CN116949282A - 红土镍矿浸出渣的处理方法及其设备 - Google Patents
红土镍矿浸出渣的处理方法及其设备 Download PDFInfo
- Publication number
- CN116949282A CN116949282A CN202310493474.3A CN202310493474A CN116949282A CN 116949282 A CN116949282 A CN 116949282A CN 202310493474 A CN202310493474 A CN 202310493474A CN 116949282 A CN116949282 A CN 116949282A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- slag
- nickel ore
- laterite
- ore leaching
- roasting
- 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.)
- Granted
Links
- 239000002893 slag Substances 0.000 title claims abstract description 171
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 121
- 238000002386 leaching Methods 0.000 title claims abstract description 111
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 106
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 62
- 239000011504 laterite Substances 0.000 title claims abstract description 10
- 229910001710 laterite Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 10
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 162
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 claims abstract description 80
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 61
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 claims abstract description 55
- 239000008188 pellet Substances 0.000 claims abstract description 55
- 238000006477 desulfuration reaction Methods 0.000 claims abstract description 51
- 230000023556 desulfurization Effects 0.000 claims abstract description 51
- 230000009467 reduction Effects 0.000 claims abstract description 45
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 claims abstract description 44
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 43
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 claims abstract description 43
- 238000001035 drying Methods 0.000 claims abstract description 33
- 230000004907 flux Effects 0.000 claims abstract description 24
- 238000007654 immersion Methods 0.000 claims abstract description 19
- 230000003009 desulfurizing effect Effects 0.000 claims abstract description 17
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims abstract description 15
- 239000013589 supplement Substances 0.000 claims abstract description 8
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims description 99
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 claims description 41
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 40
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 claims description 40
- 239000000428 dust Substances 0.000 claims description 39
- 239000000446 fuel Substances 0.000 claims description 37
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 36
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 29
- 239000002245 particle Substances 0.000 claims description 24
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 claims description 20
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 17
- 239000011575 calcium Substances 0.000 claims description 17
- 229910052791 calcium Inorganic materials 0.000 claims description 16
- 239000003546 flue gas Substances 0.000 claims description 16
- OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N Calcium Chemical compound [Ca] OYPRJOBELJOOCE-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 15
- 239000000463 material Substances 0.000 claims description 15
- 239000000571 coke Substances 0.000 claims description 12
- VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N methane Chemical compound C VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 12
- 239000003245 coal Substances 0.000 claims description 11
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 9
- 239000011777 magnesium Substances 0.000 claims description 9
- 229910052749 magnesium Inorganic materials 0.000 claims description 8
- FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N Magnesium Chemical compound [Mg] FYYHWMGAXLPEAU-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 claims description 6
- 239000002817 coal dust Substances 0.000 claims description 6
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 claims description 6
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 claims description 6
- 239000003345 natural gas Substances 0.000 claims description 6
- 230000009471 action Effects 0.000 claims description 5
- 150000002431 hydrogen Chemical class 0.000 claims description 4
- 238000000746 purification Methods 0.000 claims description 4
