合，在600～1200℃，空气气氛中焙烧、冷却，用水浸取铬酸盐，一次浸取率在90～98％之间，若浸出渣含铬较高，铬渣再与理论量80～200％的碱混合，在600～1200℃，空气气氛中焙烧0.5～2h，冷却，用水浸取铬酸盐。该方法能耗高、用碱量大、浸出液成分复杂，同时，在空气气氛下进行焙烧，还会导致铬铁矿中的三价铬被氧化为有毒的六价铬，污染环境。
综上所述，亟待开发一种能耗低、成本低、综合利用率高的从铬铁矿中提取铬的新方法，以实现铬的清洁高效提取，同时解决铬铁矿中的铬提取过程中容易造成的铬污染问题。
发明内容
针对现有技术存在的问题，本发明的目的在于提供一种从铬铁矿中提取铬的方法，所述方法采用铵盐焙烧技术，将铬铁矿与铵盐混合并在包括水蒸气和还原性气体的气氛中进行焙烧，然后将焙烧产物进行水浸处理，得到含三价铬的浸出液和浸出渣；所述方法铬的提取效率高，浸出渣排放量小，同时避免有毒的六价铬的产生，流程简单，无污染，具有较好的工业应用前景。
为达此目的，本发明采用以下技术方案：
本发明提供了一种从铬铁矿中提取铬的方法，所述方法包括以下步骤：
(1)将铬铁矿与铵盐混合后在包括水蒸气和还原性气体的气氛中进行焙烧，得到焙烧熟料和尾气；
(2)将步骤(1)得到的焙烧熟料与水混合进行浸出，固液分离，得到浸出液和浸出渣，所述浸出渣返回步骤(1)与铬铁矿混合。
本发明中，将铬铁矿与铵盐进行混合后在含有水蒸气和还原性气体的混合气氛中进行焙烧，可使铬铁矿中铬铁尖晶石物相的矿物分解，将其转化为相应的可溶于水的含铬化合物，同时，将铬铁矿中的铬转化为三价铬，然后通过水浸处理，固液分离，即可得到含三价铬的浸出液和浸出渣，得到的浸出渣还可返回与铬铁矿混合，从而使铬资源得到最大化利用。
本发明中，选择铵盐与含铬物料进行焙烧，焙烧过程中会产生氨气和含氢铵盐，而在焙烧时通入水蒸气可起到以下作用：一方面，抑制了含氢铵盐的进一步分解，提高了铵盐的利用率；另一方面，还会提高含氢铵盐的化学活性，进而促进含铬矿物的分解，增大铬的转化率。
本发明中，在焙烧时还通入还原性气体，可以在防止三价铬被氧化为六价铬，避免有毒六价铬的产生；同时将铬铁矿中的铁转化为二价铁，从而避免三价铁、三价铬与硫酸铵盐形成不溶性硫酸盐；另外，还原性气氛还可以抑制含氢铵盐的进一步分解以及氨气的产生。
该方法铬的提取效高，产出的浸出渣量小，且从源头上解决了六价铬的污染问题，具有较好的应用前景。
以下作为本发明优选的技术方案，但不作为本发明提供的技术方案的限制，通过以下技术方案，可以更好地达到和实现本发明的技术目的和有益效果。
作为本发明优选的技术方案，步骤(1)所述铬铁矿与铵盐混合前先依次进行干燥、破碎和球磨，得到含铬粉状物料。
优选地，所述含铬粉状物料的粒径为80～600目，例如80目、100目、150目、200目、250目、300目、350目、400目、450目、500目、550目或600目等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为200～400目。
本发明中，铬铁矿颗粒较大，先对其进行干燥、破碎和球磨处理，目的在于增大铬铁矿与铵盐的接触面积，使得后续反应时更加快速和充分。
作为本发明优选的技术方案，步骤(1)所述铬铁矿与铵盐的质量比为1:4～1:8，例如1:4、1:5、1:6、1:7或1:8等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用。
本发明中，铵盐的添加量对铬的浸出率影响较大。当铵盐的添加量过小时，反应不充分，会导致铬的浸出率明显降低；而当添加量过大时，铬的浸出率基本保持不变，反而铵盐的利用率降低，造成资源的浪费。
优选地，步骤(1)所述铵盐包括硫酸铵和/或硫酸氢铵，优选为硫酸铵。
本发明中，铵盐具体选择硫酸铵或硫酸氢铵时，前者在焙烧过程中会产生氨气和硫酸氢铵，因此，在焙烧时通入水蒸气，一方面，可抑制硫酸氢铵的进一步分解，提高了硫酸铵盐的利用率；另一方面，还会提高硫酸氢铵的化学活性，进而促进含铬矿物的分解，增大铬的转化率。
作为本发明优选的技术方案，步骤(1)所述焙烧的温度为250～500℃，例如250℃、300℃、330℃、350℃、380℃、425℃、450℃或500℃等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为300～400℃。
