CN101063181A

CN101063181A - 一种用转底炉快速还原含碳含金黄铁矿烧渣球团富集金及联产铁粉的方法

Info

Publication number: CN101063181A
Application number: CN 200710065934
Authority: CN
Inventors: 范兴祥; 汪云华; 顾华祥; 吴晓峰; 赵家春; 关晓伟
Original assignee: Kunming Institute of Precious Metals
Current assignee: Kunming Institute of Precious Metals
Priority date: 2007-06-05
Filing date: 2007-06-05
Publication date: 2007-10-31

Abstract

本发明涉及一种用转底炉快速还原含碳含金黄铁矿烧渣球团富集金及联产铁粉的方法，烧渣经破磨、加入一定比例的碳质还原剂和添加剂与烧渣混磨，用球蛋成型机制成球团，在200～500℃干燥4～6h，采用转底炉进行快速还原，温度控制在1000～1250℃，时间20～45min。还原焙烧后，进行粗破，然后进行湿法球磨，球磨时间1～3h，球磨后，进行重选，重选获得的物料磁选选别，便得到高品位的铁粉。本发明工艺简单、原料适应性强、操作方便、温度场均匀、生产时间较短、反应时间快、生产效率高、金和铁回收率高、成本低、环境友好、易自动控制等特点。此外，本技术在生产过程中所需能耗90％由煤提供，不消耗昂贵的电力，且通过简单的生产工序就可得到高品位铁粉和含金高的物料。

Description

一种用转底炉快速还原含碳含金黄铁矿烧渣球团富集金及联产铁粉的方法

技术领域本发明涉及冶金领域，特别是涉及从废渣中提取金等有价金属的工艺。

背景技术我国目前硫酸的生产仍以黄铁矿制酸为主，黄铁矿烧渣是硫酸生产过程中排出的废渣，每生产一吨硫酸的废渣视黄铁矿含硫而定，一般为0.8～1.1吨，而我国是硫酸生产大国，每年都有数千万吨的废烧渣排出，这些废渣一部分以低价售给水泥厂或制砖厂作添加剂使用；另一部分采用露天堆放，不仅占用大量耕地，而且久置还会在细菌的作用下氧化成水溶性硫酸盐污染地层水系，影响生态平衡，同时也是一种资源浪费。黄铁矿烧渣除含有丰富的铁外，还含有其它有价金属元素，如金、银、铜、钴等及少量的杂质。开展烧渣的综合利用研究是一条变废为宝的理想途径，对企业提高经济效益、防治环境污染有重要的意义。公知的开发处理含金黄铁矿烧渣粗分为物理和化学两种方法。物理法主要指选矿，化学法主要指火法和湿法。

高霞等人在《河南科学》2005年第23卷第5期公开了以黄铁矿烧渣为原料，黄铁矿烧渣主要成分为：Fe53.04％、S1.08％、As0.08％、SiO₂11.31％、Cu0.36％、Zn0.44％、Co0.03％、Au0.98g/t、Ag32.69g/t。通过化学选矿的方法，采用碱浸及氧化酸浸的工艺，除去有害杂质和回收有价金属元素金、银、铜，回收率分别为87％、76％、82％，同时得到品位为60.35％的铁精矿。该方法处理黄铁矿烧渣，不仅可以得到高含量的铁矿粉，减少磁选焙烧造成的环境污染，而且还能充分利用其它有价金属，但是产生的废液处理成本高。

周元林在《化学研究与应用》2001年第13卷第3期公知了硫酸烧渣氰化法提金的试验，试验原料的化学成分为：烧渣主要成份：Fe52.30％、SiO₂10.43％、Zn 0.53％、Cu 0.35％、Au 2.79g/T。浸出条件：NaCN浓度为0.1％，浸出时间7d，浸池为铺白次瓷砖的水泥地，顶部可加盖密封。结果表明，Au的回收率为75％，Zn、Cu的回收率均在98％左右。该方法金收率高，但是环境要求严格。

高大明在《黄金科学技术》2006年第13卷第6期阐述了氯浸法从硫酸烧渣中提取黄金的工艺，包括氯化浸出、固液分离、活性炭吸附(锌粉置换)等工序。该法提金的效果较好，但氯化会产生烟气污染环境，氯化剂消耗大，产生含氯离子废液难处理。

张泽强在《化学工业与工程技术》2002年第23卷第4期道了以硫铁矿烧渣为原料。硫铁矿烧渣的化学组成：Fe₂O₃67.90％、FeO0.51％、FeS1.15％、SiO₂26.91％、Au1.16g/t、Ag28.21g/t、Zn0.12％、Cu0.36％。通过添加活性还原剂，用废硫酸直接还原浸出铁并制铁黄，同时用以二-2乙基己基磷酸为主体的三元萃取剂萃取回收浸液中的铜，用全泥氰化和锌粉置换工艺从浸渣中提取金银，较经济有效地回收利用了烧渣中的有价金属，铁、铜和金的回收率分别达到了93.31％、80.78％和90.18％。该法产生大量的硫酸亚铁，硫酸亚铁处理难度大，同时消耗大量的活性还原剂C₆H₁₂O₆，成本高。