- 239000002699 waste material Substances 0.000 claims description 4
- RHZUVFJBSILHOK-UHFFFAOYSA-N anthracen-1-ylmethanolate Chemical compound C1=CC=C2C=C3C(C[O-])=CC=CC3=CC2=C1 RHZUVFJBSILHOK-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 3
- 239000003830 anthracite Substances 0.000 claims description 3
- 239000002480 mineral oil Substances 0.000 claims description 3
- 235000010446 mineral oil Nutrition 0.000 claims description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 claims description 2
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 abstract description 11
- 238000004064 recycling Methods 0.000 abstract description 5
- 238000003672 processing method Methods 0.000 abstract description 2
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 36
- 230000008569 process Effects 0.000 description 20
- CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N Magnesium oxide Chemical compound [Mg]=O CPLXHLVBOLITMK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 19
- 239000007921 spray Substances 0.000 description 11
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 10
- 239000000395 magnesium oxide Substances 0.000 description 10
- 239000000292 calcium oxide Substances 0.000 description 9
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Inorganic materials [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 9
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 8
- 229910000805 Pig iron Inorganic materials 0.000 description 7
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 7
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 description 7
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 7
- 235000008733 Citrus aurantifolia Nutrition 0.000 description 6
- 235000011941 Tilia x europaea Nutrition 0.000 description 6
- 239000004571 lime Substances 0.000 description 6
- 238000004537 pulping Methods 0.000 description 6
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 description 6
- WWNBZGLDODTKEM-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenenickel Chemical compound [Ni]=S WWNBZGLDODTKEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 6
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000005469 granulation Methods 0.000 description 5
- 230000003179 granulation Effects 0.000 description 5
- 239000010703 silicon Substances 0.000 description 5
- 229910018072 Al 2 O 3 Inorganic materials 0.000 description 4
- 229910000519 Ferrosilicon Inorganic materials 0.000 description 4
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L Sulfate Chemical compound [O-]S([O-])(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 4
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 4
- 239000010459 dolomite Substances 0.000 description 4
- 229910000514 dolomite Inorganic materials 0.000 description 4
- 230000002349 favourable effect Effects 0.000 description 4
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 description 4
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 4
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 4
- 239000002910 solid waste Substances 0.000 description 4
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 3
- 230000008901 benefit Effects 0.000 description 3
- 238000007599 discharging Methods 0.000 description 3
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 3
- 239000004744 fabric Substances 0.000 description 3
- 230000005484 gravity Effects 0.000 description 3
- 239000012535 impurity Substances 0.000 description 3
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 3
- 239000000047 product Substances 0.000 description 3
- 230000001105 regulatory effect Effects 0.000 description 3
- 238000004062 sedimentation Methods 0.000 description 3
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 3
- 239000002918 waste heat Substances 0.000 description 3
- VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N Ammonium hydroxide Chemical compound [NH4+].[OH-] VHUUQVKOLVNVRT-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N Atomic nitrogen Chemical compound N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N Iron oxide Chemical compound [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N Sulphur dioxide Chemical compound O=S=O RAHZWNYVWXNFOC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000011114 ammonium hydroxide Nutrition 0.000 description 2
- 229910001570 bauxite Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000004566 building material Substances 0.000 description 2
- 238000005255 carburizing Methods 0.000 description 2
