焙烧_浸出_磁选回收铜渣中的铁_詹保峰

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要: 以煤粉作还原剂, 采用焙烧浸出磁选工艺对某铜渣中的铁进行了回收实验研究 。探讨了焙烧温度、 焙烧时间、 煤粉用量、
碳酸钠用量等因素对铁回收的影响 , 最佳工艺条件为: 焙烧温度 800 ℃ , 焙烧时间 60 min, 煤粉用量 1% , 碳酸钠用量 10% , 在此条件 下获得的焙砂经进一步稀酸浸出和磁选 , 可获得铁品位 62. 53% 、 铁回收率 70. 82% 的铁精矿。 关键词: 铜渣; 铁; 焙烧; 浸出; 磁选 中图分类号: TF046 文献标识码: A doi: 10. 3969 / j. issn. 0253 - 6099. 2015. 02. 025 文章编号: 0253 - 6099 ( 2015 ) 02 - 0103 - 04

[5 ]
收稿日期: 基金项目: 作者简介: 通讯作者:
2014 - 10 - 18 国家自然科学基金资助 ( 51272188 ) 詹保峰( 1989 - ) , 男, 湖北黄梅人, 硕士研究生, 主要从事二次资源综合利用研究。 黄自力( 1965 - ) , 男, 湖南祁阳人, 博士, 教授, 主要从事矿物加工与资源综合利用研究。
10% , 煤粉用量的影响如图 6 所示。由图 6 可知, 当煤 粉用量增加, 铁精矿品位升高, 但铁回收率降低。实验
图3 图1 反应( 1 ) ~ ( 3 ) 的吉布斯自由能变化
实验流程
浸出采用常温搅拌稀酸浸出的方式 , 浸出条件为: 硫酸浓度 18. 7% , 液固比 4∶ 1 , 浸出时间 60 min。 酸浸矿浆静置固液分离后, 浸出渣经强磁选作业 回收铁。由于浸出渣中既有强磁性矿物磁铁矿, 也有 弱磁性矿物赤褐铁矿, 因而采用强磁选机在较高磁场 条件下一并回收。
[3 ] 于我国铁矿石的可采品位 27% 。 然而我国铜渣利
实验原料
实验原料为某铜渣选矿厂浮选铜的尾矿 , 其主要 1 ~ 2 。 化学成分及铁物相分析结果分别见表 通过偏 光显微镜、 矿相显微镜对铜渣入选之前的原渣样品进行 光学分析, 结果表明, 原渣样品中金属矿物主要为铜矿 物、 铁矿物, 其中铁矿物主要为磁铁矿、 铁橄榄石; 非金 属矿物主要为橄榄石、 辉石、 长石、 石英、 玻璃质和其他 脉石矿物。化学元素分析结果表明, 浮铜尾矿中铁品位 为43. 73% , 其它可利用元素含量都很低。铁物相分析结 果表明, 尾矿中的铁主要以铁橄榄石和磁性铁形式存在。
图6
煤粉用量实验结果
2. 4
碳酸钠用量的影响 焙 烧 时 间 60 min, 煤粉用量 焙烧温 度 800 ℃ ,
1% , 碳酸钠用量的影响如图 7 所示。 由图 7 可知, 随 着碳酸钠用量增加, 铁品位呈上升趋势, 铁回收率呈下 降趋势, 当碳酸钠用量为 10% 时, 铁精矿品位和铁回 收率分别为 61. 99% 和 70. 71% 。综合考虑认为, 碳酸
用率很低, 大部分铜渣被堆存在渣场中, 既占用土地又 [4 ] 污染环境, 也造成巨大的资源浪费 。 由于铜渣中的 铁大部分以铁橄榄石形式存在, 少部分以磁性氧化铁 形式存在, 且粒径小, 常规磁选时只起到机械分离作 用 , 因此, 尽管铜渣中 Fe 含量很高, 但利用传统矿 [6 ] 物加工方法 很难有效回收其中的铁; 要回收铜渣中 的铁就需要先将铜渣中的 Fe2 SiO4 转变成 Fe3 O4 或金
43. 73 0. 24 0. 31 3. 43 0. 23 0. 012 0. 6 23. 19 3. 75 3. 32
表2
物相 硫酸铁 金属铁 磁铁矿 赤褐铁矿 铁橄榄石 合计
铁物相分析结果
含量 / % 0. 19 0. 14 13. 51 7. 20 22. 69 43. 73 占有率 / % 0. 43 0. 32 30. 89 16. 47 51. 89 100. 00
[2 ] 目前火法炼铜每生产 1 吨金属铜产渣 2. 2 吨计算 , 铜渣数量达 1 500 万吨。 铜渣中含有相当数量的铁、