江丽蓉在《绵阳经济技术高等专科学校学报》2002年第19卷第4期公开了用硫酸溶解黄铁矿烧渣中的金属氧化物，烧渣化学组成TFe 56.07％、SiO₂8.04％、CaO3.13％、MgO1.47％、K₂O1.95％、Na₂O 2.14％、Cu0.26％、Au2.15g/t.，用铁刨花还原Cu，真空浓缩析出Fe₂(SO₄)₃以用来制备高效静水剂(聚合硫酸铁)，残渣中的金用氰化法回收。该法硫酸消耗大，带来成本成本增加，不经济。

崔吉让在《矿冶》1997年第6卷第1期介绍了疏水絮凝浮选法回收黄铁矿烧渣中微细粒金工艺研究。矿物组成如下：金2.94g/t、针铁矿34.66％、磁铁矿39.15％、赤铁矿39.15％、黄铜矿3.10％、黄铁矿1.77％、石英17.91％。通过药剂遴选试验，影响因素试验确定合理试验流程及药剂制度。试验结果表明，疏水絮凝浮选优于常规浮选，非极性油的添加可强化疏水絮凝过程，显著提高金的品位和回收率，一定强度和时间的机械搅拌是产生疏水絮凝的必要条件，过磨对疏水絮凝浮选工艺没有明显的不利影响。利用疏水絮凝浮选工艺从含金2.94g/t的黄铁矿烧渣中，获得含金126.3g/t、回收率51.35％的金精矿。该工艺能富集金，但工序复杂，铁没有得到有效利用。

胡洁雪等人在《黄金科学技术》1991年第2期公开了用硫代硫酸盐浸出剂从硫酸烧渣中回收金，当金品位1.6～1.85g/t时，金的浸出率为68.8％。为提高金的浸出率，张泽强在《矿产保护与利用》2002年第8卷第4期介绍了烧渣预处理工艺，先用硫酸浸出烧渣中的铁暴露出金后，再用氰化法浸出金，金浸出率明显提高。张金成在《甘肃有色金属》1997年第1期报道了采用硫酸加氯化钠的溶液预处理烧渣，强化预处理效果，促使金粒暴露更多，取得了较好的浸出效果。

综上所述，对黄铁矿烧渣的开发研究工作十分活跃，由于上述方法存在各种各样的问题，致使黄铁矿烧渣没有得到有效利用。

发明内容

本发明的目的是提供一种转底炉还原含碳含金黄铁矿烧渣球团富集镍及联产铁粉的方法，并得到含金品位高的物料和含铁高的铁粉，具有工艺简单、原料适应性强、操作简单、温度场均匀、生产时间较短、反应时间快、生产效率高、金和铁回收率高、成本低、环境友好、易自动控制等特点。此外，本技术在生产过程中，所需能耗90％由煤提供，不消耗昂贵的电力，而且通过简单的生产工序就可得到高品位和铁粉，且金得到有效富集。

本发明按以下步骤完成：烧渣破磨到-120+160目占80～90％、加入原矿重量2-8％的碳质还原剂、2-5％的添加剂生石灰混磨，用球蛋成型机制成20-25mm球团，在200～500℃干燥4～6h，采用转底炉进行快速还原，温度控制在1000～1250℃，时间20～45min。还原焙烧后，进行粗破，然后进行湿法球磨，矿浆浓度30～50％，球磨时间1～3h，球磨后，采用摇床进行重选，重选获得的物料采用3000～5000高斯的磁选机进行选别，便得到高品位的铁粉，在此工艺条件下达到的技术经济指标：铁粉品位达到95～98％，铁直收率达到90～95％，金品位达到8～10g/t，金直收率达到82～90％。

与现有的技术相比具有的优点：同传统湿法浸出方法相比，本发明具有工艺简单、温度可控性强、温度场均匀、反应速率快、还原时间大大缩短、生产效率高、铁直收和回收率高、成本低、环境友好，易于实现自动化等特点。金的品位能够提高5～6倍，且收率高。化学处理烧渣提金，不但产生的废液难处理，如处理不好，便污染环境，而且烧渣里面的铁没有得到有效利用，因此化学法处理烧渣不适用。选矿法处理烧渣，由于磨矿费用高，且选矿很难把铁精矿的硫降到高炉使用的要求，同时由于金颗粒很细，很难回收，因此采用选矿也不适合。本发明只需加入还原剂、添加剂经混磨，制团，干燥，焙烧，进行重选和磁选，即可得到高含铁品位高的铁粉和含金高的物料，且收率高，实现了烧渣中铁和金的高效回收。因而，本发明为处理烧渣提供了一种新的方法，实现环境效益、社会效益和经济效益协调统一，具有潜在的应用前景。

