CN116426768A - 一种氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法 - Google Patents
一种氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN116426768A CN116426768A CN202310551269.8A CN202310551269A CN116426768A CN 116426768 A CN116426768 A CN 116426768A CN 202310551269 A CN202310551269 A CN 202310551269A CN 116426768 A CN116426768 A CN 116426768A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- cobalt
- cobalt oxide
- iron
- gas
- ore
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Pending
Links
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 109
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 73
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 title claims abstract description 69
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 69
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 68
- 229910000428 cobalt oxide Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 55
- IVMYJDGYRUAWML-UHFFFAOYSA-N cobalt(ii) oxide Chemical compound [Co]=O IVMYJDGYRUAWML-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 54
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 52
- 238000004064 recycling Methods 0.000 title claims abstract description 16
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 60
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 claims abstract description 36
- 239000000843 powder Substances 0.000 claims abstract description 36
- 238000000227 grinding Methods 0.000 claims abstract description 32
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims abstract description 30
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 claims abstract description 26
- 239000011707 mineral Substances 0.000 claims abstract description 26
- 239000006148 magnetic separator Substances 0.000 claims abstract description 18
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 53
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N Atomic nitrogen Chemical compound N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 31
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 20
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 claims description 15
- LBFUKZWYPLNNJC-UHFFFAOYSA-N cobalt(ii,iii) oxide Chemical compound [Co]=O.O=[Co]O[Co]=O LBFUKZWYPLNNJC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 13
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 claims description 9
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 8
- 239000004576 sand Substances 0.000 claims description 8
- VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N methane Chemical compound C VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 4
- 239000003034 coal gas Substances 0.000 claims description 3
- 239000000571 coke Substances 0.000 claims description 2
- 238000005336 cracking Methods 0.000 claims description 2
- 239000003345 natural gas Substances 0.000 claims description 2
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 2
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 11
- 230000001360 synchronised effect Effects 0.000 abstract description 4
- FQMNUIZEFUVPNU-UHFFFAOYSA-N cobalt iron Chemical compound [Fe].[Co].[Co] FQMNUIZEFUVPNU-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 3
- 238000001816 cooling Methods 0.000 abstract description 2
- 238000005065 mining Methods 0.000 abstract description 2
- 239000000047 product Substances 0.000 description 27
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 19
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 6
- 239000007795 chemical reaction product Substances 0.000 description 6
- 238000002386 leaching Methods 0.000 description 5
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 5
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 5
- 229910018871 CoO 2 Inorganic materials 0.000 description 4
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 4
- GEHJYWRUCIMESM-UHFFFAOYSA-L sodium sulfite Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S([O-])=O GEHJYWRUCIMESM-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 4
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 3
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 3
- 229910021503 Cobalt(II) hydroxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000002253 acid Substances 0.000 description 2
- ASKVAEGIVYSGNY-UHFFFAOYSA-L cobalt(ii) hydroxide Chemical compound [OH-].[OH-].[Co+2] ASKVAEGIVYSGNY-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 2
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 2
- 235000010265 sodium sulphite Nutrition 0.000 description 2
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 208000027418 Wounds and injury Diseases 0.000 description 1
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 1
- 150000001875 compounds Chemical class 0.000 description 1
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 1
- 230000006378 damage Effects 0.000 description 1
- 229910001873 dinitrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003814 drug Substances 0.000 description 1
