关于黄铁矿氯化选矿焙烧法的研究Word 97-2003 文档 (2)
1 矿物原料的焙烧
1 矿物原料的焙烧1.1焙烧的理论基础焙烧：在适宜的气氛和低于矿物原料熔点的温度条件下，使矿物原料中的目的组分矿物发生物理和化学变化的工艺过程。
一般作为选矿的准备工作。
焙烧过程发生在固气界面的多相化学反应，遵循热力学和质量作用定律。
∆G=∆G0 +RT lnQ=-RT lnK+RT lnQ焙烧是多相化学反应，扩散吸附和化学反应低温：以化学反应为主高温：总反应决定扩散速度，温度影响小了——内扩散与外扩散——层流与紊流总结：影响焙烧的主要因素为1.气相中反应气体的浓度2.气流的运动特性（层流与紊流）3.温度及物料的物理及化学性质1.2 氧化焙烧与硫酸化焙烧硫化矿在氧化气氛条件下加热，将全部硫脱除转变为金属氧化物的过程是氧化焙烧如果只是将部分硫脱出，生成硫酸盐则为硫酸化焙烧这时的反应方向与SO2 SO3 O2的分压有关。
氧化焙烧多用脱硫率或目的组分的硫酸化程度来衡量。
1.3 还原焙烧还原焙烧是在低于炉料熔点和还原气氛条件下，使矿石中的金属氧化物转变为相应低价金属氧化物或金属的过程。
直接还原：使用C进行还原。
间接还原：使用CO进行还原。
实例：1.弱磁性贫铁矿石的还原磁化焙烧赤铁矿和褐铁矿黄铁矿（Fe2O3，FeCO3，FeS2）2.铁粒法用劣质原料处理不适于高炉炼铁的高硅贫铁矿和矿粉的方法。
品位在25-50%。
磁选或重选后品位可达95%，3.含镍红土矿的还原焙烧世界上最大的氧化矿资源，直接酸浸需要高温高压，多用还原焙烧-低压氨浸1.4 氯化焙烧在一定温度和气氛条件下，用氯化剂使矿物原料中的目的组分转为气相或凝聚相的氯化物，以使目的组分分离富集的工艺过程。
中温氯化焙烧——氯化物固态——浸出高温氯化焙烧——氯化物气态——挥发离析：挥发的同时又使金属氯化物还原呈金属态析出——物理选矿方法再选氧化氯化焙烧还原氯化焙烧。
铁矿石磁化焙烧综述
1.前言1.1铁矿资源形势据美国地质调查局报告，时至2007年底，世界铁矿石储量约为1500亿吨，基础储量约为3400亿吨；铁金属储量约为730亿吨，基础储量约为1600亿吨。
澳大利亚、巴西、中国、俄罗斯、乌克兰及美国等都是世界铁矿资源大国[1]。
目前，世界铁矿年产量在8.5亿～9亿吨，铁矿贸易量在4.2亿～4.5亿吨。
在世界铁矿石贸易中，巴西与澳大利亚为两个最大输出国，出口量约占世界出口量的六成，而铁矿石的主要采购国为中国、日本、韩国和德国，占世界进口量的一半以上。
近年来，中国的铁矿石进口主要来自澳大利亚、巴西、印度、南非、秘鲁与加拿大，占我国当年进口总量的90%以上。
2000～2003年我国铁矿石进口数据如下：2000年为6997万吨，2002年为1.1亿吨，2003年为1.45亿吨[2]。
据海关资料统计，2004年中国共进口铁矿石2.08亿吨，钢铁业对进口铁矿石的依赖度达41.2%[3]。
2005年进口铁矿石为2.75亿吨，约占世界铁矿石进口总量的40%，比上年增长32%。
我国已被世界称为“全球吸铁石”，是世界铁矿石市场的最大买主。
在我国铁矿石供应中，国外进口矿比例超过了50%，其中约60%由力拓矿业公司、必和必拓铁矿公司、淡水河谷公司等三大矿业巨头提供。
随着钢铁工业的迅猛发展和对铁矿石储量的日益关注，世界范围内的铁矿石价格产生了急剧波动。
为了平抑国际铁矿石价格，许多国内钢铁企业纷纷寻求国内矿产，以降低成本，致力于国内资源的开发利用。
而据国土资源部调查数据显示，我国已查明铁矿资源储量为607亿吨，另外还有相当数量的低品位铁矿资源，预测未查明资源在1000亿吨以上，其中大中型矿山深边部近期可利用的铁矿资源约200亿吨。
虽然我国的黑色金属矿石资源丰富，但是其特点之一是贫矿多，全国铁矿总体平均品位以30%～35%为主[4]；二是红矿多，各种弱磁性矿石占总储量65%左右，其中磁铁矿石约占30%，含多金属铁矿石和弱磁性铁矿石约占70%；三是伴生其它有用成分的复合矿石多，伴生成分有锰、钒、铜、钴、铅、锌、钨、锡、钼、硫、磷、煤和稀土、稀散以及放射性元素等，占总储量2/3左右。
矿物原料焙烧原理及方法
矿物原料焙烧原理及方法矿物原料焙烧是化学选矿的预处理作业或独立的化学选矿作业。
即在适当的焙烧气氛和低于矿物原料熔点温度等相应条件下，通过加热升温焙烧使矿物原料中的目的矿物发生物理和化学变化的工艺过程。
通过焙烧可使目的矿物转变为易于通过浸出或易于用物理选矿分选分离的矿物形态。
焙烧使矿物发生化学变化的同时，也使物料（焙砂）的物理形态变得疏松、多孔，为后续作业处理创造了必要条件。
焙烧还可除去（回收）易挥发的组分（杂质）。
根据矿物焙烧发生化学反应的条件和工艺参数，焙烧可以分为氧化焙烧、还原焙烧、氯化焙烧、钠化焙烧合硫化焙烧等。
在选矿中采用焙烧法处理的物料常为难选原矿以及物理选矿所得粗精矿和难选的中矿等。
焙烧产品有焙砂、干烟尘剂湿法收尘集气产品等。
并可相应使用适宜的方法分别处理，回收其中的有用组分。
影响焙烧的主要因素有焙烧温度、反应氛围和时间、反应气氛的浓度、气流运动的絮流度以及物料的物理、化学性质，如物料粒度、孔隙率、化学组成及矿物组成等。
焙烧法的不利因素是能耗较高，操作控制条件严格，环境污染与治理务必采取相应措施。
矿物热分解是将矿石或人造化合物加热到一定物度，使之分解为组成较为简单的化合物（含气体），或者是使原矿物晶型发生转变的工艺过程。
矿物热分解液称款物的煅烧。
碳酸盐的热分解有称为焙解，名称不同，实质一样。
不论是金属矿还是非金属矿采用煅烧分解矿物都非常普遍。
像碳酸盐、磷酸盐、硫酸盐、氢氧化物、硅铝酸盐等矿物往往都少不了通过煅烧分解矿物、改变晶型、构造与形态。
高岭土等黏土矿物的煅烧生加工，在近20年来发展迅速。
化合物热分解的平衡常数等于该化合物的热分解压，此分解压可作为该化合物热稳定性的度量。
化合物热分解压愈大，热稳定性愈小；反之，热分解压愈小，热稳定性愈大，愈难发生热分解。
有些化合物加热至一定温度时，虽其组成未发生变化，但其晶型已产生了变化，物理化学性质液产生了相应的变化，氧化矿物、硫化矿物、硫酸盐、氢氧化物和各种含氧酸盐等各种不同化合物（矿物)的分解压不同，通过控制煅烧温度、气相组成，可选择性地使某些化合物产生热分解，或发生晶型转变，继而采用不同方法进行分选。
选矿工艺之磁化焙烧
选矿工艺之磁化焙烧
磁化焙烧是一种热化学处理赤铁矿的方法,它能使弱磁性的赤铁矿等氧化铁矿物转变为强磁性的磁铁矿。
经过磁化焙烧的弱磁性铁矿石即可用弱磁场磁选法处理,弱磁性矿石在磁选前的准备作业,以便用弱磁场磁选机进行分选。
磁化焙烧
磁化焙烧是一种热化学处理赤铁矿的方法，它能使弱磁性的赤铁矿等氧化铁矿物转变为强磁性的磁铁矿。
经过磁化焙烧的弱磁性铁矿石即可用弱磁场磁选法处理，弱磁性矿石在磁选前的准备作业，以便用弱磁场磁选机进行分选。
磁化焙烧过程中使用的设备主要是磁选机。
影响磁化焙烧过程的矿石性质的因素主要是：矿物种类，气孔率、脉石成分及其再矿石中的分布状况等。
根据不同的化学反应，不同的矿石磁化焙烧按照其原理可分为还原焙烧，中性焙烧，氧化焙烧。
