CN116426745A - 一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法，包括以下步骤：(1)将红土镍矿浸出渣浮选，脱水，加入还原剂，磁化还原焙烧，得到还原碚砂；(2)将步骤(1)得到的所述还原碚砂调浆后进行磁选，得到一级铁精矿和尾渣；(3)将步骤(2)得到的所述一级铁精矿进行粒度分级，得到细粒级铁精矿和二级铁精矿；(4)将步骤(3)得到的所述细粒级铁精矿进行除杂、脱水、过滤，得到磁性重介质粉。该方法能对红土镍矿浸出渣中的有价成分进行回收，实现红土镍矿浸出渣的资源化，减少对红土镍矿浸出渣深海填埋、直接填埋及筑坝干堆带来的环境污染及社会负面影响。
Description
技术领域
本发明属于矿产资源综合利用技术领域，特别涉及一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法。
背景技术
新能源在能源结构中占比越来越大，其中以新能源电动汽车行业为代表的新能源产业发展迅速。新能源电动汽车行业的迅猛发展使得对动力电池的需求量也将不断增大，对金属镍钴锰锂等需求日益增多，尤其是镍的需求达到历史最高峰，未来需求更是供不应求。
随着世界镍需求的急剧上升，镍价大幅上涨，作为提取镍的矿石，主要是硫化镍矿和红土镍矿。红土镍矿冶炼工艺主要为两种，分别为湿法冶炼和火法冶炼，是生产镍产品的两种主要方式。
然而上述湿法冶炼产生大量的红土镍矿浸出渣，其中含铁矿物是浸出渣中的主要矿物。铁矿物又以赤铁矿、褐铁矿为主，占含铁矿物总量95％以上，一般来讲浸出渣中含铁40％以上。浸出渣采用尾矿库堆存，存在巨大资源浪费。此外，直接对红土镍矿浸出渣进行填埋堆放会导致污染土壤，随着雨水及地下水的冲洗，会使水体的pH发生变化，破坏自然缓冲作用抑制微生物生长，妨碍水体自净，使水质恶化，土壤酸化，影响农作物正常生长。
因此开发红土镍矿浸出渣的综合利用方法对红土镍矿浸出渣中的有价成分进行回收就尤为重要。
发明内容
本发明旨在至少解决现有技术中存在的技术问题之一。为此，本发明提出一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法，该方法能对红土镍矿浸出渣中的有价成分进行回收，实现红土镍矿浸出渣的资源化，减少对红土镍矿浸出渣深海填埋、直接填埋及筑坝干堆带来的环境污染及社会负面影响。
本发明的上述技术目的是通过以下技术方案得以实现的：
一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法，包括以下步骤：
(1)将红土镍矿浸出渣浮选，脱水，加入还原剂，磁化还原焙烧，得到还原碚砂；
(2)将步骤(1)得到的所述还原碚砂调浆后进行磁选，得到一级铁精矿和尾渣；
(3)将步骤(2)得到的所述一级铁精矿进行粒度分级，得到细粒级铁精矿和二级铁精矿；
(4)将步骤(3)得到的所述细粒级铁精矿进行除杂、脱水、过滤，得到磁性重介质粉。
优选的，步骤(1)中，所述浮选用到的工艺为反浮选工艺，所述反浮选工艺包括对红土镍矿浸出渣进行调浆，然后加入pH调节剂、抑制剂及铵离子捕收剂，抛除红土镍矿浸出渣中的钙及硫，其中，加入pH调节剂调节浆料的pH为7-10。
优选的，步骤(1)中，所述脱水为装置采用浓密机和压滤机进行两级脱水。
优选的，步骤(1)中，所述磁化还原焙烧的温度为700-950℃，时间为30-120min。
优选的，步骤(1)中，所述磁化焙烧产生烟尘经集尘装置收集后返回利用，并对产生的尾气脱硫、脱硝处理合格后外排。
优选的，步骤(1)中，所述还原剂的用量为8％-15％。
优选的，步骤(1)中，所述还原剂为有机木屑、高炉灰及粉煤灰中的至少一种。
优选的，步骤(2)中，所述调浆后的浓度为20％-40％。
