CN116004936A - 红土镍矿酸浸渣的处理方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供了一种红土镍矿酸浸渣的处理方法。该处理方法包括：步骤S1，将包括红土镍矿酸浸渣、熔剂的原料在焙烧窑中进行氧化焙烧，得到高温焙砂和焙烧烟气；步骤S2，富氧空气中，将包括高温焙砂、第一燃料的原料在侧吹炉的熔炼熔化区进行初步熔炼，得到熔体和熔炼区烟气；步骤S3，还原气氛中，将包括熔体、还原剂、第二燃料的原料在侧吹炉的还原区进行还原熔炼，得到还原熔体和还原区烟气；以及步骤S4，将还原熔体在侧吹炉的电热沉降区进行渣铁分离，得到冶炼渣、铁水与电热沉降区烟气。以上处理方法有利于提高铁的回收率和铁水产品质量，整个流程能耗低、系统热利用率高，且上述处理方法简单、工艺成本低，收益高。
Description
技术领域
本发明涉及红土镍矿酸浸渣的处理技术领域，具体而言，涉及一种红土镍矿酸浸渣的处理方法。
背景技术
随着世界镍需求量的增加及硫化镍矿资源日益减少，从红土镍矿中获取镍资源逐渐成为研究热点，随着瑞木、力勤等湿法项目达产，形成大量难以处理的湿法浸出渣堆存，造成严重的环境污染。迄今为止，针对红土镍矿浸出渣还没有有效的回收利用工业实例，主要以尾矿库堆存和深海填埋为主。现有研究中，如论文“从红土镍矿酸浸渣中回收铁矿物的试验研究”、“镍红土矿加压浸出渣磁化焙烧-弱磁选铁精矿的研究”、“镍红土矿酸浸渣生物质磁化赔烧-磁选回收铁精矿试验研究”对红土镍矿酸浸渣进行处理，但由于浸出渣粒度细，铁回收率低，所选铁精矿往往不能达到标准要求。
发明内容
本发明的主要目的在于提供一种红土镍矿酸浸渣的处理方法，以解决现有技术中从红土镍矿酸浸渣中回收铁精矿存在铁回收率低以及铁水品质差的问题。
为了实现上述目的，根据本发明的一个方面，提供了一种红土镍矿酸浸渣的处理方法，该处理方法包括：步骤S1，将包括红土镍矿酸浸渣、熔剂的原料在焙烧窑中进行氧化焙烧，得到高温焙砂和焙烧烟气；步骤S2，富氧空气中，将包括高温焙砂、第一燃料的原料在侧吹炉的熔炼熔化区进行初步熔炼，得到熔体和熔炼区烟气；步骤S3，还原气氛中，将包括熔体、还原剂、第二燃料的原料在侧吹炉的还原区进行还原熔炼，得到还原熔体和还原区烟气；以及步骤S4，将还原熔体在侧吹炉的电热沉降区进行渣铁分离，得到冶炼渣、铁水与电热沉降区烟气。
进一步地，上述步骤S3中，还原气氛为强还原气氛，强还原气氛包括一氧化碳和二氧化碳，一氧化碳与强还原气氛的体积比为60～90:100。
进一步地，上述步骤S3中，还原剂的质量为红土镍矿酸浸渣干基质量的15～25wt％，优选还原剂选自煤粉、焦粉、活性炭粉、石墨中的任意一种或多种。
进一步地，上述步骤S3中，还原熔炼的温度为1450～1550℃，优选还原熔炼的时间为0.5～2.5h；优选第二燃料选自天然气、煤气、煤粉、重油、热解油、生物质油中的任意一种或多种。
进一步地，上述步骤S1中，氧化焙烧的温度为800～1200℃，优选氧化焙烧的脱硫率＞90％，优选将焙烧烟气经余热锅炉回收余热，收尘净化后达标排放。
进一步地，上述熔剂与红土镍矿酸浸渣的质量比为5～20:100，优选熔剂为石灰石和/或生石灰，优选控制冶炼渣中CaO与SiO2的质量比为0.5～1.5：1。
进一步地，上述步骤S2中，初步熔炼的温度为1450～1550℃，优选初步熔炼的时间为0.5～2.5h，优选将熔炼区烟气经余热锅炉回收余热，收尘净化后达标排放；优选步骤S2中，富氧空气中的氧气含量为50～100％，优选富氧空气的喷吹压力为0.2～0.6MPa；优选第一燃料选自天然气、煤气、煤粉、重油、热解油、生物质油中的任意一种或多种。
