CN102614979A

CN102614979A - 一种从湿法炼锌工艺中多级磁选回收铁的方法

Info

Publication number: CN102614979A
Application number: CN2012100881113A
Authority: CN
Inventors: 柴立元; 彭兵; 彭宁; 李密; 王纪明; 闫缓
Original assignee: Central South University
Current assignee: Central South University
Priority date: 2012-03-29
Filing date: 2012-03-29
Publication date: 2012-08-01
Anticipated expiration: 2032-03-29
Also published as: CN102614979B

Abstract

本发明公布了一种从传统湿法炼锌工艺中磁选回收铁的方法。原料为高铁锌焙砂的还原焙烧产物，先用中等强度的磁场对经一次球磨的原料料浆进行初级磁选，所得的精矿经二次球磨、分散后使用较弱的磁场进行精选，得到富铁精矿。初选与精选的尾矿均使用强磁场磁选得到富锌尾矿，强磁场磁选精矿返回“二次球磨-分散-弱磁选”进行再次分选。该方法根据不同磁选工序的作用调控不同的磁场强度，降低了精选流程中的“磁性夹杂”与“非磁性夹杂”，选择性大大提高；同时“球磨-分散工艺”的加入，避免了传统的单级磁选流程中遇到的磁团聚，提高了分选效率。从而有效的解决传统湿法炼锌工艺中铁锌分离困难、环境污染大、锌和铁元素浪费严重等诸多问题。

Description

一种从湿法炼锌工艺中多级磁选回收铁的方法

技术领域：

本发明属于冶金工程与环境工程的交叉领域，具体涉及到一种从传统湿法炼锌高铁锌焙砂中多级磁选回收铁的方法。

背景技术：

高铁锌焙砂是高铁硫化锌精矿经过焙烧之后的得到的一种富含杂质铁的锌冶炼中间产物。随着锌冶炼行业不断发展与扩大以及经济建设中对锌的需求量的增大，锌矿产资源的储量日益减少，低品位高铁锌精矿的应用越来越普遍，而如何实现锌焙砂中铁锌的高效分离以及从锌冶炼过程中铁资源的回收已经成为了目前亟待解决的难题。

高铁硫化锌精矿通常指的是含铁量超过7.5～8％的硫化锌精矿，在其焙烧过程中绝大部分铁氧化物与锌氧化物等组分发生反应，生成以铁酸锌为主的铁酸盐固溶体，该固溶体结构稳定，在常规酸浸条件下难以溶出而成为锌浸出渣的主要成分。对于这类高铁锌焙砂湿法炼锌过程中产生的锌浸渣，常规的处理方法可分为湿法与火法两种。湿法处理工艺对锌浸出渣进行高温高酸浸出，浸出酸度为200～300g/L，浸出温度为80～90℃，在此条件下，铁酸锌结构被破坏而溶解进入溶液中，铁锌一同进入溶液为传统炼锌的除铁带来了沉重的负担。工业上常见的除铁方法有中和水解法、黄钾铁矾法、针铁矿法以及赤铁矿法，虽湿法处理工艺金属回收率高，但工艺流程长、设备腐蚀严重、后续除铁工艺产生的沉铁渣难以直接作为炼铁原料使用，导致该沉铁渣在堆存过程中多种重金属元素进入土壤、地表水和地下水造成严重的污染。常用的火法处理工艺有威尔兹法和奥斯麦特法，其基本原理是将锌浸出渣与焦炭按照一定比例混合，在1100～1300℃的高温下还原挥发，使其中的绝大部分锌、铅、铟以及部分锗以金属形式挥发，在出口处再氧化成氧化物烟尘回收，几乎所有的铁及大部分的稀贵金属进入窑渣中。由于焙烧温度较高，渣中的元素主要以合金或者硅酸盐化合物存在，各物相间嵌布紧密，渣的硬度较大，难以回收，造成有价金属的损失。

发明内容：

本发明的目的在于克服传统湿法炼锌工艺中铁资源难以回收的瓶颈，提供一种实现铁锌高效分离的方法以及开发一种回收铁资源的工艺，有效地将高铁锌焙砂经过弱还原焙烧后的产物利用多级磁选组合实现富铁精矿的回收，同时将富锌磁选尾矿作为原料返回传统炼锌工艺，从而实现高铁锌焙砂中锌铁在工艺源头的高效分离，达到锌清洁生产及铁资源回收的技术目标。