- 238000010332 dry classification Methods 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 238000003912 environmental pollution Methods 0.000 description 1
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 1
- 238000005188 flotation Methods 0.000 description 1
- 208000014674 injury Diseases 0.000 description 1
- 230000007794 irritation Effects 0.000 description 1
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 1
- 239000000395 magnesium oxide Substances 0.000 description 1
- CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N magnesium oxide Inorganic materials [Mg]=O CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N magnesium;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[Mg+2] AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 1
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 description 1
- 239000008267 milk Substances 0.000 description 1
- 210000004080 milk Anatomy 0.000 description 1
- 235000013336 milk Nutrition 0.000 description 1
- 238000005457 optimization Methods 0.000 description 1
- 238000000746 purification Methods 0.000 description 1
- 239000010865 sewage Substances 0.000 description 1
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 1
- 239000002002 slurry Substances 0.000 description 1
- 230000009466 transformation Effects 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
Images
Classifications
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/02—Obtaining nickel or cobalt by dry processes
- C22B23/021—Obtaining nickel or cobalt by dry processes by reduction in solid state, e.g. by segregation processes
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B03—SEPARATION OF SOLID MATERIALS USING LIQUIDS OR USING PNEUMATIC TABLES OR JIGS; MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03C—MAGNETIC OR ELECTROSTATIC SEPARATION OF SOLID MATERIALS FROM SOLID MATERIALS OR FLUIDS; SEPARATION BY HIGH-VOLTAGE ELECTRIC FIELDS
- B03C1/00—Magnetic separation
- B03C1/005—Pretreatment specially adapted for magnetic separation
- B03C1/015—Pretreatment specially adapted for magnetic separation by chemical treatment imparting magnetic properties to the material to be separated, e.g. roasting, reduction, oxidation
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B22—CASTING; POWDER METALLURGY
- B22F—WORKING METALLIC POWDER; MANUFACTURE OF ARTICLES FROM METALLIC POWDER; MAKING METALLIC POWDER; APPARATUS OR DEVICES SPECIALLY ADAPTED FOR METALLIC POWDER
- B22F9/00—Making metallic powder or suspensions thereof
- B22F9/02—Making metallic powder or suspensions thereof using physical processes
