CN113061738B - 一种综合回收铜渣浮铜尾渣中多种有价金属的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种综合回收铜渣浮铜尾渣中多种有价金属的方法,属于金属元素回收技术领域。本发明的方法,其步骤为:直接还原焙烧,磁选、反浮选。本发明通过通入甲烷、氢气和氩气的混合气体直接还原焙烧,可以将其中的磁铁矿全部转化为金属铁,并配合复合添加剂解离其中的铁橄榄石,以达到资源化矿相重构的目的,改善铜渣中的物相组成,使得渣中铁物相发生分解反应,铅、锌以金属蒸汽的形式气化,从而对铜渣多种有价金属实现综合回收。同时通过磁选、反浮选对焙烧产物进行处理,有效提高铁精矿品位,资源有效利用率较高,回收流程简单、能耗较低,具有较高的经济效益。
Description
技术领域
本发明属于金属元素回收技术领域,特别是涉及一种联合工艺综合利用回收铜渣中有价金属的方法。
背景技术
冶金渣是指在冶金生产中从含金属矿物或半成品中冶炼提取出有价金属后,排放出来的固体废物。而铜渣就是铜矿石冶炼后留下的固体废弃物。铜是一种广泛储存于地壳和海洋中的金属元素,约占地球的0.01%。铜作为一种材料,自古就已经以各种各样的形式用于人类社会中,成为了人类社会发展不可分割的一部分。铜的冶炼技术已经趋于成熟,主要分为火法冶炼和湿法冶炼,但世界上80%的铜都来自火法冶炼,湿法冶炼目前应用还不广泛。铜渣是铜冶炼的造锍熔炼和冰铜吹炼过程中的产物。而冶炼工艺的不同,铜渣的物料元素和组成成分也不尽相同。铜渣根据其冷却方式的不同分为缓冷渣和水淬渣;根据铜的生产设备分为反射炉渣、鼓风炉渣、转炉渣、闪速熔炼渣;根据铜冶炼工艺流程可分为吹炼渣、熔炼渣等等[4]。随着冶金技术的发展,铜产量正快速增加,可想而知随之而产生的铜渣也越来越多。数据显示,2019年铜产量达978.4万吨,2020年1~9月我国铜产量已达到744.9万吨,预计未来将持续增长,按照每1吨铜约产出2.2吨铜渣,2020年产生的铜渣量将超过1800万吨。
随着冶金技术的发展,矿产资源正面临着日益枯竭和贫化,而我国矿石还正在面临着是贫矿多、富矿少,矿石品位低,处理难度大等等一系列矿产资源问题,所以铜渣等二次资源的循环利用已经刻不容缓。铜渣作为铜冶金工业中最主要的固体废弃物,含有大量的铜、铁等有价金属元素,与一般矿石资源相比其有价金属品位较高,某种意义上可以说是一种“人造矿石”。因此开发利用铜渣资源变得十分重要,综合回收铜渣中的铜、铁对于现阶段具有很重要的实际意义和可观的经济效益。
研究表明,铜渣的组成极为复杂,由多种化合物组成,且伴有砷、铅等剧毒元素物质。铜渣中铁主要分布在橄榄石相和磁性氧化铁相中,而铜的结合形态较为复杂,主要以细小颗粒均匀弥散。其结构致密,硬而脆,密度大,磨矿功指数较高,有价金属粗、细粒级多,中间粒度却很少。其性质与入炉铜精矿性质、熔剂成分、冶炼工艺和炉渣冷却制度等关系密切,这些因素决定了铜冶炼渣综合利用的工艺流程和资源化价值,导致铜渣中金属的综合回收难度大,成本高。使得常规的选别工艺无法有效回收其中的有价金属,综合利用率极低,且每年产生的大量铜渣长期堆积,占用了很大一部分的土地资源,造成了严重的环境污染问题,很大程度上影响了铜冶金行业的持续健康发展。针对铜渣的资源化研究利用,其主要方法为湿法提取、火法贫化、选矿分离三大方法。
