回收氰化渣中鐵的工藝試驗研究*

李懷梅，于先進，張亞莉

（山東理工大學化工學院，山東 淄博 255081）

試驗研究

回收氰化渣中鐵的工藝試驗研究*

李懷梅，于先進，張亞莉

（山東理工大學化工學院，山東 淄博 255081）

以高鐵高鋁、硅氰化渣為原料，試驗探討了回收渣中鐵的工藝，并運用XRD、SEM和EDS等分析鐵回收機理。結果表明：氰化渣以赤鐵礦為主，并與鋁、硅等雜質化合物共生，呈相互包裹的復雜嵌布關系，采用常規的焙燒-磁選工藝不能有效地回收鐵。采用添加復合添加劑的焙燒-水浸-磁選工藝，當氰化渣粒度為＜74 μm比例占85％，焙燒溫度750℃，氰化渣∶活性炭∶添加劑A∶添加劑B（質量比）=100∶10∶3∶10，水浸溫度60℃，水浸液固比5∶1，水浸時間5 min，攪拌速度20 r/min，激磁電流為2 A時，可獲得鐵精礦全鐵品位為53.82％、回收率為76.55％的選別指標。復合添加劑可與大部分鋁、硅等雜質化合物反應，生成復雜可溶性和難溶非磁性物質，水洗及磁選后可去除，使鐵的品位和回收率提高。

氰化渣；回收鐵；復合添加劑焙燒-水浸-磁選；品位；回收率

1 前言

氰化渣是國內黃金冶煉后排放的廢渣，其主要特點是礦物粒度細、泥化現象嚴重、礦物組成較復雜、含有一定數量的CN-和部分殘余藥劑[1-2]。山東省是我國黃金生產大省，黃金產量居全國首位，每年都要排放大量的氰化尾渣。大量的氰渣被堆存或者以低價出售給化工廠，不僅占用耕地，污染環境而且氰化渣中含有大量可綜合回收的有價金屬，如鐵的品位可達到30％左右，金品位為6 g/t左右，但由于該氰化渣礦石嵌布粒度微細，礦物組成復雜，這種復雜的嵌布關系導致這些有用單體解離困難，氰化渣尚未得到合理有效的開發利用，礦石的利用率極低，大部分沒有回收利用，或者根本沒有開發利用。因此，研究探尋合理有效的氰化渣處理路線，對我國環境及黃金產業的可持續發展具有深遠的意義。本研究探討如何有效回收氰化渣中的有價金屬鐵。

目前，文獻中報道了大量有關回收鐵的試驗研究，許多研究者利用泡沫浮選法[3]、反陰離子浮選石英工藝[4]或者磁選工藝[5-9]等回收低品位富鐵礦中的鐵。其中，磁化焙燒法和直接還原法是從尾礦或者其他富含鐵的固體廢渣中回收鐵的兩種主要方法[10-12]，磁化焙燒法的目的是生產鋼鐵冶煉所需要的磁鐵礦，而直接還原法是為生產海綿鐵。磁化焙燒法的溫度相對比較低，生產周期短，需要較少的還原劑，而且經濟環保。

本研究采用磁化-焙燒工藝選取鐵精礦，結果表明，磁選鐵精礦鐵的品位和回收率都相對較低。又采用焙燒-水浸-磁選工藝，結果表明，磁選鐵精礦品位和回收率兩項指標都相對比單純的磁化焙燒高，但還不能充分滿足工業生產的要求。

為此，進一步探討了造成鐵品位及其回收率偏低的原因和機理，在先前研究的基礎上，添加復合添加劑[13-16]，對高鋁、硅氰化渣進行還原焙燒預處理，在焙燒后直接磁選的基礎上對焙燒渣進行水浸預處理，以提高焙燒-水浸-磁選后鐵的品位和回收率。試驗結果表明，該方法可使鐵的品位提高10％左右，鐵的回收率也相應的提高了30％左右。與傳統的工藝方法相比，該工藝操作方便，不影響金的回收，不污染環境。