优选的，步骤(2)中，所述磁选的磁场强度为100-300kA/m。
优选的，步骤(3)中，得到的所述细粒级铁精矿的粒度低于325目的占比>90％。
优选的，步骤(3)中，得到的所述二级铁精矿还经过浓缩脱水及过滤处理，得到的液体回到步骤(2)进行磁选。
优选的，步骤(4)中，所述除杂依次包括浮选除杂及重选除杂。
优选的，步骤(4)中，所述浮选除杂用到的工艺为反浮选脱铝工艺，所述反浮选脱铝工艺包括对所述细粒级铁精矿调浆，然后加入pH调节剂、抑制剂及阴离子捕收剂，浮选除杂得到浮选精矿和浮选尾渣，所述浮选尾渣与步骤(2)得到的尾渣混合，其中，加入pH调节剂调节浆料的pH为7-10。
优选的，步骤(4)中，对所述细粒级铁精矿调浆后的浓度为20％-40％。
优选的，步骤(4)中，所述重选除杂是指对得到的浮选精矿进行重选得到重选精矿与重选尾渣，所述重选尾渣与步骤(2)得到的尾渣混合。
优选的，步骤(4)中，所述重选精矿经过脱水得到含水率小于10％的磁性重介质粉。
优选的，一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法，包括以下步骤：
(1)将红土镍矿浸出渣进行浮选抛出钙、硫，其中钙、硫主要以硫酸钙石膏形式抛除；
(2)将浮选后浸出渣脱水后混合还原剂进行磁化还原焙烧，得到还原碚砂；
(3)将还原碚砂打散调浆后进行磁选，得到一级铁精矿和尾渣；
(4)对一级铁精矿进行粒度分级，得到细粒级铁精矿和二级铁精矿；
(5)对细粒级铁精矿进行浮选除杂，除去部分铝，部分铝进入尾渣；
(6)浮选除杂后进行重选除杂，部分夹杂密度较低的矿物及泥化矿物进入尾渣；
(7)重选除杂后产物进行脱水得到磁性重介质粉。
本发明的有益效果是：
(1)本发明红土镍矿浸出渣的综合利用方法中，通过对红土镍矿浸出渣进行浮选除杂、磁化还原焙烧可较大提高磁性铁的含量，极大的降低该浸出渣中的硫、钙、铝等杂质元素的含量，同时很大程度的降低了SiO2的含量，改良了制得的铁精矿的品质，进而实现铁精矿在钢铁冶金中的可利用性；
(2)本发明红土镍矿浸出渣的综合利用方法中，实现了对红土镍矿浸出渣中铁的高回收率，综合回收率在95％以上，提高了二级铁精矿的品位，二级铁精矿的品位在60％以上，实现铁精矿综合利用方法，此外，对成分复杂的细粒级铁精矿制作成磁性重介质粉，实现铁的综合回收利用；
(3)本发明红土镍矿浸出渣的综合利用方法中，分离出的铁精矿、磁性物质能够大量在煤炭洗选、钢铁冶金等行业中利用，发挥其应有价值，同时，通过焙烧等工序降低浸出渣含硫和重金属的固化，基本实现了尾渣无害化，降低浸出渣的堆存量，实现红土镍矿浸出渣的大幅减量化，达到无害化处理，从而能减少对环境的影响；
(4)浸出渣经高温焙烧后，经过-浮选-磁选-重选流程后，Ph值呈中性，且尾渣富含钙、铝、硅等，进出毒性检测符合标准，可作为水泥、建材产业混合材及掺合料进行使用；
(5)本发明磁化还原焙烧采用还原剂来源广泛，可使用有机木屑、高炉灰、粉煤灰、实现固废的综合利用，也可采用低热值褐煤等煤炭资源，实现资源的优化配置；
(6)本发明红土镍矿浸出渣的综合利用方法简单可行，有利于进行推广和应用。
附图说明
图1为本发明实施例1的流程示意图。
具体实施方式
下面结合具体实施例对本发明做进一步的说明。
实施例1：
一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法，如图1所示，包括以下具体步骤：
(1)将红土镍矿浸出渣通过搅拌槽调浆，浓度在30％，进入浮选机，依次加入pH调节剂NaOH、抑制剂水玻璃、铵离子捕收剂，进行一次选别，抛除钙、硫，其中浸出渣含铁40％，含钙4％，含硫3％，钙、硫抛除率在82％，最终的到初级产品含铁48％左右，其中，加入pH调节剂调节浆料的pH为9；
