CN110551902B - 一种铁橄榄石型炉渣资源回收方法 - Google Patents

一种铁橄榄石型炉渣资源回收方法 Download PDF

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Abstract

本发明提供了一种铁橄榄石型炉渣资源回收方法，涉及矿物工程技术，包括如下步骤：将炉渣、碳酸钠和还原剂进行配矿，粉磨后混合均匀，得到生料，炉渣包括铜渣和镍渣中至少一种；将生料还原焙烧，得到熟料；将熟料粉磨，粉磨后加入水中浸出；将浸出得到的矿浆进行固液分离，分离得到硅酸钠溶液和浸出渣；将硅酸钠溶液进行碳分，得到白炭黑和碳酸钠溶液；将浸出渣进行铁铜分离，获得铁精矿和富铜产物。本发明可实现铁橄榄石型炉渣中锌、铁、硅和铜的高效分离，并分别得以资源化利用。本发明的铁橄榄石型炉渣资源回收方法，工艺流程简单，成本低廉，可实现铜渣、镍渣等难处理的铁橄榄石型炉渣的资源化利用，具有广阔的应用前景和良好的经济效益。

Description

一种铁橄榄石型炉渣资源回收方法
技术领域
本发明涉及矿物工程技术领域，具体而言，涉及一种铁橄榄石型炉渣资源回收方法。
背景技术
铁橄榄石型炉渣是指在火法冶炼过程中产生的以铁橄榄石为主要物相的炉渣，主要包括铜渣、镍渣等。采用火法工艺每生产1吨金属铜将产生约2.2吨铜渣，我国每年将产生铜渣约2000多万吨，其堆存量已超过5000万吨。镍冶金与铜冶金相似，火法生产过程中也会产生大量的镍渣。近年来，我国镍渣的年排放量超过3000万吨，已成为我国继铁渣、钢渣、赤泥之后第四大冶金渣。铜渣和镍渣的化学组成因工艺的不同会有一定的差异，但是其主要化学组成为铁和硅，其含量分别为35至50％和30至40％，此次还含有一定量的铜、钴、镍、锌等，具有很高的资源价值和经济价值。由于此类炉渣中的铁矿物主要以铁橄榄石为主，其次是粒度较小的磁铁矿，且铁橄榄石与磁铁矿结合紧密，难以通过常规的磨矿—磁选工艺将二者分开，铁回收率及精矿中铁品位较低。目前，此类炉渣主要作为铁质校正剂销售给水泥厂，应用经济价值较低。
另一方面，上述类型的炉渣中含有一定量的锌，直接磁选或重选所得铁精矿难以直接用做高炉原料。以碳为还原剂，铁橄榄石型炉渣中的锌在高温还原焙烧时被挥发，此时硅酸亚铁也被还原为金属铁和游离的氧化硅，从而为后续铁的磁选回收创造有利条件。为促使还原焙烧过程中金属铁颗粒的长大，可在还原焙烧过程中可添加氧化钙或者碳酸钠以形成低熔点的含硅化合物，进一步提高铁的磁选回收率。然而，此方法存在的主要问题是铁回收率低、产生二次渣、难以兼顾硅资源以及其它有价金属的回收。
发明内容
本发明解决的问题是，现有的炉渣回收工艺中，铁回收率低、产生二次渣、难以兼顾硅资源以及其它有价金属的回收。
为解决上述问题，本发明提供一种铁橄榄石型炉渣资源回收方法，包括如下步骤：
步骤S1、将炉渣、碳酸钠和还原剂进行配矿，粉磨后混合均匀，得到生料，所述炉渣包括铜渣和镍渣中至少一种；
步骤S2、将所述生料还原焙烧，得到熟料；
步骤S3、将所述熟料粉磨，粉磨后加入水中浸出；
步骤S4、将浸出得到的矿浆进行固液分离，分离得到硅酸钠溶液和浸出渣；
步骤S5、将所述硅酸钠溶液进行碳分，得到白炭黑和碳酸钠溶液；将所述浸出渣进行铁铜分离，获得铁精矿和富铜产物。