湿法提取方面,陈茂生等[15]结合动力学分析,开展除硅铜渣硫酸化浸出的实验研究,着重考察了硫酸浓度、浸出时间、液固比、温度、粒径大小对铜和锌浸出率的影响。结果表明:在机械搅拌下,硫酸的浓度2.5mol/L,浸出时间120min,液固比4:1,温度70℃,粒径大小200目时铜和锌的浸出率最高,分别为76.2%和98.3%。詹保峰(詹保峰.奥斯麦特炼铜炉渣改性及铜铁回收的研究[D].武汉科技大学,2015.)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,在最佳工艺条件:焙烧温度800℃,焙烧时间60min,煤粉用量1%,碳酸钠用量10%下获得焙砂,并且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。但这些工艺虽然对于铜渣中的铜、铁能够实现有效回收,但一方面浸出工艺对设备的要求较高,严重影响生产设备的使用寿命;另一方面浸出等工艺易造成二次污染,对环境不太友好。
火法贫化方面,张东阳,纪学义(张东阳,纪学义.废杂铜冶炼渣的贫化研究[J].中国金属通报,2017(07):66-67.)根据铜渣火法贫化的原理,对废杂铜冶炼渣进行火法贫化研究。在保温温度1300℃,保温时间60min的实验条件下,探索了实验气氛,不同添加剂对贫化效果的影响。试验结果表明:还原气氛对FRHC法炼铜炉渣火法贫化是必要的,河沙和萤石对铜渣的贫化有利,钠盐则对铜渣贫化有害。实验得到的铜回收率达到99%以上,贫化渣中含铜量为0.97%。实验证明该方法能够有效地溶解并提取夹杂在渣中的铜。但一方面高温对熔炼炉的使用寿命影响较大,对设备的要求较高,另一方面高温贫化产生的能耗太高,应用于实际的工业中得不偿失。
选矿分离方面,王俊娥等(王俊娥,吴星琳,陈杭,李国尧,张恒星,石瑀.铜冶炼渣中单质铜相强化浮选回收工艺优化及生产实践[J].有色金属(选矿部分),2020(06):36-40+70.)为强化铜冶炼渣中单质铜相浮选回收,从磨矿细度、捕收剂种类和浮选浓度三方面对现有工艺进行了优化改进。在最佳条件下浮选,获得的铜精矿铜、金、银回收率分别为93.64%、83.30%、93.65%,尾渣中铜品位降为0.22%,有效强化了单质铜相的浮选回收,实现降低尾矿中单质铜相含量,提高铜回收率的目的。但采用选矿法回收有价金属得到的精矿品位仍然不高,且直接浮选消耗的药剂量太大而产率较低,进一步减小磨矿细度又会造成能耗高的问题,导致不能够有效地实现铜渣中有价金属的回收。
通过以上文献可以看出,众多学者对于铜渣中回收有价金属都有所研究,但多数都是对于铜渣单一有价金属回收方法的研究较为深入,铜渣的多金属综合利用方面的研究较少。而铜渣中不仅含有铜,还有含量较多的铁以及锌、铅等有价金属元素。这些金属元素的流失也会造成很大的资源浪费,铜渣无法达到有效的资源化利用的目的。且通常熔融状态下的铜冶炼渣直接还原会导致残留的铜含量超过0.5wt%,还原后的废渣中留下的锌和铅氧化物超过1wt%,而一些有害的微量元素,如锑、砷和铋等也没有降低到无害的浓度。
经检索,关于对铜渣中铁的利用已有相关专利公开,如申请号为200910163234.7的专利提出了一种惰性气体喷吹从铜渣中熔融还原提铁的方法,该方法提出将出炉高温铜渣经和一定量的还原剂和造渣剂加入到还原炉内进行高温还原炼铁反应,在1540℃的条件下保温20min,并利用惰性气体进行喷吹搅拌,最终得到高温铁水,达到回收铜渣中铁的目的。其反应过程中高温烟气二次燃烧经余热回收之后,进行收尘和洗涤处理,达到排空要求后,排入大气,计算得出铜渣中铁的回收率较高达到91.9%。又如,申请号为201510283249.2的专利提出了一种从熔融铜渣中分步还原回收铁及煤气化回收余热的***及方法,该方法将从炼铜炉中排出的1200~1300℃的熔融态铜渣流入还原提铁炉,在1450℃~1500℃下喷吹CO对铜渣进行CO还原反应,反应结束后加入石灰石,用煤粉喷吹30min得到铁水。该方法可有效回收铜渣中的铁,铁回收率达到90%以上。但是,上述两个申请案中对铜渣中的铁进行还原时,还原温度均超过1000℃,能耗较高,经济效益相对较差。