1、还原焙烧为赤铁矿和褐铁矿，常见的还原剂一氧化碳和氢气的比例。
2、中性焙烧为菱铁矿，菱铁矿在没有空气或少量空气的条件下加热到300~400℃，分解成磁铁矿。
3、氧化焙烧黄铁矿，黄铁矿的氧化性气氛中（或大量空气）短时间时，焙烧氧化为磁黄铁矿氧化，如果时间很长，那么磁黄铁矿变成磁铁矿。
其中最重要的是还原焙烧，焙烧原料和还原过程中还原剂可分为气体，液体和固体，最广泛使用的是工业气体，重油和煤。
氯化焙烧法回收铜渣中铜的热力学研究
或氯化浸出工艺回收渣中铜，虽其回收率相对较高，但浸出液中Fe2+污染成为一个不可避免的问题，为后续电积工艺的处理带来困难；采用浮选法回收渣中铜，虽可实现渣中铜相对较高水平的回收，但处理工艺是待熔渣降至室温后再进行浮选处理，过程造成了巨大的能量浪费，同时工艺需要大量的水，环境效益相对较低。
同时，铜渣中铁含量在35%左右，远大于冶炼铁矿29.1%的平均值，若能实现其有效回收对实现铜渣二次资源有效利用和减轻冶金渣大量堆积所带来的环保压力等亦具有重要意义。
实现铜炉渣中铁资源的有效回收，目前主要有高温熔融氧化－常温破碎磁选法、阶段磨矿阶段选别法和直接熔融还原法三种。
张林楠、隋智通等利用高温熔融氧化－常温破碎磁选法对渣中铁资源的回收进行了系统的研究，发现通过向熔融铜渣中吹入氧化性气体、冷却过程中控制一定的降温速率（5K・min15V ol.43N o.12014INDUSTRIALHEATING（Fe ）为38.55%、（Fe ）（SiO 2）（MgO ）（S ）（Zn ）其他38.552.7734.083.901.141.060.52 2.0651.838314.08图1铜渣XRD 图谱3反应过程的热力学分析以CaCl 2为固体氯化剂对铜渣进行氯化焙烧时，其反应可分为三个阶段：固体氯化剂离解产生Cl 2或HCl ；铜渣组分氯化反应的发生；基于蒸汽压的不同，各金属氯化物的选择性挥发分离。
3.1固体氯化剂的离解研究所用铜渣为水淬渣，其中含有一定水分。
氯化焙烧过程中，固体氯化剂CaCl 2的离解可通过反应（1）～反应（4）发生（见表2），0～1473K 温度范围内其对应m 关系图谱如图2所示。
如图2所示，CaCl 2的自身氧化离解反应（1）较难进行，但反应（5）的发生可带来渣中自由CaO 组分含量的不断减少，并最终促进CaCl 2分解反应不断向右进行，即铜渣氯化焙烧过程中CaCl 2的离解主要按反应（3）和反应（4）进行，反应中适当增大O 2和H 2O 的分压可促进固体氯化剂CaCl 2的离解。
氯化焙烧(一)
书山有路勤为径，学海无涯苦作舟
氯化焙烧（一）
氯化焙烧是在一定的温度和气氛条件下，用氯化剂使矿物原料中的目的组分转变为气相或凝聚相的氯化物，以使目的组分分离富集的焙烧过程。
根据焙烧产物形态可分为中温氯化焙烧、高温氯化焙烧和氯化一离析三种类型。
中温氯化焙烧生成的金属氯化物留在焙砂中，然后用浸出法使其转入溶液中，故常将其称为氯化焙烧一浸出法。
高温氯化焙烧生成的金属氯化物呈气态挥发，故称为氯化挥发法。
氯化离析是在氯化挥发的同时又使金属氯化物被还原而呈金属态析出，然后用物理选矿法将其与其他组分相分离。
根据气相中的含氧量可分为氧化氯化焙烧（直接氯化焙烧）和还原氯化焙烧（还原氯化）。
前者主要用于易氯化的物料（如黄铁矿烧渣等），后者主要用于较难被氯化的物料（如金红石、高钛渣、菱镁矿等）。
早在18 世纪就用直接氯化法处理金银矿石，以后逐渐用于处理重有色金属原料，目前已成功地用于处理黄铁矿烧渣以提取其中的铁、铜、铅、锌、钴、镍、金、银等。
较难被氯化的高钛渣、钛铁矿，菱镁矿、贫锡矿以及钽、铌、铍、锫等氧化物的氯化挥发也已大规模工业化。
难选氧化铜矿石的氯化离析70 年代已大规模工业化。
据报导，许多能生成挥发性氯化物或氯氧化物的金属如锡、铋、钴、铜、铅、锌、镍、锑、铁、金、银、铂等矿物原料均可采用离析法处理。
氯化焙烧可采用氯、氯化氢、四氯化铵、氯化铵、氯化钠、氯化钙等作氯化剂，但最常用的是氯、氯化氢、氯化钙和氯化钠。
气体氯化剂的氯化反应为:
ΔG°5=ΔG°MCl2+ΔG°H2S-ΔG°MS-2ΔG°HCl
[next]。
铁矿石磁化焙烧技术
铁矿石磁化焙烧技术为了利用高效的磁力选矿方法分选铁矿石，可以利用磁化焙烧法处理弱磁性铁矿石，使其中弱磁性铁矿物转变成为强磁性铁矿物，再经磁选则能得到较高的选矿指标，由于以磁化焙烧作为磁选前准备作业的焙烧磁选法具有对水质、水温无特殊要求，精矿易于浓缩脱水，精矿烧结强度高的优点，目前此法在我国铁矿选矿中得到很大的应用。
磁化焙烧是矿石加热到一定温度后在相应气氛中进行物理化学反应的过程，经磁化焙烧后，铁矿物的磁性显著增强，脉石矿物磁性则变化不大，如铁锰矿石经磁化焙烧后，其中铁矿物变成强磁性铁矿物，锰矿物的磁性变化不大。
因此，各种弱磁性铁矿石或铁锰矿石，经磁化焙烧后便可进行有效的磁选分离。
常用的磁化焙烧方法可以分为：还原焙烧、中性焙烧、氧化焙烧、氧化还原焙烧和还原氧化焙烧等。
还原焙烧赤铁矿、褐铁矿和铁锰矿石在加热到一定温度后，与适量的还原剂相作用，就可以使弱磁性的赤铁矿转变成为强磁性的磁铁矿。
常用的还原剂有C、CO、H2等。
赤铁矿与还原剂作用的反应如下：3Fe2O3+C——-→2Fe3O4+CO3Fe2O3+CO——-→2Fe3O4+CO23Fe2O3+H2——-→2Fe3O4+H2O褐铁矿在加热到一定温度后开始脱水，变成赤铁矿石，按上述反应被还原成磁铁矿。
还原焙烧一般用还原度表示:R= FeO/TFe*100%上述公式中FeO------还原焙烧中FeO的含量，100%；TFe------还原焙烧中全铁的含量，100%。
若赤铁矿全部还原成磁铁矿时，还原程度最佳，磁性最强，此时还原度R=42.8%。
中性焙烧菱铁矿、菱镁铁矿、菱铁镁矿和镁菱铁矿等碳酸铁矿石在不通空气或通入少量空气的情况下加热到一定温度（300---400摄氏度）后，可进行分解，生成磁铁矿。
其化学反应如下：3FeCO3——-→Fe3O4+2CO2+CO同时，由于碳酸铁矿物分解出一氧化碳，也可将矿石中并存的赤铁矿或褐铁矿还原成磁铁矿，即：3Fe2CO3+CO——-→2Fe3O4+CO2氧化焙烧黄铁矿在氧气中氧化短时间焙烧使之被氧化成磁黄铁矿，其化学反应如下：7FeS2+6O2——-→Fe7S8+6SO2如焙烧时间很长，则磁黄铁矿可继续反应成磁铁矿3Fe7O8+38O2——-→7Fe3O4+24SO2氧化还原焙烧含有菱铁矿、赤铁矿或褐铁矿的铁矿石，在菱铁矿与赤铁矿的比值小于1时，在氧化气氛汇总加热到一定程度，菱铁矿被氧化成赤铁矿，然后再在还原气氛中将其与矿石中原有赤铁矿一并还原成磁铁矿。
氯化焙烧
氯化焙烧（一）【我来说两句】2006-7-24 10:00:35 中国选矿技术网浏览543 次收藏【摘要】：氯化焙烧是在一定的温度和气氛条件下，用氯化剂使矿物原料中的目的组分转变为气相或凝聚相的氯化物，以使目的组分分离富集的焙烧过程。
根据焙烧产物形态可分为中温氯化焙烧、高温氯化焙烧和氯化一离析三种类型。
中温氯化焙烧生成的金属氯化物留在焙砂中，然后用浸出法使其转入溶液中，故常将其称为氯化焙烧一浸出法。