可选地，所述步骤S2中，还原焙烧的条件包括：焙烧温度范围为1000至1200℃，焙烧时长范围为30至60min。
可选地，所述步骤S2还包括：收集还原焙烧过程中产生的含锌粉尘。
可选地，所述步骤S5中，将得到的所述碳酸钠溶液进行浓缩，浓缩后的碳酸钠溶液作为所述步骤S1中的碳酸钠添加。
可选地，所述步骤S1中，所述生料中的所述碳酸钠和所述炉渣氧化硅摩尔比范围为1:3至1:1。
可选地，所述还原剂包括碳粉，所述生料中Fe和C的摩尔比范围为1:3至1:1。
可选地，所述步骤S3中，将所述熟料粉磨处理至粒度为d0.5≤39μm的颗粒。
可选地，所述步骤S3中，浸出条件为：液固比范围为3:1至10:1，浸出温度范围为80至120℃，浸出时长范围为60至180min。
可选地，所述步骤S5中，碳分条件为：反应温度范围为50至100℃，反应时长范围为60至180min，二氧化碳浓度范围为20至50％，通气速率范围为50至100mL/min。
可选地，所述步骤S6中，所述铁铜分离包括磁选，所述磁选的磁选强度范围为500至1500GS。
本发明所述的铁橄榄石型炉渣资源回收方法，通过控制合适的焙烧温度和焙烧时间，可使炉渣中的锌挥发至烟气中，同时硅酸亚铁中的硅和铁完全化学解离，硅以固体硅酸钠形式存在，而铁则以金属铁的形式存在，后续经水浸而实现硅和铁的分离。所得硅酸钠溶液可采用碳分工艺制备白炭黑，浸出渣经磁选可获得铁精矿和富铜尾矿，并实现铁精矿的回收利用，同时实现炉渣中有价元素的资源化利用。
综上所述，本发明可实现铁橄榄石型炉渣中锌、铁、硅和铜的高效分离，并分别得以资源化利用。本发明工艺流程简单，成本低廉，可实现铜渣、镍渣等难处理的铁橄榄石型炉渣的资源化利用，具有广阔的应用前景和良好的经济效益。
附图说明
图1为本发明实施例所述的铁橄榄石型炉渣资源回收方法流程示意图。
具体实施方式
为使本发明的上述目的、特征和优点能够更为明显易懂，下面结合附图对本发明的具体实施例做详细的说明。
本实施例提供了一种铁橄榄石型炉渣资源回收方法，结合图1所示，包括如下步骤：
步骤S1、将炉渣、碳酸钠和还原剂进行配矿，粉磨后混合均匀，得到生料，所述炉渣包括铜渣和镍渣中至少一种；
具体地，生料中，碳酸钠与炉渣中氧化硅的摩尔比范围为1:3至1:1；在添加碳酸钠前，先对炉渣的化学成分进行分析，得出炉渣中氧化硅的含量，并依据次含量，通过碳酸钠与炉渣中氧化硅的摩尔比范围为1:3至1:1确定添加碳酸钠的量。
具体地，本步骤中碳酸钠为固体，较好地以粉末状或小块状加入。
还原剂包括碳粉，其中碳粉的添加量按Fe和C的摩尔比为1:3至1:1计算而得，混合后的生料中Fe和C的摩尔比范围为1:3至1:1。
步骤S2、将所述生料还原焙烧，得到熟料；
具体地，将粉磨后的生料放置焙烧炉中进行焙烧，并在还原气氛下进行，还原焙烧的温度范围为1000至1200℃，较好地为1100℃；还原焙烧时长范围为30至60min，较好地为60℃。
在还原焙烧过程中，烟气除尘过程中可获得含锌粉尘，可进一步对锌进行回收。
硅酸亚铁在还原焙烧的过程中，逐渐转变为金属铁与可溶于水的硅酸钠。
本步骤通过控制焙烧温度，使铜炉渣中的氧化硅与碳酸钠反应而生成硅酸钠，铁氧化物则被还原为金属铁，同时避免含铜物相与金属铁反应而生成铜铁合金，此时铜炉渣中的锌则以锌蒸汽的形式而进入烟气中，有利于各元素的分离与收集。