进一步地，上述还原区烟气与电热沉降区烟气合并后经余热锅炉回收余热，再经收尘净化后得到煤气，其中50～100％的煤气送回焙烧窑作为焙烧窑的热源，剩余的煤气可采用煤气锅炉生产蒸汽；优选将熔炼区烟气、还原区烟气、电热沉降区烟气及焙烧烟气经余热锅炉回收过程产生的蒸汽、煤气锅炉生产的蒸汽合并后进行发电。
进一步地，将上述熔炼区烟气、还原区烟气、电热沉降区烟气及焙烧烟气经电收尘得到的烟尘进行制粒后，返回焙烧窑。
进一步地，上述步骤S4中，电热沉降区中渣铁分离的温度为1450～1600℃。
应用本申请的技术方案，将红土镍矿酸浸渣、溶剂送入回转窑氧化焙烧进行脱硫和脱除水分(可以将冶炼系统的返尘经配料后一起送入焙烧窑)，氧化焙烧的脱硫率＞95％，氧化焙烧过程所涉及硫元素化学反应如下：
Fe2(SO4)3＝Fe2O3+3SO2+1.5O2
Cr2(SO4)3＝Cr2O3+3SO2+1.5O2
Al2(SO4)3＝Al2O3+3SO2+1.5O2
4FeS+11O2＝2Fe2O3+8SO2
送至侧吹炉(侧吹熔池熔炼装置)的熔炼熔化区的高温焙砂通过燃料和富氧空气提供的大量热量迅速熔化，形成熔体向侧吹炉的还原区转移，在还原气氛中，通过还原剂将熔体中的金属深度还原得到包括金属和渣的还原熔体。该还原熔体随后流入电热沉降区使渣中金属铁进一步沉降分离后通过渣口放出冶炼渣并水淬得到无害化玻璃渣，铁水通过金属口放出铸锭外售，铁回收率为95％以上，生铁含硫＜0.03％。以上处理方法有利于提高铁的回收率和铁水产品质量，整个流程产生的烟气余热可以进行充分回收，从而降低能耗、提高系统热利用率，无害玻璃渣可以作为建材利用，且上述处理方法简单、工艺成本低，收益高。
附图说明
构成本申请的一部分的说明书附图用来提供对本发明的进一步理解，本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明，并不构成对本发明的不当限定。在附图中：
图1示出了根据本发明的实施例1提供的一种红土镍矿酸浸渣的处理工艺流程图；
图2示出了根据本发明的实施例1提供的一种侧吹炉装置图。
其中，以上附图包括以下附图标记：
1、熔炼熔化区；2、还原区；3、电热沉降区；101、加料口；102、熔炼区烟气出口；103、双通道喷枪；201、三通道喷枪；202、还原区烟气出口；301、电极；302、电热沉降区烟气出口；303、冶炼渣出口；304、铁水出口。
具体实施方式
需要说明的是，在不冲突的情况下，本申请中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。下面将参考附图并结合实施例来详细说明本发明。
如背景技术所分析的，现有技术中从红土镍矿酸浸渣中回收铁精矿存在铁回收率低以及铁水品质差的问题，为解决该技术问题，本发明提供了一种红土镍矿酸浸渣的处理方法。
在本申请的一种典型的实施方式中，提供了一种红土镍矿酸浸渣的处理方法，该处理方法包括：步骤S1，将包括红土镍矿酸浸渣、熔剂的原料在焙烧窑中进行氧化焙烧，得到高温焙砂和焙烧烟气；步骤S2，富氧空气中，将包括高温焙砂、第一燃料的原料在侧吹炉的熔炼熔化区进行初步熔炼，得到熔体和熔炼区烟气；步骤S3，还原气氛中，将包括熔体、还原剂、第二燃料的原料在侧吹炉的还原区进行还原熔炼，得到还原熔体和还原区烟气；以及步骤S4，将还原熔体在侧吹炉的电热沉降区进行铁渣分离，得到冶炼渣、铁水与电热沉降区烟气。