- 239000007795 chemical reaction product Substances 0.000 description 2
- 229910017052 cobalt Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000010941 cobalt Substances 0.000 description 2
- GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N cobalt atom Chemical compound [Co] GUTLYIVDDKVIGB-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 2
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 2
- PTVDYARBVCBHSL-UHFFFAOYSA-N copper;hydrate Chemical class O.[Cu] PTVDYARBVCBHSL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000002425 crystallisation Methods 0.000 description 2
- 230000008025 crystallization Effects 0.000 description 2
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 description 2
- 239000010440 gypsum Substances 0.000 description 2
- 229910052602 gypsum Inorganic materials 0.000 description 2
- 229910052595 hematite Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000011019 hematite Substances 0.000 description 2
- LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N iron(3+);oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[O-2].[O-2].[Fe+3].[Fe+3] LIKBJVNGSGBSGK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 2
- 238000010248 power generation Methods 0.000 description 2
- 230000005855 radiation Effects 0.000 description 2
- 238000007670 refining Methods 0.000 description 2
- 230000000630 rising effect Effects 0.000 description 2
- 229920006395 saturated elastomer Polymers 0.000 description 2
- HRZFUMHJMZEROT-UHFFFAOYSA-L sodium disulfite Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]S(=O)S([O-])(=O)=O HRZFUMHJMZEROT-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 229940001584 sodium metabisulfite Drugs 0.000 description 2
- 235000010262 sodium metabisulphite Nutrition 0.000 description 2
- 238000009628 steelmaking Methods 0.000 description 2
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 2
- MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N Ferrous sulfide Chemical compound [Fe]=S MBMLMWLHJBBADN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 235000019738 Limestone Nutrition 0.000 description 1
- 229910000831 Steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 description 1
- COOGPNLGKIHLSK-UHFFFAOYSA-N aluminium sulfide Chemical compound [Al+3].[Al+3].[S-2].[S-2].[S-2] COOGPNLGKIHLSK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- -1 and meanwhile Chemical compound 0.000 description 1
- 238000007664 blowing Methods 0.000 description 1
- 239000011449 brick Substances 0.000 description 1
- BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N calcium oxide Chemical compound [O-2].[Ca+2] BRPQOXSCLDDYGP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- JGIATAMCQXIDNZ-UHFFFAOYSA-N calcium sulfide Chemical compound [Ca]=S JGIATAMCQXIDNZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000005266 casting Methods 0.000 description 1
- 239000000919 ceramic Substances 0.000 description 1
- 230000001276 controlling effect Effects 0.000 description 1
- 239000013078 crystal Substances 0.000 description 1
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 description 1
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 1
- 238000003912 environmental pollution Methods 0.000 description 1
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 1
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000010931 gold Substances 0.000 description 1
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000000227 grinding Methods 0.000 description 1
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 description 1
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000006028 limestone Substances 0.000 description 1
- 230000007774 longterm Effects 0.000 description 1
- 239000001095 magnesium carbonate Substances 0.000 description 1
- ZLNQQNXFFQJAID-UHFFFAOYSA-L magnesium carbonate Chemical compound [Mg+2].[O-]C([O-])=O ZLNQQNXFFQJAID-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- 229910000021 magnesium carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- 235000014380 magnesium carbonate Nutrition 0.000 description 1
- AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N magnesium;oxygen(2-) Chemical compound [O-2].[Mg+2] AXZKOIWUVFPNLO-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000007769 metal material Substances 0.000 description 1
- 235000010755 mineral Nutrition 0.000 description 1
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 230000004048 modification Effects 0.000 description 1