高温氯化焙烧生成的金属氯化物呈气态挥发，故称为氯化挥发法。
氯化离析是在氯化挥发的同时又使金属氯化物被还原而呈金属态析出，然后用物理选矿法将其与其他组分相分离。
根据气相中的含氧量可分为氧化氯化焙烧（直接氯化焙烧）和还原氯化焙烧（还原氯化）。
前者主要用于易氯化的物料（如黄铁矿烧渣等），后者主要用于较难被氯化的物料（如金红石、高钛渣、菱镁矿等）。
早在18世纪就用直接氯化法处理金银矿石，以后逐渐用于处理重有色金属原料，目前已成功地用于处理黄铁矿烧渣以提取其中的铁、铜、铅、锌、钴、镍、金、银等。
较难被氯化的高钛渣、钛铁矿，菱镁矿、贫锡矿以及钽、铌、铍、锫等氧化物的氯化挥发也已大规模工业化。
难选氧化铜矿石的氯化离析70年代已大规模工业化。
据报导，许多能生成挥发性氯化物或氯氧化物的金属如锡、铋、钴、铜、铅、锌、镍、锑、铁、金、银、铂等矿物原料均可采用离析法处理。
氯化焙烧可采用氯、氯化氢、四氯化铵、氯化铵、氯化钠、氯化钙等作氯化剂，但最常用的是氯、氯化氢、氯化钙和氯化钠。
气体氯化剂的氯化反应为:ΔG°5=ΔG°MCl2+ΔG°H2S-ΔG°MS-2ΔG°HCl某些金属氧化物、氯化物和硫化物的△G°-T图分剐如图1图2图3所示。
某些金属的MO-Cl2系和MS-Cl2系的△G°-T图分别如图4、图5所示。
从图中曲线可知，常见金属如银、汞、镉、铅、锌、铜等的氧化物较易被氯气氯化，而锡、镍、钴氧化物的氯化较困难。
黄铁矿法制备低成本高效无污染消毒剂二氧化氯新工艺研究
昆明理工大学烦｝学位论文第三章＝氧化氯非稳定性目『究圈３－２黄铁科过黄牢对二轭化氧产率的影响图３－．３黄铁矿过量单对二氧化氧纯度的影响从图３—２和３—３可以看出随着黄铁矿过量率的上升，二氧化氯的产率先增加再下降，当黄铁矿的过量率达到９０％时二氧化氯的产率达到最大值５３．２２％：在前面的章节里，我们提出了以黄铁矿为还原剂，在酸性环境中还原氯酸钠的主、副反应为：主反应：３０ＮａＣＩＯ㈣）＋２ＦｅＳⅧ）＋１４Ｈ２ＳＯｄ（澉）＝３０Ｃ１０ｚ＜气）＋Ｆｅ２（ＳＯ，）㈣）＋１５ＮａｚＳＯｍ）＋１４Ｈ２０（３—９）副反应：６ＮａＣｌＯ㈣）＋２ＦｅＳｍ）＋２Ｈ２Ｓ０４（＃）＝３Ｃ１２（，）＋Ｆｅ２（Ｓ０４）３（《）＋３Ｎａ２ＳＯ，（《）＋２Ｈ２０（３－１０）从上述主、副反应可以看出对于二氧化氯的纯度来说，依赖于主、副反应所产出的气体的比例，从主、副反应可以看出随着ＦｅＳ。
的增加，更有利于副反应的进行，所以副反应的产物氯气的量就有可能增加，导致二氧化氯的纯度下降。
从另外一面来说，黄铁矿的成分复杂，ＦｅＳ。
只是其中的主要成分，而且ＦｅＳ。
在矿中的形态多样，有的可能是嵌布在硅酸盐中，致使反应很不完全、反应速率很不平均，这样就有可能让在反应速度快的时刻所产生的二氧化氯没有被完全抽走，而二氧化氯也是～氧化剂，遇见还原剂的时候就有可能被还原为氯气和其他产物，这样也将降低二氧化氯的纯度。
３．５．２．２氯酸钠浓度对反应的影响在固液反应体系中，当固体的粒度一定．液体的浓度就对反应结果有着非常大的影响。
所以，氯酸钠的浓度将对反应结果有着很大的影响，为了探讨氯酸钠的影响，在实验中，固定硫酸起始浓度６．７５ｍｏｌ／Ｌ，粒度２００目的黄铁矿３．０克，反应温度在５０＂０，探索氯酸钠浓度的改变对产品二氧化氯产率和纯度的影响，４３昆明堙工大学硕一Ｊ＋学位沦文第三章二氧化氯非稳定性研究结果见表３—３。
表３－３氯酸钠浓度对反应的影响氯酸钠浓度（ｍｏｌ／Ｌ）１．Ｏ１．５２．０２．５３．Ｏ３．５二氧化氯产率（％）６６．２５６１．８８６１．７６６４．８５７１．５８６５．４１二氧化氯纯度（％）６６．４０６８．１９６９．１９７０．１５７３．３７７０．１４由表３－３可以分别得出氯酸钠浓度对二氧化氯产率和纯度的数据曲线图，见图３—ｑ和３—５。
氯化焙烧法分离铜渣中铁铜的可行性分析
Ｆ ｅ Ｓ 、 Ｃ ｕ ２ Ｓ在 ０ — １ ０ ０ ０℃被 氧 化 ，消 耗 ｌ ｏｏ ｔ ｌ ０ ： 的
２ ０ １ ４年第 ５ 期
赵洁婷 ， 等： 氯化焙 烧法分离铜渣中铁铜 的可行性分析 ・
表 １ 反应的吉布斯 自由能
反应式 消耗 １ ｏ ｔ ｏ ｌ 的 公式 △Ｇ Ｋ ／ （ ｋ Ｊ ・ ｏｏ ｔ ｌ 一 ） 编号
关键词： 铜渣
氯化焙烧
热力 学 文献标识码 ： Ａ 文章编号 ： １ ６ ７ ２ — １ １ ５ ２ （ ２ ０ １ ４） ０ ５ — ０ ０ ０ ８ — ０ ３
中图分类号 ： Ｔ Ｆ ８ １ １
铜渣在有色渣中占有较大的比重 ， 据统计 ， 我国 每年产 出火法熔炼渣 １ ５ ０ 万ｔ 以上 ，加之相 当数量
ｃ ｕ Ｓ易被 氧化成 Ｃ ｕ Ｏ； Ｆ ｅ ２ Ｓ ｉ Ｏ 、 Ｆ ｅ Ｓ易被 氧化 成 Ｆ ｅ ３ ０
或 Ｆ ｅ ０ 。 ， 如式 （ ４ ） 一（ ８ ） 所 示 。下 页 图 １为 Ｆ ｅ ： Ｓ ｉ Ｏ 、
字［ ２ ０ １ ４ ］ 第０ ０ ９号 ） 第一作者简介 ： 赵涪 １ ９ ８ ６ 一） ， 女， 长 币 范大学工程学院助教， 在 读博士 院 生， 从事冶金资源再利用研究。 Ｅ — ｍａ ｉ ｌ ： ｚ ｊ ｔ ｕ ｓ ｔ ｂ ＠ｓ ｉ ｎ ａ ｃ ｏ ｍ
化铁 。
２ 热力 学分析
（ １ ）
因此 ，在氧化气氛条件下进行 的氯化焙烧过程 中， Ｎ ａ Ｃ １ 分解主要是氧化分解 ，但必须借助于其他 组分 的帮助 ，否则 分解很难 进行 。前人实验证 明 Ｓ Ｏ 、 Ｓ ｉ Ｏ 对Ｎ ａ Ｃ １ 的分解都有促进作用ｌ ５ ］ 。 ２ ． ３ 热力学理论计算
CuS氧化焙烧过程的实验研究
CuS氧化焙烧过程的实验研究赵洁婷郭兴敏(北京科技大学冶金与生态工程学院，北京 100083)摘要本文采用热重、气体分析以及X射线衍射等分析手段，对CuS氧化焙烧过程机理进行了研究。
实验结果表明：在空气下以3℃/min的升温速率，CuS的焙烧过程可分为四个阶段，第一阶段(200~300℃)，CuS氧化生成Cu2S 和SO2，Cu2S进一步氧化生成CuO·CuSO4、CuSO4，最终稳定产物是CuSO4；第二阶段(300~400℃)，此过程没有SO2逸出，第一阶段残留的Cu2S和CuO·CuSO4不断地被氧化成硫酸盐；第三阶段(400~600℃)，硫酸盐在此温度范围内可以稳定存在；第四阶段(600~760℃)，CuSO4和CuO·CuSO4分解生成SO2，最终产物为CuO。