将红土镍矿酸浸渣、溶剂送入焙烧窑氧化焙烧进行脱硫和脱除水分(可以将冶炼系统的返尘经配料后一起送入焙烧窑)，氧化焙烧的脱硫率＞95％，氧化焙烧过程所涉及硫元素化学反应如下：
Fe2(SO4)3＝Fe2O3+3SO2+1.5O2
Cr2(SO4)3＝Cr2O3+3SO2+1.5O2
Al2(SO4)3＝Al2O3+3SO2+1.5O2
4FeS+11O2＝2Fe2O3+8SO2
送至侧吹炉的熔炼熔化区的高温焙砂通过燃料和富氧空气提供的大量热量迅速熔化，形成熔体向侧吹炉的还原区转移，在还原气氛中，通过还原剂将熔体中的金属深度还原得到包括金属和渣的还原熔体。该还原熔体随后流入电热沉降区使渣中金属铁进一步沉降分离后通过渣口放出冶炼渣并水淬得到无害化玻璃渣，铁水通过金属口放出铸锭外售，铁回收率为95％以上，生铁含硫＜0.03％。以上处理方法有利于提高铁的回收率和铁水产品质量，整个流程产生的烟气余热可以进行充分回收，从而降低能耗、提高系统热利用率，无害玻璃渣可以作为建材利用，且上述处理方法简单、工艺成本低，收益高。
优选采用保温料罐将焙烧窑所得高温焙砂送至侧吹炉进行熔炼，从而尽可能地降低能耗。
优选上述焙烧窑产生的高温焙砂可以采用冷却设备冷却后再送侧吹炉(侧吹熔池熔炼装置)进行熔炼。在电力充沛的地区，也可以采用电炉熔炼装置代替侧吹熔池熔炼装置。
在本申请的一种实施例中，上述步骤S3中，还原气氛为强还原气氛，强还原气氛包括一氧化碳和二氧化碳，一氧化碳与强还原气氛的体积比为60～90:100，如60:100，70:100，80:100，90:100。
在以上还原气氛中有利于提高金属的还原效率和效果，从而尽可能地将红土镍矿酸浸渣中的铁还原为铁单质。
优选上述步骤S3中，还原剂的质量为红土镍矿酸浸渣干基质量的15～25wt％，优选还原剂选自煤粉、焦粉、活性炭粉、石墨中的任意一种或多种，从而助于确保还原剂与熔体的充分接触，并尽可能地将其中的铁离子还原为铁单质。
在本申请的一种实施例中，上述步骤S3中，还原熔炼的温度为1450～1550℃，优选还原熔炼的时间为0.5～2.5h；优选第二燃料选自天然气、煤气、煤粉、重油、热解油、生物质油中的任意一种或多种。
以上还原熔炼的条件有利于提高红土镍矿酸浸渣中氧化铁的还原效率和还原程度，进而提高铁的回收率和产品质量。
优选上述步骤S1中，氧化焙烧的温度为800～1200℃，优选氧化焙烧的脱硫率＞90％，优选将焙烧烟气经余热锅炉回收余热，收尘净化后达标排放。上述氧化焙烧的条件有利于提高红土镍矿酸浸渣中脱硫和脱除水分的效率。红土镍矿酸浸渣的组成以氧化铁为主要成分，优选的上述红土镍矿酸浸渣更适合在本申请的上述处理方法中得到高回收率和高品质的铁。
以上红土镍矿酸浸渣未行业内普遍存在的红土镍矿酸浸渣，其主要的铁金属元素的含量在35～60％之间。
优选熔剂与红土镍矿酸浸渣的质量比为5～20:100，优选熔剂为石灰石和/或生石灰，优选控制冶炼渣中CaO与SiO2的质量比为0.5～1.5：1。
熔剂本身具有酸性或者碱性，熔剂与红土镍矿酸浸渣中的杂质通过酸碱相互作用形成低熔点炉渣，才能使红土镍矿酸浸渣中的杂质与铁金属分离，优选的上述质量比有利于尽可能地将红土镍矿酸浸渣中的铁金属分离出来。优选石灰石和/或生石灰作为熔剂有利于更好的调节红土镍矿酸浸渣产生的渣型和熔点，提高红土镍矿酸浸渣的熔化效率，并有利于降低熔剂成本。控制冶炼渣中CaO与SiO2的质量比有利于降低熔渣的粘度和熔点。
在本申请的一种实施例中，上述步骤S2中，初步熔炼的温度为1450～1550℃，优选初步熔炼的时间为0.5～2.5h，优选将熔炼区烟气经余热锅炉回收余热，收尘净化后达标排放。