- 238000012986 modification Methods 0.000 description 1
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N oxo(oxoalumanyloxy)alumane Chemical compound O=[Al]O[Al]=O TWNQGVIAIRXVLR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 1
- 238000003825 pressing Methods 0.000 description 1
- 238000000197 pyrolysis Methods 0.000 description 1
- 239000011819 refractory material Substances 0.000 description 1
- 239000004576 sand Substances 0.000 description 1
- 238000004904 shortening Methods 0.000 description 1
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 1
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 1
- 238000005507 spraying Methods 0.000 description 1
- 229910001220 stainless steel Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010935 stainless steel Substances 0.000 description 1
- 239000010959 steel Substances 0.000 description 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 1
- 230000019086 sulfide ion homeostasis Effects 0.000 description 1
- 238000012360 testing method Methods 0.000 description 1
- 238000012546 transfer Methods 0.000 description 1
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 1
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
- C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
- C22B1/14—Agglomerating; Briquetting; Binding; Granulating
- C22B1/24—Binding; Briquetting ; Granulating
- C22B1/2406—Binding; Briquetting ; Granulating pelletizing
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C01—INORGANIC CHEMISTRY
- C01B—NON-METALLIC ELEMENTS; COMPOUNDS THEREOF; METALLOIDS OR COMPOUNDS THEREOF NOT COVERED BY SUBCLASS C01C
- C01B17/00—Sulfur; Compounds thereof
- C01B17/02—Preparation of sulfur; Purification
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
- C21B13/0006—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes obtaining iron or steel in a molten state
-
- 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
-
- 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)
- Organic Chemistry (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Metallurgy (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Geochemistry & Mineralogy (AREA)
- Geology (AREA)
- Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Mechanical Engineering (AREA)
- General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
- Environmental & Geological Engineering (AREA)
- Inorganic Chemistry (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明涉及一种红土镍矿浸出渣的处理方法。所述处理方法包括:提供红土镍矿浸出渣;将红土镍矿浸出渣进行干燥处理得到干渣和干燥尾气;将干渣与用于脱硫的第一还原剂混合造粒得到球团;将球团进行焙烧脱硫得到热焙砂和焙烧尾气;将热焙砂与用于提铁的第二还原剂、熔剂进行浸没还原,得到铁水、炉渣和一次煤气,逸出的一次煤气经通过二次燃烧用于浸没还原补热。所述处理方法能够综合回收红土镍矿浸出渣中的铁和硫,降低能耗,有效实现了红土镍矿浸出渣的资源化利用。
Description
技术领域
本发明涉及工业固体废弃物资源化利用领域,特别是涉及一种红土镍矿浸出渣的处理方法及其设备。
背景技术
镍具有机械强度高、延展性好、难熔耐高温、化学稳定性高等特征,被广泛应用于不锈钢、新能源等领域,是工业领域中不可或缺的金属材料。镍资源主要分布于红土镍矿和硫化镍矿中,其中硫化镍矿占比约40%,红土镍矿占比约60%。然而,硫化镍矿已开发上百年,长期开采导致硫化镍矿的资源储量、矿石品位等方面逐渐下降,并且近年来未发现大型的硫化镍矿,因此,硫化镍矿的产量呈不断下降趋势,而红土镍矿则成为提取镍资源的主要原料。
提取红土镍矿中的镍、钴资源通常采用加压湿法浸出工艺,然而该工艺会产生大量的浸出渣,虽然浸出渣中富含铁元素(30%以上),但是由于浸出渣中的铁主要以赤铁矿的形式存在,并且浸出渣的含水量和含硫量高、品位低,浸出渣无法直接作为炼铁原料,因此通常采用堆存的方式进行处理,不仅造成了极大的资源浪费,而且具有极高的环境安全隐患,若不妥善处理将成为加压湿法浸出工艺的瓶颈。
发明内容
基于此,有必要针对上述问题,提供一种红土镍矿浸出渣的处理方法及其设备;所述处理方法不仅能够综合回收红土镍矿浸出渣中的铁和硫,而且有利于降低能耗,有效实现了红土镍矿浸出渣的资源化利用。
一种红土镍矿浸出渣的处理方法,包括:
提供红土镍矿浸出渣;
将所述红土镍矿浸出渣进行干燥处理,得到干渣和干燥尾气;
将所述干渣与用于脱硫的第一还原剂混合造粒,得到球团;
将所述球团进行焙烧脱硫,得到热焙砂和焙烧尾气;
将所述热焙砂与用于提铁的第二还原剂、熔剂进行浸没还原,得到铁水、炉渣和一次煤气,逸出的所述一次煤气通过二次燃烧用于浸没还原补热。
在其中一个实施例中,所述第一还原剂的质量为α×(18.8%×W1+1.78%×W2)/FC,其中,α为过剩系数,且α选自1.05-1.20,W1为干渣中硫的质量,W2为干渣中铁的质量,FC为第一还原剂的固定碳含量。
在其中一个实施例中,所述干渣的含水量为15%-25%。
在其中一个实施例中,所述干燥尾气经除尘处理得到干燥尘和干燥烟气,其中,将所述干燥尘与所述干渣、所述第一还原剂进行混合造粒,将所述干燥烟气进行脱硫处理。
在其中一个实施例中,所述球团的粒径小于或者等于8mm,且粒径小于或者等于3mm的球团的质量占球团总质量的80%以上。
在其中一个实施例中,所述焙烧尾气经除尘处理得到焙烧尘和焙烧烟气,其中,将所述焙烧尘与所述热焙砂、所述第二还原剂、所述熔剂进行浸没还原,将所述焙烧烟气进行制酸。
在其中一个实施例中,每得到1t的铁水,需要提供至少含有400kg固定碳的第二还原剂。
在其中一个实施例中,满足以下至少一个条件:
(1)所述第一还原剂选自焦炭、煤、兰碳中的至少一种;
(2)所述第一还原剂的粒径小于或者等于1mm;
(3)所述第二还原剂选自焦炭、兰炭、无烟煤中的至少一种;
(4)所述第二还原剂中固定碳含量大于70%;
(5)所述第二还原剂的含水量小于或者等于2%;
(6)所述第二还原剂的粒径为1mm-3mm。
在其中一个实施例中,所述熔剂选自富镁料的煅烧氧化物、富钙料的煅烧氧化物中的至少一种,所述熔剂的粒径小于或者等于1mm,通过熔剂控制炉渣中CaO与SiO2的质量比为(1.0-1.3)∶1,MgO的质量分数为8%-10%,Al2O3的质量分数为10%-20%。
在其中一个实施例中,所述二次燃烧的燃烧率为50%-60%。
在其中一个实施例中,逸出的所述一次煤气经二次燃烧得到荒煤气,将所述荒煤气进行煤气净化处理得到净煤气和熔炼尘,将所述熔炼尘与所述热焙砂、所述第二还原剂、所述熔剂进行浸没还原。
在其中一个实施例中,所述净煤气用于所述干燥处理、所述焙烧脱硫、所述浸没还原中至少一项步骤的第一燃料。
在其中一个实施例中,所述焙烧脱硫的步骤中还包括第二燃料、焙烧助燃风中的至少一种,其中,所述第二燃料包括硫磺、煤粉、天然气、氢气中的至少一种,所述焙烧助燃风包括氧浓度为21%-23%的富氧空气。
在其中一个实施例中,满足以下至少一个条件:
(1)所述浸没还原的温度为1450℃-1550℃;