为实现上述目标，将高铁锌焙砂在弱还原气氛下焙烧所得的还原样先球磨，球磨后将料浆输入搅拌桶，充分搅拌后进入弱磁选设备磁选回收铁，通过在不同磁场强度进行的磁选以及磁选前的球磨预处理的组合，实现锌铁高效分离。该工艺具体还包括以下技术方法：

一种从高铁锌焙砂中多级磁选回收铁的方法，包含以下步骤：

1)锌焙砂还原焙烧产物进入一次球磨工序；球磨结束后，将料浆充分搅拌后进入磁选I，将磁选I所得精矿I进入二次球磨工序，往二次球磨后的料浆中加入分散剂，充分搅拌调浆后进入磁选II，磁选II所得的精矿II为富铁料；

2)磁选I所得尾矿I进入磁选III，经过磁选III得到的精矿III进入步骤1)所述的二次球磨工序，与精矿I一起处理，磁选III所得尾矿III为富锌料；

3)磁选II所得尾矿II进入磁选IV，磁选IV所得精矿IV返回步骤1)所述的二次球磨工序，与精矿I一起处理，磁选IV所得尾矿IV为富锌料。

步骤1)所述的锌焙砂为高铁锌焙砂。

步骤1)所述的一次球磨与二次球磨均为湿式球磨，球磨液体介质均为水，工艺条件均为：液固质量比为15∶1～25∶1，转速为200～350r/min，球磨时间为5～25min。

步骤1)所述的磁选I工艺条件为：磁场强度为0.1～0.12T，磁选时间为10～30min。

步骤1)所述的磁选II工艺条件为：磁场强度为0.05～0.07T，磁选时间为10～20min。

步骤2)所述的磁选III与步骤3)中磁选IV的工艺条件均为：磁场强度为0.14～0.16T，磁选时间为20～40min。所有磁选过程保持料浆pH为6～8。

步骤1)所述的分散剂为六偏磷酸钠。

所述的六偏磷酸钠按照在料浆中5mg/L的浓度加入。

加入分散剂后调浆过程为以400～800r/min转速搅拌10～20min。

本发明工艺所述的球磨采用湿式球磨，球磨液体介质为水，其工艺条件为：液固质量比为15∶1～25∶1，球磨机转速控制在200-350r/min，球磨时间为10-30min，依据工艺流程各个阶段所产生物料的性质选择相应的球磨转速与时间，使球磨工序既达到了破碎包裹结构，释放磁性组分的目的，又不会因为球磨能量过高而促使还原产物中的磁性氧化铁与氧化锌重新化合成为铁酸锌。磁选操作根据不同磁选工序的作用调控不同的磁场强度，中等强度磁场的磁选I使得物料中富磁性组份与非富磁性组分得以分离，降低了后续精选流程中的“磁性夹杂”与“非磁性夹杂”；磁选II流程将弱磁选精矿做富铁料，使含铁较少的颗粒进入尾矿，提高了精矿铁品位；强磁选(磁选III、磁选IV)尾矿做富锌料，避免了含铁较多颗粒进入尾矿，较单级磁选工艺其选择性大大提高；同时“球磨-分散工艺”的加入，避免了传统的单级磁选流程中遇到的磁团聚，提高了分选效率。通过多级球磨磁选组合工艺得到富铁料与富锌料，与传统炼锌方法相比具有锌铁分离效果好和金属回收率高的优点，单就富铁料中铁品位及铁回收率而言，多级磁选工艺较传统单级磁选工艺铁品位提高了约30％，达到了50～65％，回收率提高了20～30％，达到了65～80％。工艺流程始末物相变化以实施例2为例，如图所示，图1为原锌焙砂XRD图谱，图2为经过本发明多级球磨磁选后得到的富铁料XRD谱；对比二者所反映的物相的变化可以看出，本工艺所得到的富铁料主要成分为Fe₃O₄，原高铁锌焙砂中的ZnFe₂O₄与ZnO等组分均已得到良好的分解与分离，化学分析显示精矿中铁品位超过55％，回收率超过70％。锌铁的高效分离避免了传统炼锌方法中大量废渣堆存的土地占用和环境污染等问题。综上所述，本发明技术特点是操作简便、锌铁分离效果好、金属回收率高，有效解决了传统湿法炼锌工艺中废渣量大、废渣污染环境的问题。