(2)将抛除钙、硫后的初级产品脱水后，加入还原剂有机木屑，送入回转窑进行磁化还原焙烧得到还原碚砂，回转窑温度控制在750℃，处理量50t/h，还原剂用量8％，焙烧后得到的还原碚砂含铁量为50％；
(3)将还原碚砂转移到搅拌槽，调整浆料浓度为30％，进入磁选工序，采用一段磁选，磁选磁场强度200kA/m，得到含铁60％的一级铁精矿和尾渣；
(4)将磁选一级铁精矿泵送至水力旋流器进行粒度分级，分级后得到细粒级铁精矿和二级铁精矿，对细粒级铁精矿调浆，浓度控制在30％左右，粒度低于325目的占比>90％，品位58％左右，将二级铁精矿转移到浓密机中进行浓缩脱水、压滤，过滤后作为产品外售，品位约60％，浓密机溢流水直接回用于步骤(3)磁选流程，同时，细粒级铁精矿矿浆进入下一流程；
(5)细粒级铁精矿矿浆泵送至浮选流程，依次加入pH调节剂NaOH，抑制剂水玻璃及阴离子捕收剂脂肪酸钠，对铝矿物进行捕收浮选，采用的浮选工艺为反浮选脱铝，工艺流程为二粗+二扫，每个浮选流程中均添加pH调节剂NaOH，抑制剂水玻璃及阴离子捕收剂脂肪酸钠，最终可获得浮选精矿、浮选尾渣，其中浮选精矿铝<0.5％，磁性物质比例进一步提高，得到的浮选尾渣与步骤(3)得到的尾渣混合，其中，加入pH调节剂调节浆料的pH为9；
(6)浮选精矿控制浓度在30％，泵送或自流至螺旋溜槽进行重选除杂分离，抛除重选尾渣(部分夹杂密度较低的矿物及泥化矿物)得到重选精矿，得到的重选尾渣与步骤(3)得到的尾渣混合；
(7)重选精矿经过精矿浓密机浓缩，浓密机底流浓度控制在60％以上、真空陶瓷过滤机脱水，可获得含水率为8％以下的磁性重介质粉，烘干后检测磁性物质>95％，真密度>4.5g/㎝3，粒度低于325目的占比>90％。
实施例2：
一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法，包括以下具体步骤：
(1)将红土镍矿浸出渣通过搅拌槽调浆，浓度在25％，进入浮选机，依次加入pH调节剂NaOH、抑制剂水玻璃、铵离子捕收剂，进行一次选别，抛除钙、硫，其中浸出渣含铁42％，含钙7％，含硫6％，钙、硫抛除率在85％，最终的到初级产品含铁50％左右，其中，加入pH调节剂调节浆料的pH为7；
(2)将抛除钙、硫后的初级产品脱水后，加入还原剂高炉灰，送入回转窑进行磁化还原焙烧得到还原碚砂，回转窑温度控制在950℃，处理量40t/h，还原剂用量12％，焙烧后得到的还原碚砂含铁量为52％；
(3)将还原碚砂转移到搅拌槽，调整浆料浓度为25％，进入磁选工序，采用一段磁选，磁选磁场强度250kA/m，得到含铁62％的一级铁精矿和尾渣；
(4)将磁选一级铁精矿泵送至水力旋流器进行粒度分级，分级后得到细粒级铁精矿和二级铁精矿，对细粒级铁精矿调浆，浓度控制在30％左右，粒度低于325目的占比>90％，品位55％左右，将二级铁精矿转移到浓密机中进行浓缩脱水、压滤，过滤后作为产品外售，品位约62％，浓密机溢流水直接回用于步骤(3)磁选流程，同时，细粒级铁精矿矿浆进入下一流程；
(5)细粒级铁精矿矿浆泵送至浮选流程，依次加入pH调节剂NaOH，抑制剂水玻璃及阴离子捕收剂脂肪酸钠，对铝矿物进行捕收浮选，采用的浮选工艺为反浮选脱铝，工艺流程为二粗+二扫，每个浮选流程中均添加pH调节剂NaOH，抑制剂水玻璃及阴离子捕收剂脂肪酸钠，最终可获得浮选精矿、浮选尾渣，其中浮选精矿铝<0.8％，磁性物质比例进一步提高，得到的浮选尾渣与步骤(3)得到的尾渣混合，其中，加入pH调节剂调节浆料的pH为7；
(6)浮选精矿控制浓度在25％，泵送或自流至螺旋溜槽进行重选除杂分离，抛除重选尾渣(部分夹杂密度较低的矿物及泥化矿物)得到重选精矿，得到的重选尾渣与步骤(3)得到的尾渣混合；