步骤S3、将所述熟料粉磨，粉磨后加入水中浸出；
将焙烧后的熟料进行粉磨，粉磨后加入到水中浸出。具体地，将熟料粉磨处理至粒度为d0.5≤39μm，以实现熟料中硅酸钠的细化以及金属铁和铜的有效分离；较好地，采用粒度分布曲线的d0.5表示颗粒粒度。
具体地，本步骤中浸出过程中，水与熟料的液固比范围为3:1至10:1，较好地为5:1，需要说明的是，液固比指的是水与熟料的质量比；浸出温度范围为80至120℃，较好地为90℃；浸出时长范围为60至180min，较好地为120min。
步骤S4、将浸出得到的矿浆进行固液分离，分离得到硅酸钠溶液和浸出渣；活化焙烧炉渣在水浸时，硅酸钠溶于水而生成硅酸钠溶液，此时金属铁、含铜物相及含铝物相等则不与水反应而富集于浸出渣中。
本步骤中，硅酸钠溶于水而变为液相，金属铁与其他矿物质不溶于水而残留在渣相中。
步骤S5、将所述硅酸钠溶液进行碳分，得到白炭黑和碳酸钠溶液；将所述浸出渣进行铁铜分离，获得铁精矿和富铜产物。
将分离出的硅酸钠溶液进行碳分，充入二氧化碳气体，其中，二氧化碳的浓度范围为20至50％，较好地为35％；通气速率范围为50至100mL/min，较好地为80mL/min；反应温度范围为50至100℃，较好地为70℃；反应时长范围为60至180min，较好地为150min。
较好地，本步骤中产生的碳酸钠溶液，将得到的所述碳酸钠溶液进行浓缩，浓缩后的碳酸钠溶液作为所述步骤S1中的碳酸钠添加，进行循坏利用。
将步骤S4中分离出的固态浸出渣进行铁铜分离，浸出渣中具有回收价值的金属为铁和铜，铜铁分离可采用磁选或者浮选工艺。金属铁具有强磁性而含铜物相磁性较弱，通过磁选可实现铜铁的有效分离；含铜物相具有一定的疏水性而金属铁则具有亲水性，通过浮选也可实现铜铁的有效分离。浸出渣中的铜铁经分离后，铁精矿可作为炼铁原料使用，而富铜产物可作为炼铜原料进一步提取铜。
较好地，可通过磁选与浮选等多种方式进行铁分离，本实施例中，较好地采用磁选，磁选工艺的磁选强度范围为500至1500GS，较好地为1000GS。
本发明所述的铁橄榄石型炉渣资源回收方法，通过控制合适的焙烧温度和焙烧时间，可使炉渣中的锌挥发至烟气中，同时硅酸亚铁中的硅和铁完全化学解离，硅以固体硅酸钠形式存在，而铁则以金属铁的形式存在，后续经水浸而实现硅和铁的分离。所得硅酸钠溶液可采用碳分工艺制备白炭黑，浸出渣经磁选可获得铁精矿，并实现铁精矿的回收利用，同时实现炉渣中有价元素的资源化利用。
综上所述，本发明可实现铁橄榄石型炉渣中锌、铁、硅高效分离，并分别得以资源化利用。本发明工艺流程简单，成本低廉，可实现铜渣、镍渣等难处理的铁橄榄石型炉渣的资源化利用，具有广阔的应用前景和良好的经济效益。
在上述实施方式的基础上，本实施例提供了多种具体的铁橄榄石型炉渣资源回收实施方式：
本实施例采用的铜渣和镍渣的主要化学成分如表1所示。
表1铜渣和镍渣的化学成分(wt.％)
Figure BDA0002199192060000061
具体实施方式一、
步骤S1、将碳酸钠和铜渣中氧化硅摩尔比1:1进行配矿，配矿时添加碳粉，此时碳粉的添加量为铁氧化物还原为金属铁理论量的200％，得到生料；