附图说明

图1为原高铁锌焙砂XRD谱；

图2为经过本发明多级球磨磁选后得到的富铁料XRD谱；

图3为本发明多级球磨磁选工艺流程。

具体实施方式

实施例1：

A：按照图3的工艺流程，将高铁锌焙砂还原焙烧产物经干燥后加水调成料浆，液固质量比为20∶1，控制行星式球磨机转速分别为一次球磨：250～260r/min、二次球磨：200～220r/min、球磨时间为10～20min；调节戴维斯磁选管磁场强度为磁选I：0.11～0.12T、磁选II：0.060～0.065T、磁选III：0.15～0.16T、磁选IV：0.14～0.15T，磁选I与磁选II磁选时间均为10min～20min，磁选III、磁选IV磁选时间均为30～40min；分散剂六偏磷酸钠按照在料浆中5mg/L的浓度加入；加入分散剂后调浆过程为以400～800r/min转速搅拌10～20min。

B：将以上原料加纯水以液固比25∶1混合并充分搅拌成料浆，将料浆直接进行单级磁选，磁选磁场强度为0.08～0.09T。磁选结束后分析精矿中铁品位与铁回收率。

A与B的结果如表1所示。

表1：850℃锌焙砂还原产物A：本发明的多级球磨磁选与B：直接磁选效果对比

	精矿铁品位％	精矿铁回收率％
			A	54～65	65～75
B	20～25	38～45

实施例2：

A：按照图3的工艺流程，将高铁锌焙砂还原焙烧产物经干燥后加水调成料浆，液固质量比为25∶1，控制行星式球磨机转速分别为一次球磨：240～260r/min、二次球磨：200～220r/min，球磨时间为5～15min；调节戴维斯磁选管磁场强度为磁选I：0.10～0.11T、磁选II：0.050～0.065T、磁选III：0.15～0.16T、磁选IV：0.14～0.15T，磁选I与磁选II磁选时间均为10min～20min，磁选III、磁选IV磁选时间均为30～40min；分散剂六偏磷酸钠按照在料浆中5mg/L的浓度加入；加入分散剂后调浆过程为以400～800r/min转速搅拌10～20min。

B：将以上焙烧产物加纯水以液固比25∶1混合并充分搅拌成料浆，将料浆直接进行磁选，磁选磁场强度为0.08～0.09T。磁选结束后分析精矿中铁品位与铁回收率。

表2：800℃锌焙砂还原产物A：本发明的多级球磨磁选与B：直接磁选效果对比

	精矿铁品位％	精矿铁回收率％
			A	45～55	70～80
B	15～20	35～45

Claims

1.一种从湿法炼锌工艺中多级磁选回收铁的方法，其特征在于包含以下步骤：

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤1)所述的一次球磨与二次球磨均为湿式球磨，球磨液体介质均为水，工艺条件均为：液固质量比为15∶1～25∶1，转速为200～350r/min，球磨时间为5～25min。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤1)所述的磁选I工艺条件为：磁场强度为0.09～0.12T，磁选时间为10～30min。

4.根据权利要求1所述方法，其特征在于，步骤1)所述的磁选II工艺条件为：磁场强度为0.05～0.07T，磁选时间为10～20min。

5.根据权利要求1所述方法，其特征在于，步骤2)所述的磁选III与步骤3)中磁选IV的工艺条件均为：磁场强度为0.14～0.16T，磁选时间为20～40min；所有磁选过程均保持料浆pH为6～8。

6.根据权利要求1所述方法，其特征在于，步骤1)所述的分散剂为六偏磷酸钠。

7.根据权利要求2或6所述方法，其特征在于，所述的六偏磷酸钠按照在料浆中5mg/L的浓度加入。

8.根据权利要求7所述方法，其特征在于，加入分散剂后调浆过程为以400～800r/min转速搅拌10～20min。