(7)重选精矿经过精矿浓密机浓缩，浓密机底流浓度控制在55％以上、真空陶瓷过滤机脱水，可获得含水率为8％以下的磁性重介质粉，烘干后检测磁性物质>95％，真密度>4.5g/㎝3，粒度低于325目的占比>95％。
实施例3：
一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法，包括以下具体步骤：
(1)将红土镍矿浸出渣通过搅拌槽调浆，浓度在40％，进入浮选机，依次加入pH调节剂NaOH、抑制剂水玻璃、铵离子捕收剂，进行一次选别，抛除钙、硫，其中浸出渣含铁38％，含钙5％，含硫4％，钙、硫抛除率在75％，最终的到初级产品含铁45％左右，其中，加入pH调节剂调节浆料的pH为10；
(2)将抛除钙、硫后的初级产品脱水后，加入还原剂粉煤灰，送入回转窑进行磁化还原焙烧得到还原碚砂，回转窑温度控制在700℃，处理量40t/h，还原剂用量15％，焙烧后得到的还原碚砂含铁量为50％；
(3)将还原碚砂转移到搅拌槽，调整浆料浓度为40％，进入磁选工序，采用一段磁选，磁选磁场强度300kA/m，得到含铁55％的一级铁精矿和尾渣；
(4)将磁选一级铁精矿泵送至水力旋流器进行粒度分级，分级后得到细粒级铁精矿和二级铁精矿，对细粒级铁精矿调浆，浓度控制在40％左右，粒度低于325目的占比>90％，品位55％左右，将二级铁精矿转移到浓密机中进行浓缩脱水、压滤，过滤后作为产品外售，品位约55％，浓密机溢流水直接回用于步骤(3)磁选流程，同时，细粒级铁精矿矿浆进入下一流程；
(5)细粒级铁精矿矿浆泵送至浮选流程，依次加入pH调节剂NaOH，抑制剂水玻璃及阴离子捕收剂脂肪酸钠，对铝矿物进行捕收浮选，采用的浮选工艺为反浮选脱铝，工艺流程为二粗+二扫，每个浮选流程中均添加pH调节剂NaOH，抑制剂水玻璃及阴离子捕收剂脂肪酸钠，最终可获得浮选精矿、浮选尾渣，其中浮选精矿铝<0.8％，磁性物质比例进一步提高，得到的浮选尾渣与步骤(3)得到的尾渣混合，其中，加入pH调节剂调节浆料的pH为10；
(6)浮选精矿控制浓度在40％，泵送或自流至螺旋溜槽进行重选除杂分离，抛除重选尾渣(部分夹杂密度较低的矿物及泥化矿物)得到重选精矿，得到的重选尾渣与步骤(3)得到的尾渣混合；
(7)重选精矿经过精矿浓密机浓缩，浓密机底流浓度控制在55％以上、真空陶瓷过滤机脱水，可获得含水率为8％以下的磁性重介质粉，烘干后检测磁性物质>95％，真密度>4.5g/㎝3，粒度低于325目的占比>90％。
对比例1：(与实施例3相比区别仅在于还原剂的用量为4％)
一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法，包括以下具体步骤：
(1)将红土镍矿浸出渣通过搅拌槽调浆，浓度在40％，进入浮选机，依次加入pH调节剂NaOH、抑制剂水玻璃、铵离子捕收剂，进行一次选别，抛除钙、硫，其中浸出渣含铁38％，含钙5％，含硫4％，钙、硫抛除率在75％，最终的到初级产品含铁45％左右，其中，加入pH调节剂调节浆料的pH为10；
(2)将抛除钙、硫后的初级产品脱水后，加入还原剂粉煤灰，送入回转窑进行磁化还原焙烧得到还原碚砂，回转窑温度控制在700℃，处理量40t/h，还原剂用量4％；
(3)将还原碚砂转移到搅拌槽，调整浆料浓度为40％，进入磁选工序，采用一段磁选，磁选磁场强度300kA/m，得到一级铁精矿和尾渣；
(4)将磁选一级铁精矿泵送至水力旋流器进行粒度分级，分级后得到细粒级铁精矿和二级铁精矿，对细粒级铁精矿调浆，浓度控制在40％左右，粒度低于325目的占比>90％，品位55％左右，将二级铁精矿转移到浓密机中进行浓缩脱水、压滤，过滤后作为产品外售，品位约55％，浓密机溢流水直接回用于步骤(3)磁选流程，同时，细粒级铁精矿矿浆进入下一流程；