(2)通过将第三燃料和一次助燃风喷入熔池进行浸没燃烧为浸没还原补热,所述浸没燃烧的燃烧氧过剩系数小于或者等于0.6,所述第三燃料选自电煤、废矿物油、天然气、焦炉煤气、氢气中的至少一种,所述一次助燃风选自氧浓度大于或者等于40%的富氧空气;
(3)所述一次煤气在二次助燃风的作用下进行二次燃烧,所述二次助燃风选自氧浓度为35%-50%的富氧空气,所述二次助燃风的温度为1000℃-1200℃。
在其中一个实施例中,当所述红土镍矿浸出渣的含钙量小于或者等于1%时,所述焙烧脱硫的温度为800℃-900℃,所述热焙砂的温度为500℃-700℃;
或者,当所述红土镍矿浸出渣的含钙量大于1%时,所述焙烧脱硫的温度为1000℃-1100℃,所述热焙砂的温度为800℃-900℃。
一种如上所述的红土镍矿浸出渣的处理方法所用的处理装置,主要包括依次设置的:
干燥装置,用于收集红土镍矿浸出渣并进行干燥处理,得到干渣和干燥尾气;
造粒装置,用于接收所述干渣,并将所述干渣与用于脱硫的第一还原剂混合造粒,得到球团;
脱硫装置,用于接收所述球团,并将所述球团进行焙烧脱硫,得到热焙砂和焙烧尾气;
还原装置,用于接收所述热焙砂,并将所述热焙砂与用于提铁的第二还原剂、熔剂进行浸没还原,得到铁水、炉渣和一次煤气,同时将逸出的所述一次煤气进行二次燃烧。
本发明所述的处理方法,先将干燥后的红土镍矿浸出渣与第一还原剂混合造粒进行焙烧脱硫,通过干燥、分解、还原脱硫等反应逐步脱除干渣中的自由水、结晶水以及硫元素,不仅使红土镍矿浸出渣中的硫能够被回收利用,尤其可以用于反补红土镍矿的湿法浸出工艺,有利于大幅度降低湿法浸出工艺中对硫磺的需求,而且制得的热焙砂具有较低的含水量和含硫量,有利于热焙砂的进一步提炼利用。
进而,热焙砂与第二还原剂、熔剂在高温条件下快速发生分解、热解、熔化、还原、造渣以及渗碳反应,并且由于反应产物具有不同的密度和形态,可以轻易分离出铁水、炉渣和一次煤气,其中,铁水可用于炼钢或者铸造原料,炉渣可以作为建材原料,而一次煤气与二次助燃风在二次燃烧过程中产生的反应热,通过辐射、对流等方式为浸没还原提供反应所需热量,从而有效减少浸没还原的能耗。
因此,本发明利用焙烧脱硫和浸没还原等方法协同处理红土镍矿浸出渣,不仅能够综合回收利用红土镍矿浸出渣中的铁和硫,解决了红土镍矿浸出渣的处理难题,而且有利于降低能耗,产生了一定的经济效益,有效实现了红土镍矿浸出渣的资源化利用。
附图说明
图1为本发明一实施方式中红土镍矿浸出渣的处理方法流程图。
具体实施方式
为了便于理解本发明,下面将对本发明进行更详细的描述。但是,应当理解,本发明可以以许多不同的形式来实现,并不限于本文所描述的实施方式或实施例。相反地,提供这些实施方式或实施例的目的是使对本发明的公开内容的理解更加透彻全面。
除非另有定义,本文所使用的所有的技术和科学术语与属于本发明的技术领域的技术人员通常理解的含义相同。本文中在本发明的说明书中所使用的术语只是为了描述具体的实施方式或实施例的目的,不是旨在于限制本发明。
结合图1所示,为本发明提供的一种红土镍矿浸出渣的处理方法,包括:
S1,提供红土镍矿浸出渣;
S2,将所述红土镍矿浸出渣进行干燥处理,得到干渣和干燥尾气;
S3,将所述干渣与用于脱硫的第一还原剂混合造粒,得到球团;
S4,将所述球团进行焙烧脱硫,得到热焙砂和焙烧尾气;
S5,将所述热焙砂与用于提铁的第二还原剂、熔剂进行浸没还原,得到铁水、炉渣和一次煤气,逸出的所述一次煤气通过二次燃烧用于浸没还原补热。
步骤S1中,所述红土镍矿浸出渣为硅镁镍矿型红土镍矿或者褐铁矿型红土镍矿经湿法浸出工艺提镍、钴后的浸出渣,所述红土镍矿浸出渣可以通过汽车、带式输送机等方式输送至备料区,也可以将湿法浸出工艺产生的红土镍矿浸出渣直接通过管道输送等方式输送至备料区。
其中,湿法浸出工艺产生的红土镍矿浸出渣通过管道输送并在原料仓进行压滤处理,滤液可以用于炉渣水碎补水,或者反补用于湿法浸出工艺,不仅有利于节省红土镍矿浸出渣的运输成本,并且可以改善环境。
步骤S2中,通过将红土镍矿浸出渣进行干燥处理,可以进一步降低红土镍矿浸出渣中的水分,优选干燥处理制得干渣的含水量为15%-25%,不仅可以为后续干渣的造粒提供适宜条件,而且有利于在后续焙烧过程中降低能耗。
其中,所述干燥处理的方式包括但不限于蒸汽干燥、回转窑干燥等方式。
作为优选,所述干燥处理采用回转窑干燥方式,进一步优选,所述回转窑干燥方式中的燃料可以为本发明后续红土镍矿浸出渣处理方法过程中产生的净煤气,有利于节省燃料,进一步通过将干燥助燃风与步骤S3中产生的焙烧尾气进行间接换热,使干燥助燃风的温度提升至200℃-250℃,有利于节省燃料,从而降低干燥能耗。
作为优选,将所述干燥尾气进行除尘处理,得到干燥尘和干燥烟气,其中,所述干燥尘可以与后续步骤中的干渣、第一还原剂共同混合进行造粒,有利于提高固体废物的利用率;将所述干燥烟气进行脱硫处理,有利于避免因含硫气体排放造成的环境污染等问题,从而改善环境。
步骤S3中,通过将干渣与特定用量的第一还原剂进行混合造粒,可以避免后续焙烧脱硫时干渣中的硫酸盐生成硫化物,并确保硫酸盐能够高效分解,从而使脱硫后得到的热焙砂具有较低的含硫量。
作为优选,第一还原剂的质量为α×(18.8%×W1+1.78%×W2)/FC,其中,α为过剩系数,且α选自1.05-1.20,W1为干渣中硫的质量,W2为干渣中铁的质量,FC为第一还原剂的固定碳含量,可以使热焙砂的含硫量低于0.5%。
进一步优选,当红土镍矿浸出渣的含钙量小于或者等于1%时,第一还原剂的质量为红土镍矿浸出渣干基质量的1.5%-2.5%;或者,当红土镍矿浸出渣的含钙量大于1%时,第一还原剂的质量为红土镍矿浸出渣干基质量的2.6%-4.5%。
其中,所述第一还原剂选自焦炭、煤、兰碳中的至少一种,所述第一还原剂的粒径小于或者等于1mm。
作为优选,所述球团的粒径小于或者等于8mm,且粒径小于或者等于3mm的球团的质量占球团总质量的80%以上,可以使制得的热焙砂更适用于气力输送,进而能够将热焙砂通过气力输送至浸没还原装置中。
步骤S4中,由于红土镍矿浸出渣中的硫主要以硫酸盐的形式存在,并且主要的矿物相为石膏和铝矾土,在焙烧脱硫过程中,石膏和铝矾土在低温下先发生自由水和结晶水的脱除反应,然后在第一还原剂的作用下发生脱硫反应,从而高效脱除干渣中的硫元素,使制得的热焙砂具有较低的含水量和含硫量,有利于热焙砂的进一步提炼利用。
需要说明的是,采用不同的脱硫装置,对于进料的球团含水量要求有所不同。当采用具有干燥功能的脱硫装置时,球团可以直接送入该脱硫装置中;当采用其他脱硫装置时,可以将球团进行干燥或者晾干处理至球团的含水量小于10%,有利于确保球团具有足够的强度,避免球团在焙烧脱硫过程中粉化,从而影响脱硫效果。本发明对此不做限定,本领域技术人员可以根据实际制备需求自行选择。
作为优选,焙烧脱硫时采用逆流焙烧工艺,即球团的运动方向与焙烧鼓入的高温风的运动方向相对,使球团能够在缓慢升温过程中逐级发生脱水、脱硫和还原,避免快速升温导致硫化物的生成。
作为优选,将所述焙烧尾气进行除尘处理,得到焙烧尘和焙烧烟气,其中,将所述焙烧尘可以与后续步骤中的热焙砂、第二还原剂、熔剂共同进行浸没还原,有利于提高固体废物的利用率;所述焙烧烟气进行制酸,更优选地,将焙烧烟气返回至湿法厂硫磺制酸系统进行制酸,使红土镍矿浸出渣中的硫能够被回收利用,有利于降低湿法浸出工艺对硫磺的需求。
考虑到红土镍矿浸出渣的含钙量不同,焙烧脱硫的温度有一定的差异,在一实施方式中,当所述红土镍矿浸出渣的含钙量小于或者等于1%时,所述焙烧脱硫的温度为800℃-900℃,所述热焙砂的温度为500℃-700℃;当所述红土镍矿浸出渣的含钙量大于1%时,所述焙烧脱硫的温度为1000℃-1100℃,有利于使红土镍矿浸出渣中的含钙硫酸盐能够被充分焙烧脱硫,所述热焙砂的温度为800℃-900℃。
作为优选,采用步骤S5中回收的净煤气作为焙烧脱硫的第一燃料,当所述净煤气不足以供给焙烧脱硫时,可以通过添加第二燃料作为补充,所述第二燃料选自硫磺、煤粉、天然气、氢气中的至少一种。进一步优选第二燃料为硫磺,不仅可以提高焙烧尾气中二氧化硫的浓度,而且有利于降低湿法厂硫磺制酸的成本。当燃料热值不足时,可以进一步采用富氧浓度为21%-23%的富氧空气作为焙烧助燃风,以提高火焰温度。
需要说明的是,所述焙烧脱硫的步骤中也可以不采用步骤S5中回收的净煤气作为燃料,本发明对此不做限定。
作为优选,所述热焙砂的温度保持为600℃-900℃,有利于减少后续浸没还原所需的热量,降低能耗。
需要说明的是,热焙砂可以直接输送用于浸没还原,也可以转运至缓存装置中,优选所述转运全过程为密闭状态,有利于防止热焙砂降温和再氧化。
步骤S5中,热焙砂与第二还原剂、熔剂在高温条件下快速发生分解、热解、熔化、还原、造渣以及渗碳反应,使热焙砂中的铁氧化物被还原成金属铁并渗碳得到铁水,钙和硅等杂质形成炉渣,并且由于反应产物具有不同的密度和形态,可以轻易分离出铁水、炉渣和一次煤气。
作为优选,当第一还原剂的质量为α×(18.8%×W1+1.78%×W2)/FC,其中,α为过剩系数,且a选自1.05-1.20,W1为干渣中硫的质量,W2为干渣中铁的质量,FC为第一还原剂的固定碳含量时,经焙烧脱硫后的热焙砂含硫量低于0.5%,进而使铁水的含铁量大于或者等于93%,含碳量大于或者等于3.5%,而含硫量小于或者等于1%,经简单的脱硫处理将铁水中的含硫量降至0.05%以下,即可用于炼钢或者铸锭外售。优选通过配加硅铁制成含硅量高于1.25%的铸造生铁,从而提升产品附加值。
所述炉渣主要成分包括氧化钙、二氧化硅、氧化镁以及氧化铝,含铁量小于或者等于5%,可以作为建材原料,优选将炉渣进行水碎处理,使炉渣可以满足不同建筑原材料的需求。
燃料热解、还原和浸没燃烧产生含一氧化碳的一次煤气,从熔池中逸出发生二次燃烧。二次燃烧过程中产生的反应热,通过辐射、对流等方式为浸没还原提供反应所需热量,从而有效减少浸没还原的能耗。
作为优选,逸出的所述一次煤气经二次燃烧得到荒煤气,将所述荒煤气进行煤气净化处理得到净煤气,所述净煤气还可以作为本发明所述处理方法任意步骤中的燃料供给,降低成本,如:将所述净煤气用于所述干燥处理、所述焙烧脱硫、所述浸没还原中至少一项步骤的第一燃料,更有利于节省燃料,从而降低能耗。
在一实施方式中,所述荒煤气经煤气净化处理还得到熔炼尘,可以将所述熔炼尘与所述热焙砂、所述第二还原剂、所述熔剂共同进行浸没还原,有利于提高固体废物的利用率。
作为优选,二次燃烧的燃烧率为50%-60%时,有利于在控制燃料消耗的同时,降低炉渣的含铁量,从而使红土镍矿浸出渣处理方法的经济效益更高。