发明内容
1.发明要解决的技术问题
本发明的目的在于克服现有对铜渣进行回收利用时,回收的有价金属种类较为单一,难以同时对铁以及锌、铅等有价金属元素进行综合回收,容易造成资源浪费,从而无法对铜渣进行有效的资源化利用的不足,提供了一种综合回收铜渣浮铜尾渣中多种有价金属的方法。采用本发明的技术方案能够有效解决上述问题,充分对铜渣中的多中有价金属进行回收,资源有效利用率较高,且回收流程简单、能耗较低、环境友好,具有较高的经济效益。
2.技术方案
为达到上述目的,本发明提供的技术方案为:
本发明的一种综合回收铜渣浮铜尾渣中多种有价金属的方法,包括以下步骤:
步骤一、直接还原
将浮铜尾渣与氧化钙、碳酸钠的复合添加剂混合均匀后,通入甲烷、氢气和氩气的混合气体进行还原焙烧;
步骤二、湿式磁选
将还原焙烧处理后的浮铜尾渣进行磁选,得到铁精矿并过滤、烘干;
步骤三、反浮选
添加捕收剂、起泡剂、pH调整剂和抑制剂对磁选精矿进行反浮选实验,进一步分选除杂,得到质量合格的铁精矿产品。
更进一步的,步骤一中,复合添加剂的添加量为浮铜尾渣与复合添加剂总量的10~25%,且复合添加剂中CaO:Na2CO3=1.5~3。
更进一步的,步骤一中,先对浮铜尾渣进行干燥处理后,加入复合添加剂混匀,然后在惰性气体的保护下升温至还原温度,最后再通入混合气体进行还原焙烧,其中还原焙烧的温度为700~900℃,焙烧时间为90~120min。
更进一步的,步骤一中,在惰性气体的保护下,先以7~10℃/min从室温升到400℃,再以3~5℃/min升到还原温度。
更进一步的,步骤一中,通入的混合气体总流速为700~900mL/min,其中,氩气的体积分数为50%,使用的甲烷的体积分数为5~15%,氢气的体积分数为35~45%。
更进一步的,步骤二中,控制磁选强度在1200~1800Gs。
更进一步的,步骤三中,捕收剂采用十二胺,其用量为500~900g/t;起泡剂采用2号油,其用量为20~30g/t;pH调整剂采用石灰,其用量为1000~1300g/t;抑制剂采用苛化淀粉,其用量为800~1200g/t。
更进一步的,所述步骤三中,浮选时,先搅拌三分钟后加入pH调整剂调节矿浆pH值,三分钟后加入抑制剂,五分钟后加入捕收剂,再三分钟加入起泡剂,三分钟后吹气、刮泡,三分钟时间浮选,得到铁精矿产品。
3.有益效果
相比较于现有技术,本发明的有益效果为:
(1)本发明的一种综合回收铜渣浮铜尾渣中多种有价金属的方法,通过将浮铜尾渣与氧化钙、碳酸钠的复合添加剂混合均匀,通入混合气体进行还原焙烧,再经过湿式磁选和反浮选对铜渣进行综合回收。本发明通过对整体回收工艺进行优化设计,尤其是在中低温下通入混合气体对铜渣进行还原,一方面能够有效将铜渣浮铜尾渣中的铁、铅、锌进行综合回收,有害微量元素也降低至无害浓度,从而达到了综合回收铜渣中多种有价金属元素的目的,提高了铜渣的资源化利用率。另一方面能够有效降低还原温度,大大降低了处理能耗,经济效益较高。
(2)本发明的一种综合回收铜渣浮铜尾渣中多种有价金属的方法,通过对直接还原中采用的还原气氛的组成、含量,还原焙烧温度、时长进行优化设计,从而一方面能够很好地降低铜渣中有价金属元素的含量,使得铁、铅、锌等元素能够有效地回收利用,能够将锑、砷和铋等有害元素降低到无害的浓度,维护环境友好政策。另一方面,还原时,能够有效避免还原过程中烟灰过度沉积,进一步提高锌、铅等金属元素的回收效果。