(5)细粒级铁精矿矿浆泵送至浮选流程，依次加入pH调节剂NaOH，抑制剂水玻璃及阴离子捕收剂脂肪酸钠，对铝矿物进行捕收浮选，采用的浮选工艺为反浮选脱铝，工艺流程为二粗+二扫，每个浮选流程中均添加pH调节剂NaOH，抑制剂水玻璃及阴离子捕收剂脂肪酸钠，最终可获得浮选精矿、浮选尾渣，其中浮选精矿铝<0.8％，磁性物质比例进一步提高，得到的浮选尾渣与步骤(3)得到的尾渣混合，其中，加入pH调节剂调节浆料的pH为10；
(6)浮选精矿控制浓度在40％，泵送或自流至螺旋溜槽进行重选除杂分离，抛除重选尾渣(部分夹杂密度较低的矿物及泥化矿物)得到重选精矿，得到的重选尾渣与步骤(3)得到的尾渣混合；
(7)重选精矿经过精矿浓密机浓缩，浓密机底流浓度控制在55％以上、真空陶瓷过滤机脱水，可获得含水率为8％以下的磁性重介质粉，烘干后检测磁性物质85％，真密度3.8g/㎝3，粒度低于325目的占比>90％。
对比例2：(与实施例3相比区别仅在于磁化还原焙烧的温度为650℃)
一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法，包括以下具体步骤：
(1)将红土镍矿浸出渣通过搅拌槽调浆，浓度在40％，进入浮选机，依次加入pH调节剂NaOH、抑制剂水玻璃、铵离子捕收剂，进行一次选别，抛除钙、硫，其中浸出渣含铁38％，含钙5％，含硫4％，钙、硫抛除率在75％，最终的到初级产品含铁45％左右，其中，加入pH调节剂调节浆料的pH为10；
(2)将抛除钙、硫后的初级产品脱水后，加入还原剂粉煤灰，送入回转窑进行磁化还原焙烧得到还原碚砂，回转窑温度控制在650℃，处理量40t/h，还原剂用量15％；
(3)将还原碚砂转移到搅拌槽，调整浆料浓度为40％，进入磁选工序，采用一段磁选，磁选磁场强度300kA/m，得到一级铁精矿和尾渣；
(4)将磁选一级铁精矿泵送至水力旋流器进行粒度分级，分级后得到细粒级铁精矿和二级铁精矿，对细粒级铁精矿调浆，浓度控制在40％左右，粒度低于325目的占比>90％，品位55％左右，将二级铁精矿转移到浓密机中进行浓缩脱水、压滤，过滤后作为产品外售，品位约55％，浓密机溢流水直接回用于步骤(3)磁选流程，同时，细粒级铁精矿矿浆进入下一流程；
(5)细粒级铁精矿矿浆泵送至浮选流程，依次加入pH调节剂NaOH，抑制剂水玻璃及阴离子捕收剂脂肪酸钠，对铝矿物进行捕收浮选，采用的浮选工艺为反浮选脱铝，工艺流程为二粗+二扫，每个浮选流程中均添加pH调节剂NaOH，抑制剂水玻璃及阴离子捕收剂脂肪酸钠，最终可获得浮选精矿、浮选尾渣，其中浮选精矿铝<0.8％，磁性物质比例进一步提高，得到的浮选尾渣与步骤(3)得到的尾渣混合，其中，加入pH调节剂调节浆料的pH为10；
(6)浮选精矿控制浓度在40％，泵送或自流至螺旋溜槽进行重选除杂分离，抛除重选尾渣(部分夹杂密度较低的矿物及泥化矿物)得到重选精矿，得到的重选尾渣与步骤(3)得到的尾渣混合；
(7)重选精矿经过精矿浓密机浓缩，浓密机底流浓度控制在55％以上、真空陶瓷过滤机脱水，可获得含水率为8％以下的磁性重介质粉，烘干后检测磁性物质86％，真密度3.9g/㎝3，粒度低于325目的占比>90％。
对比例3：(与实施例3相比区别仅在于磁选磁场强度为400kA/m)
一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法，包括以下具体步骤：
(1)将红土镍矿浸出渣通过搅拌槽调浆，浓度在40％，进入浮选机，依次加入pH调节剂NaOH、抑制剂水玻璃、铵离子捕收剂，进行一次选别，抛除钙、硫，其中浸出渣含铁38％，含钙5％，含硫4％，钙、硫抛除率在75％，最终的到初级产品含铁45％左右，其中，加入pH调节剂调节浆料的pH为10；
