CN112794352A - 一种铁尾矿多组份资源化利用方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种铁尾矿多组份资源化利用方法,该方法是为解决铁尾矿常用利用方法中制砖、水泥等建材过程出现的产品致密性和强度低的问题,采用铁尾矿分级分选技术筛选出高含铝、硅原料,将其进行湿法浸出,浸出液经盐基调整得到聚合双酸铝产品,浸出渣经湿法浸出处理,洗涤干燥后得到白炭黑产品。该技术通过铁尾矿分级分选提高了所得原料的氧化铝和二氧化硅含量;采用湿法浸出工艺对原料进行酸性浸出和碱洗浸出,分别得到产品聚合双酸铝和白炭黑,提高了铝、硅的提取率,降低了酸耗。该方法具有系统灵活、适用面广、经济性好等优点。
Description
技术领域
本发明涉及一种铁尾矿资源化利用技术领域,具体地说是一种铁尾矿多组份资源化利用方法,属于工业固体废物综合利用技术领域。
背景技术
近年来,国家对工业固体废物的综合利用领域越来越重视,随着2018年5月国家工信部发布的《工业固体废物资源综合利用评价管理暂行办法》和《国家工业固体废物资源综合利用产品目录》,该办法旨在建立科学规范的工业固体废物资源综合利用评价机制,引导企业积极主动开展工业固体废物资源综合利用。该政策制度的实施推进了国内开展工业固体废物综合利用工作的实施,为相关工业固体废物的综合利用产业发展提供了有力支持。
众所周知,铁尾矿属于大宗工业固废之一,产生量大,难以处置,大部分堆存。就不完全统计,目前,国内铁尾矿累积十几亿吨,且每年仍然有三亿吨铁尾矿持续产生,它们的长期堆存,不仅浪费土地,而且对周边环境造成了严重的环境危害,亟待进行无害化、资源化处置。
目前,国内对铁尾矿的综合利用方式通常采用回填、作建材、作路基等,由于铁尾矿掺入比例限制及经济性较弱等难以满足国内铁尾矿日益增长的处置需求。
近年来,国内对铁尾矿的综合利用技术研发较多,如“一种利用铁尾矿生产聚合硫酸铝铁净水剂和硅胶的方法”(申请公布号CN 111072071 A)、“一种硫化铁尾矿吸附剂的制备方法”(申请公布号CN 109289755 A)、“利用铁尾矿制备椭球状硅酸锌复合吸附剂的方法”(公开号CN 101671073 A)等。以上技术均采用酸性或碱洗浸出的方法提取铝资源,制取混凝剂产品,技术可实现性较好。但存在铝提取率较低、酸耗高、成本较高等问题,其市场应用受限。对铁尾矿采用选择性破碎技术提高原料铝硅含量,然后进行酸性浸出,提高资源回收率和降低酸耗,并生产多种高附加值化工产品聚合双酸铝、聚合氯化铝及白炭黑,其中白炭黑纯度90%以上,具有良好的适用性和较高的应用价值。
发明内容
本发明主要解决的技术难题是提供一种铁尾矿多组份资源化利用方法,解决当前铁尾矿难以处置、综合利用成本高的难题。
本发明的目的是通过如下技术方案来实现的:
一种铁尾矿多组份资源化利用方法,该方法包括:
第一步:采用分级分选设备对铁尾矿进行粒度分级分选,依据铁尾矿中Al2O3和SiO2含量与强度呈负相关关系,分选出粒度的95~115目尾矿粒料,以提高分选后尾矿粒料的铝硅含量;
第二步:在加热炉内先加入尾矿粒料,然后按下述比例加入过量的质量分数20%的盐酸和质量分数30%的硫酸,在100~200℃温度条件下搅拌,使尾矿粒料与酸充分溶解反应;酸浸后降温至70-80℃、经过滤,滤渣备用,对浸出液加入碳酸钠调整溶液盐基度60%~80%,得到液体聚合双酸铝产品;或者是在加热炉内先加入尾矿粒料,然后加入一定质量分数60%的硫酸,在100~180℃温度条件下,搅拌使原料与酸充分溶解反应;酸浸后降温、过滤,滤渣备用,对浸出液加入碳酸钠调整溶液盐基度60%~80%,得到液体聚合氯化铝产品;
第三步:将第二步所得的滤渣经洗涤后再加入一定质量分数15%~25%的NaOH溶液,在100~180℃温度条件下,经搅拌进行充分反应,将溶液浓缩得到SiO2含量为5%~10%的水玻璃溶液,然后将水玻璃溶液中再加入30%的硫酸进行酸浸,最后对酸浸渣进行过滤、洗涤、干燥后得到白炭黑产品。
本发明中盐酸、硫酸的混合酸加入量按H+摩尔数计,H+总消耗量为1~8mol/mol Al离子。其中盐酸H+摩尔数与硫酸H+摩尔数比例为1:1.5~1:3。