附图说明：图1是本发明的工艺流程图。

具体实施方式

实施例1：

1.镁质红土镍矿原料的化学成分如下：TFe56.41～58.67％、SiO₂8.74～9.18％、CaO3.33～3.57％、MgO1.24～1.35％、K₂O1.90～2.15％、Na₂O2.14～2.27％、Cu0.21～0.22％、Au2.15～2.45g/t.。

2.工艺条件：烧渣10000g破磨到-120+160目占85％、加入原矿重量5％的碳质还原剂、3％的添加剂生石灰混磨，用球蛋成型机制成20-25mm球团，在300℃干燥5h，采用转底炉进行快速还原，温度控制在1150℃，时间40min。还原焙烧后，进行粗破，然后进行湿法球磨，矿浆浓度30％，球磨时间3h，球磨后，采用摇床进行重选，重选获得的物料采用3000高斯的磁选机进行选别，便得到高品位的铁粉，在此工艺条件下达到的技术经济指标：铁粉品位达到96.18％，铁直收率达到92.5％，金品位达到8.50g/t，金直收率达到85.28％。

实施例2：

1.镁质红土镍矿原料的化学成分如下：TFe55.47～57.31％、SiO₂8.12～8.45％、CaO3.87～3.98％、MgO1.83～1.97％、K₂O1.46～1.57％、Na₂O2.01～2.20％、Cu0.26～0.29％、Au2.27～2.31g/t.。

2.工艺条件：烧渣8000g破磨到-120+160目占80％、加入原矿重量6％的碳质还原剂、3％的添加剂生石灰混磨，用球蛋成型机制成20-25mm球团，在400℃干燥4h，采用转底炉进行快速还原，温度控制在1200℃，时间30min。还原焙烧后，进行粗破，然后进行湿法球磨，矿浆浓度30％，球磨时间3h，球磨后，采用摇床进行重选，重选获得的物料采用3000高斯的磁选机进行选别，便得到高品位的铁粉，在此工艺条件下达到的技术经济指标：铁粉品位达到95.44％，铁直收率达到92.61％，金品位达到8.90g/t，金直收率达到88.23％。

实施例3：

1.镁质红土镍矿原料的化学成分如下：TFe54.47～56.01％、SiO₂8.22～8.34％、CaO3.27～3.40％、MgO1.98～2.21％、K₂O1.67～1.88％、Na₂O2.27～2.36％、Cu0.24～0.25％、Au2.38～2.44g/t.。

2.工艺条件：烧渣8000g破磨到-120+160目占90％、加入原矿重量7％的碳质还原剂、3％的添加剂生石灰混磨，用球蛋成型机制成20-25mm球团，在500℃干燥3h，采用转底炉进行快速还原，温度控制在1250℃，时间25min。还原焙烧后，进行粗破，然后进行湿法球磨，矿浆浓度40％，球磨时间1.5h，球磨后，采用摇床进行重选，重选获得的物料采用3000高斯的磁选机进行选别，便得到高品位的铁粉，在此工艺条件下达到的技术经济指标：铁粉品位达到96.12％，铁直收率达到93.78％，金品位达到9.12g/t，金直收率达到89.44％。

Claims

1.一种用转底炉快速还原含碳含金黄铁矿烧渣球团富集金及联产铁粉的方法，其特征在于按以下步骤完成：将烧渣破磨，加入碳质原料、添加剂混磨，用球蛋成型机制成球团，干燥，采用转底炉进行快速还原，还原焙烧后，进行粗破，然后进行湿法球磨后，采用摇床进行重选，重选获得的物料采用3000～5000高斯的磁选机进行选别，便得到高品位的铁粉和金精矿。

2、根据权利要求书1所述的转底炉快速还原含碳含金黄铁矿烧渣球团富集金及联产铁粉的方法，其特征在于，所述的添加剂为生石灰，所述的转底炉还原的温度控制在1000～1250℃，时间20～45min，所述的湿法球磨时的矿浆浓度30～50％，球磨时间1～3h。

3、根据权利要求书1所述的转底炉快速还原含碳含金黄铁矿烧渣球团富集金及联产铁粉的方法，其特征在于，所述的烧渣破磨到-120+160目占80～90％，所述的碳质原料为原矿重量28％，所述的添加剂为原矿重量的2-5％，所述的球团为15-20mm，所述的干燥在200～500℃下，4～6小时。