关键词CuS 氧化焙烧SO2热重Experimental Study on Oxidizing Roasting Process of CuSZhao Jieting Guo Xingmin(School of Metallurgical and Ecological Engineering, University of Science andTechnology Beijing, Beijing, 100083)Abstract The oxidizing roasting mechanism of CuS was studied by employing thermogravimetric (TG), tail assay and X-ray diffraction (XRD) analysis. Results showed that the roasting process can be divided into four stages with heating rates of 3℃/min in air. In the first stage (200~300℃), CuS was oxidized into Cu2S and SO2, subsequently Cu2S was further oxidized into CuO·CuSO4 and CuSO4, then final product viz. stable CuSO4 was obtained. In the second stage (300~400℃), no SO2 was detected, whereas Cu2S and CuO·CuSO4 remained during the first stage were oxidized into sulfate constantly.In the third stage (400~600℃),sulfate was found stable in this temperature range. In the fourth stage (600~760℃), CuO·CuSO4 and CuSO4 decompose into SO2, and the final product was confirmed to be CuO.Key words CuS oxidizing roasting SO2TG1 引言近十几年来，我国钢铁工业持续高速发展，铁矿石资源随之日益枯竭，且我国的铁矿资源丰而不富，自给率仅为50%左右，是世界上最大的铁矿进口国。
难选褐铁矿氯化离析焙烧-磁选研究
文章编号 ： ０ ２ ５ ３—６ ０ ９ ９ （ ２ ０ １ ３ ） ０ ２一 ｏ ｏ ８ １— ０ ３
（ １ ． 贵州大学 矿业学院 ， 贵州 贵阳 ５ ５ ０ ０ ０ ３ ； ２ ． 贵州非金 属矿产 资源综 合利用重点实验室 ， 贵州 贵 阳 ５ ５ ０ ０ ０ ３ ）
摘
要： 针对某难 选高铝硅褐铁矿 ， 开展 了氯化离析焙烧一 磁选工艺试 验研 究 ， 探 讨了氯化 剂用量 、 焙烧 温度 、 焙 烧 时间 、 磨 矿粒 度 、
Ｓ ｔ ｕ ｄ ｙ ｏ ｎ Ｃｈ ｌ ｏ ｒ ｉ ｄ ｉ ｚ ｉ ｎ ｇ Ｓ ｅ ｇ ｒ ｅ ｇ ａ ｔ ｉ ｏ ｎ Ｒｏ ａ ｓ ｔ ｉ ｎ ｇ － Ｍａ ｇ ｎ ｅ ｔ ｉ ｃ Ｓ ｅ ｐ ａ ｒ ａ ｔ ｉ ｏ ｎ ｆ ｏ ｒ Ｒｅ ｆ ｒ ａ ｃ ｔ ｏ ｒ ｙ Ｌｉ ｍｏ ｎｉ ｔ ｅ
第３ ３卷第 ２期
２ ０ １ ３年 ｏ ４月
矿 冶 工 程
ＭＩ ＮＩ ＮＧ ＡＮＤ Ｍ ＥＴＡＬＬＵＲＧＩ ＣＡＬ ＥＮＧＩ ＮＥＥＲＩ ＮＧ
Ｖ０ １ ．Biblioteka ３ ３№ ２ Ａｐ ｉｌ ｒ ２ ０１ ３
难 选 褐铁 矿 氯化 离 析 焙 烧 一 磁 选 研 究①
王在谦 ， 唐 云 ， 舒聪 伟 ， 张 覃 ，
Ｕ ｔ ｉ ｌ ｉ ｚ ａ ｔ ｉ ｏ ｎ ｆ ｏ Ｎ ｏ ｎ － ｍ ｅ ｔ ａ ｌ ｌ ｉ ｃ Ｍｉ ｎ ｅ ｒ ａ ｌ Ｒ ｅ ｓ ｏ ｕ ｒ ｃ ｅ ｓ ， Ｇ ｕ ｉ ｙ ａ ｎ ｇ ５ ５ ０ ０ ０ ３ ， Ｇ ｕ ｉ ｚ ｈ ｏ ｕ ， Ｃ ｈ ｉ ｎ ａ ）
氯化焙烧法从废弃三元锂离子正极材料中回收锂钟芳静，
氯化焙烧法从废弃三元锂离子正极材料中回收锂钟芳静，发布时间：2021-08-12T08:02:37.423Z 来源：《中国科技人才》2021年第12期作者：钟芳静，钟荣梅，熊振楠，余秋晨，季泊羲，刘德俊，黄涌[导读] 对于传统工艺火法冶金提锂，其回收废弃三元锂离子正极材料中存在的能源损耗高、污染大、回收率低且无选择性等问题，我们采用了氯化焙烧法这一新工艺从废弃三元锂离子正极材料中选择性资源化提锂，较传统工艺而言更加绿色高效。
其原理是通过高温下与氯化盐反应生成可溶性金属盐，然后通过水浸回收。
实验数据表明：在焙烧温度为800oC、氯化物焙烧物料比NCM：CaCl2为1：3、氯化焙烧时间为60min时，浸出率可达90%以上。
钟芳静，钟荣梅，熊振楠，余秋晨，季泊羲，刘德俊，黄涌南昌航空大学实验室，江西南昌 330000摘要：对于传统工艺火法冶金提锂，其回收废弃三元锂离子正极材料中存在的能源损耗高、污染大、回收率低且无选择性等问题，我们采用了氯化焙烧法这一新工艺从废弃三元锂离子正极材料中选择性资源化提锂，较传统工艺而言更加绿色高效。
其原理是通过高温下与氯化盐反应生成可溶性金属盐，然后通过水浸回收。
实验数据表明：在焙烧温度为800oC、氯化物焙烧物料比NCM：CaCl2为1：3、氯化焙烧时间为60min时，浸出率可达90%以上。
关键词：火法冶金；废弃三元锂离子正极材料；氯化焙烧；选择性；资源化；水浸回收引言锂离子电池自二十世纪末被投入市场应用以来，就以其质量轻、体积小、输出功率大、充放电效率高、安全性能强等优势[1-3]，在电子产品、汽车、军事等领域得到了广泛的运用[4]。
但是随着锂离子电池的大量应用，其应运而生的废弃电池给环境带来了巨大的威胁。
锂离子电池的寿命一般在2—3年左右[5]，电池达到使用年限后，其三元正极材料中的有价金属离子含量依旧丰富，如果不进行适当的处理，不仅会使一些有价金属流失，更是会对人体健康和自然环境造成严重的破坏。
低品位铁矿石流化焙烧_磁选提质试验研究
第45卷第5期2011年5月浙 江 大 学 学 报(工学版)Journal of Zhejiang U niver sity (Eng ineering Science)Vol.45No.5M ay.2011收稿日期:2009 11 27.浙江大学学报(工学版)网址:w w w.journals.z /eng基金项目:博士点基金新教师基金资助项目200803351056);高等学校学科创新引智计划资助项目(B08026).作者简介:王国军(1984-),男,山西运城人,硕士生,从事循环流化床高效焙烧系统研究.E mai l:wgjamb@通信联系人:朱燕群,女,工程师.E mail:yqzhu@DOI:10.3785/j.issn.1008 973X.2011.05.018低品位铁矿石流化焙烧 磁选提质试验研究王国军,朱燕群,王智化,杨 丽,王星昊,黄镇宇,周俊虎,岑可法(浙江大学能源清洁利用国家重点实验室,浙江杭州310027)摘 要:针对我国低品位铁矿石嵌布粒度极细,成分复杂,难提难选的现况,运用循环流化床和磁选管进行劣质铁矿石的流化焙烧 磁选试验研究,试验采用CO 、N 2的混合气体营造还原性气氛(其中CO 体积分数为10%),将粒径为1mm 以下的新疆某低品位铁矿石(原矿铁品位为9 63%)于850 焙烧10min,得到强磁性的磁铁矿,将焙烧产物破碎细磨(磨至200目以下占75%),利用湿式磁选管在71 66kA/m 的磁场强度下进行弱磁选抛尾,可以得到铁精矿品位为46 25%,全铁回收率为25 52%的选矿指标.