本发明中60%硫酸加入量按H+摩尔数计,H+总消耗量为3~8mol/mol Al离子。
本发明中对铁尾矿原料混合酸浸出反应的温度为100~200℃,60%硫酸浸出反应的温度为100~180℃。
本发明中NaOH加入量为3~8mol/mol Al离子。
本发明提高了铝硅资源提取率,降低了酸耗,在一个工艺下同时产出聚合氯化铝、聚合双酸铝及白炭黑等高附加值产品,具有工艺系统灵活、适用面广、经济性好等优点。
附图说明
图1是本发明的一种铁尾矿资源化利用方法的技术流程图。
具体实施方式:
下面通过实施例进一步说明本发明,但本发明不受实施例的限制。
国内几种铁尾矿的化学成分如下表所示。
采用分级分选破碎机对铁尾矿进行破碎分选,依据铁尾矿中Al2O3和SiO2含量与强度呈负相关关系,分选出强度小的细粒,提高了分选后原料的铝硅含量。分选出的粒度小的细粒原料,即95~115目尾矿粒料,其中三氧化二铝含量在25%以上,二氧化硅含量40%以上。
实施例1
采用分级分选设备对铁尾矿进行粒度分级分选,依据铁尾矿中Al2O3和SiO2含量与强度呈负相关关系,分选出粒度的95~115目尾矿粒料,以提高分选后尾矿粒料的铝硅含量;
先在加热炉内加入一定量的尾矿粒料,然后在加热炉内按0.5mol/mol Al离子加入过量的质量分数20%的盐酸和1mol/mol Al离子质量分数30%的硫酸,在120℃条件下,搅拌使原料与酸充分溶解反应;酸浸后降温至80℃、趁热过滤,滤渣待用,对浸出液加入碳酸钠调整溶液盐基度60%,得到液体产品聚合双酸铝,纯度为96.7%。
滤渣洗涤后加入5mol/mol Al离子浓度为25%的NaOH溶液,反应后将溶液浓缩得到水玻璃溶液(SiO2含量10%),然后加入30%的硫酸进行酸浸,最后对酸浸渣进行洗涤、干燥得到白炭黑产品,纯度为91.0%,滤液可重复使用。
在加热炉内按3mol/mol Al离子加入质量分数60%的硫酸,在100℃条件下,搅拌使原料与酸充分溶解反应;酸浸后降温、过滤,对浸出液加入碳酸钠调整溶液盐基度60%,得到液体产品聚合氯化铝,纯度为97.8%。
实施例2
采用分级分选设备对铁尾矿进行粒度分级分选,依据铁尾矿中Al2O3和SiO2含量与强度呈负相关关系,分选出粒度的95~115目尾矿粒料,以提高分选后尾矿粒料的铝硅含量;
先在加热炉内加入一定量的尾矿粒料,然后在加热炉内按1mol/mol Al离子加入质量分数20%的盐酸和1.5mol/mol Al离子质量分数30%的硫酸,在130℃条件下,搅拌使原料与酸充分溶解反应;酸浸后降温至80℃、趁热过滤,滤渣待用,对浸出液加入碳酸钠调整溶液盐基度80%,得到液体产品聚合双酸铝,纯度为98.2%。
滤渣洗涤后加入4mol/mol Al离子浓度为20%的NaOH溶液,反应后将溶液浓缩得到水玻璃溶液(SiO2含量8%),然后加入30%的硫酸进行酸浸,最后对酸浸渣进行洗涤、干燥得到白炭黑产品,纯度为90.1%,滤液可重复使用。
在加热炉内按4mol/mol Al离子加入质量分数60%的硫酸,在120℃条件下,搅拌使原料与酸充分溶解反应;酸浸后降温、过滤,对浸出液加入碳酸钠调整溶液盐基度80%,得到液体产品聚合氯化铝,纯度为99.1%。
实施例3
采用分级分选设备对铁尾矿进行粒度分级分选,依据铁尾矿中Al2O3和SiO2含量与强度呈负相关关系,分选出粒度的95~115目尾矿粒料,以提高分选后尾矿粒料的铝硅含量;
先在加热炉内加入一定量的尾矿粒料,然后在加热炉内按1mol/mol Al离子加入质量分数20%的盐酸和2mol/mol Al离子质量分数30%的硫酸,在140℃条件下,搅拌使原料与酸充分溶解反应;酸浸后降温至80℃、趁热过滤,对浸出液加入碳酸钠调整溶液盐基度70%,得到液体产品聚合双酸铝,纯度为97.4%。
滤渣洗涤后加入3mol/mol Al离子浓度为15%的NaOH溶液,反应后将溶液浓缩得到水玻璃溶液(SiO2含量7%),然后加入30%的硫酸进行酸浸,最后对酸浸渣进行洗涤、干燥得到白炭黑产品,纯度为85.7%,滤液可重复使用。
在加热炉内按5mol/mol Al离子加入质量分数60%的硫酸,在120℃条件下,搅拌使原料与酸充分溶解反应;酸浸后降温、过滤,对浸出液加入碳酸钠调整溶液盐基度70%,得到液体产品聚合氯化铝,纯度为98.4%。
