CN117947261A - 一种利用悬浮磁化焙烧处理红土镍矿浸出渣的方法 - Google Patents
一种利用悬浮磁化焙烧处理红土镍矿浸出渣的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN117947261A CN117947261A CN202410346101.8A CN202410346101A CN117947261A CN 117947261 A CN117947261 A CN 117947261A CN 202410346101 A CN202410346101 A CN 202410346101A CN 117947261 A CN117947261 A CN 117947261A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- leaching slag
- nickel ore
- laterite
- suspension
- flue gas
- 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
- 238000002386 leaching Methods 0.000 title claims abstract description 103
- 239000002893 slag Substances 0.000 title claims abstract description 91
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N nickel Substances [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 47
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 41
- 239000000725 suspension Substances 0.000 title claims abstract description 38
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 25
- 230000005415 magnetization Effects 0.000 title claims abstract description 15
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 103
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 43
- 239000003546 flue gas Substances 0.000 claims abstract description 43
- 239000000843 powder Substances 0.000 claims abstract description 38
- 239000007789 gas Substances 0.000 claims abstract description 30
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 27
- TWRXJAOTZQYOKJ-UHFFFAOYSA-L Magnesium chloride Chemical compound [Mg+2].[Cl-].[Cl-] TWRXJAOTZQYOKJ-UHFFFAOYSA-L 0.000 claims abstract description 24
- 229910001629 magnesium chloride Inorganic materials 0.000 claims abstract description 12
- 238000002156 mixing Methods 0.000 claims description 25
- 239000000428 dust Substances 0.000 claims description 24
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 23
- 238000007885 magnetic separation Methods 0.000 claims description 21
- 239000002994 raw material Substances 0.000 claims description 18
- 239000006148 magnetic separator Substances 0.000 claims description 16
- 229910001608 iron mineral Inorganic materials 0.000 claims description 11
- 238000001816 cooling Methods 0.000 claims description 10