优选地，步骤(1)所述焙烧的时间为30～300min，例如30min、90min、150min、200min、250min或300min等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为100～180min。
作为本发明优选的技术方案，步骤(1)所述还原性气体包括氢气、氨气或一氧化碳中的任意一种或至少两种的组合，所述组合典型但非限制性实例有：氢气和氨气的组合，氢气、氨气和一氧化碳的组合，氨气和一氧化碳的组合等。
本发明中，在焙烧时通入还原性气体，可以在防止三价铬被氧化为六价铬，避免有毒六价铬的产生。
优选地，步骤(1)所述水蒸气的体积分数为20～80％，例如20％、25％、30％、35％、40％、50％、60％、70％或80％等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用。
作为本发明优选的技术方案，步骤(1)所述尾气包括氨气。
优选地，步骤(1)所述尾气采用吸收液进行吸收。
优选地，所述吸收液包括水。
优选地，所述吸收液循环使用，直至达到饱和。
本发明中，采用水吸收尾气可得到氨水，氨水可用于后续浸出液中铬的回收，实现氨的循环利用。
作为本发明优选的技术方案，步骤(2)所述浸出的时间为20～150min，例如20min、30min、40min、60min、80min、100min、130min或150min等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为60～120min。
优选地，步骤(2)所述浸出的温度为40～120℃，例如40℃、50℃、60℃、70℃、80℃、90℃、100℃、110℃或120℃等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为80～95℃。
优选地，步骤(2)所述浸出的液固比为1～15mL/g，例如1mL/g、2mL/g、3mL/g、4mL/g、5mL/g、6mL/g、7mL/g、8mL/g、9mL/g、10mL/g、11mL/g、12mL/g、13mL/g、14mL/g或15mL/g等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为2～3mL/g。
作为本发明优选的技术方案，步骤(2)所述浸出液经净化处理用于生产铬盐。
作为本发明优选的技术方案，步骤(2)所述浸出渣返回步骤(1)与铬铁矿的质量比为0.05:1～0.4:1，例如0.05:1、0.1:1、0.15:1、0.2:1、0.25:1、0.3:1、0.35:1或0.4:1等，但并不仅限于所列举的数值，该数值范围内其他未列举的数值同样适用，优选为0.1:1～0.2:1。
优选地，步骤(2)所述浸出渣还用于生产建筑材料和/或堆存。
本发明中，浸出渣的主要组成包括二氧化硅和硫酸钙，由于二氧化硅和硫酸钙的熔点较高，在焙烧过程添加浸出渣，可降低物料焙烧时的液相量，从而避免烧结过程中粘结和结圈问题。
作为本发明优选的技术方案，所述方法包括以下步骤：
(1)将铬铁矿依次进行干燥、破碎、球磨，得到粒径为80～600目的含铬粉状物料；然后，将得到的含铬粉状物料与铵盐进行混合，所述铵盐包括硫酸铵和/或硫酸氢铵，所述含铬粉状物料与铵盐的质量比为1:4～1:8，得到混合物料；将得到的混合物料在包括水蒸气和还原性气体的气氛下进行焙烧，所述水蒸气的体积分数为20～80％，焙烧温度为250～500℃，焙烧时间为30～300min，得到焙烧熟料和尾气，得到的尾气采用水进行吸收；
(2)将步骤(1)得到的焙烧熟料与水混合，液固比为1～15mL/g，在40～120℃下浸出20～150min，然后固液分离，得到浸出液和浸出渣，所述浸出液经净化用于生产铬盐，所述浸出渣返回步骤(1)与铬铁矿混合，其中，返回步骤(1)的浸出渣与铬铁矿的质量比为0.05:1～0.4:1，剩余的浸出渣用于生产建筑材料和/或堆存。
与现有技术相比，本发明具有以下有益效果：