步骤S2、将混匀后的生料在1100℃下还原焙烧60min，以实现硅酸亚铁完全分解为金属铁和硅酸钠，此时焙烧熟料中锌含量为0.04％；
步骤S3、焙烧后的熟料经研磨后粒度为d0.5≤39μm，并在水中浸出，浸出温度为90℃，液固比为5:1，浸出时间120min。
步骤S4、将浸出后的矿浆进行固液分离，得到硅酸钠溶液和浸出渣；上述步骤S3的条件下，氧化硅的溶出率为88.5％；
步骤S5、将硅酸钠溶液在70℃下进行碳分，二氧化碳浓度控制为35％，通气速率控制在80mL/min，碳分时长控制为150min，得到白炭黑；经测量，白炭黑的产率达到94.45％；将浸出渣在1000Gs磁场强度下进行磁选，得到铁精矿。经检测分析可知，获得的精矿铁品位达到93.56％，铁回收率达到96.56％，尾矿中铜含量达到3.02％。
具体实施方式二、
步骤S1、将碳酸钠和铜渣中氧化硅摩尔比1:3进行配矿，配矿时添加碳粉，此时碳粉的添加量为铁氧化物还原为金属铁理论量的150％，得到生料；
步骤S2、将混匀后的生料在1000℃下还原焙烧60min，以实现硅酸亚铁完全分解为金属铁和硅酸钠，此时焙烧熟料中锌含量为0.03％；
步骤S3、焙烧后的熟料经研磨后粒度为d0.5≤39μm，并在水中浸出，浸出温度为80℃，液固比为3:1，浸出时间60min。
步骤S4、将浸出后的矿浆进行固液分离，得到硅酸钠溶液和浸出渣；上述步骤S3的条件下，氧化硅的溶出率为86.85％；
步骤S5、将硅酸钠溶液在70℃下进行碳分，二氧化碳浓度控制为35％，通气速率控制在50mL/min，碳分时长控制为60min，得到白炭黑；经测量，白炭黑的产率达到93.45％；将浸出渣在500Gs磁场强度下进行磁选，得到铁精矿。经检测分析可知，获得的精矿铁品位达到91.85％，铁回收率达到95.26％，尾矿中铜含量达到2.55％。
具体实施方式三、
步骤S1、将碳酸钠和铜渣中氧化硅摩尔比1:1进行配矿，配矿时添加碳粉，此时碳粉的添加量为铁氧化物还原为金属铁理论量的300％，得到生料；
步骤S2、将混匀后的生料在1200℃下还原焙烧60min，以实现硅酸亚铁完全分解为金属铁和硅酸钠，此时焙烧熟料中锌含量为0.04％；
步骤S3、焙烧后的熟料经研磨后粒度为d0.5≤39μm，并在水中浸出，浸出温度为120℃，液固比为10:1，浸出时间180min。
步骤S4、将浸出后的矿浆进行固液分离，得到硅酸钠溶液和浸出渣；上述步骤S3的条件下，氧化硅的溶出率为90.45％；
步骤S5、将硅酸钠溶液在100℃下进行碳分，二氧化碳浓度控制为50％，通气速率控制在100mL/min，碳分时长控制为180min，得到白炭黑；经测量，白炭黑的产率达到93.16％；将浸出渣在1500Gs磁场强度下进行磁选，得到铁精矿。经检测分析可知，获得的精矿铁品位达到93.16％，铁回收率达到95.77％，尾矿中铜含量达到2.85％。
具体实施方式四、
步骤S1、将碳酸钠和铜渣中氧化硅摩尔比1:2进行配矿，配矿时添加碳粉，此时碳粉的添加量为铁氧化物还原为金属铁理论量的200％，得到生料；
步骤S2、将混匀后的生料在1100℃下还原焙烧60min，以实现硅酸亚铁完全分解为金属铁和硅酸钠，此时焙烧熟料中锌含量为0.04％；