实施例4
采用分级分选设备对铁尾矿进行粒度分级分选,依据铁尾矿中Al2O3和SiO2含量与强度呈负相关关系,分选出粒度的95~115目尾矿粒料,以提高分选后尾矿粒料的铝硅含量;
先在加热炉内加入一定量的尾矿粒料,然后在加热炉内按1.5mol/mol Al离子加入质量分数20%的盐酸和2mol/mol Al离子质量分数30%的硫酸,在150℃条件下,搅拌使原料与酸充分溶解反应;酸浸后降温至80℃、趁热过滤,对浸出液加入碳酸钠调整溶液盐基度60%,得到液体产品聚合双酸铝,纯度为96.5%。
滤渣洗涤后加入6mol/mol Al离子浓度为15%的NaOH溶液,反应后将溶液浓缩得到水玻璃溶液(SiO2含量10%),然后加入30%的硫酸进行酸浸,最后对酸浸渣进行洗涤、干燥得到白炭黑产品,纯度为92.8%,滤液可重复使用。
在加热炉内按3.5mol/mol Al离子加入质量分数60%的硫酸,在130℃条件下,搅拌使原料与酸充分溶解反应;酸浸后降温、过滤,对浸出液加入碳酸钠调整溶液盐基度60%,得到液体产品聚合氯化铝,纯度为97.5%。
实施例5
采用分级分选设备对铁尾矿进行粒度分级分选,依据铁尾矿中Al2O3和SiO2含量与强度呈负相关关系,分选出粒度的95~115目尾矿粒料,以提高分选后尾矿粒料的铝硅含量;
先在加热炉内加入一定量的尾矿粒料,然后在加热炉内按1.5mol/mol Al离子加入质量分数20%的盐酸和2.5mol/mol Al离子质量分数30%的硫酸,在160℃条件下,搅拌使原料与酸充分溶解反应;酸浸后降温至80℃、趁热过滤,对浸出液加入碳酸钠调整溶液盐基度80%,得到液体产品聚合双酸铝,纯度为98.7%。
滤渣洗涤后加入7mol/mol Al离子浓度为20%的NaOH溶液,反应后将溶液浓缩得到水玻璃溶液(SiO2含量8%),然后加入30%的硫酸进行酸浸,最后对酸浸渣进行洗涤、干燥得到白炭黑产品,纯度为94.5%,滤液可重复使用。
在加热炉内按4.5mol/mol Al离子加入质量分数60%的硫酸,在150℃条件下,搅拌使原料与酸充分溶解反应;酸浸后降温、过滤,对浸出液加入碳酸钠调整溶液盐基度80%,得到液体产品聚合氯化铝,纯度为99.4%。
实施例6
采用分级分选设备对铁尾矿进行粒度分级分选,依据铁尾矿中Al2O3和SiO2含量与强度呈负相关关系,分选出粒度的95~115目尾矿粒料,以提高分选后尾矿粒料的铝硅含量;
先在加热炉内加入一定量的尾矿粒料,然后在加热炉内按1.5mol/mol Al离子加入质量分数20%的盐酸和3mol/mol Al离子质量分数30%的硫酸,在170℃条件下,搅拌使原料与酸充分溶解反应;酸浸后降温至80℃、趁热过滤,对浸出液加入碳酸钠调整溶液盐基度70%,得到液体产品聚合双酸铝,纯度为97.9%。
滤渣洗涤后加入8mol/mol Al离子浓度为25%的NaOH溶液,反应后将溶液浓缩得到水玻璃溶液(SiO2含量7%),然后加入30%的硫酸进行酸浸,最后对酸浸渣进行洗涤、干燥得到白炭黑产品,纯度为96.4%,滤液可重复使用。
在加热炉内按5.5mol/mol Al离子加入质量分数60%的硫酸,在160℃条件下,搅拌使原料与酸充分溶解反应;酸浸后降温、过滤,对浸出液加入碳酸钠调整溶液盐基度70%,得到液体产品聚合氯化铝,纯度为99.7%。
以上所述实施例仅为本发明的一种较佳实施例,并非限定本发明的保护范围。凡在本发明的原则之内,所作的任何修改、替换,均应包含在本发明的保护范围内。
Claims (5)
1.一种铁尾矿多组份资源化利用方法,该方法包括:
第一步:采用分级分选设备对铁尾矿进行粒度分级分选,依据铁尾矿中Al2O3和SiO2含量与强度呈负相关关系,分选出粒度的95~115目尾矿粒料,以提高分选后尾矿粒料的铝硅含量;
第二步:在加热炉内先加入尾矿粒料,然后按下述比例加入过量的质量分数20%的盐酸和质量分数30%的硫酸,在100~200℃温度条件下搅拌,使尾矿粒料与酸充分溶解反应;酸浸后降温至70-80℃、经过滤,滤渣备用,对浸出液加入碳酸钠调整溶液盐基度60%~80%,得到液体聚合双酸铝产品;或者是在加热炉内先加入尾矿粒料,然后加入一定质量分数60%的硫酸,在100~180℃温度条件下,搅拌使原料与酸充分溶解反应;酸浸后降温、过滤,滤渣备用,对浸出液加入碳酸钠调整溶液盐基度60%~80%,得到液体聚合氯化铝产品;