上述初步熔炼有利于将红土镍矿酸浸渣中的固体进行尽可能地熔化，从而为还原熔炼奠定基础，有利于在较低的还原熔炼温度下提高对铁的选择性还原，从而为较高的铁精矿品位做准备。优选熔炼区烟气经余热锅炉回收余热，有助于提高能量的利用率，降低能耗成本并减少对环境的危害。
优选上述步骤S2中，富氧空气中的氧气含量为50～100％，优选富氧空气的喷吹压力为0.2～0.6MPa；优选第一燃料选自天然气、煤气、煤粉、重油、热解油、生物质油中的任意一种或多种，从而为初步熔炼提供充足的热量，使红土镍矿酸浸渣快速熔化，进而有利于降低还原熔炼过程的还原温度，进而降低能耗。且在上述喷吹压力和富氧条件下，红土镍矿酸浸渣具有更好的还原熔炼效果，且能耗较低，铁的选择性还原程度更高。在实际操作过程中，可以通过压过空气和氧气配合使用得到富氧空气。
优选的上述燃料来源广泛，可以降低成本，当然本领域技术人员也可以选择其它合适的燃料，在此不再赘述。
在本申请的一种实施例中，上述还原区烟气与电热沉降区烟气合并后经余热锅炉回收余热，再经收尘净化后得到煤气，其中50～100％的煤气送回焙烧窑作为焙烧窑的热源，剩余的煤气可采用煤气锅炉生产蒸汽；优选将熔炼区烟气、还原区烟气、电热沉降区烟气及焙烧烟气经余热锅炉回收过程产生的蒸汽、煤气锅炉生产的蒸汽合并后进行发电。
上述处理方法过程中产生烟气余热得到充分回收，能耗低、系统热利用率高。
优选将熔炼区烟气、还原区烟气、电热沉降区烟气及焙烧烟气经电收尘得到的烟尘进行制粒后，返回焙烧窑作为返尘用于焙烧窑的配料系统。
在本申请的一种实施例中，上述步骤S4中，电热沉降区中渣铁分离的温度为1450～1600℃。
以上温度有利于提高铁水与冶炼渣的分离效率和效果。
以下将结合具体实施例，对本申请的有益效果进行说明。
实施例1
采用图2所示的侧吹炉并根据图1所示的工艺流程对红土镍矿酸浸渣进行处理，红土镍矿酸浸渣的组成及含量如下：
| 组分 | TFe | FeO | <![CDATA[Fe<sub>2</sub>O<sub>3</sub>]]> | Ni | Co | Cr | <![CDATA[SiO<sub>2</sub>]]> | <![CDATA[TiO<sub>2</sub>]]> | <![CDATA[Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub>]]> |
| 含量 | 51.38 | 0.53 | 72.81 | 0.16 | 0.0024 | 2.86 | 7.97 | 0.12 | 4.26 |
| 组分 | CaO | MgO | Mn | <![CDATA[K<sub>2</sub>O]]> | <![CDATA[Na<sub>2</sub>O]]> | P | S | C | Ig |
| 含量 | 0.038 | 0.56 | 0.22 | 0.0054 | 0.023 | 0.010 | 2.01 | 0.034 | 8.56 |
将50万t/a红土镍矿浸出渣、～4万t/a生石灰送入焙烧窑，在1000℃下氧化焙烧脱硫脱水，得到高温焙砂，通过加料口101将所得高温焙砂送至侧吹炉的熔炼熔化区1进行初步熔炼，熔炼用双通道喷枪103，喷枪内层通道喷吹富氧空气，外层通道喷吹煤粉，控制熔炼熔化区1的温度为1450℃，得到熔体，熔炼区烟气出口102得到熔炼区烟气。熔体流向还原区2，还原区设有三通道喷枪201、还原区烟气出口202，其喷枪内层通道喷吹烟煤还原剂10万t/a，中间通道喷吹富氧空气(氧气含量为80％，富氧空气的喷吹压力为0.5MPa)，外层通道喷吹煤粉，控制还原区温度1450℃，还原气氛VCO/V(CO+CO2)＝80％，得到还原熔体和还原区烟气。还原熔体流向电热沉降区3，通过电热沉降区的电极301升温至1500℃，铁水出口304得到约25.0万t/a铁水，冶炼渣出口303得到冶炼渣为无害渣，铁回收率～97.3％，铁水含硫～0.01％；电热沉降区烟气出口302得到的电热沉降区烟气。