步骤S3、焙烧后的熟料经研磨后粒度为d0.5≤39μm，并在水中浸出，浸出温度为10℃，液固比为5:1，浸出时间120min。
步骤S4、将浸出后的矿浆进行固液分离，得到硅酸钠溶液和浸出渣；上述步骤S3的条件下，氧化硅的溶出率为88.75％；
步骤S5、将硅酸钠溶液在70℃下进行碳分，二氧化碳浓度控制为35％，通气速率控制在70mL/min，碳分时长控制为100min，得到白炭黑；经测量，白炭黑的产率达到92.46％；将浸出渣在1000Gs磁场强度下进行磁选，得到铁精矿。经检测分析可知，获得的精矿铁品位达到92.15％，铁回收率达到93.82％，尾矿中铜含量达到3.22％。
本发明所述的回收方法，可实现铜炉渣中硅、铁和铜的综合提取，实现铜炉渣的清洁和高效利用。
虽然本公开披露如上，但本公开的保护范围并非仅限于此。本领域技术人员在不脱离本公开的精神和范围的前提下，可进行各种变更与修改，这些变更与修改均将落入本发明的保护范围。

Claims (10)

1.一种铁橄榄石型炉渣资源回收方法，其特征在于，包括如下步骤：
步骤S1、将炉渣、碳酸钠和还原剂进行配矿，粉磨后混合均匀，得到生料，所述炉渣包括铜渣和镍渣中至少一种；
步骤S2、将所述生料还原焙烧，还原焙烧的条件包括：焙烧温度范围为1000至1200℃，得到熟料；
步骤S3、将所述熟料粉磨，粉磨后加入水中浸出；
步骤S4、将浸出得到的矿浆进行固液分离，分离得到硅酸钠溶液和浸出渣；
步骤S5、将所述硅酸钠溶液进行碳分，得到白炭黑和碳酸钠溶液；将所述浸出渣进行铁铜分离，获得铁精矿和富铜产物。
2.根据权利要求1所述的铁橄榄石型炉渣资源回收方法，其特征在于，所述步骤S2中，焙烧时长范围为30至60min。
3.根据权利要求1所述的铁橄榄石型炉渣资源回收方法，其特征在于，所述步骤S2还包括：收集还原焙烧过程中产生的含锌粉尘。
4.根据权利要求1所述的铁橄榄石型炉渣资源回收方法，其特征在于，所述步骤S5中，将得到的所述碳酸钠溶液进行浓缩，浓缩后的碳酸钠溶液作为所述步骤S1中的碳酸钠添加。
5.根据权利要求1所述的铁橄榄石型炉渣资源回收方法，其特征在于，所述步骤S1中，所述生料中的所述碳酸钠和所述炉渣氧化硅摩尔比范围为1:3至1:1。
6.根据权利要求1所述的铁橄榄石型炉渣资源回收方法，其特征在于，所述还原剂包括碳粉，所述生料中Fe和C的摩尔比范围为1:3至1:1。
7.根据权利要求1所述的铁橄榄石型炉渣资源回收方法，其特征在于，所述步骤S3中，将所述熟料粉磨处理至粒度为d0.5≤39μm的颗粒。
8.根据权利要求1所述的铁橄榄石型炉渣资源回收方法，其特征在于，所述步骤S3中，浸出条件为：液固比范围为3:1至10:1，浸出温度范围为80至120℃，浸出时长范围为60至180min。
9.根据权利要求1所述的铁橄榄石型炉渣资源回收方法，其特征在于，所述步骤S5中，碳分条件为：反应温度范围为50至100℃，反应时长范围为60至180min，二氧化碳浓度范围为20至50％，通气速率范围为50至100mL/min。
10.根据权利要求1所述的铁橄榄石型炉渣资源回收方法，其特征在于，所述步骤S5中，所述铁铜分离包括磁选，所述磁选的磁选强度范围为500至1500GS。
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