(3)本发明的一种综合回收铜渣浮铜尾渣中多种有价金属的方法,还原处理的环境较其他方法温度低得多,大大降低了铜渣回收的成本,能够有效解决铜渣回收的能耗高的问题。同时,通入的混合气体由甲烷、氢气和氩气组成,并通过对其质量分数占比进行优化设计,从而能够使铜渣中的磁铁矿在中低温下即可全部还原成金属铁,并且针对低温下各种杂质氧化物的还原反应的驱动力不同,进一步分解、还原铜渣中的锌、铅等其杂质他氧化物,再使其以金属蒸气的形式从炉渣中蒸发进入烟气回收。本发明一方面能够全部回收铜渣中锌、铅等沸点较低的有价金属元素,达到资源化利用的目的。另一方面解决了后续工艺铁精矿中锌等杂质元素含量高的问题,使得到的铁精矿可以直接作炼铁原料。
(4)本发明的一种综合回收铜渣浮铜尾渣中多种有价金属的方法,通过对复合添加剂的组分及其配比进行优化设计,具体的,通过采用CaO和Na2CO3的混合物,在进行还原时,可实现在中低温情况下改善铜渣中的物相组成,解离铁橄榄石相中结合的铁氧化物,并生成新的矿物相,实现铜渣的矿相资源化重构,降低铜渣回收难度。
(5)本发明的一种综合回收铜渣浮铜尾渣中多种有价金属的方法,焙烧产物辅助磁选、反浮选的选矿技术获得铁精矿,进一步脱除其中的杂质,提高精矿的品位,分选出质量合格且金属铁含量较高的铁精矿。通过对反浮选的工艺进行优化,具体的,捕收剂采用十二胺,起泡剂采用2号油,pH调整剂采用石灰,抑制剂采用苛化淀粉,并通过对各试剂的加入量进行设计,使得反浮选后得到的铁精矿可以直接作为高炉原料,而选矿的尾渣可以作为制备水泥等建筑材料的原料,使得铜渣能够得到最有效的利用,能够满足我国二次资源的利用和经济发展的需求。
附图说明
图1为本发明的一种综合回收铜渣浮铜尾渣中多种有价金属的方法的流程示意图;
图2为本发明中直接还原过程中混合气体的输送流程示意图。
具体实施方式
本发明的一种综合回收铜渣浮铜尾渣中多种有价金属的方法,包括以下步骤:
步骤一、直接还原
在某铜渣浮铜尾渣在100℃的条件下干燥后,将浮铜尾渣与氧化钙、碳酸钠的复合添加剂混合均匀后放入管式炉,在惰性气体(可为氩气)的保护下缓慢升温,到达等温期时持续通入混合气体进行还原焙烧,将铜渣中的磁铁矿全部转化为单质铁,并脱除渣中的锌、铅等有害杂质,对锌铅进行回收用作铅锌冶炼的原料。具体的,该步骤中,复合添加剂采用CaO和Na2CO3的混合物,其添加量为浮铜尾渣与复合添加剂总量的10~25%,且CaO:Na2CO3=1.5~3。升温时,先以7~10℃/min从室温升到400℃,再以3~5℃/min升到还原温度。通入的混合气体为甲烷、氢气和氩气的混合气体,气体总流速为700~900mL/min,其中,氩气的体积分数为50%,使用的甲烷的体积分数为5~15%,氢气的体积分数为35~45%。还原焙烧时,温度为700~900℃,焙烧时间为90~120min。
需要说明的是,一方面,由于铜渣中含有大量的铁、铜以及金、银、钴、镍等贵金属和稀有金属,但其组成极为复杂绝大部分是铁橄榄石和铁尖晶石,其次为磁铁矿、硫化铜和金属铜,且伴有砷、铅等剧毒元素物质,很难得到有效的利用、综合回收难度大,成本高。因此,当前大多数都是对于铜渣单一有价金属回收方法的研究较为深入,铜渣的多金属综合利用方面的研究较少。然而铜渣中含量较多的铁以及锌、铅等有价金属元素的流失,会造成很大的资源浪费,铜渣也无法达到有效的资源化利用的目的。另一方面,尤其是铜渣浮铜尾渣后遗留的有价元素,因回收铜渣中铜而使得浮铜尾渣粒度更细,物相结构组变得更加复杂,造成其综合回收的难度进一步增加,因此在铜渣浮铜尾渣的综合回收方面必须加大研究力度,尽可能地回收铜渣中的有价成分,形成一个良好、完整的循环利用流程。