研究表明,运用循环流化床焙烧 弱磁选的方法提质铁矿石,可以有效地减少焙烧时间,在保证选矿达标的基础上,有效地降低生产周期.关键词:循环流化床;低品位铁矿;焙烧;磁选中图分类号:T K 22;T D 92 文献标志码:A 文章编号:1008 973X(2011)05 0885 05Investigation on upgrading iron ore utilized by circulatingfluidized bed roasting and magnetic separationWA NG Guo jun,ZHU Yan qun,WANG Zhi hua,YANG Li,WAN G Xing hao,HU ANG Zhen yu,ZH OU Jun hu,CEN Ke fa(State K ey L abor ator y o f Clean E ner gy Utiliz ation,Zhej iang Univ ers ity ,H angz hou 310027,China)Abstract:T he low grade iro n o re has ty pically characterisic of dissem inated fine granularity,com plex com ponents and difficult purification in China.T herefo re,a new process o f integ rated circulating fluidized bed (CFB)r oasting w ith magnetic separation w as employed to upgr ade the low grade iron ore.Under the re ducing atmo sphere conditio n w ith 10%CO and N2balanced,the Xinjiang 's low g rade iron or e,w hich w as below 1m m diam eter,9.63%by gr ade o rginally,w as roasted at 850 for 10minutes,to obtain hig hly magnetic mag netite After g rinding,75%less than 0.074mm in diam eter,and wet ty pe magnetic sepera tion at 71.66kA/m,46.25%ir on o re g rading w as obtained w ith iro n reco very around 25.52%.The re sults v erifies that using the w ay of CFB roasting m ag netic separation process can improve the quality of the iron ore,reduce r oasting time,im pro ve the pro duction cycle.Key words:CFB;low g rade iro n ore;r oast;magnetic separ ation 我国低品位铁矿石由于嵌布粒度极细,成分复杂,要使矿物单体解离,需要磨至很细,泥化现象严重,采用常规的强磁选、直接浮选、强磁脱泥 正浮选、强磁脱泥 反浮选往往都不能达到理想效果,并且矿石品位提升有限.目前国内可开发利用的铁矿资源近一半为难选矿石,品位低、有害杂质多,常规的磁浮选选矿技术已很难提高铁精矿的品位[1].本文对运用一种新的 循环流化床磁化焙烧 弱磁选 工艺对我国新疆某难选鲕状赤铁矿的提质富集问题进行了深入的探讨.利用循环流化床中气固反应物料混合迅速,传热传质速度高,床内处于等温状态等特点,采用 磁化焙烧 弱磁选 的方法将鲕状难选铁矿石在还原性气氛中使弱磁性铁矿物焙烧转变为强磁性铁矿物.1 还原磁化焙烧原理还原磁化焙烧[2]是在低于矿物原料熔点和一定气氛中使弱磁性铁矿物转变为强磁性铁矿物的处理工艺,铁矿中的赤铁矿在还原性气氛中经过磁化焙烧以后变成强磁性的物质,而脉石矿物的磁性却不变,因此铁矿经过磁化焙烧以后就可以有效地实现铁矿石与脉石的分离.本文的还原剂为CO,还原焙烧弱磁性的赤铁矿(Fe 2O 3)的化学反应如下:3Fe 2O 3+CO=2Fe 3O 4+CO 2,(1)当CO 过量时,会和生成的Fe 3O 4继续反应生成弱磁性的FeO,这属于过还原反应,会影响到磁选的效果,过还原反应如下:Fe 3O 4+CO=3FeO+CO 2,(2)FeO+CO=Fe+CO 2.(3)图1 赤铁矿还原过程的Fe O CO 综合图Fig.1 F e O CO com positive g raph利用化学热力学平衡分析软件FACT AGE 进行的Fe 2O 3相变计算结果如图1所示,横坐标表示CO 与Fe 2O 3的相对物质的量之比,纵坐标T 为反应热力学温度,单位K 0,图中可以看出,控制CO 的相对质量,使Fe 2O 3可以有效地转变成为Fe 3O 4,并不希望Fe 3O 4继续还原为FeO 和Fe.当CO 和(Fe 2O 3+CO)的量比大于1/4时,会有弱磁性的FeO 生成,所以保持CO 和(Fe 2O 3+CO)的量比小于1/4,即CO 和Fe 2O 3的量比小于1/3.磁化焙烧 弱磁选 试验提高低品位铁矿的铁品位,工艺流程如图2所示.图2 磁化焙烧 弱磁选工艺流程F ig.2 P ro cess o f magnetizating ro ast and low intensitymag net ic separat ion有研究者采用还原焙烧的方法来提升品位,如李广涛等[3]采用矿石搀混煤样在马弗炉中还原的方法,得到了较好的提升效果,但是反应过程缺乏气氛控制,且矿石与煤粉的接触不佳均限制了其最终应用.在流化床焙烧反应中,对焙烧物料在熔点以下加热,物料不结块,松散成粒状,有利于分析和继续加工.同时反应物料混合迅速,传热传质速度高,床内处于等温状态.本次实验以循环流化床技术实现对新疆某低品位铁矿石的还原焙烧.在循环流化床锅炉燃烧发电过程中,为抑制NO x 生成,常常通过分级配风[4]营造局部还原性气氛,且物料处于流化状态,传热、混合及反应时间均非常充分,若将铁矿石的还原焙烧与煤粉流化床燃烧技术[5]相结合,在流化床锅炉内合理组织燃烧气氛和燃烧温度,同时将赤铁矿有效还原为磁铁矿,将成为一种非常有效的低品位铁矿石品位提升手段和技术.同时流化床燃烧温度也非常适合赤铁矿的还原,并且在低N O x 燃烧技术中控制炉内局部的还原性气氛[6]已非常成熟,同时煤粉燃烧的热量可继续发电,由矿石替代部分床料,在发电的同时有效还原赤铁矿,大大降低运行成本.