(1)本发明将铬铁矿与铵盐混合后在包括水蒸气的还原性气氛下进行焙烧，将铬铁矿中铬铁尖晶石物相的矿物充分分解，转化为可溶于水的三价铬化合物，然后通过水浸将三价铬溶出，可使铬的浸出率提高到93％以上；并且通过进一步控制铬铁矿与铵盐混合时的质量比，以及水蒸气和还原性气体的体积分数比例，铬的浸出率均可达到96％以上，最高可达99.62％，浸出渣中铬的含量低于0.15wt％，且与传统氧化焙烧技术相比，浸出渣的排放量减小了97％，同时在进一步控制反应条件的情况下，铵盐的利用率可达98％以上，而且还避免了六价铬的产生，解决了铬污染的问题；
(2)本发明在焙烧过程添加返渣，解决了焙烧过程物料的粘结和结圈问题；
(3)本发明所述方法能耗低、流程简单、对设备要求低、环境友好、成本低，具有显著的经济效益。
附图说明
图1是本发明实施例1提供的从铬铁矿中提取铬的方法的工艺流程图。
具体实施方式
为更好地说明本发明，便于理解本发明的技术方案，下面对本发明进一步详细说明。但下述的实施例仅是本发明的简易例子，并不代表或限制本发明的权利保护范围，本发明保护范围以权利要求书为准。
本发明具体实施方式部分提供了一种从铬铁矿中提取铬的方法，所述方法包括以下步骤：
(1)将铬铁矿与铵盐混合后在包括水蒸气和还原性气体的气氛中进行焙烧，得到焙烧熟料和尾气；
(2)将步骤(1)得到的焙烧熟料与水混合进行浸出，固液分离，得到浸出液和浸出渣，所述浸出渣返回步骤(1)与铬铁矿混合。
以下为本发明典型但非限制性实施例：
实施例1：
本实施例提供了一种从铬铁矿中提取铬的方法，所述方法的工艺流程图如图1所示，包括以下步骤：
(1)将铬铁矿依次进行干燥、破碎、球磨，得到粒径为200目的含铬粉状物料；然后，将得到的含铬粉状物料与硫酸铵进行混合，所述含铬述粉状物料与硫酸铵的质量比为1:4，得到混合物料；将得到的混合物料在含水蒸气60vol.％、和氢气40vol.％的气氛下进行焙烧，焙烧温度为400℃，焙烧时间为240min，得到焙烧熟料和尾气，得到的尾气采用水进行吸收；
(2)将步骤(1)得到的焙烧熟料与水混合，液固比为6mL/g，在80℃下浸出120min，然后固液分离，得到浸出液和浸出渣，所述浸出液经净化用于生产铬盐，所述浸出渣返回步骤(1)与铬铁矿混合，其中，返回步骤(1)的浸出渣与铬铁矿的质量比为0.15:1，剩余的部分用于生产建筑材料。
实施例2：
本实施例提供了一种从铬铁矿中提取铬的方法，所述方法包括以下步骤：
(1)将铬铁矿依次进行干燥、破碎、球磨，得到粒径为80目的含铬粉状物料；然后，将得到的含铬粉状物料与硫酸铵进行混合，所述含铬述粉状物料与硫酸铵的质量比为1:6，得到混合物料；将得到的混合物料在含水蒸气20vol.％、和氨气80vol.％的气氛下进行焙烧，焙烧温度为350℃，焙烧时间为300min，得到焙烧熟料和尾气，得到的尾气采用水进行吸收；
(2)将步骤(1)得到的焙烧熟料与水混合，液固比为7mL/g，在60℃下浸出150min，然后固液分离，得到浸出液和浸出渣，所述浸出液经净化用于生产铬盐，所述浸出渣返回步骤(1)与铬铁矿混合，其中，返回步骤(1)的浸出渣与铬铁矿的质量比为0.1:1，剩余的部分用于生产建筑材料。
实施例3：
本实施例提供了一种从铬铁矿中提取铬的方法，所述方法包括以下步骤：
(1)将铬铁矿依次进行干燥、破碎、球磨，得到粒径为300目的含铬粉状物料；然后，将得到的含铬粉状物料与硫酸铵进行混合，所述含铬述粉状物料与硫酸铵的质量比为1:8，得到混合物料；将得到的混合物料在含水蒸气60vol.％、氢气15vol.％和氨气25vol.％的气氛下进行焙烧，焙烧温度为450℃，焙烧时间为100min，得到焙烧熟料和尾气，得到的尾气采用水进行吸收；
(2)将步骤(1)得到的焙烧熟料与水混合，液固比为10mL/g，在105℃下浸出60min，然后固液分离，得到浸出液和浸出渣，所述浸出液经净化用于生产铬盐，所述浸出渣返回步骤(1)与铬铁矿混合，其中，返回步骤(1)的浸出渣与铬铁矿的质量比为0.2:1，剩余的部分堆存处理。
实施例4：
本实施例提供了一种从铬铁矿中提取铬的方法，所述方法包括以下步骤：
(1)将铬铁矿依次进行干燥、破碎、球磨，得到粒径为400目的含铬粉状物料；然后，将得到的含铬粉状物料与硫酸铵进行混合，所述含铬述粉状物料与硫酸铵的质量比为1:7，得到混合物料；将得到的混合物料在含水蒸气20vol.％、氢气10vol.％、氨气30vol.％和一氧化碳40vol.％的气氛下进行焙烧，焙烧温度为300℃，焙烧时间为180min，得到焙烧熟料和尾气，得到的尾气采用水进行吸收；