本发明通过向铜渣的浮铜尾渣通入甲烷、氢气和氩气混合气体进行直接还原除锌、铅等有害杂质并回收。磁选-反浮选提铁,根据铜渣中各有价金属元素性质的不同,采用不同工艺将铜渣中的铁、铅、锌进行综合回收,从而达到综合回收铜渣中多种有价金属元素的目的,使铜渣能够有效的资源化利用。本发明在中低温处理铜渣回收铁精矿中锌含量高的问题上给出了新的方法,为铜渣综合回收多种有价金属工艺流程提出了一种新的选择。
具体的,通常熔融状态下的铜冶炼渣直接还原会导致残留的铜含量超过0.5wt%,还原后的废渣中留下的锌和铅氧化物超过1wt%,而一些有害的微量元素,如锑、砷和铋等也没有降低到无害的浓度。本发明在还原焙烧过程中,选取的气态甲烷是一种比纯气态氢或固体碳更强大的还原剂。在甲烷裂解反应中,由于甲烷在高温下的缓慢分解动力学,局部形成碳的化学活性超过了稳定反应的化学活性:CH4(g)=C(s)+2H2(g)。因此能够很好地降低铜渣中有价金属元素的含量,使得铁、铅、锌等元素能够有效地回收利用,能够将锑、砷和铋等有害元素降低到无害的浓度,维护环境友好政策。此外,发明人通过实验研究对复合添加剂的物质种类及配比,混合气体的组成、含量以及还原焙烧温度、时长进行优化设计,从而能够进一步保证直接还原处理的效果。同时选取的甲烷气体可以避免还原过程中烟灰过度沉积,能够有效地回收锌、铅等金属元素。因为甲烷还原氧化物是在高温下通过分解氧化物和金属表面上进行的,如反应时主要的化学反应方程式为:MeOx+CH4(g)=(1-x)C(s)+xCO(g)+2H2(g)+Me,但在比纯1atm甲烷的分解温度高几百度的低温下,分解在动力学上是缓慢的,碳烟的形成很少,甚至有可能没有,如:MeOx+xCH4(g)=xCO(g)+2xH2(g)+Me。
还需要说明的是,本发明还原处理的环境较现有其他处理方法的温度低得多,从而大大降低了铜渣回收的成本,能够有效解决铜渣回收的能耗高的问题,经济效益较高。通入甲烷、氢气和氩气的混合气体能够使铜渣中的磁铁矿在中低温下全部还原成金属铁,并且针对低温下各种杂质氧化物的还原反应的驱动力不同,进一步分解、还原铜渣中的锌、铅等其杂质他氧化物,再使其以金属蒸气的形式从炉渣中蒸发进入烟气回收,一方面能够全部回收铜渣中锌、铅等沸点较低的有价金属元素,达到资源化利用的目的,另一方面解决了后续工艺铁精矿中锌等杂质元素含量高的问题,使得到的铁精矿可以直接作炼铁原料。
此外,本发明通过添加复合添加剂CaO和Na2CO3,并对其配比进行优化,能够尽可能地在中低温情况下改善铜渣中的物相组成,解离铁橄榄石相中结合的铁氧化物,生成新的矿物相,实现铜渣的矿相资源化重构。在还原过程中加入CaO可以有效降低Fe2SiO4的还原温度,从而提高了还原能力,改善了Fe2SiO4的还原性能。加入碳酸钠作为碱性氧化物与二氧化硅结合而形成的硅酸盐,可以破坏铜渣的铁橄榄石结构,提高FeO活性,从而加速铁氧化物的还原,可促进铁橄榄石的分解:
Fe2SiO4(s)+2C(s)=2Fe(s)+2CO(g)+SiO2(s)
Fe2SiO4(s)+2CaO(s)+2C(s)=2Fe(s)+Ca2SiO4(s)+2CO(g)
Na2CO3(s)+SiO2(s)=Na2SiO3(s)+CO2(g)
而且,在高温条件下还会发生反应:
2FeO(s)+SiO2(s)=2FeO·SiO2(s)
而加入Na2CO3,高温下形成的Na2SiO3比FeO·SiO2更稳定,可防止铁氧化物再生成硅酸铁,尽可能地提高铜渣中铁的回收率。