熔炼区烟气经余热锅炉回收余热，收尘净化后达标排放。还原区烟气与电热沉降区烟气合并后经余热锅炉回收余热，再经收尘净化后得到煤气约50.6万t/a，其中65％的煤气送回焙烧窑作为焙烧窑的热源，剩余的煤气送煤气锅炉生产蒸汽。将熔炼区烟气、还原区烟气、电热沉降区烟气经余热锅炉回收过程产生的蒸汽、煤气锅炉生产的蒸汽合并后进行发电。
实施例2
与实施例1的区别在于，烟煤还原剂9万t/a，最终得到约24.2万t/a铁水。
实施例3
与实施例1的区别在于，烟煤还原剂12.5万t/a，最终得到约25.2万t/a铁水。
实施例4
与实施例1的区别在于，氧化焙烧的温度为800℃，还原气氛VCO/V(CO+CO2)＝90％，最终得到约25.1万t/a铁水。
实施例5
与实施例1的区别在于，氧化焙烧的温度为1200℃，还原气氛VCO/V(CO+CO2)＝60％，最终得到约24.8万t/a铁水。
实施例6
与实施例1的区别在于，初步熔炼的温度为1550℃，还原熔炼的温度为1550℃，通过电热沉降区的电极301升温至1600℃，最终得到约25.3万t/a铁水。
实施例7
与实施例1的区别在于，将50万t/a红土镍矿浸出渣、～3万t/a生石灰送入焙烧窑，在900℃下氧化焙烧脱硫脱水。所得高温焙砂送至侧吹炉，控制熔炼熔化区及还原区温度均为1450℃，还原区VCO/V(CO+CO2)＝80％，还原区烟煤还原剂喷入量为9.5万t/a，电热沉降区温度1500℃，得到约24.6万t/a铁水，收集净化煤气约40.8万t/a，其中73％用于焙烧窑焙烧，其余送煤气锅炉产蒸汽。
对比例1
与实施例1的区别在于，不对红土镍矿酸浸渣进行氧化焙烧，将红土镍矿酸浸渣直接在侧吹炉中进行初步熔炼、还原熔炼和分离，控制还原区VCO/V(CO+CO2)＝50％，还原区烟煤还原剂喷入量为8万t/a，最终得到约23.5万t/a铁水。
将上述实施例1至7、对比例1得到的铁水含硫率和铁回收率列于表1。
表1
从以上的描述中，可以看出，本发明上述的实施例实现了如下技术效果：
将红土镍矿酸浸渣、溶剂送入焙烧窑氧化焙烧进行脱硫和脱除水分(可以将冶炼系统的返尘经配料后一起送入焙烧窑)，氧化焙烧的脱硫率＞95％，氧化焙烧过程所涉及硫元素化学反应如下：
Fe2(SO4)3＝Fe2O3+3SO2+1.5O2
Cr2(SO4)3＝Cr2O3+3SO2+1.5O2
Al2(SO4)3＝Al2O3+3SO2+1.5O2
4FeS+11O2＝2Fe2O3+8SO2
送至侧吹炉的熔炼熔化区的高温焙砂通过燃料和富氧空气提供的大量热量迅速熔化，形成熔体向侧吹炉的还原区转移，在还原气氛中，通过还原剂将熔体中的金属深度还原得到包括金属和渣的还原熔体。该还原熔体随后流入电热沉降区使渣中金属铁进一步沉降分离后通过渣口放出冶炼渣并水淬得到无害化玻璃渣，铁水通过金属口放出铸锭外售，铁回收率为95％以上，生铁含硫＜0.03％。以上处理方法有利于提高铁的回收率和铁水产品质量，整个流程产生的烟气余热可以进行充分回收，从而降低能耗、提高系统热利用率，无害玻璃渣可以作为建材利用，且上述处理方法简单、工艺成本低，收益高。