本试验是初步验证性试验,所以首先采用模拟还原性气氛来研究对矿石的焙烧特性,炉内气氛采用CO 和N 2的不同比例混合气体来实现,温度通过电加热来实现.还原焙烧后通过磁选机进行矿石的富集提纯.硫磷等杂质由于浮选工艺成熟,本文暂以铁品位提升为研究重点[4 7].2 矿样及试验装置介绍本文试验的低品味矿样采自于新疆某地,样品886浙 江 大 学 学 报(工学版) 第45卷多元素分析见表1,原矿铁品位9 63%,磁性物质的质量分数较小.表1样品多元素化学分析T ab.1 Chemical analysis of specimen%w (T F e)w (F eO)w (M n)w (M g )w (A l)9 633 230 082 267 2w (Si)w (S)w (P)w (T i)w (V )2 230 040 470 5对试验样品的XRD(X 射线衍射)分析结果如图3所示,图中,M 表示2倍角,I 表示衍射强度,样品的成分比较复杂,Fe 主要以硅酸盐的形态存在,少数的磁铁矿以伴生矿状态出现.图3 X 射线衍射分析结果Fig.3 X ray diffr action analy sis results流化床实验装置见图4,主要由流化床反应炉及预热管、高温旋风分离器组成.流化床内部为一根内径为42mm,高度为1000mm 的耐热不锈管,床层内装有测量床温的K 型热电偶.N 2和CO 的混合气体经预热管预热后进入到反应段,作为床料的矿样由流化床上部的投料口加入,反应完后从下部的排渣口排出.在试验时将炉膛温度稳定在某一稳定范围内,从加料口投入铁矿石样品,粒径在1mm 以下,然后通入N 2使和CO 的混和气体使物料充分流态化进行焙烧并开始计时,焙烧到指定时间后,切断气体,打开下部的排渣口并将其卸入水中淬冷,这种冷却方法优点是不与空气接触,冷却速度快,不影响焙烧矿的选别效果[8].将冷却后的物料研磨一定的细度后用磁选管选别,并用化学滴定法分析精矿和尾矿的铁品位,计算铁回收率,作为产品质量的评价指标.本文中 表示精矿铁品位, 表示精矿铁回收率.流化风量[9]可根据床层压降 流量特性曲线确定.通常将从固定状态转变为硫化状态时的风量成为临界流化风量.风速从零开始逐渐增大时,床层保持固定床状态,床层压降呈正比增加.随着气体流量逐渐增大,一些细颗粒会很容易在大颗粒构成的空穴中起到很好的润滑和促使大颗粒松动的作用,气1 N 2;2 CO;3 流量计:4 预热管;5 卸料管;6 风室,外接U 型管测压力;7 布风板;8 反应炉;9 高温旋风分离器;10 投料口;11 烟气出口;T 测温点图4 循环流化床磁化焙烧试验台示意图Fig.4 Schematic diag ram of CFB used for magnetizing roast体流量大到一定程度后,大颗粒也开始流化,使床层压降逐渐增加,直到大颗粒被完全流化,床层压降才不再随气速的增大而增加.床层从固定床转变到流化床没有明显的 解锁 现象.一般认为此时固定床与流化床2条压降线的延长线的交点对应的气体流量为临界流化风量.调节电加热的功率使炉膛温度维持在700 10 ,加入粒径为1mm 以下的试样150g ,测得料层阻力p 随入口空气体积流量q V 的变化如图5所示,图中可以看出,当空气体积流量约为0 6m 3/h 时床料开始流化[10],试验时的操作流化气体流量选择为1 4m 3/h.图5 料层阻力Fig.5 L ayer resistance3 结果与讨论3.1 焙烧温度的影响将破碎到粒径为1mm 以下的铁矿石分别在650 10、700 10、750 10、800 10及850 10 5个温度条件下通入CO 体积分数为10%的还原性气体焙烧10min,将还原后的产物磨至200目以下占75%,在磁选磁感强度为71 66kA/m 的条件下进行弱磁选,结果如图6所示.887第5期王国军,等:低品位铁矿石流化焙烧 磁选提质试验研究图6 焙烧温度对焙烧产品的影响Fig.6 Effect of temperature o n c r oasted pro duct 从图6可看出,铁精矿铁品位随着温度的升高而增加,铁品位从41 25%增加到46 26%,但是铁回收率在700 10 至850 10 范围内回收率基本相近,综合考虑铁品位和回收率2个因素选择最佳焙烧反应温度为850 .3.2 焙烧时间的影响温度为850 10 、CO 体积分数为10%的条件下,将破碎到粒径为1mm 以下的铁矿石颗粒分别在2、4、6、8、10m in 5个时间段进行还原焙烧,将焙烧产物磨至200目以下占75%,在磁选磁感强度71 66kA/m 的条件下进行弱磁选,结果如图7所示:随着还原焙烧时间t 越长,选矿的效果越好,精铁矿的品位和回收率随着反应时间的延长而增大,在2min 时,精矿铁品位为39 78%,到6min 时已达到43 78%,之后趋势减缓,到10m in 时达到46 25%,时间选择为10min.图7焙烧时间对焙烧产品的影响Fig.7 Effect o f time o n r oasted pr oduct3.3 还原性气氛的影响在850 10 、反应时间为10min 的条件下,将粒径为1m m 以下的铁矿石颗粒分别在CO 体积分数为3%、5%、8%、10%及15%时进行还原焙烧,将还原后的产物磨至200目以下占75%,在磁选磁感强度71 66kA/m 的条件下进行弱磁选,结果见图8所示.当CO 体积分数 从3%增加到10%时,精矿铁品位和铁回收率都随之增大,当CO 体积分数为10%时精矿铁品位达到46 25%,精矿铁回收率为25 52%,当CO 体积分数从10%增加图8 (CO )对焙烧产品的影响F ig.8 Effect of CO vo lume f ractio n o n r oasted pr oduct到15%,精铁矿铁品位和铁回收率基本保持不变,所以最佳还原性气氛选择10%的CO 体积分数.3.4 磁感应强度的影响采用磁选管对焙烧矿进行磁选试验.将粒径为1mm 以下的原矿在850 10 、反应时间为10m in 、CO 体积分数为10%的条件下进行焙烧,将焙烧产物磨至200目以下占75%,然后在不同的磁场强度下进行弱磁选,试验结果如表2所示.随着磁选磁场强度H 从39 81kA/m 提高到103 51kA/m,铁回收率从22 05%上升至28 66%,但精矿铁品位从47 2%逐渐下降到42 46%.综合考虑精矿铁品位和铁回收率,选择磁选磁场强度为71 66kA/m.表2 磁场强度对焙烧 弱磁选的影响T ab.2 Effect o f mag netic field on r oasting low intensitymag netic separationH /kA m -1产品产率/% (F e)/% (Fe)/%39 8155.7471.6687.58103.51精矿4 5047 222 05尾矿95 57 8677 95原矿100 009 63100 00精矿5 0047 0624 43尾矿95 007 6675 57原矿100 009 63100 00精矿5 5046 2525 52尾矿94 507 5074 48原矿100 009 63100 00精矿6 0044 5927 78尾矿94 007 4072 22原矿100 009 63100 00精矿6 5042 4628 66尾矿93 507 3571 34原矿100 009 63100 003 5 流程试验根据条件试验结果,本文低品味铁矿石提高铁品位的实验流程如图9所示.