(2)将抛除钙、硫后的初级产品脱水后，加入还原剂粉煤灰，送入回转窑进行磁化还原焙烧得到还原碚砂，回转窑温度控制在700℃，处理量40t/h，还原剂用量15％；
(3)将还原碚砂转移到搅拌槽，调整浆料浓度为40％，进入磁选工序，采用一段磁选，磁选磁场强度400kA/m，得到一级铁精矿和尾渣；
(4)将磁选一级铁精矿泵送至水力旋流器进行粒度分级，分级后得到细粒级铁精矿和二级铁精矿，对细粒级铁精矿调浆，浓度控制在40％左右，粒度低于325目的占比>90％，品位55％左右，将二级铁精矿转移到浓密机中进行浓缩脱水、压滤，过滤后作为产品外售，品位约55％，浓密机溢流水直接回用于步骤(3)磁选流程，同时，细粒级铁精矿矿浆进入下一流程；
(5)细粒级铁精矿矿浆泵送至浮选流程，依次加入pH调节剂NaOH，抑制剂水玻璃及阴离子捕收剂脂肪酸钠，对铝矿物进行捕收浮选，采用的浮选工艺为反浮选脱铝，工艺流程为二粗+二扫，每个浮选流程中均添加pH调节剂NaOH，抑制剂水玻璃及阴离子捕收剂脂肪酸钠，最终可获得浮选精矿、浮选尾渣，其中浮选精矿铝<0.8％，磁性物质比例进一步提高，得到的浮选尾渣与步骤(3)得到的尾渣混合，其中，加入pH调节剂调节浆料的pH为10；
(6)浮选精矿控制浓度在40％，泵送或自流至螺旋溜槽进行重选除杂分离，抛除重选尾渣(部分夹杂密度较低的矿物及泥化矿物)得到重选精矿，得到的重选尾渣与步骤(3)得到的尾渣混合；
(7)重选精矿经过精矿浓密机浓缩，浓密机底流浓度控制在55％以上、真空陶瓷过滤机脱水，可获得含水率为8％以下的磁性重介质粉，烘干后检测磁性物质90％，真密度4.3g/㎝3，粒度低于325目的占比>90％。
其中，实施例1-3及对比例1-3用到的红土镍矿浸出渣的成分见表1，实施例1-3及对比例1-3制得的磁性重介质粉的参数见表2。
表1：红土镍矿浸出渣成分
| 成分 | TFe | SiO2 | Al2O3 | CaSO4 | MgO | MnO | NiO | S |
| 含量(％) | 38.6 | 10.87 | 5.61 | 23.4 | 2.03 | 0.98 | 0.145 | 5.38 |
表2：磁性重介质粉的参数
测试相关方法及标准：
磁性重介质粉标准：
执行标准
1.GB/T18711-2002《选煤用磁铁矿粉试验方法》
2.MT/T1017-2007《选煤用磁铁矿粉》
技术要求
1.真密度：＞4.5g/cm3；
2.磁性物含量：＞95％；
3.粒度：低于325目的占比≥85％；
4.外在水分：＜8％；
5.硫分：＜1％。
对比例1中，磁化还原焙烧使用还原剂比例较少，对比例2中，磁化还原焙烧还原被烧温度650℃温度较低，未实现有效的还原气氛，导致大量生成Fe3O4,导致后续铁精矿产品较少，磁性物质含量偏低，密度偏低；对比例3中，磁选过程磁场场强过大，造成铁精矿品质下降。
上述实施例为本发明较佳的实施方式，但本发明的实施方式并不受上述实施例的限制，其他的任何未背离本发明的精神实质与原理下所作的改变、修饰、替代、组合、简化，均应为等效的置换方式，都包含在本发明的保护范围之内。
Claims (10)
1.一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法，其特征在于：包括以下步骤：
(1)将红土镍矿浸出渣浮选，脱水，加入还原剂，磁化还原焙烧，得到还原碚砂；
(2)将步骤(1)得到的所述还原碚砂调浆后进行磁选，得到一级铁精矿和尾渣；
(3)将步骤(2)得到的所述一级铁精矿进行粒度分级，得到细粒级铁精矿和二级铁精矿；
(4)将步骤(3)得到的所述细粒级铁精矿进行除杂、脱水、过滤，得到磁性重介质粉。