根据本发明的工艺流程,通过在中低温下通入甲烷、氢气和氩气混合气体进行长时间的直接还原,一方面对铜渣浮铜尾渣中的沸点较低的锌、铅等有价金属元素进行有效地回收利用,使得其中的磁铁矿全部转化为金属铁,并且还能够有效降低其中锑、砷和铋等有害元素的浓度,除去一部分杂质;另一方面配合添加的复合添加剂对铜渣进行改性还原,分解其中的铁橄榄石,尽可能转化为新的铁物相,从而提高铁的回收率,达到对铜渣进行多金属资源化综合利用的目的。
步骤二、湿式磁选
将还原焙烧处理后的浮铜尾渣用湿式弱磁选机磁选,控制磁选强度在1200~1800Gs,得到铁精矿并过滤、烘干;
步骤三、反浮选
以十二胺作为捕收剂,2号油作起泡剂,石灰作pH调整剂,对磁选精矿进行反浮选实验,其中,十二胺的添加量为500~900g/t,2号油添加量为20~30g/t,石灰添加量为1000~1300g/t,淀粉抑制添加量为800~1200g/t,进行浮选时,先搅拌三分钟后加入pH调整剂调节矿浆pH值,三分钟后加入抑制剂,五分钟后加入捕收剂,再三分钟加入起泡剂,三分钟后吹气、刮泡,三分钟时间浮选,得到铁精矿产品。
本发明通过磁选-反浮选提铁,根据铜渣中各有价金属元素性质的不同,采用不同辅助试剂,并且对各试剂的加入量进行优化设计,能够将铜渣中的铁、铅、锌进行综合回收,从而达到综合回收铜渣中多种有价金属元素的目的,使铜渣能够有效实现资源化利用。
为进一步了解本发明的内容,现结合具体实施例对本发明作详细描述。
实施例1
如图1、2所示,本实施例的一种综合回收铜渣浮铜尾渣中多种有价金属的方法,包括以下步骤:
步骤一、直接还原
将氧化钙、碳酸钠的复合添加剂(CaO:Na2CO3=2)占10%的比列与铜渣混合均匀后放入管式炉,并通入甲烷、氢气和氩气的气体混合物进行还原焙烧,焙烧温度700℃,焙烧时间为120min,混合气体的干燥氩气恒定体积分数为50%,使用的甲烷和氢气的浓度选取为5vol%和45vol%,且混合气体通入管式炉的总流速为800mL/min,以脱除渣中的锌、铅等有害杂质,并对锌铅进行回收,得到的烟尘铅锌品位在30%以上,可用作铅锌冶炼的原料;
步骤二、湿式磁选
将还原焙烧处理后的浮铜尾渣用湿式弱磁选机磁选,磁选强度为1200Gs,得到铁精矿并过滤、烘干;
步骤三、反浮选
以十二胺作为捕收剂,2号油作起泡剂,石灰作pH调整剂,对磁选精矿进行反浮选实验,其中十二胺的添加量为500g/t,2号油添加量为20g/t,石灰添加量为1000g/t,淀粉抑制添加量为800g/t。浮选时,先搅拌三分钟后加入pH调整剂调节矿浆pH值,三分钟后加入抑制剂,五分钟后加入捕收剂,再三分钟加入起泡剂,三分钟后吹气、刮泡,三分钟时间浮选,进一步分选除杂,得到铁品位为62.38%,回收率为71.54%的铁精矿产品。
实施例2
如图1、2所示,本实施例的一种综合回收铜渣浮铜尾渣中多种有价金属的方法,包括以下步骤:
步骤一、直接还原
将氧化钙、碳酸钠的复合添加剂(CaO:Na2CO3=1.5)占15%的比列与铜渣混合均匀后放入管式炉,并通入甲烷、氢气和氩气的气体混合物进行还原焙烧,焙烧温度800℃,焙烧时间为100min,混合气体的干燥氩气恒定体积分数为50%,使用的甲烷和氢气的浓度选取为10vol%和40vol%,且混合气体通入管式炉的总流速为800mL/min,以脱除渣中的锌、铅等有害杂质,并对锌铅进行回收,得到的烟尘铅锌品位在30%以上,可用作铅锌冶炼的原料;
步骤二、湿式磁选
将还原焙烧处理后的浮铜尾渣用湿式弱磁选机磁选,磁选强度为1400Gs,得到铁精矿并过滤、烘干;
步骤三、反浮选