- B22F9/04—Making metallic powder or suspensions thereof using physical processes starting from solid material, e.g. by crushing, grinding or milling
-
- B—PERFORMING OPERATIONS; TRANSPORTING
- B22—CASTING; POWDER METALLURGY
- B22F—WORKING METALLIC POWDER; MANUFACTURE OF ARTICLES FROM METALLIC POWDER; MAKING METALLIC POWDER; APPARATUS OR DEVICES SPECIALLY ADAPTED FOR METALLIC POWDER
- B22F9/00—Making metallic powder or suspensions thereof
- B22F9/16—Making metallic powder or suspensions thereof using chemical processes
- B22F9/18—Making metallic powder or suspensions thereof using chemical processes with reduction of metal compounds
- B22F9/20—Making metallic powder or suspensions thereof using chemical processes with reduction of metal compounds starting from solid metal compounds
- B22F9/22—Making metallic powder or suspensions thereof using chemical processes with reduction of metal compounds starting from solid metal compounds using gaseous reductors
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
- C21B13/0033—In fluidised bed furnaces or apparatus containing a dispersion of the material
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
- C21B13/006—Starting from ores containing non ferrous metallic oxides
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
- C22B1/02—Roasting processes
- C22B1/10—Roasting processes in fluidised form
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B5/00—General methods of reducing to metals
- C22B5/02—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes
- C22B5/12—Dry methods smelting of sulfides or formation of mattes by gases
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Engineering & Computer Science (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Organic Chemistry (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- Chemical Kinetics & Catalysis (AREA)
- General Chemical & Material Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Dispersion Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
一种氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法，属于矿业、冶金工程技术领域。该方法包括破碎磨矿、悬浮态焙烧、细磨和磁选过程，具体为：1.将氧化钴矿破碎磨细获得粉矿；2.将粉矿输送至悬浮态焙烧炉，在400‑900℃进行还原焙烧，得到焙烧产物；3.将焙烧产物冷却后进行细磨，制成磁选矿粉；4.将磁选矿粉输送至干式弱磁选磁选机进行磁选分离，获得高品位的钴精矿和铁精矿。本方法工艺简单，实现钴铁精矿同步回收，产品品位高，流程经济环保，为氧化钴矿的选别提供了新思路。
Description
技术领域
本发明涉及矿业、冶金工程技术领域，特别涉及一种氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法。
背景技术
钴是一种重要的战略资源，广泛应用于航天航空、机械制造、电器仪表等领域。目前全球已探明钴的资源量为2500万吨，但平均品位仅有0.02％，品位低且选别流程复杂。氧化钴矿的开发利用是钴资源的重要来源之一，目前主要采用浮选法从氧化钴矿中回收钴，这种方法流程简单，但会造成钴回收率低、资源浪费等问题，同时由于矿石性质复杂，种类繁多，且矿物之间物理化学性质差异较大，氧化钴矿的回收选别面临着一定的困难。因此，开发新技术、优化新工艺，对于氧化钴矿的高效选别具有重要意义。