需要说明的是,二次燃烧的燃烧率=(V1+V2)/(V1+V2+V3+V4)×100,其中,V1表示荒煤气中CO2的体积,V2表示荒煤气中H2O的体积,V3表示荒煤气中H2的体积,V4表示荒煤气中CO的体积。
作为优选,每得到1t的铁水,需要提供至少含有400kg固定碳的第二还原剂,即第二还原剂的用量满足固定碳≥400kg/(t铁水),确保还原和渗碳效果。
具体地,所述第二还原剂选自焦炭、兰炭、无烟煤中的至少一种。
作为优选,所述第二还原剂中固定碳含量大于70%。
作为优选,所述第二还原剂的含水量小于或者等于2%。
作为优选,所述第二还原剂的粒径为1mm-3mm。
所述炉渣为CaO-SiO2-MgO-Al2O3四元渣系,通过熔剂的配入使炉渣中CaO与SiO2的质量比为(1.0.1.3)∶1,MgO的质量分数为8%.10%,Al2O3的质量分数为10%-20%。进一步地,优选炉渣的熔点小于或者等于1500℃,1500℃时粘度小于或者等于1Pa.s,有利于炉渣排放。
作为优选,所述熔剂选自富镁料的煅烧氧化物、富钙料的煅烧氧化物中的至少一种,所述熔剂的粒径小于或者等于1mm,有利于缩短造渣时间。
其中,所述富镁料包括但不限于白云石、菱镁石、镁砂中的至少一种,所述富钙料包括但不限于石灰石、钢渣中的至少一种。
作为优选,所述浸没还原的温度为1450℃-1550℃。
需要说明的是,在足量的第二还原剂作用下,热焙砂能够进行浸没还原反应,也可以加入燃料为浸没还原补热,降低第二还原剂的用量,有利于降低成本。
作为优选,通过将第三燃料和一次助燃风喷入熔池进行浸没燃烧为浸没还原补热,所述浸没燃烧的燃烧氧过剩系数小于或者等于0.6,确保还原反应需要的还原性气氛。
其中,所述第三燃料选自电煤、废矿物油、天然气、焦炉煤气、氢气中的至少一种。优选廉价的燃料,有利于降低提铁的成本。进一步优选,电煤的粒径为1mm-3mm,含水量小于或者等于2%;气体燃料的背压为0.1MPa-0.2MPa;液体燃料的背压为0.4MPa-0.6MPa。
作为优选,所述一次助燃风选自氧浓度大于或者等于40%的富氧空气。
作为优选,所述一次煤气在二次助燃风的作用下进行二次燃烧,所述二次助燃风选自氧浓度为35%-50%的富氧空气,所述二次助燃风的温度为1000℃-1200℃,有利于降低燃料用量,提高热值。
需要说明的是,步骤S5产生的煤气和蒸汽高达整个处理方法产生总热量的50%以上,由于过热蒸汽发电比饱和蒸汽发电效率要高,本发明优选对步骤S5产生的饱和蒸汽进行过热处理,使得到的过热蒸汽用于发电;将煤气用于干燥和焙烧的燃料,可以进一步降低前序步骤中的燃料消耗,降低成本。
因此,本发明利用焙烧脱硫和浸没还原等方法协同处理红土镍矿浸出渣,不仅能够综合回收利用红土镍矿浸出渣中的铁和硫,解决了红土镍矿浸出渣的处理难题,而且有利于降低能耗,产生了一定的经济效益,有效实现了红土镍矿浸出渣的资源化利用。
本发明还提供一种红土镍矿浸出渣的处理方法所用的处理装置,主要包括依次设置的:
干燥装置,用于收集红土镍矿浸出渣并进行干燥处理,得到干渣和干燥尾气;
造粒装置,用于接收所述干渣,并将所述干渣与用于脱硫的第一还原剂混合造粒,得到球团;
脱硫装置,用于接收所述球团,并将所述球团进行焙烧脱硫,得到热焙砂和焙烧尾气;
还原装置,用于接收所述热焙砂,并将所述热焙砂与用于提铁的第二还原剂、熔剂进行浸没还原,得到铁水、炉渣和一次煤气,同时将逸出的所述一次煤气进行二次燃烧。
其中,所述干燥装置优选为回转窑。
所述造粒装置优选为圆盘制粒机。
所述脱硫装置优选为回转窑或者转底炉,更优选为带链篦机干燥的逆流回转窑。
所述还原装置优选为Hisme1t炉、富氧侧吹炉或者其他炉型中的一种,所述装置优选采用正压作业,压力为25kPa-150kPa。
具体地,所述还原装置包括铁区、渣区和炉膛区,其中,铁区采用绝热型结构,渣区采用铜水套与耐火材料的组合结构,炉膛区采用吊挂砖与水套的组合结构。
优选地,所述还原装置设有2种喷枪,包括混合物料喷枪和浸没燃烧喷枪,其中,混合物料喷枪为单通道结构,内衬耐磨陶瓷;浸没燃烧喷枪为双通道结构,内通道为燃料、外通道为富氧空气;喷枪采用铜水套冷却,通过挂渣保护喷枪。
更优选地,所述喷枪的末端位于炉渣面以下500-1000mm左右。
在一实施方式中,在二次燃烧中用于喷入二次助燃风的喷枪包括至少一支,且喷枪设置于浸没还原装置的侧壁,并接近于炉渣面,喷枪采用水冷结构,喷枪内部设置旋流片。
以下,将通过以下具体实施例对所述红土镍矿浸出渣的处理方法及其设备做进一步的说明。
需要说明的是,红土镍矿浸出渣为湿基,包括干基和水,而干渣包括干基和失去部分水后的剩余水,因此,红土镍矿浸出渣与干渣虽然含水量不同,但干基以及干基中各成分的质量相同。
实施例1
提供红土镍矿浸出渣,其中,湿基含水量为33%,干基主要元素含量为:33%的Fe、5.11%的Ca、7%的S、4.42%的Si、0.31%的Mg、3.45%的Al以及余量的杂质。
采用蒸汽干燥机将干基为200t的红土镍矿浸出渣进行干燥处理,得到含水量为18%的干渣,蒸汽用量为50t。
取过剩系数α为1.2,根据α×(18.8%×7%×200t+1.78%×33%×200t)÷85%得到焦炭粉(粒径约1mm,固定碳含量为85%)的用量为5.4t,将干渣与5.4t的焦碳粉加水混合后在圆盘制粒机中进行造粒,得到球团,球团的粒径≤8mm,且粒径≤3mm的球团的质量占球团总质量的85%左右。球团经自然晾干至含水量为10%,得到228t的干球团。
将干球团送入逆流回转窑内进行焙烧脱硫,调控干球团的入料流量为1t/h,焙烧脱硫的温度为1100℃,从入料至出料用时2h,得到718.2kg/h的热焙砂,热焙砂的含铁量为44.65%、含硫量为0.41%。其中,焙烧脱硫采用94.7kg/h的粉煤为燃料,高温风为1400℃,焙烧尾气的温度为300℃,焙烧尾气中SO2浓度为3.0%,焙烧尾气经重力收尘、电收尘后得到22.2kg/h的焙烧尘,将焙烧烟气进行湿法制酸。
将850℃的热焙砂和焙烧尘混合以794.5kg/h的流量,与80.9kg/h的轻烧白云石(粒径约1mm)、30.7kg/h的石灰(粒径0.5mm左右)、174.7kg/h的焦碳粉(固定碳400kg/t铁水,含水量≤2%,粒径约1mm),以83.5Nm3/h的氮气为输送气体,通过料枪喷入炉内熔池500mm以下,浸没燃烧枪鼓入185kg/h的煤粉和371Nm3/h的富氧空气(富氧浓度为40%,燃烧氧过剩系数0.6),于1470℃进行浸没燃烧,得到334.7kg/h的铁水(含铁量为93.64%、含硫量为0.35%)、423.6kg/h的炉渣和一次煤气。通过二次风枪鼓入1000℃、460Nm3/h的富氧空气(富氧浓度40%)与一次煤气进行二次燃烧,控制二次燃烧率为50%,得到的荒煤气经余热锅炉降温、布袋收尘后得到1218Nm3/h的净煤气(CO浓度22.25%,热值3001kJ/Nm3)。
其中,铁水经渗碳后通过铁排放口放出,排放温度1420℃,向铁水中喷入钝化镁(0.6kg/t铁水)和石灰(6.1kg/t铁水)的混合物进行脱硫,脱硫后铁水的含硫量为0.05%,然后加入75%的硅铁(20.5kg/t铁水)进行增硅至1.8%,最后浇铸成生铁块,得到生铁块为349.4kg/h。炉渣经沉降分离后通过渣口排出,炉渣排放温度1470℃,炉渣主要成分为CaO、SiO2、MgO、Al2O3,其中,CaO与SiO2的质量比为1.3,MgO含量为8.1%,Al2O3含量为17.4%,含铁量≤5%,炉渣熔点为1435℃,1470℃时炉渣粘度≤1Pa·s。
实施例2
提供红土镍矿浸出渣,其中,湿基含水量为33%,干基主要元素含量为:42%的Fe、0.5%的Ca、3%的S、5.53%的Si、0.39%的Mg、4.31%的Al以及余量的杂质。
采用蒸汽干燥机将干基为200t的红土镍矿浸出渣进行干燥处理,得到含水量为18%的干渣,蒸汽用量为50t。
取过剩系数α为1.05,根据α×(18.8%×3%×200t+1.78%×42%×200t)÷85%得到焦炭粉(粒径约0.5mm,固定碳含量为85%)的用量为3.3t,将干渣与3.3t的焦碳粉加水混合后在圆盘制粒机中进行造粒,得到球团,球团的粒径≤8mm,且粒径≤3mm的球团的质量占球团总质量的85%左右。球团经自然晾干至含水量为10%,得到226t的干球团。
将干球团送入逆流回转窑内进行焙烧脱硫,调控干球团的入料流量为1t/h,焙烧脱硫的温度为850℃,从入料至出料用时2h,得到849.9kg/h的热焙砂,热焙砂的含铁量为47.95%、含硫量为0.19%。其中,焙烧脱硫采用78kg/h的粉煤为燃料,高温风为1400℃,焙烧尾气的温度为300℃,焙烧尾气中SO2浓度为1.58%,焙烧尾气经重力收尘、电收尘后得到26.3kg/h的焙烧尘,将焙烧烟气进行湿法制酸。
将600℃的热焙砂和焙烧尘混合以942.4kg/h的流量,与102.9kg/h的轻烧白云石(粒径约0.5mm)、116.8kg/h的石灰(粒径约0.5mm)、277.6kg/h的焦碳粉(固定碳500kg/t铁水,含水量≤2%,粒径约2mm),以102.8Nm3/h的压缩空气为输送气体,通过料枪喷入炉内熔池500mm以下,浸没燃烧枪鼓入116.2kg/h的煤粉和180Nm3/h的富氧空气(富氧浓度为45%,燃烧氧过剩系数0.5),于1450℃进行浸没燃烧,得到424.6kg/h的铁水(含铁量为93.9%、含硫量为0.12%)、536.6kg/h的炉渣和一次煤气。通过二次风枪鼓入1200℃、758Nm3/h的富氧空气(富氧浓度35%)与一次煤气进行二次燃烧,控制二次燃烧率为55%,得到的荒煤气经余热锅炉降温、布袋收尘后得到1372Nm3/h的净煤气(CO浓度19.9%,热值2674kJ/Nm3)。
其中,铁水经渗碳后通过铁排放口放出,排放温度1400℃,向铁水中喷入钝化镁(0.2kg/t铁水)和石灰(1.9kg/t铁水)的混合物进行脱硫,脱硫后铁水的含硫量为0.03%,然后加入75%的硅铁(12.9kg/t铁水)进行增硅至1.25%,最后浇铸成生铁块,得到生铁块为432.3kg/h。炉渣经沉降分离后通过渣口排出,炉渣排放温度1450℃,炉渣主要成分为CaO、SiO2、MgO、Al2O3,其中,CaO与SiO2的质量比为1.2,MgO含量为8.9%,Al2O3含量为17.0%,含铁量≤5%,炉渣熔点为1410℃,1450℃时炉渣粘度≤1Pa.s。
实施例3
采用与实施例1相同的红土镍矿浸出渣,进行相同的干燥处理和造粒,得到228t的干球团。