2.根据权利要求1所述的一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法，其特征在于：步骤(1)中，所述浮选用到的工艺为反浮选工艺，所述反浮选工艺包括对红土镍矿浸出渣进行调浆，然后加入pH调节剂、抑制剂及铵离子捕收剂，抛除红土镍矿浸出渣中的钙及硫，其中，加入pH调节剂调节浆料的pH为7-10。
3.根据权利要求1所述的一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法，其特征在于：步骤(1)中，所述磁化还原焙烧的温度为700-950℃，时间为30-120min。
4.根据权利要求1所述的一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法，其特征在于：步骤(1)中，所述还原剂的用量为8％-15％。
5.根据权利要求1所述的一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法，其特征在于：步骤(1)中，所述还原剂为有机木屑、高炉灰及粉煤灰中的至少一种。
6.根据权利要求1所述的一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法，其特征在于：步骤(2)中，所述磁选的磁场强度为100-300kA/m。
7.根据权利要求1所述的一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法，其特征在于：步骤(4)中，所述除杂依次包括浮选除杂及重选除杂。
8.根据权利要求7所述的一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法，其特征在于：步骤(4)中，所述浮选除杂用到的工艺为反浮选脱铝工艺，所述反浮选脱铝工艺包括对所述细粒级铁精矿调浆，然后加入pH调节剂、抑制剂及阴离子捕收剂，浮选除杂得到浮选精矿和浮选尾渣，所述浮选尾渣与步骤(2)得到的尾渣混合，其中，加入pH调节剂调节浆料的pH为7-10。
9.根据权利要求7所述的一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法，其特征在于：步骤(4)中，所述重选除杂是指对得到的浮选精矿进行重选得到重选精矿与重选尾渣，所述重选尾渣与步骤(2)得到的尾渣混合。
10.根据权利要求9所述的一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法，其特征在于：步骤(4)中，所述重选精矿经过脱水得到含水率小于10％的磁性重介质粉。
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| CN117947261A (zh) * | 2024-03-26 | 2024-04-30 | 扬州一川镍业有限公司 | 一种利用悬浮磁化焙烧处理红土镍矿浸出渣的方法 |
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2023
- 2023-02-28 CN CN202310188743.5A patent/CN116426745A/zh active Pending
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| CN117947261B (zh) * | 2024-03-26 | 2024-05-28 | 扬州一川镍业有限公司 | 一种利用悬浮磁化焙烧处理红土镍矿浸出渣的方法 |
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