以上所述仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，对于本领域的技术人员来说，本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (10)
1.一种红土镍矿酸浸渣的处理方法，其特征在于，所述处理方法包括：
步骤S1，将包括红土镍矿酸浸渣、熔剂的原料在焙烧窑中进行氧化焙烧，得到高温焙砂和焙烧烟气；
步骤S2，富氧空气中，将包括所述高温焙砂、第一燃料的原料在侧吹炉的熔炼熔化区进行初步熔炼，得到熔体和熔炼区烟气；
步骤S3，还原气氛中，将包括所述熔体、还原剂、第二燃料的原料在侧吹炉的还原区进行还原熔炼，得到还原熔体和还原区烟气；以及
步骤S4，将所述还原熔体在侧吹炉的电热沉降区进行渣铁分离，得到冶炼渣、铁水与电热沉降区烟气。
2.根据权利要求1所述的处理方法，其特征在于，所述步骤S3中，所述还原气氛为强还原气氛，所述强还原气氛包括一氧化碳和二氧化碳，所述一氧化碳与所述强还原气氛的体积比为60～90:100。
3.根据权利要求1或2所述的处理方法，其特征在于，所述步骤S3中，所述还原剂的质量为所述红土镍矿酸浸渣干基质量的15～25wt％，优选所述还原剂选自煤粉、焦粉、活性炭粉、石墨中的任意一种或多种。
4.根据权利要求1至3中任一项所述的处理方法，其特征在于，所述步骤S3中，所述还原熔炼的温度为1450～1550℃，优选所述还原熔炼的时间为0.5～2.5h；
优选所述第二燃料选自天然气、煤气、煤粉、重油、热解油、生物质油中的任意一种或多种。
5.根据权利要求1至4中任一项所述的处理方法，其特征在于，所述步骤S1中，所述氧化焙烧的温度为800～1200℃，优选所述氧化焙烧的脱硫率＞90％，优选将所述焙烧烟气经余热锅炉回收余热，收尘净化后达标排放。
6.根据权利要求1至4中任一项所述的处理方法，其特征在于，所述熔剂与所述红土镍矿酸浸渣的质量比为5～20:100，优选所述熔剂为石灰石和/或生石灰，优选控制所述冶炼渣中CaO与SiO2的质量比为0.5～1.5：1。
7.根据权利要求1至4中任一项所述的处理方法，其特征在于，所述步骤S2中，所述初步熔炼的温度为1450～1550℃，优选所述初步熔炼的时间为0.5～2.5h，优选将所述熔炼区烟气经余热锅炉回收余热，收尘净化后达标排放；
优选所述步骤S2中，所述富氧空气中的氧气含量为50～100％，优选所述富氧空气的喷吹压力为0.2～0.6MPa；
优选所述第一燃料选自天然气、煤气、煤粉、重油、热解油、生物质油中的任意一种或多种。
8.根据权利要求1至4中任一项所述的处理方法，其特征在于，所述还原区烟气与所述电热沉降区烟气合并后经余热锅炉回收余热，再经收尘净化后得到煤气，其中50～100％的所述煤气送回所述焙烧窑作为所述焙烧窑的热源，剩余的所述煤气可采用煤气锅炉生产蒸汽；
优选将所述熔炼区烟气、所述还原区烟气、所述电热沉降区烟气及所述焙烧烟气经余热锅炉回收过程产生的蒸汽、所述煤气锅炉生产的蒸汽合并后进行发电。
9.根据权利要求8所述的处理方法，其特征在于，将所述熔炼区烟气、所述还原区烟气、所述电热沉降区烟气及所述焙烧烟气经电收尘得到的烟尘进行制粒后，返回所述焙烧窑。
10.根据权利要求1至4中任一项所述的处理方法，其特征在于，所述步骤S4中，所述电热沉降区中所述渣铁分离的温度为1450～1600℃。
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