从图9可见,采用流化床还原焙烧 弱磁选的试验工艺流程能有效提升该低品位铁矿石,从原矿的9 63%品位提升到46 25%、铁回收率为25 52%.888浙 江 大 学 学 报(工学版) 第45卷图9 磁化焙烧 弱磁选试验流程Fig.9 Pr ocess of mag net izat ing r oast and lo w intensit y magnetic sepa ratio n进一步的条件优化可望进一步提高低品味矿石的精矿铁回收率.4 结 论运用循环流化床和磁选管,通过对劣质铁矿石流化焙烧 磁选的试验研究,得到以下结论:(1)试验中采用的新疆某低品位铁矿石原矿品位为9 63%,矿石中磁性物质含量较低,矿物组成复杂,成分分布不均匀,该矿石组成矿物以细粒为主.将1m m以下粒径的矿物在CO体积分数为10%,焙烧温度为850 时间为10m in,可以显著地将铁品位提高到46 25%,同时可以达到铁回收率为25 52%的选矿指标,证明循环流化床焙烧技术处理低品味铁矿石是可行的.(2)温度是影响还原焙烧的最主要因素,提高反应的温度可以显著的减少反应的时间,在本试验中最佳的温度为850 ;还原性气氛含量越高焙烧的效果也越好,本试验中选用10%的CO体积分数作为最佳的还原性气氛.通过结合煤粉流化床燃烧技术,在流化床锅炉内合理组织燃烧气氛和燃烧温度,将赤铁矿有效还原为磁铁矿.参考文献(references):[1]孙炳泉.近年我国复杂难选铁矿石选矿技术进展[J].金属矿山,2006(3):11 13.SU N Bing quan.Pr og ress in China s beneficiation tech no lo gy for co mplex r ef ractor y ir on ore[J].Metal Mine, 2006(3):11 13.[2]任亚峰,余永富.难选红铁矿磁化焙烧技术现状及发展技术[J].金属矿山,2005(11):20 23.REN Ya feng,YU Yong fu.Present status and dev elo p ment orientation of magnetization r oasting technolog y for re fractor y red iron o res[J].Meta l M ine,2005(11):20 23.[3]李广涛,张宗华,张昱,等.四川某高磷鲕状赤褐铁矿石选矿试验研究[J].金属矿山,2008(4):43 47.LI G uang tao,ZH AN G Zong hua,ZH A NG Y u,et al.T est research o n beneficiation of Sichuan hig h phospho r us Oo litic hematite and limo nite Or e[J].Metal Mine, 2008(4):43 47.[4]庞永梅,王晋权,郭建,等.空气分级燃烧降低锅炉NO X排放控制技术[J].电力科学与工程,2007,23(9):46 49.PA N G Y ong mei,WA N G Jin quan,GU O Jian,et al.T echnolog y on reducing boiler NO x emission by air stag ed co mbustion[J].Eletric Power Science and Engi neering,2007,23(9):46 49.[5]BA SU P,L A RGE J F.C irculating fluidized bed technology[M].O xfo rd:Per gamo n Press,1988:293 301. 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化学选矿焙烧
ZnS 2O 2 ZnSO 4
3ZnSO
4
200 3ZnO
2SO
3
SO
2
1 2
O2
3ZnO 2 SO 3 700 3ZnO 2SO 2 O 2
着火温度550度，生成硫酸锌和氧化锌薄层致密，较难氧化。
1.1 氧化焙烧与硫酸化焙烧
1.1.4 铅硫化物
焙烧过程方铅矿的反应：
PbS
3 2
• 化学热力学
• 化学热力学
• 化学动力学
3 焙烧理论
• 3影响焙烧反应速度的主要因素：
气体中反应气体的浓度； 气流的运动特性； 温度； 物料的物理和化学性质 （如粒度，空隙度，化学组成及矿物组成等）
第2章 矿物原料的焙烧
4 分类：根据焙烧的气氛条件及过程中目的组分发生 的主要化学变化，可将焙烧过程大致分为： 氧化焙烧与硫酸焙烧 还原焙烧 氯化焙烧与氯化离析 钠盐焙烧 煅烧
4CuO 1000 2Cu 2 O O 2
SO
2
1 2
O2
650
SO
3
CuO SO 3 650 CuSO 4
1.1 氧化焙烧与硫酸化焙烧
1.1.2 铜的硫化物
当有硫化物存在时，反应生成的硫酸铜会在很低的温 度下进行相互反应而分解，见下式。
因此，铜的硫酸化焙烧应该温度低于650℃ ，氧化焙 烧要高于650 ℃ 。
600-800 ℃时，最后三个反应进行甚为完全。
1.1 氧化焙烧与硫酸化焙烧
1.1.2 铜的硫化物
焙烧过程铜的硫化物的反应：
2CuFeS 2 550 CuS 2 2FeS S
2CuS 400 CuS 2 S
2Cu 2S 5O 2 200 ~ 300 CuO 2CuSO 4
含砷金精矿加氯化剂氧化焙烧试验研究方案
含砷金精矿加氯化剂氧化焙烧试验研究方案2009-3-10 16:38:40 中国选矿技术网浏览155 次收藏我来说两句一、生产现状（一）生产工艺流程辽宁省某黄金选冶厂，设计规模为日处理30t金精矿。
其原料主要来源于附近黄金选矿厂。
因其金精矿中含砷，故设计流程采用焙烧－氰化、活性炭吸附工艺。
生产工艺流程见图1。
图1 选冶厂工艺流程金精矿经烘干后，水分3%～4%，用皮带输送机给入沸腾焙烧炉焙烧，焙砂经球磨机磨矿、旋流器分级后给入直径6m浓密机浓缩，底流矿浆经氰化浸出、活性炭吸附后，载金炭经解吸、电解提金，尾渣经碱氯法处理后排至尾矿库。
焙烧烟尘采用布袋收尘、碱液吸收法处理。
（二）工艺条件及技术指标工艺条件：焙烧温度650℃～700℃，磨矿细度－325目87%，浸出矿桨浓度38%～42%，氰化钠质量分数0.06%～0.08%，pH值9～10，活性炭质量浓度18～25g/L。
技术指标：金浸出率61.3%～68.8%，载金炭解吸率96.7%，电解回收率99.8%。
（三）金精矿的物质组成该厂原料主要来自附近黄金选矿厂，其矿石性质基本相近。