专利CN200910080792.7公开一种从氧化钴矿石中回收钴的新工艺，即采用加酸浸出工艺，并在浸出过程中加入助浸剂亚硫酸钠，继而采用直接沉钴法回收浸出液中的钴，最终得到钴的总回收率达到97.37％。该方法通过简单的工艺流程实现了钴的有效回收；但该工艺中助浸剂亚硫酸钠是有害物品，会对人的眼睛和皮肤造成刺激与伤害，同时遇酸会产生SO2有害气体，对水源和环境也具有一定的污染。专利CN202010599181.X针对原矿含钴0.2-0.5％的低品位钴矿提供一种高效回收钴的方法，主要采用“浸出-除铁-除锰-两段沉钴”组合工艺得到氢氧化钴，实现了低品位钴矿资源的回收利用，该方法通过分步提钴、分步净化、分步沉钴，最终得到钴回收率>80％、氢氧化钴产品的钴含量>31％的结果；但整体流程较为繁杂，尤其在两段沉钴过程需要将氧化镁间断制乳，需要一定的时间成本及人工成本，而且工艺过程会产生渣浆和沉钴液，增加处理流程及费用，存在作业能耗高、综合利用程度低的问题。因此，针对当前氧化钴矿选别过程中存在的流程长、效率低、污染环境等问题，开发一种工艺简单、经济环保、选别指标优异的选别方法十分必要。
发明内容
有鉴于此，本发明提供了一种氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法。该方法通过流化床内的混合气体增加矿石与气体的接触面积，使矿物颗粒在流化床内处于悬浮状态，加快脱除矿物中的结晶水，提高品位，同时保证矿石与还原剂充分接触，促进矿物的高效还原，生成相对单一的化合物及钴单质，继而进行磁选工艺，有效实现氧化钴矿中钴和铁等有价金属的回收利用。
具体步骤如下：
1.将氧化钴矿破碎至粒径≤2mm，然后磨细至粒径-0.074mm部分占总质量≥80％，获得氧化钴矿粉。
2.将氧化钴粉矿输送到悬浮态焙烧系统内，悬浮态焙烧系统主要由气体控制装置、悬浮焙烧炉及温度控制装置组成，通过气体控制装置向悬浮焙烧炉底部先通入氮气后再通入煤气，通过温度控制装置控制悬浮焙烧炉内的温度在400-900℃进行还原焙烧，CoO经还原生成Co，Fe2O3经还原生成Fe，反应方程式包括：
Co(OH)2＝CoO+H2O(g)
CoO+H2/CO(g)＝Co+H2O/CO2(g)
3Fe2O3+H2/CO(g)＝2Fe3O4+H2O/CO2(g)
1/4Fe3O4+H2/CO(g)＝3/4Fe+H2O/CO2(g)
Fe3O4+H2/CO(g)＝3FeO+H2O/CO2(g)
FeO+H2/CO(g)＝Fe+H2O/CO2(g)
3.反应完成后关闭还原气体并持续通入氮气冷却至室温，将焙烧产物磨细至粒径-0.074mm部分占总质量≥90％，制成磁选矿粉。
4.将磁选矿粉采用干式弱磁场磁选机进行磁选，获得的精矿产品为高品位钴精矿和铁精矿。
上述氧化钴矿按质量百分比含Co0.15％-1.8％，含TFe3.5％-10％。
所述步骤2中煤气为焦炉煤气、高炉煤气、天然气裂解制气或煤制气。
所述步骤2中向悬浮焙烧炉通入的煤气中，煤气体积浓度为20％-40％。
所述步骤2中氧化钴粉矿在悬浮焙烧炉中的停留时间为15-60min。
所述步骤3中磨矿后的物料进行风力分级，获得的沉沙返回磨矿机，溢流作为磁选矿粉。
所述步骤4中干式弱磁场磁选机的磁场强度为1000-1300Oe。
上述方法制备得到的高品位钴精矿和铁精矿按质量百分比分别为Co≥6％、TFe≥62％。
与现有方法相比，本发明的特点和优势为：
1.本发明采用“悬浮态焙烧”技术预先处理氧化钴矿，加快了还原反应速率，实现了钴铁的同步还原，继而通过干式分级、磁选，协同回收钴铁精矿，选别工艺简单环保，节约生产成本，实现矿石中有用矿物的高效同步回收。
2.本发明全程采用干法还原、分级、磁选，避免了选别过程中药剂使用、污水排放及残留物处理，且使用设备占地空间小，减轻了环境及经济负担。
3.本发明采用悬浮态焙烧技术使矿物颗粒在流化床内处于悬浮状态，增加了矿石与气体的接触面积，且受热均匀，促进矿物与还原气体充分均匀反应，达到较好的传质传热效果。
4.本发明在悬浮态焙烧过程实现了矿相的转化与重构，继而利用焙烧产物的磁性差异进行磁选分离，简化了氧化钴矿的选别流程，实现钴、铁精矿与脉石矿物的有效分离与回收，为钴资源的规模化应用提供了技术支持。
附图说明
图1为本发明氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收方法的流程示意图。
具体实施方式
下面结合实施例和附图，对本发明的技术方案进行清楚、完整的描述。应当指出的是，本发明描述的实施例仅用来进一步解释和说明，而非对其应用范围进行限制。基于本发明，本领域技术人员在没有作出创造性劳动前提下获得的所有其它实施例，都属于本发明的保护范围。
实施例1
一种氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法，如图1所示，具体操作方法如下：
本实施例的氧化钴矿主要成分质量百分比含Co0.26％、TFe4.31％、SiO279.24％。
1.将氧化钴矿破碎至粒径≤2mm，然后磨细至粒径-0.074mm部分占总质量的80％，获得氧化钴矿粉。
2.将氧化钴粉矿输送到悬浮态焙烧系统内，悬浮态焙烧系统主要由气体控制装置、悬浮焙烧炉及温度控制装置组成。通过气体控制装置向悬浮焙烧炉底部先通入氮气后再通入煤气；煤气在焙烧炉内的体积浓度为20％，通过温度控制装置控制悬浮焙烧炉内的温度在500℃进行还原焙烧，粉矿在悬浮焙烧炉中的停留时间为20min，得到焙烧产物，CoO经还原生成Co，Fe2O3经还原生成Fe。
3.待反应完成后关闭还原气体并持续通入氮气冷却至室温。待焙烧产物冷却后，将其磨细，磨细后的物料进行风力分级，风力分级获得的沉砂返回磨矿机，溢流粒径-0.074mm部分占总质量的90％，制成磁选矿粉。