属铁
, 再通过磁选方法加以回收。 本文针对某铜 渣进行了焙烧浸出磁选工艺回收其中铁的研究。
[7 - 9 ]
1
1. 1


铜、 锌、 铅、 钴、 镍等有价金属和少量金、 银等贵金属。 特别是铜渣中的铁, 其品位一般可达 40% 左右, 远高
由于反应( 4 ) 的发生, 加入一定量 Na2 CO3 可促进 铁橄榄石 的 分 解。 而 且, 在高温条件下还发生反应 ( 5 ) 。反应( 4 ) 和( 5 ) 的吉布斯自由能随温度的变化曲 线见图 2 。
第2 期
浸出磁选回收铜渣中的铁 詹保峰等: 焙烧-
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2
实验结果及讨论
过程中伴随着一种明显现象: 随着煤粉用量增加, 浸出 液绿颜色变得更深, 说明随着还原剂煤粉用量增加, 生成 了更多的单质铁, 因为新生成的单质铁容易与酸反应, 有 2+ 更多的 Fe 离子生成。因此, 煤粉用量以 1% 为宜。
图7
碳酸钠用量实验结果
2. 5
优化条件下的扩大实验 确定优化条件: 焙烧温度 800 ℃ , 焙烧时间 60 min,
煤粉用量 1% , 碳酸钠用量 10% 。在此条件下, 按照图 3 流程进行了浮铜尾矿的扩大实验, 可得到铁精矿品位 62. 53% 、 铁回收率 70. 82% 的工艺指标。
图5 焙烧时间实验结果
图2
反应( 4 ) 和( 5 ) 的吉布斯自由能变化
焙烧时, 添加的煤粉的工业分析结果见表 3 。
表3
固定碳 76. 29
煤粉工业分析结果( 质量分数) / %
灰分 13. 59 挥发分 8. 81 水分 1. 31
Na2 SiO3 比 由图 2 可见, 反应温度在 800 K 以上, 2FeO·SiO2 更稳定, 可防止铁氧化物再生成硅酸铁。 1 . 3 实验设备及试剂 XCSQ - 57 × 实验设备: SXZ - 10 型实验室电炉、 70 型湿式强磁选机、 JJ - 1 型电动搅拌器、 SHZ - D 型 101 - 3EBS 型电热鼓风干 循环水式多用真空抽滤机、 、 300 mL 。 燥箱 石墨坩埚等 试剂: 硫酸、 碳酸钠, 均为分析纯。 1. 4 实验方法 将铜渣浮铜尾矿与碳酸钠、 煤粉等按一定比例混 匀, 在一定温度下进行焙烧, 焙砂经稀酸浸出得到浸出 渣, 浸 出 渣 通 过 磁 选 回 收 铁 精 矿。 实 验 流 程 如 图 3 所示。
图4 焙烧温度实验结果
钠用量以 10% 为宜。
2. 2
焙烧时间的影响 焙烧 温 度 800 ℃ , 煤 粉 用 量 1% , 碳酸钠用量
10% , 焙烧时间的影响如图 5 所示。由图 5 可知, 在焙 烧时间为 60 min 时, 铁精矿品位和铁回收率分别为 61. 99% 、 70. 71% , 较其它焙烧时间的综合回收指标 好, 因此认为适宜的焙烧时间为 60 min。
而 Fe2 O3 在高温条件下通过炭( 煤粉) 可还原成 Fe3 O4 : 3Fe2 O3 ( s) + C ( s) 2Fe3 O4 ( s) + CO( g) ( 3 ) 上述反应的吉布斯自由能 Δ r G m θ 与温度 T 的关系 见图 1 , 可以看出控制焙烧温度在 1 200 K 以上, 可使 铁橄榄石分解, 主要生成 Fe3 O4 。
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第 35 卷
表1
Fe
铜渣浮铜尾矿化学多元素分析结果 ( 质量分数) / %
Cu Pb Zn Mo Co S SiO2 Al2 O3 CaO MgO 1. 3
Na2 CO3 ( s) + SiO2 ( s) Na2 SiO3 ( s) + CO2 ( g) ( 4 ) 2FeO( s) + SiO2 ( s) 2FeO·SiO2 ( s) ( 5)
2. 6
焙烧前后试样的 XRD 分析 实验所用浮铜尾矿焙烧前后的 X 射线衍射结果
2. 3
煤粉用量的影响 焙烧温度 800 ℃ , 焙烧时间 60 min, 碳酸钠用量