矿石中主要金属矿物为自然金、黄铁矿、方铅矿、毒砂、闪锌矿；脉石矿物主要为石英、方解石、碳酸盐等。
金精矿的主要物质组成见表1。
*ω（Au），ω（Ag）/10－6二、浸出率低原因分析为了查明金精矿焙烧后金浸出率低的原因，根据现场实际生产状况，分别对磨矿细度和使用保护碱做了考查试验。
细度试验样是焙砂氰化浸出后的浸渣样，保护碱试验样取自直径6m浓密机底流矿浆。
（一）磨矿细度试验试验条件：浸出矿浆浓度35%，氰化钠质量分数0.07%～0. 09%，pH值9～10，浸出时间30h。
试验结果见表2。
（二）保护碱试验试验条件：浸出矿浆浓度35%，磨矿细度－325目87.6%，氰化钠质量分数0.06%～0.08%，pH值9～10，浸出时间20h。
保护碱试验结果见表3。
从磨矿细度试验结果可以看出，该厂金精矿焙烧后金氰化浸出率低，其原因并非磨矿细度不够所致。
氯化焙烧
氯化焙烧（一）【我来说两句】2006-7-24 10:00:35 中国选矿技术网浏览543 次收藏【摘要】：氯化焙烧是在一定的温度和气氛条件下，用氯化剂使矿物原料中的目的组分转变为气相或凝聚相的氯化物，以使目的组分分离富集的焙烧过程。
根据焙烧产物形态可分为中温氯化焙烧、高温氯化焙烧和氯化一离析三种类型。
中温氯化焙烧生成的金属氯化物留在焙砂中，然后用浸出法使其转入溶液中，故常将其称为氯化焙烧一浸出法。
高温氯化焙烧生成的金属氯化物呈气态挥发，故称为氯化挥发法。
氯化离析是在氯化挥发的同时又使金属氯化物被还原而呈金属态析出，然后用物理选矿法将其与其他组分相分离。
根据气相中的含氧量可分为氧化氯化焙烧（直接氯化焙烧）和还原氯化焙烧（还原氯化）。
前者主要用于易氯化的物料（如黄铁矿烧渣等），后者主要用于较难被氯化的物料（如金红石、高钛渣、菱镁矿等）。
早在18世纪就用直接氯化法处理金银矿石，以后逐渐用于处理重有色金属原料，目前已成功地用于处理黄铁矿烧渣以提取其中的铁、铜、铅、锌、钴、镍、金、银等。
较难被氯化的高钛渣、钛铁矿，菱镁矿、贫锡矿以及钽、铌、铍、锫等氧化物的氯化挥发也已大规模工业化。
难选氧化铜矿石的氯化离析70年代已大规模工业化。
据报导，许多能生成挥发性氯化物或氯氧化物的金属如锡、铋、钴、铜、铅、锌、镍、锑、铁、金、银、铂等矿物原料均可采用离析法处理。
氯化焙烧可采用氯、氯化氢、四氯化铵、氯化铵、氯化钠、氯化钙等作氯化剂，但最常用的是氯、氯化氢、氯化钙和氯化钠。
气体氯化剂的氯化反应为:ΔG°5=ΔG°MCl2+ΔG°H2S-ΔG°MS-2ΔG°HCl某些金属氧化物、氯化物和硫化物的△G°-T图分剐如图1图2图3所示。
某些金属的MO-Cl2系和MS-Cl2系的△G°-T图分别如图4、图5所示。
从图中曲线可知，常见金属如银、汞、镉、铅、锌、铜等的氧化物较易被氯气氯化，而锡、镍、钴氧化物的氯化较困难。
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题目：关于黄铁矿氯化选矿焙烧法的研究指导老师：张慧芬
班级：国土资源系09选矿班
姓名：张金亮
学号：200903009
关于对黄铁矿的焙烧研究
摘要：随着国内外对金属材料的需求量迅速增加大规模开发，金属矿产资源长期开采以来，富矿和易选矿的储量日益减少，造成了许多金属矿产资源短缺，采出地面的由于选别指标不佳，体系不够完善，造成金属大量流失。
低品位的矿不能充分得到利用弃之成灾矿产资源。
关键词：通过化学选矿法对硫化矿物黄铁矿的焙烧研究。
1.黄铁矿焙烧的发展用方法
随着金属生产的发展,国外也有广泛的应用,处理低品位,贫化矿各复杂矿物的需求焙烧法的发展成为了化学选矿工艺流程中的一个和要方法.综合利用黄铁矿烧渣的方法,有稀酸直接浸出、磁化焙烧——磁选、硫酸化焙烧——浸了氯化焙烧湿法处理等。
其中，氯化焙烧——湿法处理，是目前工业上综合利用程度较好，工艺较为完善的方法。
1.1黄铁矿在中温氯化焙烧的机理
黄铁矿烧渣中温氯化焙烧,是将黄铁矿烧渣加入适量食盐混合,在
500~600℃下进行焙烧,使有色金属转变为溶于水或稀酸的氯化物,然后从浸出液中回收有色金属,浸渣则经烧结选块后作为炼铁原料。
1.12 黄铁矿在中温氯化焙烧中的应用.
以下两个试例应用此方法:
(1)是西德杜伊斯堡炼铜厂采用中温氯化焙烧法处理黄铁矿烧渣200万吨/年,共
该厂的主要金属回收率为:80%Cu . 70%Zn. 45%Ag. 50%Co.
(2)我国南京钢铁厂曾采用高硫低盐的配料制度，于沸腾炉内进行含钴黄铁矿烧
渣的中温氯化焙烧，所得焙砂的金属浸出率为：81.86%Co 83.4%Cu
60.6%Ni
1.13 黄铁矿烧渣向高温氯化焙烧的发展方向.
将黄铁矿烧渣预先与氯化钙混合,经制粒、干燥后,在1000~1250℃下进行焙。
物料中有价金属被氯化，并呈金属氯化物蒸气挥发而与氧化铁及脉石分离，氯化挥发物收集后用湿法提取有价金属，焙烧球团，即可直接用作炼铁原料。
此方法比中温氯化焙烧法突出的优点：湿法处理量少，金属回收率高，焙烧球团适于直接炼铁，近年来获得迅速发展。
1.14 黄铁矿在中温氯化焙烧法的差异性
中温氯化焙烧的优点：是采用价廉源广的食盐为氯化剂，工艺较为成熟，流程简单操作方便。
缺点：是需将焙砂全部浸出，浸液处理量大，金属回收率往往不够理想，且浸了作业对焙烧粒度有一定要求，不便于处理粒度过细的矿物原料。
2.1黄铁矿在高温焙烧发展研究
高温氟化焙烧时，金属氯化物呈气态挥发而直接与脉石分离，挥发出来的金属氯化物于冷凝系统收集后，再用化学方法提取与分离金属。
在温度较代的中温氯化焙烧条件下，促氯化钠分解的最有效成分是二氧化硫,因此要求原料中SiO2 Fe2O3 Al2O3 等对NaCl ,CaCl 2也有促进作用，其中酸性较强的SiO2促进作用更强，尤其在高温下进行氯化焙烧。
可借助SiO2组分促进分解。
根据还原氯化焙烧过程中，于有价金属氯化挥发的同时，发生金属氯化物在碳粒表面还原析出，则此过程称为离析。
2.12 高温焙烧的应用对象研究
氯化法处理金，银，矿石，是处理重有色属矿物原料，在重，轻，稀有金属中都得到应用。
则对难选、低品位的矿物时，许多能生成挥发氯化或氯氧化物，都用高温焙烧法中的离析法处理。
2.13 高温焙烧中应的氯化剂
氯化焙烧中的应的氯化剂有氯，氯化氢，四氯化碳，氯化钙，氯化钠，氯化铵等，但最常用的是氯，氯化氢，氢化钙和氯化钠。
重有色金属及贵金属物料的氯化焙烧，常使用廉价的NaCl，CaCl2 等固体氯化剂。
3.1黄铁矿在氯化高温焙烧对有价贵金属回收
黄铁矿通过焙烧后剩下贵重金属,将破碎至适当粒度的矿石与少量氯化剂，碳质还原剂混合在700℃～800℃的中性或弱还原性气氯下进行焙烧氯化发到碳粒表面还原成金属颗粒。
金属氧化物如。
Sn Ni Co Au 等充分回收减少损失。
结论：氯化焙烧作为难选矿物原料处理方法之一的应用，且在含矿元素多，品位高的矿而难选中应用。
在黄铁矿的研究中得到充分发挥，部分稀有金属也充分得到回收，回收率，品位，产量都得到了提高。
氯化焙烧与氧化焙烧法的相互结合可以减少环境污染，符合了我国国情“可持续发展战略”的内容氯化焙烧是可深入研究发展的。