赤泥与煤矸石悬浮共焙烧制备铁精矿和铝精矿的方法 |
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申请号 | CN202010613712.6 | 申请日 | 2020-06-30 | 公开(公告)号 | CN111744670B | 公开(公告)日 | 2022-06-17 |
申请人 | 东北大学; | 发明人 | 韩跃新; 袁帅; 柳晓; 高鹏; 李艳军; | ||||
摘要 | 一种赤泥与 煤 矸石悬浮共 焙烧 制备 铁 精矿和 铝 精矿的方法,按以下步骤进行:(1)将煤矸石 破碎 磨细;(2)将赤泥原料和煤矸石粉料混合;(3)混合粉料输送到悬浮高温炉,在 负压 和气流作用下处于悬浮状态,被加热至650~1000℃,脱 水 形成高温粉料;(4)高温粉料进入旋 风 分离器, 温度 降至600~950℃形成脱水物料,进入悬浮焙烧还原器;(5)向悬浮焙烧还原器内通入空气和氮气,使脱水物料处于悬浮状态,降温至500~800℃并发生反应;剩余的固体物料作为还原物料排出;(6)还原物料冷却后磨细,进行弱 磁选 ,获得 磁性 的铁精矿,非磁性的铝精矿。本 发明 的方法流程简短高效,能耗低,处理成本低,经济性好,且环境友好,易实现大型工业化应用。 | ||||||
权利要求 | 1.一种赤泥与煤矸石悬浮共焙烧制备铁精矿和铝精矿的方法,其特征在于按以下步骤进行: |
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说明书全文 | 赤泥与煤矸石悬浮共焙烧制备铁精矿和铝精矿的方法技术领域[0001] 本发明涉及矿物加工和环保技术领域,特别涉及一种赤泥与煤矸石悬浮共焙烧制备铁精矿和铝精矿的方法。 背景技术[0002] 赤泥是生产氧化铝时排放的红褐色强碱性细粒废渣,目前赤泥大多堆存处置,不仅占用土地,污染土壤、水和空气,还造成大量有用金属的浪费;赤泥堆存引发的安全、环境和生态问题严重威胁氧化铝工业的可持续发展。 [0003] 煤矸石是煤矿开采和洗煤过程中排放的固体废弃物,约占煤炭总产量的10~20%。目前,全球煤矿业煤矸石年排放量约为3.5亿吨;煤矸石山长期堆存,不仅浪费并污染土地资源,还会存在滑坡、崩塌和自燃等安全隐患,自燃会产生大量黑烟,其中含有大量的CO、SO2、NOx等有害气体,严重污染大气和水环境 [0004] 赤泥和煤矸石均富含氧化铁和氧化铝成分,是十分宝贵的铁资源和铝资源。此外,煤矸石中还含有一定量的固定碳,堆存造成了能源浪费,如果能够有效的利用赤泥和煤矸石中的铁和铝,将在很大的程度上缓解钢铁行业和氧化铝行业的资源紧缺和环境污染的压力。 [0005] 当前赤泥和煤矸石混合利用的专利较少,一般用来制备微晶玻璃、砖、路基材料和水泥等,实现了赤泥和煤矸石这种固废的再利用,然而造成其中的铁和铝资源的极大流失与浪费;专利CN201310337154.5公开一种利用赤泥活化处理煤矸石和/或粉煤灰的方法,提出将煤矸石和/或粉煤灰与赤泥和Na2CO3配料,然后在600~1000℃下烧结后酸浸提取氧化铝,该专利降低了活化助剂碱的消耗量,实现赤泥与煤矸石/或粉煤灰的协同处理,但忽略了煤矸石中的固定碳和赤泥中大量氧化铁的存在,浪费了碳资源和铁资源;当前多采用强磁选或直接还原/熔炼‑磁选分离赤泥的铁矿物,强磁选法铁回收率极低,直接还原熔炼‑磁选法则存在着能耗高、还原剂消耗量大的缺点。 发明内容[0006] 针对现有赤泥和煤矸石混合处理技术存在的上述问题,本发明提供一种赤泥与煤矸石悬浮共焙烧制备铁精矿和铝精矿的方法。 [0007] 本发明的按以下步骤进行: [0008] 1、采用铁品位TFe 30~50%的赤泥作为赤泥原料;当赤泥的铁品位TFe<30%时,将赤泥进行弱磁选和强磁选富集铁元素,获得铁品位TFe 30~50%的赤泥原料;将煤矸石破碎至粒径≤12mm,然后磨细至粒径‑0.038mm的部分占总质量≥70%,制成煤矸石粉料; [0009] 2、将赤泥原料和煤矸石粉料混合,获得混合粉料;混合粉料中赤泥原料与煤矸石粉料的质量比为1~15; [0010] 