如图 8 所示。焙烧前, 试样中主要结晶矿物相为铁橄 榄石, 其次为磁铁矿, 而焙砂中的主要结晶矿物相为磁 铁矿, 其次为赤铁矿, 说明焙烧过程中, 硅酸铁转化成 了铁的氧化物。
Recovery of Iron from Copperslag with Process of RoastingLeachingMagnetic Separation
ZHAN Baofeng,HUANG Zili,YANG Nie,LIU Yufei,JIAO Chengpeng ( Hubei Key Laboratory for Efficient Utilization and Agglomeration of Metallurgic Resources ,Wuhan University of Science and Technology ,Hubei 430081 ,Wuhan,China) Abstract: With coal dust as reductant,recovery of iron from some copperslag with the process of roastingleachingmagnetic separation was tested, with the effects of roasting time and temperature, dosage of coal dust and sodium carbonate on the iron recovery investigated. The optimum condition was obtained as follows: roasting temperature of 800 ℃ , roasting time of 60 minutes,dosage of coal dust and sodium carbonate of 1% and 10% ,respectively. The calcine obtained was further subjected to the process of dilute acid leaching and magnetic separation ,resulting in an iron concentrate grading 62. 53% Fe at 70. 82% recovery. Key words: copperslag; iron; roasting; leaching; magnetic separation 我国是世界上主要的铜生产国, 近年来冶炼精铜 2013 年我国精炼铜 684 万吨[1], 产量增长迅速, 按照
是本工艺的 由于焙烧使铁橄榄石转化为磁铁矿, 关键环节, 因此本文重点考察焙烧条件对铜渣中回收 铁精矿指标的影响。 2 . 1 焙烧温度的影响 焙烧 时 间 60 min, 煤 粉 用 量 1% , 碳酸钠用量 10% , 焙烧温度的影响如图 4 所示。由图 4 可知, 随着 焙烧温度升高, 铁精矿品位升高, 而铁回收率降低。考 虑到高温需要更多的能耗, 认为适宜的焙烧温 度 为 800 ℃ , 此温度条件下铁精矿品位和铁回收率分别为 61. 99% 和 70. 71% 。
第 35 卷第 2 期 2015 年 04 月
AND METALLURGICAL ENGINEERING
Vol. 35 №2 April 2015
焙烧 - 浸出 - 磁选回收铜渣中的铁
詹保峰,黄自力,杨 孽,刘玉飞,焦成鹏
( 武汉科技大学 冶金矿产资源高效利用与造块湖北省重点实验室, 湖北 武汉 430081 )
1. 2
实验原理 通过高温焙烧的方法使铁橄榄石分解 , 反应式为: 3 ( 2FeO·SiO2 ) ( s) + O2 ( g) 2Fe3 O4 ( s) + 3SiO2 ( s) ( 1) ( 2)
Fe3 O4 被氧化生成 Fe2 O3 : 与此同时, 4Fe3 O4 ( s) + O2 ( g) 6Fe2 O3 ( s)
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