4.将磁选矿粉采用干式弱磁场磁选机进行磁选，干式弱磁场磁选机的磁场强度为1050Oe，获得的精矿产品为高品位钴精矿和铁精矿。
高品位钴精矿和铁精矿按质量百分比含Co6.34％、TFe63.81％。
实施例2
一种氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法，如图1所示，具体操作方法如下：
本实施例的氧化钴矿主要成分质量百分比含Co0.71％、TFe6.12％、SiO272.11％。
1.将氧化钴矿破碎至粒径≤2mm，然后磨细至粒径-0.074mm部分占总质量的80％，获得氧化钴矿粉。
2.将氧化钴粉矿输送到悬浮态焙烧系统内，悬浮态焙烧系统主要由气体控制装置、悬浮焙烧炉及温度控制装置组成。通过气体控制装置向悬浮焙烧炉底部先通入氮气后再通入煤气；煤气在焙烧炉内的体积浓度为25％，通过温度控制装置控制悬浮焙烧炉内的温度在600℃进行还原焙烧，粉矿在悬浮焙烧炉中的停留时间为30min，得到焙烧产物，CoO经还原生成Co，Fe2O3经还原生成Fe。
3.待反应完成后关闭还原气体并持续通入氮气冷却至室温。待焙烧产物冷却后，将其磨细，磨细后的物料进行风力分级，风力分级获得的沉砂返回磨矿机，溢流粒径-0.074mm部分占总质量的90％，制成磁选矿粉。
4.将磁选矿粉采用干式弱磁场磁选机进行磁选，干式弱磁场磁选机的磁场强度为1100Oe，获得的精矿产品为高品位钴精矿和铁精矿。
高品位钴精矿和铁精矿按质量百分比含Co7.32％、TFe64.67％。
实施例3
一种氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法，如图1所示，具体操作方法如下：
本实施例的氧化钴矿主要成分质量百分比含Co1.12％、TFe6.33％、SiO270.96％。
1.将氧化钴矿破碎至粒径≤2mm，然后磨细至粒径-0.074mm部分占总质量的80％，获得氧化钴矿粉。
2.将氧化钴粉矿输送到悬浮态焙烧系统内，悬浮态焙烧系统主要由气体控制装置、悬浮焙烧炉及温度控制装置组成。通过气体控制装置向悬浮焙烧炉底部先通入氮气后再通入煤气；煤气在焙烧炉内的体积浓度为30％，通过温度控制装置控制悬浮焙烧炉内的温度在700℃进行还原焙烧，粉矿在悬浮焙烧炉中的停留时间为35min，得到焙烧产物，CoO经还原生成Co，Fe2O3经还原生成Fe。
3.待反应完成后关闭还原气体并持续通入氮气冷却至室温。待焙烧产物冷却后，将其磨细，磨细后的物料进行风力分级，风力分级获得的沉砂返回磨矿机，溢流粒径-0.074mm部分占总质量的90％，制成磁选矿粉。
4.将磁选矿粉采用干式弱磁场磁选机进行磁选，干式弱磁场磁选机的磁场强度为1150Oe，获得的精矿产品为高品位钴精矿和铁精矿。
高品位钴精矿和铁精矿按质量百分比含Co7.88％、TFe63.78％。
实施例4
一种氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法，如图1所示，具体操作方法如下：
本实施例的氧化钴矿主要成分质量百分比含Co1.41％、TFe7.20％、SiO268.13％。
1.将氧化钴矿破碎至粒径≤2mm，然后磨细至粒径-0.074mm部分占总质量的80％，获得氧化钴矿粉。
2.将氧化钴粉矿输送到悬浮态焙烧系统内，悬浮态焙烧系统主要由气体控制装置、悬浮焙烧炉及温度控制装置组成。通过气体控制装置向悬浮焙烧炉底部先通入氮气后再通入煤气；煤气在焙烧炉内的体积浓度为40％，通过温度控制装置控制悬浮焙烧炉内的温度在750℃进行还原焙烧，粉矿在悬浮焙烧炉中的停留时间为40min，得到焙烧产物，CoO经还原生成Co，Fe2O3经还原生成Fe。
3.待反应完成后关闭还原气体并持续通入氮气冷却至室温。待焙烧产物冷却后，将其磨细，磨细后的物料进行风力分级，风力分级获得的沉砂返回磨矿机，溢流粒径-0.074mm部分占总质量的90％，制成磁选矿粉。
4.将磁选矿粉采用干式弱磁场磁选机进行磁选，干式弱磁场磁选机的磁场强度为1200Oe，获得的精矿产品为高品位钴精矿和铁精矿。
高品位钴精矿和铁精矿按质量百分比含Co8.45％、TFe70.23％。
实施例5
同实施例1，不同点是，氧化钴粉矿在悬浮态焙烧系统内的焙烧温度为400℃，焙烧结束后，进行磨矿分级和磁选，得到高品位钴精矿和铁精矿按质量百分比含Co6.22％、TFe62.73％。
实施例6
同实施例1，不同点是，氧化钴粉矿在悬浮态焙烧系统内的焙烧温度为800℃，焙烧结束后，进行磨矿分级和磁选，得到高品位钴精矿和铁精矿按质量百分比含Co7.44％、TFe68.67％。
实施例7
同实施例3，不同点是，氧化钴粉矿在悬浮态焙烧系统内的焙烧时间为55min，焙烧结束后，进行磨矿分级和磁选，得到高品位钴精矿和铁精矿按质量百分比含Co8.12％、TFe68.71％。
实施例8
同实施例4，不同点是，磁选时干式弱磁场磁选机的磁场强度为1300Oe，得到高品位钴精矿和铁精矿按质量百分比含Co8.21％、TFe70.44％。
对比例1
一种氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法，具体操作方法如下：
本实施例的氧化钴矿主要成分质量百分比含Co1.06％、TFe7.14％、SiO269.22％。
1.将氧化钴矿破碎至粒径≤2mm，然后磨细至粒径-0.074mm部分占总质量的80％，获得氧化钴矿粉。
2.将氧化钴粉矿输送到悬浮态焙烧系统内，悬浮态焙烧系统主要由气体控制装置、悬浮焙烧炉及温度控制装置组成。通过气体控制装置向悬浮焙烧炉底部先通入氮气后再通入煤气；煤气在焙烧炉内的体积浓度为40％，通过温度控制装置控制悬浮焙烧炉内的温度在350℃进行还原焙烧，粉矿在悬浮焙烧炉中的停留时间为35min，得到焙烧产物，CoO经还原生成Co，Fe2O3经还原生成Fe。