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 claims description 10
- 125000000864 peroxy group Chemical group O(O*)* 0.000 claims description 9
- 238000010521 absorption reaction Methods 0.000 claims description 8
- 238000006477 desulfuration reaction Methods 0.000 claims description 8
- 230000023556 desulfurization Effects 0.000 claims description 8
- 239000012153 distilled water Substances 0.000 claims description 8
- 239000004744 fabric Substances 0.000 claims description 8
- 239000000945 filler Substances 0.000 claims description 8
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims description 8
- 238000003825 pressing Methods 0.000 claims description 8
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims description 8
- 238000002791 soaking Methods 0.000 claims description 8
- 239000002253 acid Substances 0.000 claims description 3
- 229910021529 ammonia Inorganic materials 0.000 claims description 3
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 claims description 2
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 2
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N iron Substances [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 28
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 abstract description 10
- 239000012535 impurity Substances 0.000 abstract description 5
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 abstract description 4
- UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N Hydrogen Chemical compound [H][H] UFHFLCQGNIYNRP-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 3
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 abstract description 3
- 229910052739 hydrogen Inorganic materials 0.000 abstract description 3
- 239000001257 hydrogen Substances 0.000 abstract description 3
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 abstract description 3
- 239000011707 mineral Substances 0.000 abstract description 3
- 238000011084 recovery Methods 0.000 abstract description 3
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 abstract description 2
- 238000004134 energy conservation Methods 0.000 abstract description 2
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 abstract description 2
- 229910001710 laterite Inorganic materials 0.000 abstract description 2
- 239000011504 laterite Substances 0.000 abstract description 2
- 239000000463 material Substances 0.000 abstract description 2
- 238000004064 recycling Methods 0.000 abstract description 2
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 abstract 1
- 239000000779 smoke Substances 0.000 description 7
- 230000000052 comparative effect Effects 0.000 description 6
- WWNBZGLDODTKEM-UHFFFAOYSA-N sulfanylidenenickel Chemical compound [Ni]=S WWNBZGLDODTKEM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 5
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 3
- 239000002245 particle Substances 0.000 description 3
- QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N atomic oxygen Chemical compound [O] QVGXLLKOCUKJST-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 2
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 2
- 230000005307 ferromagnetism Effects 0.000 description 2
- 238000009854 hydrometallurgy Methods 0.000 description 2
- 229910000480 nickel oxide Inorganic materials 0.000 description 2
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 2
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 2
- GNRSAWUEBMWBQH-UHFFFAOYSA-N oxonickel Chemical compound [Ni]=O GNRSAWUEBMWBQH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910052760 oxygen Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000001301 oxygen Substances 0.000 description 2
- 229910021578 Iron(III) chloride Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 1
- 238000004458 analytical method Methods 0.000 description 1
- 238000002485 combustion reaction Methods 0.000 description 1
- 230000018044 dehydration Effects 0.000 description 1
- 238000006297 dehydration reaction Methods 0.000 description 1
- 230000009977 dual effect Effects 0.000 description 1
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 1
- RBTARNINKXHZNM-UHFFFAOYSA-K iron trichloride Chemical compound Cl[Fe](Cl)Cl RBTARNINKXHZNM-UHFFFAOYSA-K 0.000 description 1
- SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N iron(II,III) oxide Inorganic materials O=[Fe]O[Fe]O[Fe]=O SZVJSHCCFOBDDC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000005389 magnetism Effects 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 230000001681 protective effect Effects 0.000 description 1
- 238000009853 pyrometallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
Classifications
-
- 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
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明公开了一种利用悬浮磁化焙烧处理红土镍矿浸出渣的方法,涉及矿物加工技术领域。本发明将浸出渣与盐酸、氯化镁组成的含水物料,配合悬浮焙烧系统内的热烟气,在高温下,形成HCl气体,降低杂质含量,同时高温促使铁盐反应生成疏松状的Fe2O3,借助悬浮状态,使得Fe2O3自表面脱落,露出内部未反应的浸出渣,进而使浸出渣的Fe元素充分反应,还能有效去除粉体中夹杂的HCl气体,提高铁精矿品位和回收率,再采用氢气结合CO还原磁选制备铁矿。本发明实现清洁、低碳的回收利用,减少能耗,达到节能、环保的目的,还能实现红土镍矿中宏量元素铁的高值化综合利用。
Description
技术领域
本发明涉及矿物加工技术领域,具体为一种利用悬浮磁化焙烧处理红土镍矿浸出渣的方法。
背景技术
全球目前已探明的镍资源大约有1.6亿吨,其中硫化镍矿仅占30%,氧化镍矿占70%,而目前镍产品约60%都来自硫化镍矿。随着硫化镍矿资源的日益枯竭,氧化镍矿的应用显得尤为重要。应用于硫化镍矿的生产技术主要指还原熔炼镍硫工艺,而从红土型镍矿中提取镍主要有火法冶金和湿法冶金两类技术。湿法冶金技术中又有两种主要工艺:一种为还原焙烧-氨浸工艺;另一种为高压酸浸工艺,而采用湿法冶金进行处理,将会产生大量的浸出渣,其中铁矿物为浸出渣中得主要成分,目前浸出渣基本都是堆存的状态,存在着巨大的资源浪费。因此,对浸出渣中铁进行回收,不仅可以减少红土镍矿浸出渣对环境的污染,而且有效利用矿产资源。
发明内容
本发明的目的在于提供一种利用悬浮磁化焙烧处理红土镍矿浸出渣的方法,以解决现有技术中存在的问题。
为了解决上述技术问题,本发明提供如下技术方案:一种利用悬浮磁化焙烧处理红土镍矿浸出渣的方法,包括以下制备步骤:
(1)向红土镍矿浸出渣加入红土镍矿浸出渣质量2~4倍的盐酸溶液,40~60℃浸泡1h,固液分离,经压滤机压滤到含水量为7~10%的浸出渣;
(2)将浸出渣通过悬浮焙烧炉的给料系统喂入系统管道内,浸出渣与热烟气在管道内混合进行预热,然后进入主炉,加热至600~700℃;
(3)送入还原室内,在混合气体气氛下,580℃焙烧30~120min,得还原料;还原料与热烟气通过主引风机的作用向后端流动,并与进入系统的新鲜空气进行热交换冷却,经过冷却后的烟气再经过布袋收尘、脱硫脱硝处理后外排,收集除尘器底部的粉末;
(4)调浆,送至磁选车间,经过弱磁选机,磁选机强度为1000-2000Oe,磁选时间为1~20min,分离,得铁矿物;
进一步的,步骤(1)所述红土镍矿浸出渣由还原焙烧-氨浸工艺或高压酸浸工艺制得。
进一步的,步骤(1)所述盐酸溶液包括0.08~0.3mol/L氯化镁、4.6~6.0mol/L盐酸,其余为蒸馏水。
进一步的,步骤(2)所述整个系统通过负压控制烟气运行路径,负压控制范围-5~-10kPa,通过调整主引风机的频率控制炉内氛围为过氧环境。
进一步的,步骤(2)所述热烟气温度为250~300℃。
进一步的,步骤(2)所述热烟气由系统内置的燃烧器燃烧制得。
进一步的,步骤(2)中生成的HCl气体经除尘后进入单级填料吸收塔生成盐酸,送入步骤(1)中继续使用,收集除尘器底部的粉末与浸出渣混合送入悬浮焙烧炉。
进一步的,步骤(3)所述混合气体中CO的体积百分含量为58~66%,H2的体积百分含量为34~42%。
进一步的,步骤(4)所述调浆为:步骤(3)所得粉末和水的用量比为1g:10mL~1g:100mL。
与现有技术相比,本发明所达到的有益效果是:
本发明将浸出渣与盐酸、氯化镁混合浸泡,降低浸出渣杂质含量的同时,尽可能地在浸出渣中保留铁元素,并且盐酸、氯化镁吸附在浸出渣表面,然后利用悬浮焙烧炉的给料系统喂入系统管道内,炉内置燃烧器,通过燃烧器的燃烧产生热烟气,湿物料与热烟气在管道内混合脱水,在负压和烟气的双重作用下,浸出渣呈悬浮旋转状态,同时较高的温度使浸出渣表面的水分、HCl气体大量挥发,同时浸出渣表面中的氯化铁反应生成疏松状的Fe2O3,由于悬浮导致颗粒间的摩擦、碰撞,使得Fe2O3自表面脱落,露出内部未反应的浸出渣,进而使浸出渣的Fe元素充分反应,还能有效去除粉体中夹杂的HCl气体,并且HCl能够形成再生盐酸,循环利用,还能够降低杂质含量,提高铁精矿品位,有效降低焙烧过程能耗,此外,热烟气脱水采用过氧环境,氧气浓度越高,越有利于铁的氧化,越有利于铁的提取。
本发明采用氢气结合CO还原磁选制备铁磁矿,实现红土镍矿中铁金属的清洁、低碳回收利用,并且还原焙烧后的铁磁矿随热烟气共同进入后端,进行换热冷却处理,减少能耗,而热烟气可作为保护气体,避免磁铁矿高温接触空气中的氧气,产生氧化,影响磁性,不利于后续磁选;本发明不仅工艺流程简单,实现红土镍矿中宏量元素铁的高值化综合利用的同时,达到节能、环保的目的。
具体实施方式
下面将结合本发明实施例,对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述,显然,所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例,而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例,本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例,都属于本发明保护的范围。
实施例1;(1)向红土镍矿浸出渣加入红土镍矿浸出渣质量2倍的盐酸溶液,40℃浸泡1h,固液分离,经压滤机压滤到含水量为7%的浸出渣;所述盐酸溶液包括0.08mol/L氯化镁、4.6mol/L盐酸,其余为蒸馏水;
(2)将浸出渣通过悬浮焙烧炉的给料系统喂入系统管道内,浸出渣与250℃的热烟气在管道内混合进行预热,然后进入主炉,加热至600℃,生成的HCl气体经除尘后进入单级填料吸收塔生成盐酸,送入步骤(1)中继续使用,收集除尘器底部的粉末与浸出渣混合送入悬浮焙烧炉;所述整个系统通过负压控制烟气运行路径,负压控制范围-7kPa,通过调整主引风机的频率控制炉内氛围为过氧环境;所述热烟气由系统内置的燃烧器燃烧制得;
(3)将步骤(2)所得粉体送入还原室内,在混合气体气氛下,580℃焙烧30min,得还原料;还原料与热烟气通过主引风机的作用向后端流动,并与进入系统的新鲜空气进行热交换冷却,经过冷却后的烟气再经过布袋收尘、脱硫脱硝处理后外排,收集除尘器底部的粉末;所述混合气体中CO的体积百分含量为58%,H2的体积百分含量为42%;
(4)将步骤(3)所得粉末和水按比例为1g:10mL调浆,送至磁选车间,经过弱磁选机,磁选机强度为1000Oe,磁选时间为12min,分离,得铁矿物。
实施例2;(1)向红土镍矿浸出渣加入红土镍矿浸出渣质量3倍的盐酸溶液,50℃浸泡1h,固液分离,经压滤机压滤到含水量为9%的浸出渣;所述盐酸溶液包括0.22mol/L氯化镁、5.5mol/L盐酸,其余为蒸馏水;
(2)将浸出渣通过悬浮焙烧炉的给料系统喂入系统管道内,浸出渣与280℃的热烟气在管道内混合进行预热,然后进入主炉,加热至600℃,生成的HCl气体经除尘后进入单级填料吸收塔生成盐酸,送入步骤(1)中继续使用,收集除尘器底部的粉末与浸出渣混合送入悬浮焙烧炉;所述整个系统通过负压控制烟气运行路径,负压控制范围-7kPa,通过调整主引风机的频率控制炉内氛围为过氧环境;所述热烟气由系统内置的燃烧器燃烧制得;
(3)将步骤(2)所得粉体送入还原室内,在混合气体气氛下,580℃焙烧30min,得还原料;还原料与热烟气通过主引风机的作用向后端流动,并与进入系统的新鲜空气进行热交换冷却,经过冷却后的烟气再经过布袋收尘、脱硫脱硝处理后外排,收集除尘器底部的粉末;所述混合气体中CO的体积百分含量为60%,H2的体积百分含量为40%;
(4)将步骤(3)所得粉末和水按比例为1g:40mL调浆,送至磁选车间,经过弱磁选机,磁选机强度为2000Oe,磁选时间为10min,分离,得铁矿物。
实施例3;(1)向红土镍矿浸出渣加入红土镍矿浸出渣质量4倍的盐酸溶液,60℃浸泡1h,固液分离,经压滤机压滤到含水量为9%的浸出渣;所述盐酸溶液包括0.3mol/L氯化镁、6.0mol/L盐酸,其余为蒸馏水;
(2)将浸出渣通过悬浮焙烧炉的给料系统喂入系统管道内,浸出渣与300℃的热烟气在管道内混合进行预热,然后进入主炉,加热至600℃,生成的HCl气体经除尘后进入单级填料吸收塔生成盐酸,送入步骤(1)中继续使用,收集除尘器底部的粉末与浸出渣混合送入悬浮焙烧炉;所述整个系统通过负压控制烟气运行路径,负压控制范围-5~-10kPa,通过调整主引风机的频率控制炉内氛围为过氧环境;所述热烟气由系统内置的燃烧器燃烧制得;
(3)将步骤(2)所得粉体送入还原室内,在混合气体气氛下,580℃焙烧30min,得还原料;还原料与热烟气通过主引风机的作用向后端流动,并与进入系统的新鲜空气进行热交换冷却,经过冷却后的烟气再经过布袋收尘、脱硫脱硝处理后外排,收集除尘器底部的粉末;所述混合气体中CO的体积百分含量为66%,H2的体积百分含量为34%;
(4)将步骤(3)所得粉末和水按比例为1g:60mL调浆,送至磁选车间,经过弱磁选机,磁选机强度为2000Oe,磁选时间为10min,分离,得铁矿物。
对比例1;(1)将浸出渣通过悬浮焙烧炉的给料系统喂入系统管道内,浸出渣与280℃的热烟气在管道内混合进行预热,然后进入主炉,加热至600℃;所述整个系统通过负压控制烟气运行路径,负压控制范围-7kPa,通过调整主引风机的频率控制炉内氛围为过氧环境;所述热烟气由系统内置的燃烧器燃烧制得;
(2)将步骤(1)所得粉体送入还原室内,在混合气体气氛下,580℃焙烧30min,得还原料;还原料与热烟气通过主引风机的作用向后端流动,并与进入系统的新鲜空气进行热交换冷却,经过冷却后的烟气再经过布袋收尘、脱硫脱硝处理后外排,收集除尘器底部的粉末;所述混合气体中CO的体积百分含量为60%,H2的体积百分含量为40%;
(3)将步骤(2)所得还原料和水按比例为1g:40mL调浆,送至磁选车间,经过弱磁选机,磁选机强度为2000Oe,磁选时间为10min,分离,得铁矿物。
对比例2;(1)向红土镍矿浸出渣加入红土镍矿浸出渣质量3倍的盐酸溶液,50℃浸泡1h,固液分离,经压滤机压滤到含水量为9%的浸出渣;所述盐酸溶液包括0.22mol/L氯化镁、5.5mol/L盐酸,其余为蒸馏水;
(2)将浸出渣于600℃热处理30min,生成的HCl气体经除尘后进入单级填料吸收塔生成盐酸,送入步骤(1)中继续使用,收集除尘器底部的粉末与浸出渣混合送入悬浮焙烧炉;热处理氛围为过氧环境;
(3)将步骤(2)所得粉体送入还原室内,在混合气体气氛下,580℃焙烧30min;所述混合气体中CO的体积百分含量为60%,H2的体积百分含量为40%;
(4)将步骤(3)所得还原料和水按比例为1g:40mL调浆,送至磁选车间,经过弱磁选机,磁选机强度为2000Oe,磁选时间为10min,分离,得铁矿物。
对比例3;(1)向红土镍矿浸出渣加入红土镍矿浸出渣质量3倍的盐酸溶液,50℃浸泡1h,固液分离,经压滤机压滤到含水量为9%的浸出渣;所述盐酸溶液包括0.22mol/L氯化镁、5.5mol/L盐酸,其余为蒸馏水;
(2)将浸出渣通过悬浮焙烧炉的给料系统喂入系统管道内,浸出渣与280℃的热烟气在管道内混合进行预热,然后进入主炉,加热至600℃,生成的HCl气体经除尘后进入单级填料吸收塔生成盐酸,送入步骤(1)中继续使用,收集除尘器底部的粉末与浸出渣混合送入悬浮焙烧炉;所述整个系统通过负压控制烟气运行路径,负压控制范围-7kPa,通过调整主引风机的频率控制炉内氛围为过氧环境;所述热烟气由系统内置的燃烧器燃烧制得;
(3)将步骤(2)所得粉体送入还原室内,在CO气氛下,580℃焙烧30min,得还原料;还原料与热烟气通过主引风机的作用向后端流动,并与进入系统的新鲜空气进行热交换冷却,经过冷却后的烟气再经过布袋收尘、脱硫脱硝处理后外排,收集除尘器底部的粉末;
(4)将步骤(3)所得粉末和水按比例为1g:40mL调浆,送至磁选车间,经过弱磁选机,磁选机强度为2000Oe,磁选时间为10min,分离,得铁矿物。
对比例4;(1)向红土镍矿浸出渣加入红土镍矿浸出渣质量3倍的盐酸溶液,50℃浸泡1h,固液分离,经压滤机压滤到含水量为9%的浸出渣;所述盐酸溶液包括0.22mol/L氯化镁、5.5mol/L盐酸,其余为蒸馏水;
(2)将浸出渣通过悬浮焙烧炉的给料系统喂入系统管道内,浸出渣与280℃的热烟气在管道内混合进行预热,然后进入主炉,加热至600℃,生成的HCl气体经除尘后进入单级填料吸收塔生成盐酸,送入步骤(1)中继续使用,收集除尘器底部的粉末与浸出渣混合送入悬浮焙烧炉;所述整个系统通过负压控制烟气运行路径,负压控制范围-7kPa,通过调整主引风机的频率控制炉内氛围为过氧环境;所述热烟气由系统内置的燃烧器燃烧制得;
(3)将步骤(2)所得粉体送入还原室内,在H2气氛下,580℃焙烧30min,得还原料;还原料与热烟气通过主引风机的作用向后端流动,并与进入系统的新鲜空气进行热交换冷却,经过冷却后的烟气再经过布袋收尘、脱硫脱硝处理后外排,收集除尘器底部的粉末;
(4)将步骤(3)所得粉末和水按比例为1g:40mL调浆,送至磁选车间,经过弱磁选机,磁选机强度为2000Oe,磁选时间为10min,分离,得铁矿物。
效果例
下表1中给出了采用本发明实施例1至3与对比例1至4的铁矿物的性能分析结果。
表1
从实施例与对比例的实验数据比较可发现,本发明的技术方案有利于浸出渣中Fe的提取且回收率好、品位高;本发明利用盐酸、氯化镁混合浸泡浸出渣,使浸出渣颗粒表面吸附HCl,配合悬浮焙烧系统内的热烟气,能够生成HCl气体,能够降低杂质含量,提高铁精矿品位,同时高温促使Fe氧化,生成疏松状的Fe2O3,由于悬浮导致颗粒间的摩擦、碰撞,使得Fe2O3自表面脱落,露出内部未反应的浸出渣,进而使浸出渣的Fe元素充分反应,还能有效去除粉体中夹杂的HCl气体,提高铁精矿品位,并且本发明采用氢气结合CO还原磁选制备铁磁矿,并利用冷却后的烟气进行冷却处理,提高回收率。
对于本领域技术人员而言,显然本发明不限于上述示范性实施例的细节,而且在不背离本发明的精神或基本特征的情况下,能够以其他的具体形式实现本发明。因此,无论从哪一点来看,均应将实施例看作是示范性的,而且是非限制性的,本发明的范围由所附权利要求而不是上述说明限定,因此旨在将落在权利要求的等同要件的含义和范围内的所有变化囊括在本发明内。不应将权利要求中的任何标记视为限制所涉及的权利要求。
Claims (9)
1.一种利用悬浮磁化焙烧处理红土镍矿浸出渣的方法,其特征在于,包括以下制备步骤:
(1)向红土镍矿浸出渣加入红土镍矿浸出渣质量2~4倍的盐酸溶液,40~60℃浸泡1h,固液分离,经压滤机压滤到含水量为7~10%的浸出渣;
(2)将浸出渣通过悬浮焙烧炉的给料系统喂入系统管道内,浸出渣与热烟气在管道内混合进行预热,然后进入主炉,加热至600~700℃;
(3)送入还原室内,在混合气体气氛下,580℃焙烧30~120min,得还原料;还原料与热烟气通过主引风机的作用向后端流动,并与进入系统的新鲜空气进行热交换冷却,经过冷却后的烟气再经过布袋收尘、脱硫脱硝处理后外排,收集除尘器底部的粉末;
(4)调浆,送至磁选车间,经过弱磁选机,磁选机强度为1000-2000Oe,磁选时间为1~20min,分离,得铁矿物。
2.根据权利要求1所述的一种利用悬浮磁化焙烧处理红土镍矿浸出渣的方法,其特征在于,步骤(1)所述红土镍矿浸出渣由还原焙烧-氨浸工艺或高压酸浸工艺制得。
3.根据权利要求1所述的一种利用悬浮磁化焙烧处理红土镍矿浸出渣的方法,其特征在于,步骤(1)所述盐酸溶液包括0.08~0.3mol/L氯化镁、4.6~6.0mol/L盐酸,其余为蒸馏水。
4.根据权利要求1所述的一种利用悬浮磁化焙烧处理红土镍矿浸出渣的方法,其特征在于,步骤(2)所述整个系统通过负压控制烟气运行路径,负压控制范围-5~-10kPa,通过调整主引风机的频率控制炉内氛围为过氧环境。
5.根据权利要求1所述的一种利用悬浮磁化焙烧处理红土镍矿浸出渣的方法,其特征在于,步骤(2)所述热烟气温度为250~300℃。
6.根据权利要求1所述的一种利用悬浮磁化焙烧处理红土镍矿浸出渣的方法,其特征在于,步骤(2)所述热烟气由系统内置的燃烧器燃烧制得。
7.根据权利要求1所述的一种利用悬浮磁化焙烧处理红土镍矿浸出渣的方法,其特征在于,步骤(2)中生成的HCl气体经除尘后进入单级填料吸收塔生成盐酸,送入步骤(1)中继续使用,收集除尘器底部的粉末与浸出渣混合送入悬浮焙烧炉。
8.根据权利要求1所述的一种利用悬浮磁化焙烧处理红土镍矿浸出渣的方法,其特征在于,步骤(3)所述混合气体中CO的体积百分含量为58~66%,H2的体积百分含量为34~42%。
9.根据权利要求1所述的一种利用悬浮磁化焙烧处理红土镍矿浸出渣的方法,其特征在于,步骤(4)所述调浆为:步骤(3)所得粉末和水的用量比为1g:10mL~1g:100mL。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202410346101.8A CN117947261B (zh) | 2024-03-26 | 2024-03-26 | 一种利用悬浮磁化焙烧处理红土镍矿浸出渣的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202410346101.8A CN117947261B (zh) | 2024-03-26 | 2024-03-26 | 一种利用悬浮磁化焙烧处理红土镍矿浸出渣的方法 |
Publications (2)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN117947261A true CN117947261A (zh) | 2024-04-30 |
CN117947261B CN117947261B (zh) | 2024-05-28 |
Family
ID=90801752
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN202410346101.8A Active CN117947261B (zh) | 2024-03-26 | 2024-03-26 | 一种利用悬浮磁化焙烧处理红土镍矿浸出渣的方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN117947261B (zh) |
Citations (8)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN101509072A (zh) * | 2009-02-18 | 2009-08-19 | 中南大学 | 盐酸全闭路循环法从红土镍矿中提取有价金属的方法 |
CN101792865A (zh) * | 2009-11-16 | 2010-08-04 | 云南锡业集团(控股)有限责任公司 | 一种红土镍矿的干燥预还原方法 |
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 |
CN112226630A (zh) * | 2020-09-17 | 2021-01-15 | 眉山顺应动力电池材料有限公司 | 一种用盐酸浸出法提取红土镍矿有价金属元素及酸碱再生循环的方法 |
CN114622102A (zh) * | 2020-12-14 | 2022-06-14 | 荆门市格林美新材料有限公司 | 一种从红土镍矿中综合提取有价金属的方法 |
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 |
CN116426745A (zh) * | 2023-02-28 | 2023-07-14 | 广东邦普循环科技有限公司 | 一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法 |
CN117324115A (zh) * | 2023-07-06 | 2024-01-02 | 上海逢石科技有限公司 | 一种铁锰矿预富集—悬浮焙烧—分选分离富集的方法 |
-
2024
- 2024-03-26 CN CN202410346101.8A patent/CN117947261B/zh active Active
Patent Citations (8)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN101509072A (zh) * | 2009-02-18 | 2009-08-19 | 中南大学 | 盐酸全闭路循环法从红土镍矿中提取有价金属的方法 |
CN101792865A (zh) * | 2009-11-16 | 2010-08-04 | 云南锡业集团(控股)有限责任公司 | 一种红土镍矿的干燥预还原方法 |
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 |
CN112226630A (zh) * | 2020-09-17 | 2021-01-15 | 眉山顺应动力电池材料有限公司 | 一种用盐酸浸出法提取红土镍矿有价金属元素及酸碱再生循环的方法 |
CN114622102A (zh) * | 2020-12-14 | 2022-06-14 | 荆门市格林美新材料有限公司 | 一种从红土镍矿中综合提取有价金属的方法 |
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 |
CN116426745A (zh) * | 2023-02-28 | 2023-07-14 | 广东邦普循环科技有限公司 | 一种红土镍矿浸出渣综合利用的方法 |
CN117324115A (zh) * | 2023-07-06 | 2024-01-02 | 上海逢石科技有限公司 | 一种铁锰矿预富集—悬浮焙烧—分选分离富集的方法 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
CN117947261B (zh) | 2024-05-28 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN112111656B (zh) | 高炉-回转窑协同处理含锌、铁粉尘的方法 | |
CN109554550B (zh) | 一种炼钢粉尘综合利用回收锌的方法 | |
CN104911356A (zh) | 一种固废瓦斯灰、含锌铁钒渣综合回收工艺 | |
CN110093502B (zh) | 一种铜冶炼渣与锰铁矿协同利用的方法 | |
CN110564970A (zh) | 一种从高炉布袋灰中回收钾、钠、锌的工艺方法 | |
CN101775485B (zh) | 一种炼磺烧渣预选抛尾—磁化焙烧提铁降硫选矿方法 | |
CN111235397A (zh) | 一种高效处理铜冶炼烟尘的工艺 | |
WO2020107670A1 (zh) | 一种综合利用炼钢粉尘富集铁的方法 | |
CN116004936A (zh) | 红土镍矿酸浸渣的处理方法 | |
CN115261608B (zh) | 一种改善提钒尾渣球团强度强化还原脱碱的方法与系统 | |
CN113201651A (zh) | 一种含铁尘泥的协同处理方法 | |
CN104152671B (zh) | 一种由含锡铁矿制备炼铁用铁精矿的方法 | |
CN113755704B (zh) | 一种含碳砷金精矿梯级分离综合回收的方法 | |
CN110408791A (zh) | 一种还原自硫化焙烧预处理铁矾渣的方法 | |
CN117947261B (zh) | 一种利用悬浮磁化焙烧处理红土镍矿浸出渣的方法 | |
CN110453079B (zh) | 一种熔化-烟化法高效回收铅银渣中银的方法 | |
CN111593205A (zh) | 一种从含钴硫酸渣中回收钴的方法 | |
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 | |
CN113265545B (zh) | 一种高炉瓦斯灰的处理装置及处理方法 | |
CN112280974B (zh) | 一种利用低品位难选含铁矿物生产还原铁和硅酸盐水泥熟料的方法 | |
CN110564969B (zh) | 一种综合回收高炉瓦斯灰中铅、锌、铁的方法 | |
CN112777642A (zh) | 利用回转窑渣还原浸出软锰矿制备高纯硫酸锰的方法 | |
CN112813276A (zh) | 一种处置废活性炭的方法 | |
CN115011748B (zh) | 一种铁钴基软磁合金材料的制备方法 | |
CN113953079B (zh) | 一种多金属页岩焙烧-富集钒的方法 |
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 | ||
GR01 | Patent grant | ||
GR01 | Patent grant |