以十二胺作为捕收剂,2号油作起泡剂,石灰作pH调整剂,对磁选精矿进行反浮选实验,其中十二胺的添加量为600g/t,2号油添加量为20g/t,石灰添加量为1100g/t,淀粉抑制添加量为900g/t。浮选时,先搅拌三分钟后加入pH调整剂调节矿浆pH值,三分钟后加入抑制剂,五分钟后加入捕收剂,再三分钟加入起泡剂,三分钟后吹气、刮泡,三分钟时间浮选,进一步分选除杂,得到铁品位为63.69%,回收率为71.83%的铁精矿产品。
实施例3
如图1、2所示,本实施例的一种综合回收铜渣浮铜尾渣中多种有价金属的方法,包括以下步骤:
步骤一、直接还原
将氧化钙、碳酸钠的复合添加剂(CaO:Na2CO3=2)占15%的比列与铜渣混合均匀后放入管式炉,并通入甲烷、氢气和氩气的气体混合物进行还原焙烧,焙烧温度900℃,焙烧时间为90min,混合气体的干燥氩气恒定体积分数为50%,使用的甲烷和氢气的浓度选取为15vol%和35vol%,且混合气体通入管式炉的总流速为700mL/min,以脱除渣中的锌、铅等有害杂质,并对锌铅进行回收,得到的烟尘铅锌品位在30%以上,可用作铅锌冶炼的原料;
步骤二、湿式磁选
将还原焙烧处理后的浮铜尾渣用湿式弱磁选机磁选,磁选强度为1600Gs,得到铁精矿并过滤、烘干;
步骤三、反浮选
以十二胺作为捕收剂,2号油作起泡剂,石灰作pH调整剂,对磁选精矿进行反浮选实验,其中十二胺的添加量为700g/t,2号油添加量为20g/t,石灰添加量为1200g/t,淀粉抑制添加量为1000g/t。浮选时,先搅拌三分钟后加入pH调整剂调节矿浆pH值,三分钟后加入抑制剂,五分钟后加入捕收剂,再三分钟加入起泡剂,三分钟后吹气、刮泡,三分钟时间浮选,进一步分选除杂,得到铁品位为64.75%,回收率为73.62%的铁精矿产品。
实施例4
如图1、2所示,本实施例的一种综合回收铜渣浮铜尾渣中多种有价金属的方法,包括以下步骤:
步骤一、直接还原
将氧化钙、碳酸钠的复合添加剂(CaO:Na2CO3=3)占20%的比列与铜渣混合均匀后放入管式炉,并通入甲烷、氢气和氩气的气体混合物进行还原焙烧,焙烧温度900℃,焙烧时间为90min,混合气体的干燥氩气恒定体积分数为50%,使用的甲烷和氢气的浓度选取为15vol%和35vol%,且混合气体通入管式炉的总流速为900mL/min,以脱除渣中的锌、铅等有害杂质,并对锌铅进行回收,得到的烟尘铅锌品位在30%以上,可用作铅锌冶炼的原料;
步骤二、湿式磁选
将还原焙烧处理后的浮铜尾渣用湿式弱磁选机磁选,磁选强度为1800Gs,得到铁精矿并过滤、烘干;
步骤三、反浮选
以十二胺作为捕收剂,2号油作起泡剂,石灰作pH调整剂,对磁选精矿进行反浮选实验,其中十二胺的添加量为800g/t,2号油添加量为25g/t,石灰添加量为1200g/t,淀粉抑制添加量为1200g/t。浮选时,先搅拌三分钟后加入pH调整剂调节矿浆pH值,三分钟后加入抑制剂,五分钟后加入捕收剂,再三分钟加入起泡剂,三分钟后吹气、刮泡,三分钟时间浮选,进一步分选除杂,得到铁品位为66.71%,回收率为75.37%的铁精矿产品。
实施例5
如图1、2所示,本实施例的一种综合回收铜渣浮铜尾渣中多种有价金属的方法,包括以下步骤:
步骤一、直接还原
将氧化钙、碳酸钠的复合添加剂(CaO:Na2CO3=2)占25%的比列与铜渣混合均匀后放入管式炉,并通入甲烷、氢气和氩气的气体混合物进行还原焙烧,焙烧温度750℃,焙烧时间为110min,混合气体的干燥氩气恒定体积分数为50%,使用的甲烷和氢气的浓度选取为15vol%和35vol%,且混合气体通入管式炉的总流速为800mL/min,以脱除渣中的锌、铅等有害杂质,并对锌铅进行回收,得到的烟尘铅锌品位在30%以上,可用作铅锌冶炼的原料;