3.待反应完成后关闭还原气体并持续通入氮气冷却至室温。待焙烧产物冷却后，将其磨细，磨细后的物料进行风力分级，风力分级获得的沉砂返回磨矿机，溢流粒径-0.074mm部分占总质量的90％，制成磁选矿粉。
4.将磁选矿粉采用干式弱磁场磁选机进行磁选，干式弱磁场磁选机的磁场强度为1200Oe，获得的精矿产品为高品位钴精矿和铁精矿。
高品位钴精矿和铁精矿按质量百分比含Co5.68％、TFe61.73％。
当悬浮焙烧炉内的还原温度低于本发明的温度范围时，得到的高品位钴精矿和铁精矿质量百分比均明显下降。
对比例2
一种氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法，具体操作方法如下：
本实施例的氧化钴矿主要成分质量百分比含Co1.28％、TFe6.56％、SiO270.41％。
1.将氧化钴矿破碎至粒径≤2mm，然后磨细至粒径-0.074mm部分占总质量的80％，获得氧化钴矿粉。
2.将氧化钴粉矿输送到悬浮态焙烧系统内，悬浮态焙烧系统主要由气体控制装置、悬浮焙烧炉及温度控制装置组成。通过气体控制装置向悬浮焙烧炉底部先通入氮气后再通入煤气；煤气在焙烧炉内的体积浓度为45％，通过温度控制装置控制悬浮焙烧炉内的温度在950℃进行还原焙烧，粉矿在悬浮焙烧炉中的停留时间为35min，得到焙烧产物，CoO经还原生成Co，Fe2O3经还原生成Fe。
3.待反应完成后关闭还原气体并持续通入氮气冷却至室温。待焙烧产物冷却后，将其磨细，磨细后的物料进行风力分级，风力分级获得的沉砂返回磨矿机，溢流粒径-0.074mm部分占总质量的90％，制成磁选矿粉。
4.将磁选矿粉采用干式弱磁场磁选机进行磁选，干式弱磁场磁选机的磁场强度为1200Oe，获得的精矿产品为高品位钴精矿和铁精矿。
高品位钴精矿和铁精矿按质量百分比含Co5.88％、TFe61.13％。
当增加焙烧炉内煤气的体积浓度超过本发明的浓度范围并将悬浮焙烧炉内的还原温度高于本发明的温度范围时，不仅生产成本增加，得到的高品位钴精矿和铁精矿的质量百分比均明显下降。
Claims (8)
1.一种氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法，其特征在于，包含如下步骤:
(1)将氧化钴矿破碎至粒径≤2mm，再磨细至粒径-0.074mm部分占总质量≥80％，获得氧化钴矿粉；
(2)将氧化钴粉矿输送到悬浮态焙烧系统内，悬浮态焙烧系统主要由气体控制装置、悬浮焙烧炉及温度控制装置组成；通过气体控制装置向悬浮焙烧炉底部先通入氮气后再通入煤气，通过温度控制装置控制悬浮焙烧炉内的温度在400-900℃进行还原焙烧，得到焙烧产物，CoO经还原生成Co，Fe2O3经还原生成Fe；
(3)反应完成后关闭还原气体并持续通入氮气冷却至室温；将焙烧产物磨细至粒径-0.074mm部分占总质量≥90％，制成磁选矿粉；
(4)采用干式弱磁场磁选机对磁选矿粉进行磁选，获得高品位钴精矿和铁精矿。
2.根据权利要求1所述的氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法，其特征在于，所述氧化钴矿按质量百分比含Co0.15％-1.8％，含TFe3.5％-10％。
3.根据权利要求1所述的氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法，其特征在于，所述煤气为焦炉煤气、高炉煤气、天然气裂解制气或煤制气。
4.根据权利要求1所述的氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法，其特征在于，向悬浮焙烧炉通入的煤气中，煤气体积浓度为20％-40％。
5.根据权利要求1所述的氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法，其特征在于，氧化钴粉矿在悬浮焙烧炉中的停留时间为15-60min。
6.根据权利要求1所述的氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法，其特征在于，将磨矿后的物料进行风力分级，沉沙返回磨矿机，溢流作为磁选矿粉。
7.根据权利要求1所述的氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法，其特征在于，干式弱磁场磁选机的磁场强度为1000-1300Oe。
8.根据权利要求1所述的氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法，其特征在于，采用本方法制备得到的高品位钴精矿和铁精矿按质量百分比分别为Co≥6％、TFe≥62％。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202310551269.8A CN116426768A (zh) | 2023-05-16 | 2023-05-16 | 一种氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN202310551269.8A CN116426768A (zh) | 2023-05-16 | 2023-05-16 | 一种氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN116426768A true CN116426768A (zh) | 2023-07-14 |
Family
ID=87079862
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN202310551269.8A Pending CN116426768A (zh) | 2023-05-16 | 2023-05-16 | 一种氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN116426768A (zh) |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1237647A (en) * | 1968-05-02 | 1971-06-30 | Nickel Le | Method of extracting iron and cobalt from partially refined nickeliferous compounds |