将干球团送入逆流回转窑内进行焙烧脱硫,调控干球团的入料流量为1t/h,焙烧脱硫的温度为1000℃,从入料至出料用时2h,得到717.5kg/h的热焙砂,热焙砂的含铁量为44.68%、含硫量为0.42%。其中,焙烧脱硫采用78kg/h的粉煤和150℃、50kg/h的液体硫磺为燃料,高温风为1400℃,焙烧尾气的温度为300℃,焙烧尾气中SO2浓度为5.27%,焙烧尾气经重力收尘、电收尘后得到21kg/h的焙烧尘,将焙烧烟气进行湿法制酸。
将850℃的热焙砂和焙烧尘混合以791.1kg/h的流量,与115.1kg/h的轻烧白云石(粒径约1mm)、262.1kg/h的焦碳粉(固定碳600kg/t铁水,含水量≤2%,粒径约3mm),以86Nm3/h的富氧空气(富氧浓度为50%)为输送气体,通过料枪喷入炉内熔池500mm以下,浸没燃烧枪鼓入10.5kg/h的煤粉和11.6Nm3/h的富氧空气(富氧浓度为50%,燃烧氧过剩系数0.4),于1500℃进行浸没燃烧,得到335kg/h的铁水(含铁量为93.7%、含硫量为0.36%)、427kg/h的炉渣和一次煤气。通过二次风枪鼓入1100℃、426Nm3/h的富氧空气(富氧浓度50%)与一次煤气进行二次燃烧,控制二次燃烧率为60%,得到的荒煤气经余热锅炉降温、布袋收尘后得到735Nm3/h的净煤气(CO浓度22.8%,热值3020kJ/Nm3)。
其中,铁水经渗碳后通过铁排放口放出,排放温度1450℃,向铁水中喷入钝化镁(0.7kg/t铁水)和石灰(6.6kg/t铁水)的混合物进行脱硫,脱硫后铁水的含硫量为0.01%,然后加入75%的硅铁(30.3kg/t铁水)进行增硅至2.5%,最后浇铸成生铁块,得到生铁块为359.3kg/h。炉渣经沉降分离后通过渣口排出,炉渣排放温度1500℃,炉渣主要成分为CaO、SiO2、MgO、Al2O3,其中,CaO与SiO2的质量比为1.2,MgO含量为10%,Al2O3含量为17.3%,含铁量≤5%,炉渣熔点为1447℃,1500℃时炉渣粘度≤1Pa·s。
实施例4
实施例4与实施例1的区别在于,将干渣与20t的焦碳粉加水混合后在圆盘制粒机中进行造粒,在1050℃下还原焙烧1h,得到含硫量为2.5%的热焙砂。
对比例1
采用与实施例1相同的红土镍矿浸出渣。
将200g的红土镍矿浸出渣中配入30%的煤粉和6%的石灰粉,将配好的原料混合均匀,加入适量的水进行造粒,得到球团并干燥。
将干燥后的球团放入试金炉内,升温至1300℃,焙烧还原30min,得到热焙砂。
将热焙砂在水中冷却、干燥、磨矿后,于2650Gs的磁场强度下进行磁选,得到铁品位52.05%的铁精矿。
对比例2
采用与实施例1相同的红土镍矿浸出渣。
采用压滤机对红土镍矿浸出渣进行洗涤,向洗涤后的红土镍矿浸出渣中加入氨水和焦亚硫酸钠进行浆化前处理,然后进行浆化处理得到矿浆,其中,红土镍矿浸出渣与氨水、焦亚硫酸钠的质量比为1∶0.5∶1,浆化前处理中浆化比为5∶1,浆化前温度为100℃,浆化前时间为1.5h。
将矿浆加入高压釜于200℃进行加压处理2h。
对加压处理后的矿浆进行湿法磁选,得到赤铁矿转化率为74%的磁铁矿渣。
根据上述实施例1-4可知,本发明提供的红土镍矿浸出渣处理方法能够回收得到高品位铁水,同时可以回收利用硫,不仅有效实现了红土镍矿浸出渣的资源化利用,而且能够降低能耗,解决了红土镍矿浸出渣的处理难题。其中,实施例4由于加入的焦碳粉较多,使干渣在焙烧脱硫过程中部分转化形成硫化铁、硫化铝和硫化钙等硫化物,从而使热焙砂的含硫量偏高于实施例1-3。
而对比例1仅对红土镍矿浸出渣进行了初级提纯,并且由于红土矿浸出渣属于二次结晶产物,粒度较小,焙烧后磁选效果较差,因此制得的精矿品位低,产品的附加值低。对比例2采用湿法工艺对红土镍矿浸出渣进行处理,然而磁选后的尾渣仍属于危险废物,具有极高的环境安全隐患。
以上所述实施例的各技术特征可以进行任意的组合,为使描述简洁,未对上述实施例中的各个技术特征所有可能的组合都进行描述,然而,只要这些技术特征的组合不存在矛盾,都应当认为是本说明书记载的范围。
以上所述实施例仅表达了本发明的几种实施方式,其描述较为具体和详细,但并不能因此而理解为对发明专利范围的限制。应当指出的是,对于本领域的普通技术人员来说,在不脱离本发明构思的前提下,还可以做出若干变形和改进,这些都属于本发明的保护范围。因此,本发明专利的保护范围应以所附权利要求为准。
Claims (16)
1.一种红土镍矿浸出渣的处理方法,其特征在于,包括:
提供红土镍矿浸出渣;
将所述红土镍矿浸出渣进行干燥处理,得到干渣和干燥尾气;
将所述干渣与用于脱硫的第一还原剂混合造粒,得到球团;
将所述球团进行焙烧脱硫,得到热焙砂和焙烧尾气;
将所述热焙砂与用于提铁的第二还原剂、熔剂进行浸没还原,得到铁水、炉渣和一次煤气,逸出的所述一次煤气通过二次燃烧用于浸没还原补热。
2.根据权利要求1所述的红土镍矿浸出渣的处理方法,其特征在于,所述第一还原剂的质量为α×(18.8%×W1+1.78%×W2)/FC,其中,α为过剩系数,且α选自1.05-1.20,W1为干渣中硫的质量,W2为干渣中铁的质量,FC为第一还原剂的固定碳含量。
3.根据权利要求1所述的红土镍矿浸出渣的处理方法,其特征在于,所述干渣的含水量为15%-25%。
4.根据权利要求1所述的红土镍矿浸出渣的处理方法,其特征在于,所述干燥尾气经除尘处理得到干燥尘和干燥烟气,其中,将所述干燥尘与所述干渣、所述第一还原剂进行混合造粒,将所述干燥烟气进行脱硫处理。
5.根据权利要求1所述的红土镍矿浸出渣的处理方法,其特征在于,所述球团的粒径小于或者等于8mm,且粒径小于或者等于3mm的球团的质量占球团总质量的80%以上。
6.根据权利要求1所述的红土镍矿浸出渣的处理方法,其特征在于,所述焙烧尾气经除尘处理得到焙烧尘和焙烧烟气,其中,将所述焙烧尘与所述热焙砂、所述第二还原剂、所述熔剂进行浸没还原,将所述焙烧烟气进行制酸。
7.根据权利要求1所述的红土镍矿浸出渣的处理方法,其特征在于,每得到1t的铁水,需要提供至少含有400kg固定碳的第二还原剂。
8.根据权利要求1所述的红土镍矿浸出渣的处理方法,其特征在于,满足以下至少一个条件:
(1)所述第一还原剂选自焦炭、煤、兰碳中的至少一种;
(2)所述第一还原剂的粒径小于或者等于1mm;
(3)所述第二还原剂选自焦炭、兰炭、无烟煤中的至少一种;
(4)所述第二还原剂中固定碳含量大于70%;
(5)所述第二还原剂的含水量小于或者等于2%;
(6)所述第二还原剂的粒径为1mm-3mm。
9.根据权利要求1所述的红土镍矿浸出渣的处理方法,其特征在于,所述熔剂选自富镁料的煅烧氧化物、富钙料的煅烧氧化物中的至少一种,所述熔剂的粒径小于或者等于1mm,通过熔剂控制炉渣中CaO与SiO2的质量比为(1.0-1.3)∶1,MgO的质量分数为8%-10%,Al2O3的质量分数为10%-20%。
10.根据权利要求1所述的红土镍矿浸出渣的处理方法,其特征在于,所述二次燃烧的燃烧率为50%-60%。
11.根据权利要求1所述的红土镍矿浸出渣的处理方法,其特征在于,逸出的所述一次煤气经二次燃烧得到荒煤气,将所述荒煤气进行煤气净化处理得到净煤气和熔炼尘,将所述熔炼尘与所述热焙砂、所述第二还原剂、所述熔剂进行浸没还原。
12.根据权利要求11所述的红土镍矿浸出渣的处理方法,其特征在于,所述净煤气用于所述干燥处理、所述焙烧脱硫、所述浸没还原中至少一项步骤的第一燃料。
13.根据权利要求1或12所述的红土镍矿浸出渣的处理方法,其特征在于,所述焙烧脱硫的步骤中还包括第二燃料、焙烧助燃风中的至少一种,其中,所述第二燃料包括硫磺、煤粉、天然气、氢气中的至少一种,所述焙烧助燃风包括氧浓度为21%-23%的富氧空气。
14.根据权利要求1所述的红土镍矿浸出渣的处理方法,其特征在于,满足以下至少一个条件:
(1)所述浸没还原的温度为1450℃-1550℃;
(2)通过将第三燃料和一次助燃风喷入熔池进行浸没燃烧为浸没还原补热,所述浸没燃烧的燃烧氧过剩系数小于或者等于0.6,所述第三燃料选自电煤、废矿物油、天然气、焦炉煤气、氢气中的至少一种,所述一次助燃风选自氧浓度大于或者等于40%的富氧空气;
(3)所述一次煤气在二次助燃风的作用下进行二次燃烧,所述二次助燃风选自氧浓度为35%-50%的富氧空气,所述二次助燃风的温度为1000℃-1200℃。
15.根据权利要求1所述的红土镍矿浸出渣的处理方法,其特征在于,当所述红土镍矿浸出渣的含钙量小于或者等于1%时,所述焙烧脱硫的温度为800℃-900℃,所述热焙砂的温度为500℃-700℃;
或者,当所述红土镍矿浸出渣的含钙量大于1%时,所述焙烧脱硫的温度为1000℃-1100℃,所述热焙砂的温度为800℃-900℃。
16.一种如权利要求1-15任一项所述的红土镍矿浸出渣的处理方法所用的处理装置,其特征在于,所述处理装置主要包括依次设置的:
干燥装置,用于收集红土镍矿浸出渣并进行干燥处理,得到干渣和干燥尾气;
造粒装置,用于接收所述干渣,并将所述干渣与用于脱硫的第一还原剂混合造粒,得到球团;
脱硫装置,用于接收所述球团,并将所述球团进行焙烧脱硫,得到热焙砂和焙烧尾气;
还原装置,用于接收所述热焙砂,并将所述热焙砂与用于提铁的第二还原剂、熔剂进行浸没还原,得到铁水、炉渣和一次煤气,同时将逸出的所述一次煤气进行二次燃烧。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202310493474.3A CN116949282B (zh) | 2023-04-28 | 2023-04-28 | 红土镍矿浸出渣的处理方法及其设备 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202310493474.3A CN116949282B (zh) | 2023-04-28 | 2023-04-28 | 红土镍矿浸出渣的处理方法及其设备 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN116949282A true CN116949282A (zh) | 2023-10-27 |
CN116949282B CN116949282B (zh) | 2024-02-13 |
Family
ID=88453691