步骤二、湿式磁选
将还原焙烧处理后的浮铜尾渣用湿式弱磁选机磁选,磁选强度为1500Gs,得到铁精矿并过滤、烘干;
步骤三、反浮选
以十二胺作为捕收剂,2号油作起泡剂,石灰作pH调整剂,对磁选精矿进行反浮选实验,其中十二胺的添加量为900g/t,2号油添加量为30g/t,石灰添加量为1300g/t,淀粉抑制添加量为900g/t。浮选时,先搅拌三分钟后加入pH调整剂调节矿浆pH值,三分钟后加入抑制剂,五分钟后加入捕收剂,再三分钟加入起泡剂,三分钟后吹气、刮泡,三分钟时间浮选,进一步分选除杂,得到铁品位为65.75%,回收率为73.92%的铁精矿产品。
对比例1
本对比实例综合回收铜渣多种有价金属的方法,包括以下步骤:
步骤一、直接还原
将炭粉占20%,氧化钙、碳酸钠的复合添加剂(CaO:Na2CO3=2)占20%的比列与铜渣混合均匀后放入马弗炉中还原焙烧,焙烧温度为900℃,焙烧时间90min;
步骤二、湿式磁选
将还原焙烧处理后的浮铜尾渣用湿式弱磁选机磁选,磁选强度为1800Gs,得到铁精矿并过滤、烘干;
步骤三、反浮选
以十二胺作为捕收剂,2号油作起泡剂,石灰作pH调整剂,对磁选精矿进行反浮选实验,其中十二胺的添加量为800g/t,2号油添加量为20g/t,石灰添加量为1200g/t,淀粉抑制添加量为1200g/t,进一步分选除杂,得到铁品位为57.87%,回收率为63.19%的铁精矿产品。
Claims (5)
1.一种综合回收铜渣浮铜尾渣中多种有价金属的方法,其特征在于,包括以下步骤:
步骤一、直接还原
将浮铜尾渣与氧化钙、碳酸钠的复合添加剂混合均匀后,通入甲烷、氢气和氩气的混合气体进行还原焙烧;其中,复合添加剂的添加量为浮铜尾渣与复合添加剂总量的10~25%,且复合添加剂中CaO:Na2CO3=1.5~3;通入的混合气体总流速为700~900mL/min,其中,氩气的体积分数为50%,使用的甲烷的体积分数为5~15%,氢气的体积分数为35~45%;
先对浮铜尾渣进行干燥处理后,加入复合添加剂混匀,然后在惰性气体的保护下升温至还原温度,最后再通入混合气体进行还原焙烧,其中还原焙烧的温度控制为700~900℃,焙烧时间为90~120min;
步骤二、湿式磁选
将还原焙烧处理后的浮铜尾渣进行磁选,得到铁精矿并过滤、烘干;
步骤三、反浮选
添加捕收剂、起泡剂、pH调整剂和抑制剂对磁选精矿进行反浮选实验,进一步分选除杂,得到质量合格的铁精矿产品。
2.根据权利要求1所述的一种综合回收铜渣浮铜尾渣中多种有价金属的方法,其特征在于:步骤一中,在惰性气体的保护下,先以7~10℃/min从室温升到400℃,再以3~5℃/min升到还原温度。
3.根据权利要求1-2中任一项所述的一种综合回收铜渣浮铜尾渣中多种有价金属的方法,其特征在于:步骤二中,控制磁选强度在1200~1800Gs。
4.根据权利要求3所述的一种综合回收铜渣浮铜尾渣中多种有价金属的方法,其特征在于:步骤三中,捕收剂采用十二胺,其用量为500~900g/t;起泡剂采用2号油,其用量为20~30g/t;pH调整剂采用石灰,其用量为1000~1300g/t;抑制剂采用苛化淀粉,其用量为800~1200g/t。
5.根据权利要求4所述的一种综合回收铜渣浮铜尾渣中多种有价金属的方法,其特征在于:步骤三中,浮选时先搅拌三分钟后加入pH调整剂,三分钟后加入抑制剂,五分钟后加入捕收剂,再三分钟加入起泡剂,三分钟后吹气、刮泡,三分钟时间浮选,得到铁精矿产品。
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