第三步:将第二步所得的滤渣经洗涤后再加入一定质量分数15%~25%的NaOH溶液,在100~180℃温度条件下,经搅拌进行充分反应,将溶液浓缩得到SiO2含量为5%~10%的水玻璃溶液,然后将水玻璃溶液中再加入30%的硫酸进行酸浸,最后对酸浸渣进行过滤、洗涤、干燥后得到白炭黑产品。
2.根据权利要求1所述的铁尾矿多组份资源化利用方法,其特征在于:盐酸、硫酸的混合酸加入量按H+摩尔数计,H+总消耗量为1~8 mol/mol Al离子,其中盐酸H+摩尔数与硫酸H+摩尔数比例为1:1.5~1:3。
3.根据权利要求1所述的铁尾矿多组份资源化利用方法,其特征在于:所述60%的硫酸加入量按H+摩尔数计,H+总消耗量为3~8 mol/mol Al离子。
4.根据权利要求1所述的铁尾矿多组份资源化利用方法,其特征在于:所述NaOH溶液的加入量为3~8 mol/mol Al离子。
5.根据权利要求1所述的铁尾矿多组份资源化利用方法,其特征在于:所述滤液是指能重复使用的滤液。
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Cited By (2)
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---|---|---|---|---|
CN113415863A (zh) * | 2021-07-02 | 2021-09-21 | 鞍钢集团矿业有限公司 | 一种利用铁尾矿同时制备絮凝剂和融雪剂的方法 |
CN114031335A (zh) * | 2021-11-30 | 2022-02-11 | 中交二公局第三工程有限公司 | 一种利用铁尾矿提高混凝土质量的方法 |
Citations (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN101164879A (zh) * | 2007-09-26 | 2008-04-23 | 东北大学 | 用铁尾矿生产白炭黑的方法 |
CN102515186A (zh) * | 2011-12-12 | 2012-06-27 | 昆明理工大学 | 一种回收硅的方法 |
CN111170372A (zh) * | 2019-09-11 | 2020-05-19 | 沈阳环境科学研究院 | 煤矸石高附加值综合利用方法 |
-
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Patent Citations (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN101164879A (zh) * | 2007-09-26 | 2008-04-23 | 东北大学 | 用铁尾矿生产白炭黑的方法 |
CN102515186A (zh) * | 2011-12-12 | 2012-06-27 | 昆明理工大学 | 一种回收硅的方法 |
CN111170372A (zh) * | 2019-09-11 | 2020-05-19 | 沈阳环境科学研究院 | 煤矸石高附加值综合利用方法 |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN113415863A (zh) * | 2021-07-02 | 2021-09-21 | 鞍钢集团矿业有限公司 | 一种利用铁尾矿同时制备絮凝剂和融雪剂的方法 |
CN114031335A (zh) * | 2021-11-30 | 2022-02-11 | 中交二公局第三工程有限公司 | 一种利用铁尾矿提高混凝土质量的方法 |
CN114031335B (zh) * | 2021-11-30 | 2022-09-13 | 中交二公局第三工程有限公司 | 一种利用铁尾矿提高混凝土质量的方法 |
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