| CN1738917A (zh) * | 2003-01-30 | 2006-02-22 | Bhp比利通Ssm技术有限公司 | 从铁矾土矿中提取镍和钴的方法 |
| CN102851490A (zh) * | 2012-08-30 | 2013-01-02 | 北京矿冶研究总院 | 流态化还原焙烧氧化镍矿制备优质焙砂的方法 |
| CN111593197A (zh) * | 2020-05-29 | 2020-08-28 | 东北大学 | 一种铝土矿悬浮焙烧脱水干法除铁的方法 |
| CN115094245A (zh) * | 2022-06-22 | 2022-09-23 | 中化地质矿山总局地质研究院 | 一种低钴多金属硫化矿同步回收钴铁的方法 |
-
2023
- 2023-05-16 CN CN202310551269.8A patent/CN116426768A/zh active Pending
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| GB1237647A (en) * | 1968-05-02 | 1971-06-30 | Nickel Le | Method of extracting iron and cobalt from partially refined nickeliferous compounds |
| CN1738917A (zh) * | 2003-01-30 | 2006-02-22 | Bhp比利通Ssm技术有限公司 | 从铁矾土矿中提取镍和钴的方法 |
| CN102851490A (zh) * | 2012-08-30 | 2013-01-02 | 北京矿冶研究总院 | 流态化还原焙烧氧化镍矿制备优质焙砂的方法 |
| CN111593197A (zh) * | 2020-05-29 | 2020-08-28 | 东北大学 | 一种铝土矿悬浮焙烧脱水干法除铁的方法 |
| CN115094245A (zh) * | 2022-06-22 | 2022-09-23 | 中化地质矿山总局地质研究院 | 一种低钴多金属硫化矿同步回收钴铁的方法 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN100497670C (zh) | 一种转底炉快速还原含碳红土镍矿球团富集镍的方法 | |
| Zhou et al. | Extraction and separation of copper and iron from copper smelting slag: A review | |
| CN101073790B (zh) | 不同类型红土镍矿的还原-磨选处理方法 | |
| CN101413055A (zh) | 一种由红土镍矿直接制取镍铁合金粉的工艺 | |
| CN101586188B (zh) | 红土矿两段焙烧选冶联合工艺 | |
| CN103757200B (zh) | 一种红土镍矿分离富集镍铁的方法 | |
| CN109957657B (zh) | 一种从赤泥中同时资源化利用铁、钠、铝的方法 | |
| CN107523662A (zh) | 一种流态化回收富铁尾矿中金属铁的方法 | |
| CN109385533A (zh) | 钛渣除尘灰的回收利用方法 | |
| CN105112677A (zh) | 一种综合回收黄金冶炼渣中有价金属的方法 | |
| Zhang et al. | A review of comprehensive utilization of high-iron red mud of China | |
| CN108754164B (zh) | 一种利用矿相重构法从铁酸锌资源中回收锌的方法 | |
| CN116426768A (zh) | 一种氧化钴矿钴铁同步还原干法协同回收的方法 | |
| CN108796236B (zh) | 一种铜渣中有价组元综合回收利用的方法 | |
| CN111304394A (zh) | 一种海滨砂矿直接还原-磨矿磁选分离钛铁的方法 | |
| CN106362859A (zh) | 制备低硫铁粉的系统和方法 | |
| CN110564969B (zh) | 一种综合回收高炉瓦斯灰中铅、锌、铁的方法 | |
| CN107022677A (zh) | 一种从磁选尾渣中提取铁和氧化铝的方法和系统 | |
| CN108190964B (zh) | 一种利用硫铁矿烧渣制备高铁酸盐溶液的方法 | |
| CN102732715A (zh) | 钠盐改性硼铁矿及其在难处理含铁资源还原分选中的应用 | |
| CN206828600U (zh) | 处理红土镍矿的系统 | |
| CN115011748B (zh) | 一种铁钴基软磁合金材料的制备方法 | |
| CN112934478B (zh) | 一种微波低温还原焙烧回收铜渣浮铜尾渣中铁精矿的方法 | |
| CN110980753B (zh) | 一种采用高硅铁矿生产优质硅酸钠的工艺 | |
| CN108842019A (zh) | 一种利用煤基竖炉生产高品位镍铁粉的方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| PB01 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination |