一种基于低钙还原焙烧分离铁铝共生资源的方法

文档序号:1794137 发布日期:2021-11-05 浏览:37次 >En<

阅读说明:本技术 一种基于低钙还原焙烧分离铁铝共生资源的方法 (Method for separating iron-aluminum symbiotic resources based on low-calcium reduction roasting ) 是由 于海燕 潘晓林 毕诗文 于 2021-08-10 设计创作,主要内容包括:一种基于低钙还原焙烧分离铁铝共生资源的方法,按以下步骤进行:(1)将铁铝共生资源、石灰和煤分别破碎后,与纯碱混合磨细;(2)制成球团,预热烘干;(3)还原焙烧;(4)1000~1200℃高温焙烧,然后氮气气氛冷却;(5)加入碱液湿磨浸出;(6)液固分离;(7)浸出渣水洗后制成矿浆,进行磁选。本发明方法能够高效处理铁铝共生矿和高铁赤泥,配碱量、石灰配入量和尾渣量较传统烧结法大幅降低,铁铝有价元素高效分离且铁铝回收率高,铁精矿中氧化铝含量在3%以下;尾渣经水热转化后得到可广泛用于建筑、保温和装修材料具有疏松多孔结构的硅酸钙粉体材料。(A method for separating iron-aluminum symbiotic resources based on low-calcium reduction roasting comprises the following steps: (1) respectively crushing the iron-aluminum symbiotic resource, lime and coal, and mixing with soda ash for grinding; (2) pelletizing, preheating and drying; (3) reduction roasting; (4) roasting at a high temperature of 1000-1200 ℃, and then cooling in a nitrogen atmosphere; (5) adding alkali liquor for wet milling and leaching; (6) liquid-solid separation; (7) washing the leached slag to prepare ore pulp, and carrying out magnetic separation. The method can efficiently treat the iron-aluminum paragenic ore and the high-iron red mud, the alkali blending amount, the lime blending amount and the tailing amount are greatly reduced compared with those of the traditional sintering method, the valuable elements of iron and aluminum are efficiently separated, the recovery rate of iron and aluminum is high, and the content of aluminum oxide in iron ore concentrate is below 3 percent; the tailings are subjected to hydrothermal conversion to obtain the calcium silicate powder material which can be widely used as building, heat-insulating and finishing materials and has a loose porous structure.)

一种基于低钙还原焙烧分离铁铝共生资源的方法

技术领域

本发明属冶金技术领域,特别涉及一种基于低钙还原焙烧分离铁铝共生资源的方法。

背景技术

针对铁铝共生资源的铁铝分离技术,大致可以分为“先选后冶”、“先铝后铁”、“先铁后铝”三种基本方法。先选后冶采用选矿的方法完成铁铝矿相的分离,之后采用冶金的方法分别从铁和铝的矿物中提取铁和铝;由于铁铝矿物共生伴生、结构复杂,解离性能极差,难以获得理想的铁铝选矿分离效果。先铝后铁先采用拜耳法提取氧化铝,产生的高铁赤泥进行脱碱和提铁;该方法从技术上是可行的,但存在铝回收率低、赤泥炼铁时脱钠困难等问题。先铁后铝先采用还原焙烧或还原熔炼的方法提取铁,产生的尾渣提取氧化铝,根据所得铁产品的不同又可分为两大类:第一类为熔分还原提铁-铝酸钙渣提铝技术,即在1450~1600℃高温下通过配入大量石灰进行熔分还原,在得到铁水的同时构造生成铝酸钙渣的矿物条件,铁水分离后得到的铝酸钙渣进一步通过碱法提取其中的氧化铝;第二类为还原焙烧选铁-尾渣提铝技术,即在较低温度下进行磁化焙烧或直接还原,通过磁选获得铁精矿或粗铁粉,然后磁选尾渣采用酸法或碱法提取其中的氧化铝。采用第一类技术虽然可以实现铁铝的有效分离,但需要配入大量的石灰,并产生大量的提铝尾渣,配钙量大、渣量大限制了其推广应用;采用第二类技术,铁的回收率比较低,同时铁产品中氧化铝含量仍然很高,通常达到6~10%以上,无法达到高炉提铁的要求,限制了铁产品的进一步应用,此外后续尾渣提铝过程也比较复杂。

发明内容

为了解决上述问题,本发明提出了一种基于低钙还原焙烧分离铁铝共生资源的方法,即先通过低温还原焙烧完成磁性铁矿相的生成和富集,后通过高温焙烧完成铝矿相和硅矿相的精准调控,在配钙量和渣量降低的基础上,提高铁铝的回收率,有效降低铁产品中的氧化铝含量。

本发明的方法按以下步骤进行:

1、将铁铝共生资源、石灰和煤分别破碎后,共同与纯碱混合,再磨细制成混合粉料;

2、将混合粉料制成球团,预热烘干去除水分,制成预热球团;

3、将预热球团进行还原焙烧,制成焙烧球团;

4、将焙烧球团加热至1000~1200℃后进行高温焙烧,高温焙烧时焙烧球团中的煤受热反应形成还原气氛;高温焙烧结束后,在氮气气氛条件下冷却至100~200℃,制成焙烧熟料;

5、将焙烧熟料加入碱液进行湿磨浸出,获得浸出料浆;

6、将浸出浆料进行液固分离,获得的液相为铝酸钠溶液,获得的固相为浸出渣;

7、将浸出渣水洗后,加水制成矿浆,然后进行磁选,获得磁性产品铁精矿和非磁性产品尾渣。

上述的步骤1中,铁铝共生资源为铁铝共生矿或拜耳法高铁赤泥,按质量百分比含Al2O315~30%,Fe2O3 30~60%,SiO2 5~25%。

上述的步骤1中,当铁铝共生资源为拜耳法高铁赤泥时,按质量分数含Na2O 2~12%。

上述的步骤1中,磨细后的混合粉料中粒径≤0.074mm的部分占总质量≥85%。

上述的步骤1中,混合粉料中按摩尔比CaO:(SiO2+TiO2)=0.8~1,且Na2O:(SiO2+Al2O3)=0.7~0.9,煤粉中的C与Fe2O3的摩尔比为6~9;其中纯碱中的Na2CO3折算为Na2O。

上述的步骤1中,磨细采用球磨机或棒磨机。

上述的步骤1中,铁铝共生资源、石灰和煤破碎至粒径≤2cm。

上述的步骤2中,制成球团是采用压球机或造球机在加水的条件下制成球团,水的用量为混合粉料质量的20~30%。

上述的步骤2中,球团的粒径为1~3cm。

上述的步骤3中,还原焙烧产生的尾气返回步骤2中作为热源对球团进行预热烘干。

上述的步骤3中,还原焙烧的温度为400~600℃,时间为0.5~4h。

上述的步骤3中,还原焙烧采用链篦机、隧道窑、悬浮焙烧炉或回转窑。

上述的步骤4中,高温焙烧的时间为0.5~2h。

上述的步骤4中,高温焙烧采用回转窑。

上述的步骤4中,冷却采用冷却机。

上述的步骤4中,高温焙烧产生的尾气返回步骤2中作为热源对球团进行预热烘干。

上述的步骤4中,焙烧熟料的主要成分为铝酸钠、硅酸钙钠、钛酸钙和磁性铁。

上述的步骤5中,碱液为浓度40~80g/L的氢氧化钠溶液,碱液的用量按液固比为300~500g/L。

上述的步骤5中,湿磨浸出采用球磨机,湿磨浸出的温度为60~80℃,时间为5~30min。

上述的步骤6中,固液分离采用沉降槽、过滤机或压滤机。

上述的步骤6中,铝酸钠溶液直接与拜耳法合流利用晶种分解生产氢氧化铝,或通入二氧化碳进行碳酸化分解生产氢氧化铝,或直接进行蒸发结晶获得工业铝酸钠。

上述的步骤7中,水洗至洗液pH值≤9。

上述的步骤7中,矿浆的质量浓度为20~50%。

上述的步骤7中,磁选为一次或多次磁选,磁选的磁场强度为150~250kA/m。

上述的步骤7中,铁精矿按质量百分比铁品位TFe为55~65%,含Fe 30~40%,含Al2O3≤3%。

上述的步骤7中,尾渣的主要成分为硅酸钙钠,通过水热转化制备硅酸钙粉体,同步回收氧化钠。

上述方法中,铁精矿的Fe回收率≥95%,铝酸钠溶液的Al回收率≥85%。

上述方法中,当铁铝共生资源为拜耳法高铁赤泥时,Na2O的回收率≥95%。

本发明方法通过还原焙烧过程使铁铝共生资源中所有铁氧化物转换成磁性铁,并在还原焙烧过程完成磁性铁的聚集和长大,为铁铝分离提供了良好的矿相基础;高温焙烧过程在进一步还原铁的同时,所有的氧化铝矿相转变为易于常压浸出的铝酸钠,其中铁氧化物无需配碱,大幅降低了配碱量,同时石灰配入量和尾渣量大幅降低,较传统烧结法降低了近50%;铁铝共生资源中铁铝有价元素高效分离,且获得的铁精矿中氧化铝含量在3%以下;磁选尾渣经水热转化后得到可广泛用于建筑、保温和装修材料具有疏松多孔结构的硅酸钙粉体材料,无固废排出。

附图说明

图1为本发明的基于低钙还原焙烧分离铁铝共生资源的方法流程示意图。

具体实施方式

本发明实施例中采用的石灰、纯碱和煤粉为市购工业级产品。

本发明实施例中还原焙烧采用链篦机、隧道窑、悬浮焙烧炉或回转窑。

本发明实施例中高温焙烧采用回转窑。

本发明实施例中铝酸钠溶液直接与拜耳法合流利用晶种分解生产氢氧化铝,或通入二氧化碳进行碳酸化分解生产氢氧化铝,或直接进行蒸发结晶获得工业铝酸钠。

本发明实施例中尾渣的主要成分为硅酸钙钠,通过热水转化制备硅酸钙粉体,同步回收氧化钠。

本发明实施例中磨细采用球磨机或棒磨机。

本发明实施例中还原焙烧产生的尾气返回步骤2中作为热源对球团进行预热烘干。

本发明实施例中冷却采用冷却机。

本发明实施例中固液分离采用沉降槽、过滤机或压滤机。

本发明实施例中制成球团是采用压球机或造球机。

本发明实施例中球团的粒径为1~3cm。

实施例1

流程如图1所示;

铁铝共生资源为广西一水硬铝石矿加工产生的拜耳法高铁赤泥,按质量百分比含Al2O317.59%,Fe2O3 37.51%,SiO2 10.92%,Na2O 5.41%,CaO 14.92%,TiO2 5.76%;

将铁铝共生资源、石灰和煤分别破碎至粒径≤2cm,然后共同与纯碱混合,再磨细制成混合粉料;混合粉料中粒径≤0.074mm的部分占总质量85%;混合粉料中按摩尔比CaO:

(SiO2+TiO2)=1,且Na2O:(SiO2+Al2O3)=0.7,煤粉中的C与Fe2O3的摩尔比为6;

将混合粉料加水制成球团,水的用量为混合粉料质量的20%;然后预热烘干去除水分,制成预热球团;

将预热球团进行还原焙烧,温度400℃,时间4h,制成焙烧球团;

将焙烧球团加热至1000℃后进行高温焙烧,时间为2h,高温焙烧时焙烧球团中的煤受热反应形成还原气氛;高温焙烧结束后,在氮气气氛条件下冷却至200℃,制成焙烧熟料;高温焙烧产生的尾气返回预热烘干步骤,作为热源对球团进行预热烘干;焙烧熟料的主要成分为铝酸钠、硅酸钙钠、钛酸钙和磁性铁;

将焙烧熟料加入碱液采用球磨机进行湿磨浸出,通过带温度的焙烧熟料与碱液混合,控制湿磨浸出的温度在60~80℃之间,时间为30min,获得浸出料浆;其中碱液为浓度40g/L的氢氧化钠溶液,碱液的用量按液固比为500g/L;

将浸出浆料进行液固分离,获得的液相为铝酸钠溶液,获得的固相为浸出渣;

将浸出渣水洗至洗液pH值≤9,加水制成质量浓度为20%的矿浆,然后进行磁选,磁选的磁场强度为250kA/m,获得磁性产品铁精矿和非磁性产品尾渣;

铁精矿按质量百分比铁品位TFe为58%,含Fe 32%,含Al2O3 2.5%;

铁精矿的Fe回收率99%,铝酸钠溶液的Al回收率86%;Na2O的回收率95%。

实施例2

方法同实施例1,不同点在于:

(1)铁铝共生资源为铁铝共生矿,按质量百分比含Al2O3 23.32%,Fe2O3 44.03%,SiO212.27%,TiO2 1.36%,CaO 0.05%;

(2)混合粉料中粒径≤0.074mm的部分占总质量90%;混合粉料中按摩尔比CaO:(SiO2+TiO2)=0.9,且Na2O:(SiO2+Al2O3)=0.8,煤粉中的C与Fe2O3的摩尔比为7;

(3)制成球团时水的用量为混合粉料质量的25%;

(4)还原焙烧温度450℃,时间3h;

(5)高温焙烧温度1100℃,时间1h;冷却至150℃制成焙烧熟料;

(6)湿磨浸出时间15min;碱液为浓度60g/L的氢氧化钠溶液,碱液的用量按液固比为400g/L;

(7)矿浆质量浓度为30%;磁选的磁场强度为200kA/m;

(8)铁精矿按质量百分比铁品位TFe为60%,含Fe 35%,含Al2O3 2%;铁精矿的Fe回收率97%,铝酸钠溶液的Al回收率90%。

实施例3

方法同实施例1,不同点在于:

(1)铁铝共生资源为几内亚三水铝石矿加工产生的拜耳法高铁赤泥,按质量百分比含Al2O3 21.16%,Fe2O3 52.96%,SiO2 10.07%,Na2O 3.38%,CaO 1.06%,TiO24.12%;

(2)混合粉料中粒径≤0.074mm的部分占总质量95%;混合粉料中按摩尔比CaO:(SiO2+TiO2)=0.8,且Na2O:(SiO2+Al2O3)=0.9,煤粉中的C与Fe2O3的摩尔比为8;

(3)制成球团时水的用量为混合粉料质量的30%;

(4)还原焙烧温度500℃,时间2h;

(5)高温焙烧温度1200℃,时间0.5h;冷却至100℃制成焙烧熟料;

(6)湿磨浸出时间5min;碱液为浓度80g/L的氢氧化钠溶液,碱液的用量按液固比为300g/L;

(7)矿浆质量浓度为50%;磁选的磁场强度为150kA/m;

(8)铁精矿按质量百分比铁品位TFe为65%,含Fe 40%,含Al2O3 1.5%;铁精矿的Fe回收率95%,铝酸钠溶液的Al回收率92%;Na2O的回收率98%。

实施例4

方法同实施例1,不同点在于:

(1)铁铝共生资源为铁铝共生矿;

(2)混合粉料中粒径≤0.074mm的部分占总质量95%;混合粉料中按摩尔比CaO:(SiO2+TiO2)=0.8,且Na2O:(SiO2+Al2O3)=0.8,煤粉中的C与Fe2O3的摩尔比为9;

(3)制成球团时水的用量为混合粉料质量的30%;

(4)还原焙烧温度550℃,时间1h;

(5)高温焙烧温度1100℃,时间1h;冷却至150℃制成焙烧熟料;

(6)湿磨浸出时间20min;碱液为浓度70g/L的氢氧化钠溶液,碱液的用量按液固比为450g/L;

(7)矿浆质量浓度为40%;磁选的磁场强度为200kA/m;

(8)铁精矿按质量百分比铁品位TFe为61%,含Fe 36%,含Al2O3 2.2%;铁精矿的Fe回收率97%,铝酸钠溶液的Al回收率88%。

实施例5

方法同实施例1,不同点在于:

(1)铁铝共生资源为铁铝共生矿;

(2)混合粉料中粒径≤0.074mm的部分占总质量95%;混合粉料中按摩尔比CaO:(SiO2+TiO2)=0.8,且Na2O:(SiO2+Al2O3)=0.9,煤粉中的C与Fe2O3的摩尔比为8;

(3)制成球团时水的用量为混合粉料质量的30%;

(4)还原焙烧温度600℃,时间0.5h;

(5)高温焙烧温度1200℃,时间0.5h;冷却至150℃制成焙烧熟料;

(6)湿磨浸出时间10min;碱液为浓度50g/L的氢氧化钠溶液,碱液的用量按液固比为350g/L;

(7)矿浆质量浓度为40%;磁选的磁场强度为200kA/m;

(8)铁精矿按质量百分比铁品位TFe为59%,含Fe 31%,含Al2O3 2.6%;铁精矿的Fe回收率96%,铝酸钠溶液的Al回收率89%。

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