3、采用下方装配有燃烧器的悬浮高温炉,悬浮高温炉下部设有进料口,上部的出料口通过物料通道与旋风分离器的进料口连通,旋风分离器的排气口通过管道与引风机连通;向燃烧器内通入天然气经燃烧产生燃烧烟气进入悬浮高温炉中;将混合粉料通过进料口输送到悬浮高温炉内,在启动引风机的条件下,悬浮高温炉内的混合粉料在负压和气流作用下处于悬浮状态,并被加热至650~1000℃,混合粉料脱除吸附水和部分结晶水后,形成的固体部分为高温粉料,形成的气体部分为水蒸气,从出料口经物料通道进入旋风分离器; [0011] 4、旋风分离器的出料口与悬浮焙烧还原器顶部的进料口连通,进入旋风分离器的高温粉料与水蒸气分离,并且温度降至600~950℃形成脱水物料,然后从出料口进入悬浮焙烧还原器;水蒸气从旋风分离器的排气口排出; [0012] 5、悬浮焙烧还原器底部设有空气入口和氮气入口,上部设有出料口;通过空气入口和氮气入口向悬浮焙烧还原器内通入空气和氮气,使进入悬浮焙烧还原器的脱水物料在负压和气流作用处于悬浮状态,并降温至500~800℃,脱水物料中的C与空气中的O发生反应生成CO,CO与脱水物料中的Fe2O3发生还原反应生成Fe3O4和CO2,同时C与CO2发生反应生成CO;反应完成后剩余的固体物料作为还原物料,从悬浮还原焙烧器的出料口排出; [0013] 6、还原物料冷却至常温后,磨细至粒径‑0.038mm的部分占总质量60~95%,然后进行弱磁选,获得的磁性矿物为铁精矿,非磁性矿物为铝精矿。 [0014] 上述的步骤1中,赤泥的铁品位TFe 15~50%,按质量百分比含Al2O3 12~22%。 [0016] 上述的步骤1中,煤矸石按质量百分比含Al2O3 15~38%,SiO2 30~35%,固定碳8~17%,铁品位TFe 5~16%。 [0017] 上述的步骤3中,结晶水被脱除的反应式为: [0018] Al2O3●SiO2●2H2O→Al2O3●SiO2+H2O、 [0019] Al2O3●H2O→Al2O3+H2O、 [0020] Al2O3●3H2O→Al2O3+3H2O和 [0021] Fe2O3●nH2O→Fe2O3+H2O。 [0022] 上述的步骤5中,向悬浮焙烧还原器内通入空气和氮气时,空气与氮气的体积流量比为1:(4~19)。 [0023] 上述的步骤5中,脱水物料在悬浮焙烧还原器内的停留时间2~20min。 [0024] 上述的步骤5中,脱水物料在悬浮焙烧还原器内的主要反应式为: [0025] C+O→CO、 [0026] Fe2O3+CO→Fe3O4+CO2和 [0027] C+CO→CO2。 [0028] 上述的步骤6中,弱磁选的磁场强度700~2000Oe。 [0029] 上述的铁精矿的铁品位TFe 55~65%,Fe的回收率60~85%。 [0030] 上述的铝精矿按质量百分比含Al2O330~50%,Al2O3的回收率65~85%。 [0032] 上述的弱磁选和强磁选采用湿式磁选机。 [0033] 本发明先通过弱磁选和强磁选使赤泥中的磁铁矿、赤铁矿和褐铁矿得到富集,通过磨细使煤矸石中的高岭石和固定碳得到解离;然后两种矿物混合进行旋风分离和悬浮还原(共焙烧),可根据不同来源协调混合比例,对不同成分矿物适应性强;在还原反应过程中无需添加或通入任何煤基或者气基还原剂,仅利用煤矸石中含有的固定碳,便可实现对赤泥和煤矸石中铁矿物的充分还原;同时赤泥中的碱可以在焙烧过程中活化煤矸石中的高岭石等铝矿物,从而提高后续煤矸石中氧化铝在酸中的溶出。 [0034] 本发明特别指出采用赤泥与煤矸石粉悬浮共焙烧的方法,在焙烧温度范围内不但可以有效还原二者中的铁矿物,还可以有效脱除各种铝矿物中的结晶水,最终获得两种产品‑铁精矿和铝精矿;本发明工艺流程简短、高效,能耗低,处理成本低,经济性好,且环境友好,易实现大型工业化应用。附图说明 [0035] 图1为本发明实施例中的赤泥与煤矸石悬浮共焙烧制备铁精矿和铝精矿的方法流程示意图。 具体实施方式[0036] 本发明实施例中采用的赤泥的铁品位TFe 15~50%,按质量百分比含Al2O3 12~22%,SiO22~7%,Na2O 1~5%。 [0037] 本发明实施例中采用的煤矸石按质量百分比含Al2O3 15~38%,SiO2 30~35%,固定碳8~17%,铁品位TFe 5~16%。 [0038] 本发明实施例中的铝精矿中主要成分为高岭石脱水生成的偏高岭石,以及一软水铝石、一水硬铝石和三水铝石脱水生成的无定型Al2O3,无定型Al2O3以活性较高的形态存在,有利于后续的氧化铝浸出。 [0039] 本发明实施例中弱磁选和强磁选采用湿式磁选机。 [0040] 本发明实施例中,旋风分离器与引风机连通的管道上设有除尘器。除尘器与引风机之间的管道上设有换热器;旋风分离器与除尘器之间的管道上设有预热旋风分离器,该预热旋风分离器的出料口与悬浮高温炉的进料口连通,用于向悬浮高温炉输送经过预热的混合粉料。 [0041] 本发明实施例中,蒸馏水从旋风分离器排出后,进入预热旋风分离器,经旋风分离后的气体进入除尘器,除去携带的粉尘后进入换热器换热,然后由引风机排放。 [0042] 实施例1 [0043] 流程如图1所示; [0044] 采用的赤泥的铁品位TFe 46.17%,按质量百分比含Al2O3 12.03%,SiO2 2.77%,Na2O1.9%,其中铁矿物主要为赤铁矿和针铁矿; [0045] 采用的煤矸石按质量百分比含Al2O3 27.08%,SiO2 30.58%,固定碳15.17%,铁品位TFe5.67%,其中铝矿物主要为高岭石和伊利石;将煤矸石破碎至粒径≤12mm,然后磨细至粒径‑0.038mm的部分占总质量80%,制成煤矸石粉料; [0046] 将赤泥原料和煤矸石粉料混合,获得混合粉料;混合粉料中赤泥原料与煤矸石粉料的质量比为4; [0047] 采用下方装配有燃烧器的悬浮高温炉,悬浮高温炉下部设有进料口,上部的出料口通过物料通道与旋风分离器的进料口连通,旋风分离器的排气口通过管道与引风机连通;向燃烧器内通入天然气经燃烧产生燃烧烟气进入悬浮高温炉中,将混合粉料通过进料口输送到悬浮高温炉内,在启动引风机的条件下,悬浮高温炉内的混合粉料在负压和气流作用下处于悬浮状态,并被加热至650℃,混合粉料脱除吸附水和部分结晶水后,形成的固体部分为高温粉料,形成的气体部分为水蒸气,从出料口经物料通道进入旋风分离器; [0048] 旋风分离器的出料口与悬浮焙烧还原器顶部的进料口连通,进入旋风分离器的高温粉料与水蒸气分离,并且温度降至600℃形成脱水物料,然后从出料口进入悬浮焙烧还原器;水蒸气从旋风分离器的排气口排出; [0049] 悬浮焙烧还原器底部设有空气入口和氮气入口,上部设有出料口;通过空气入口和氮气入口向悬浮焙烧还原器内通入空气和氮气,空气与氮气的体积流量比为1:6,使进入悬浮焙烧还原器的脱水物料在负压和气流作用处于悬浮状态,并降温至550℃,脱水物料中的C与空气中的O发生反应生成CO,CO与脱水物料中的Fe2O3发生还原反应生成Fe3O4和CO2,同时C与CO2发生反应生成CO;反应完成后剩余的固体物料作为还原物料,从悬浮焙烧还原器的出料口排出;脱水物料在悬浮焙烧还原器内的停留时间5min; [0050] 还原物料冷却至常温后,磨细至粒径‑0.038mm的部分占总质量75%,然后进行弱磁选,弱磁选的磁场强度1200Oe,获得的磁性矿物为铁精矿,非磁性矿物为铝精矿,铁精矿的铁品位TFe 60.25%,Fe的回收率68.22%,铝精矿按质量百分比含Al2O336.06%,Al2O3的回收率79.33%。 [0051] 实施例2 [0052] 方法同实施例1,不同点在于: [0053] (1)采用的赤泥的铁品位TFe 26.52%,按质量百分比含Al2O3 17.23%,SiO2 6.89%,Na2O4.3%;将赤泥进行弱磁选,磁场强度1000Oe,弱磁选获得的弱磁选精矿进行强磁选,强磁选的磁场强度9000Oe,强磁选获得的强磁选精矿作为赤泥原料,铁品位TFe 36.53%,按质量百分比含Al2O3 13.23%; [0054] (2)采用的煤矸石按质量百分比含Al2O3 19.08%,SiO2 32.87%,固定碳10.46%,铁品位TFe 15.67%;将煤矸石破碎至粒径≤12mm,然后磨细至粒径‑0.038mm的部分占总质量85%,制成煤矸石粉料; [0055] (3)混合粉料中赤泥原料与煤矸石粉料的质量比为6; [0056] (4)悬浮高温炉内的混合粉料被加热至800℃; [0057] (5)进入旋风分离器的高温粉料度降至750℃形成脱水物料; [0058] (6)悬浮焙烧还原器内空气与氮气的体积流量比为1:9,脱水物料降温至600℃,在悬浮焙烧还原器内的停留时间8min; [0059] (7)还原物料冷却后磨细至粒径‑0.038mm的部分占总质量80%;弱磁选的磁场强度1000Oe; [0060] (8)铁精矿的铁品位TFe 56.25%,Fe的回收率72.07%,铝精矿按质量百分比含[0061] Al2O331.25%,Al2O3的回收率75.79%。 [0062] 实施例3 [0063] 方法同实施例1,不同点在于: [0064] (1)采用的赤泥的铁品位TFe 19.74%,按质量百分比含Al2O3 20.36%,SiO2 6.3%,Na2O1.7%;将赤泥进行弱磁选,磁场强度1500Oe,弱磁选获得的弱磁选精矿进行强磁选,强磁选的磁场强度12000Oe,强磁选获得的强磁选精矿作为赤泥原料; [0065] (2)采用的煤矸石按质量百分比含Al2O3 34.26%,SiO2 31.59%,固定碳12.16%,铁品位TFe 11.45%;将煤矸石破碎至粒径≤12mm,然后磨细至粒径‑0.038mm的部分占总质量75%,制成煤矸石粉料; [0066] (3)混合粉料中赤泥原料与煤矸石粉料的质量比为10; [0067] (4)悬浮高温炉内的混合粉料被加热至900℃; [0068] (5)进入旋风分离器的高温粉料度降至820℃形成脱水物料; [0069] (6)悬浮焙烧还原器内空气与氮气的体积流量比为1:13,脱水物料降温至710℃,在悬浮焙烧还原器内的停留时间12min; [0070] (7)还原物料冷却后磨细至粒径‑0.038mm的部分占总质量85%;弱磁选的磁场强度700Oe; [0071] (8)铁精矿的铁品位TFe 58.34%,Fe的回收率69.92%,铝精矿按质量百分比含Al2O335.49%,Al2O3的回收率71.18%。 [0072] 实施例4 [0073] 方法同实施例1,不同点在于: [0074] (1)采用的赤泥的铁品位TFe 46.13%,按质量百分比含Al2O3 14.35%,SiO2 2.19%,Na2O2.24%; [0075] (2)采用的煤矸石按质量百分比含Al2O3 25.37%,SiO2 32.32%,固定碳10.56%,铁品位TFe 7.38%;将煤矸石破碎至粒径≤12mm,然后磨细至粒径‑0.038mm的部分占总质量90%,制成煤矸石粉料; [0076] (3)混合粉料中赤泥原料与煤矸石粉料的质量比为12; [0077] (4)悬浮高温炉内的混合粉料被加热至950℃; [0078] (5)进入旋风分离器的高温粉料度降至870℃形成脱水物料; [0079] (6)悬浮焙烧还原器内空气与氮气的体积流量比为1:15,脱水物料降温至730℃,在悬浮焙烧还原器内的停留时间14min; [0080] (7)还原物料冷却后磨细至粒径‑0.038mm的部分占总质量90%;弱磁选的磁场强度2000Oe; [0081] (8)铁精矿的铁品位TFe 60.16%,Fe的回收率66.71%,铝精矿按质量百分比含Al2O339.85%,Al2O3的回收率79.83%。 [0082] 实施例5 [0083] 方法同实施例1,不同点在于: [0084] (1)采用的赤泥的铁品位TFe 39.17%,按质量百分比含Al2O3 18.65%,SiO2 3.25%,Na2O3.16%; [0085] (2)采用的煤矸石按质量百分比含Al2O3 29.18%,SiO2 32.36%,固定碳15.41%,铁品位TFe 9.22%;将煤矸石破碎至粒径≤12mm,然后磨细至粒径‑0.038mm的部分占总质量95%,制成煤矸石粉料; [0086] (3)混合粉料中赤泥原料与煤矸石粉料的质量比为15; [0087] (4)悬浮高温炉内的混合粉料被加热至1000℃; [0088] (5)进入旋风分离器的高温粉料度降至950℃形成脱水物料; [0089] (6)悬浮焙烧还原器内空气与氮气的体积流量比为1:19,脱水物料降温至800℃,在悬浮焙烧还原器内的停留时间15min; [0090] (7)还原物料冷却后磨细至粒径‑0.038mm的部分占总质量95%;弱磁选的磁场强度1500Oe; [0091] (8)铁精矿的铁品位TFe 58.43%,Fe的回收率78.14%,铝精矿按质量百分比含Al2O340.22%,Al2O3的回收率74.58%。 |