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN202310493474.3A Active CN116949282B (zh) | 2023-04-28 | 2023-04-28 | 红土镍矿浸出渣的处理方法及其设备 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN116949282B (zh) |
Citations (14)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CA2623628A1 (en) * | 2007-03-01 | 2008-09-01 | George Puvvada | A process for separating iron from other metals in iron containing feed stocks |
WO2009129653A1 (zh) * | 2008-04-23 | 2009-10-29 | Dong Shutong | 一种红土镍矿的综合回收利用方法 |
CN103451451A (zh) * | 2013-09-27 | 2013-12-18 | 北京科技大学 | 一种利用富氧热风竖炉处理红土镍矿生产镍铁合金工艺 |
CN105463214A (zh) * | 2015-07-27 | 2016-04-06 | 潘料庭 | 一种采用低贫品位红土镍矿生产高镍铁的方法 |
CN105907949A (zh) * | 2016-05-14 | 2016-08-31 | 北京矿冶研究总院 | 一种从红土镍矿中低温酸化酸解综合回收镍钴铁的新工艺 |
CN111378851A (zh) * | 2020-04-16 | 2020-07-07 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 处理红土镍矿的系统和方法 |
CN111534703A (zh) * | 2020-02-28 | 2020-08-14 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 从含镍浸出渣中回收有价金属的方法 |
CN111996377A (zh) * | 2020-08-13 | 2020-11-27 | 衢州华友资源再生科技有限公司 | 一种废旧电池提锂料回收镍钴锰金属的方法 |
CN212247156U (zh) * | 2020-04-16 | 2020-12-29 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 处理红土镍矿的系统 |
CN113122724A (zh) * | 2021-03-31 | 2021-07-16 | 衢州华友钴新材料有限公司 | 一种镍钴湿法冶炼废渣资源化的处理工艺 |
CN115386738A (zh) * | 2022-08-10 | 2022-11-25 | 广东邦普循环科技有限公司 | 还原硫化冶炼红土镍矿生产高冰镍的方法 |
WO2023273263A1 (zh) * | 2021-06-30 | 2023-01-05 | 广东邦普循环科技有限公司 | 处理红土镍矿浸出渣和黄钠铁矾渣的混合物的方法和应用 |
CN115747477A (zh) * | 2022-11-17 | 2023-03-07 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 红土镍矿分离镍精矿的方法 |
CN116004936A (zh) * | 2022-11-30 | 2023-04-25 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 红土镍矿酸浸渣的处理方法 |
-
2023
- 2023-04-28 CN CN202310493474.3A patent/CN116949282B/zh active Active
Patent Citations (14)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CA2623628A1 (en) * | 2007-03-01 | 2008-09-01 | George Puvvada | A process for separating iron from other metals in iron containing feed stocks |
WO2009129653A1 (zh) * | 2008-04-23 | 2009-10-29 | Dong Shutong | 一种红土镍矿的综合回收利用方法 |
CN103451451A (zh) * | 2013-09-27 | 2013-12-18 | 北京科技大学 | 一种利用富氧热风竖炉处理红土镍矿生产镍铁合金工艺 |
CN105463214A (zh) * | 2015-07-27 | 2016-04-06 | 潘料庭 | 一种采用低贫品位红土镍矿生产高镍铁的方法 |
CN105907949A (zh) * | 2016-05-14 | 2016-08-31 | 北京矿冶研究总院 | 一种从红土镍矿中低温酸化酸解综合回收镍钴铁的新工艺 |
CN111534703A (zh) * | 2020-02-28 | 2020-08-14 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 从含镍浸出渣中回收有价金属的方法 |
CN111378851A (zh) * | 2020-04-16 | 2020-07-07 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 处理红土镍矿的系统和方法 |
CN212247156U (zh) * | 2020-04-16 | 2020-12-29 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 处理红土镍矿的系统 |
CN111996377A (zh) * | 2020-08-13 | 2020-11-27 | 衢州华友资源再生科技有限公司 | 一种废旧电池提锂料回收镍钴锰金属的方法 |
CN113122724A (zh) * | 2021-03-31 | 2021-07-16 | 衢州华友钴新材料有限公司 | 一种镍钴湿法冶炼废渣资源化的处理工艺 |
WO2023273263A1 (zh) * | 2021-06-30 | 2023-01-05 | 广东邦普循环科技有限公司 | 处理红土镍矿浸出渣和黄钠铁矾渣的混合物的方法和应用 |
CN115386738A (zh) * | 2022-08-10 | 2022-11-25 | 广东邦普循环科技有限公司 | 还原硫化冶炼红土镍矿生产高冰镍的方法 |
CN115747477A (zh) * | 2022-11-17 | 2023-03-07 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 红土镍矿分离镍精矿的方法 |
CN116004936A (zh) * | 2022-11-30 | 2023-04-25 | 中国恩菲工程技术有限公司 | 红土镍矿酸浸渣的处理方法 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN116949282B (zh) | 2024-02-13 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CA1050765A (en) | Method for making steel | |
WO2021115029A1 (zh) | 一种含铁冶金渣粒梯级余热回收及直接还原系统及方法 | |
CN101538631B (zh) | 用低镍物料冶炼镍铁及含镍铁水工艺及设备 | |
CN105838838B (zh) | 一种煤制气直接还原一步法制取纯净钢的方法 | |
JPS5815523B2 (ja) | ハガネノセイホウ | |
EA021212B1 (ru) | Способ получения ферросплава, содержащего никель | |
CN114350977B (zh) | 一种红土镍矿循环硫化提取镍钴的方法 | |
CN114672643B (zh) | 一种高铁赤泥和熔融钢渣协同利用方法 | |
CN111705225A (zh) | 制备镍锍的方法及装置 | |
CN102344981A (zh) | 含硼铁精矿铁硼分离直接还原工艺 | |
CN103937959A (zh) | 一种低成本低能耗处理红土镍矿的新方法 | |
CN102191348B (zh) | 一种氧化球团法生产高品位镍及不锈钢的工艺方法和装置 | |
CN114317954A (zh) | 一种不锈钢酸洗污泥和高炉除尘灰协同处置及利用方法 | |
CN116162804B (zh) | 一种镍铁生产高冰镍及铁水的方法 | |
CN102181776B (zh) | 一种还原球团法生产高品位镍及不锈钢的工艺方法和装置 | |
CN116949282B (zh) | 红土镍矿浸出渣的处理方法及其设备 | |
CN116875759A (zh) | 一种从红土镍矿高压浸出渣中回收铁的资源化回收方法 | |
CN106893875B (zh) | 一种利用直接还原磁选处理红土镍矿的方法 | |
CN115505755A (zh) | 一种高镁低镍硫化镍精矿的冶炼方法 | |
US3753683A (en) | Method and apparatus for carbonizing and desulfurizing coal-iron compacts | |
CN212316200U (zh) | 含铜污泥生产黑铜的装置 | |
CN114317873A (zh) | 一种炼钢造渣工艺 | |
CN113774215A (zh) | 一种回收高锌高铅冶炼渣中有价金属的方法 | |
CN112391535A (zh) | 一种冶金含锌灰悬态熔融还原回收氧化锌的治理及利用装置和方法 | |
CN220202007U (zh) | 一种红土镍矿利用系统 |
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 | ||
GR01 | Patent grant | ||
GR01 | Patent grant |