(2)将步骤(1)得到的焙烧熟料与水混合，液固比为3mL/g，在95℃下浸出90min，然后固液分离，得到浸出液和浸出渣，所述浸出液经净化用于生产铬盐，所述浸出渣返回步骤(1)与铬铁矿混合，其中，返回步骤(1)的浸出渣与铬铁矿的质量比为0.1:1，剩余的部分堆存处理。
实施例5：
本实施例提供了一种从铬铁矿中提取铬的方法，所述方法包括以下步骤：
(1)将铬铁矿依次进行干燥、破碎、球磨，得到粒径为600目的含铬粉状物料；然后，将得到的含铬粉状物料与硫酸铵和硫酸氢铵进行混合，所述含铬述粉状物料与铵盐的质量比为1:5，所述硫酸铵和硫酸氢铵的质量比为1:1，得到混合物料；将得到的混合物料在含水蒸气35vol.％、和一氧化碳65vol.％的气氛下进行焙烧，焙烧温度为250℃，焙烧时间为30min，得到焙烧熟料和尾气，得到的尾气采用水进行吸收；
(2)将步骤(1)得到的焙烧熟料与水混合，液固比为15mL/g，在120℃下浸出20min，然后固液分离，得到浸出液和浸出渣，所述浸出液经净化用于生产铬盐，所述浸出渣返回步骤(1)与铬铁矿混合，其中，返回步骤(1)的浸出渣与铬铁矿的质量比为0.05:1，剩余的部分用于生产建筑材料。
实施例6：
本实施例提供了一种从铬铁矿中提取铬的方法，所述方法包括以下步骤：
(1)将铬铁矿依次进行干燥、破碎、球磨，得到粒径为480目的含铬粉状物料；然后，将得到的含铬粉状物料与硫酸氢铵进行混合，所述含铬述粉状物料与硫酸氢铵的质量比为1:7，得到混合物料；将得到的混合物料在含水蒸气50vol.％、氨气20vol.％和一氧化碳30vol.％的气氛下进行焙烧，焙烧温度为500℃，焙烧时间为165min，得到焙烧熟料和尾气，得到的尾气采用水进行吸收；
(2)将步骤(1)得到的焙烧熟料与水混合，液固比为1mL/g，在40℃下浸出100min，然后固液分离，得到浸出液和浸出渣，所述浸出液经净化用于生产铬盐，所述浸出渣返回步骤(1)与铬铁矿混合，其中，返回步骤(1)的浸出渣与铬铁矿的质量比为0.3:1，剩余的部分用于生产建筑材料。
实施例7：
本实施例提供了一种从铬铁矿中提取铬的方法，所述方法包括以下步骤：
(1)将铬铁矿依次进行干燥、破碎、球磨，得到粒径为550目的含铬粉状物料；然后，将得到的含铬粉状物料与硫酸氢铵进行混合，所述含铬述粉状物料与硫酸氢铵的质量比为1:4.5，得到混合物料；将得到的混合物料在含水蒸气20vol.％、氢气10vol.％和一氧化碳70vol.％的气氛下进行焙烧，焙烧温度为450℃，焙烧时间为80min，得到焙烧熟料和尾气，得到的尾气采用水进行吸收；
(2)将步骤(1)得到的焙烧熟料与水混合，液固比为12mL/g，在50℃下浸出20min，然后固液分离，得到浸出液和浸出渣，所述浸出液经净化用于生产铬盐，所述浸出渣返回步骤(1)与铬铁矿混合，其中，返回步骤(1)与的浸出渣铬铁矿的质量比为0.4:1，剩余的部分用于生产建筑材料。
实施例8：
本实施例提供了一种从铬铁矿中提取铬的方法，所述方法参照实施例1中的方法，区别仅在于：步骤(1)焙烧时的气氛为水蒸气10vol.％和氢气90vol.％。
实施例9：
本实施例提供了一种从含铬物料中提取铬的方法，所述方法参照实施例1中的方法，区别仅在于：步骤(1)焙烧时的气氛为水蒸气90vol.％和氢气10vol.％。
实施例10：
本实施例提供了一种从含铬物料中提取铬的方法，所述方法参照实施例1中的方法，区别仅在于：步骤(1)所述铬铁矿与铵盐的质量比为1:3。
对比例1：
本对比例提供了一种从铬铁矿中提取铬的方法，所述方法参照实施例1中的方法，区别仅在于：步骤(1)焙烧时的气氛为氧化性气氛空气。
采用电感耦合等离子光谱法测量实施例1-10和对比例1中得到的浸出液和浸出渣中的铬含量，并计算出铬的浸出率。
采用滴定法测量实施例1-10和对比例1中浸出液和吸收液中氨的含量，计算铵盐利用率。两种方法的测试结果见表1。
表1实施例1-10和对比例1中电感耦合等离子光谱法和滴定法的测量结果
Figure BDA0002659400530000121
综合上述实施例和对比例可以看出，本发明所述方法通过将铬铁矿与铵盐进行混合后在包括水蒸气和还原性气体的气氛中进行焙烧，得到焙烧熟料和尾气；将得到的焙烧熟料与水混合进行浸出，固液分离，得到浸出液和浸出渣。该方法通过进一步控制铬铁矿与铵盐混合时的质量比，以及焙烧时水蒸气与还原性气体的体积分数比例，使得铬的浸出率均可达到96％以上，浸出渣中铬的含量小于0.15wt％，且使铵盐的利用率达98％以上，所述方法操作简单、能耗低、成本低、避免有毒六价铬的产生，具有显著的环境和经济效益。
申请人声明，本发明通过上述实施例来说明本发明的详细方法，但本发明并不局限于上述详细方法，即不意味着本发明必须依赖上述详细方法才能实施。所属技术领域的技术人员应该明了，对本发明的任何改进，对本发明操作的等效替换及辅助操作的添加、具体方式的选择等，均落在本发明的保护范围和公开范围之内。

Claims (24)

1.一种从铬铁矿中提取铬的方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：
(1)将铬铁矿与铵盐混合后在包括水蒸气和还原性气体的气氛中进行焙烧，得到焙烧熟料和尾气；
所述铬铁矿与铵盐的质量比为1:4～1:8；
所述水蒸气的体积分数为20～80％；
所述铵盐包括硫酸铵和/或硫酸氢铵；
所述焙烧的温度为250～500℃；
(2)将步骤(1)得到的焙烧熟料与水混合进行浸出，固液分离，得到浸出液和浸出渣，所述浸出渣返回步骤(1)与铬铁矿混合；
所述浸出液中铬的浸出率均达到96％以上；
所述铵盐的利用率达98％以上。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述铬铁矿与铵盐混合前先依次进行干燥、破碎和球磨，得到含铬粉状物料。
3.根据权利要求2所述的方法，其特征在于，所述含铬粉状物料的粒径为80～600目。
4.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，所述含铬粉状物料的粒径为200～400目。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述铵盐为硫酸铵。
6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述焙烧的温度为300～400℃。
7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述焙烧的时间为30～300min。
8.根据权利要求7所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述焙烧的时间为100～180min。
9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述还原性气体包括氢气、氨气或一氧化碳中的任意一种或至少两种的组合。
10.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述尾气包括氨气。
11.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)所述尾气采用吸收液进行吸收。
12.根据权利要求11所述的方法，其特征在于，所述吸收液包括水。
13.根据权利要求11所述的方法，其特征在于，所述吸收液循环使用，直至达到饱和。
14.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述浸出的时间为20～150min。
15.根据权利要求14所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述浸出的时间为60～120min。
16.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述浸出的温度为40～120℃。
17.根据权利要求16所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述浸出的温度为80～95℃。
18.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述浸出的液固比为1～15mL/g。
19.根据权利要求18所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述浸出的液固比为2～3mL/g。
20.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述浸出液经净化处理用于生产铬盐。
21.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述浸出渣返回步骤(1)与铬铁矿的质量比为0.05:1～0.4:1。
22.根据权利要求21所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述浸出渣返回步骤(1)与铬铁矿的质量比为0.1:1～0.2:1。
23.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)所述浸出渣还用于生产建筑材料和/或堆存。
24.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述方法包括以下步骤：
(1)将铬铁矿依次进行干燥、破碎、球磨，得到粒径为80～600目的含铬粉状物料；然后，将得到的含铬粉状物料与铵盐进行混合，所述铵盐包括硫酸铵和/或硫酸氢铵，所述含铬粉状物料与铵盐的质量比为1:4～1:8，得到混合物料；将得到的混合物料在包括水蒸气和还原性气体的气氛下进行焙烧，所述水蒸气的体积分数为20～80％，焙烧温度为250～500℃，焙烧时间为30～300min，得到焙烧熟料和尾气，得到的尾气采用水进行吸收；
(2)将步骤(1)得到的焙烧熟料与水混合，液固比为1～15mL/g，在40～120℃下浸出20～150min，然后固液分离，得到浸出液和浸出渣，所述浸出液经净化用于生产铬盐，所述浸出渣返回步骤(1)与铬铁矿混合，其中，返回步骤(1)的浸出渣与铬铁矿的质量比为0.05:1～0.4:1，剩余的浸出渣用于生产建筑材料和/或堆存；
所述浸出液中铬的浸出率均达到96％以上；
所述铵盐的利用率达98％以上。
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Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN105347399A (zh) * 2014-08-21 2016-02-24 中国科学院过程工程研究所 一种硫酸铵焙烧分解铬铁矿浸出铬的方法
CN111455170A (zh) * 2020-03-11 2020-07-28 武汉理工大学 一种分离富集含铬污泥中铬的方法

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* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
IN184928B (zh) * 1992-01-10 2000-10-07 Council Scient Ind Res
CN102191374B (zh) * 2010-03-10 2012-11-21 中国科学院过程工程研究所 传统铬渣资源化的方法
CN102786091B (zh) * 2011-05-19 2014-11-19 长沙理工大学 一种不锈钢厂含铬废酸渣的应用处理方法
CN103937961A (zh) * 2014-04-15 2014-07-23 甘肃酒钢集团宏兴钢铁股份有限公司 一种铬铁矿回转窑磁化焙烧处理工艺

Patent Citations (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN105347399A (zh) * 2014-08-21 2016-02-24 中国科学院过程工程研究所 一种硫酸铵焙烧分解铬铁矿浸出铬的方法
CN111455170A (zh) * 2020-03-11 2020-07-28 武汉理工大学 一种分离富集含铬污泥中铬的方法

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