2 試驗原料及方法

2.1 原料性質

試驗原料取自山東招遠市某黃金企業生產過程中所產氰化渣。經對礦樣化學分析，其主要的元素含量見表1。結果表明，該氰化渣的礦物成分主要為赤鐵礦、石英、氧化鋁等氧化礦物。

表1 氰化渣多元素化學分析結果

從表1可見，氰化渣中硅、鋁等雜質元素的含量都比較高，這些雜質元素的存在給從氰化渣中選鐵帶來了一定的困難。為了解氰化渣中主要成分鐵及其雜質成分的存在狀態，鐵礦物與雜質礦物之間的嵌布關系，采用X射線衍射（XRD）及掃描電鏡（SEM）技術對該氰化渣試樣進行了分析，結果如圖1、圖2所示。圖1 XRD結果表明，氰化渣成分以赤鐵礦為主，硅礦物主要以石英形式存在，鋁礦物主要以白云母的形式存在。從圖2可以看出，脈石成分形成與鐵礦物包裹交生的復雜嵌連關系。這些結果表明氰化渣中鋁、硅等雜質與鐵嵌部關系復雜，這種緊密復雜的嵌布關系，導致雜質與鐵分離困難，采用常規選鐵方法不能使雜質與鐵獲得有效的單體解離，致使磁選鐵精礦品位及其回收率不高。

圖1 氰化渣X射線衍射（XRD）分析結果

圖2 原礦氰化渣掃描電鏡圖像（SEM）

2.2 試驗方法

氰化渣復合添加劑焙燒-水浸-磁選鐵精礦的工藝試驗主要包括復合添加劑焙燒、水浸、磁選3個主要環節。試驗時，將原礦細磨至粒度＜74 μm比例占85％，然后與添加劑A和添加劑B以及活性炭按不同比例（質量分數）混勻，裝入帶蓋的陶瓷坩鍋中。焙燒試驗在SX2-8-16型箱式電阻爐中進行，將裝有試樣的坩鍋放入預先設定好溫度（750℃）的箱式電阻爐中，恒溫焙燒一定的時間（60 min）后取出，放入預先準備好的涼水中淬冷、抽濾、干燥。將定量干燥好的樣品在DF-101S集熱式恒溫加熱磁力攪拌器（油浴鍋）中進行水浸試驗，水浸溫度60℃，浸出時間5 min，液固比5∶1，攪拌速度20 r/min。反應結束后進行液固分離，用自來水洗礦，直至上層澄清為止，然后抽濾、干燥。磁選試驗在XCGS-φ50型磁選管上進行，將水浸后所得鐵精礦細磨至粒度＜74 μm比例占85％，然后配成30％（質量濃度）左右的水溶液，設定激磁電流為2 A，進行多次重復磁選試驗，以減少磁鐵礦的損失。所得磁鐵礦經干燥取樣，分析鐵的品位和回收率，以鐵的品位和回收率作為氰化渣中鐵回收主要的評價指標。

3 常規選礦試驗

在確定各流程最佳的選別參數試驗的基礎上，進行了焙燒-磁選、焙燒-水浸-磁選兩種方案的選鐵試驗，并對兩種流程的結果進行比較。

3.1 焙燒-磁選試驗

由于氰化渣試樣以磁性較弱的赤鐵礦為主，因此，采用還原焙燒-磁選法對該氰化渣進行鐵的回收試驗。系統研究了焙燒溫度、焙燒時間、還原劑、磨礦細度及磁場強度對鐵品位及其回收率的影響，在磨至粒度＜74 μm比例占85％、焙燒溫度750℃、焙燒時間60 min、還原劑（活性炭）質量分數10％、激磁電流2 A的工藝條件下，鐵的品位及其回收率最高。試驗結果如下：產率41.90％，品位40.07％，回收率60.62％。

在常規條件下直接焙燒-磁選提鐵，由于大部分鋁、硅等雜質在磁選過程中與鐵礦物一起進入磁性物，導致磁選鐵精礦中鋁、硅等雜質含量較高，影響了鐵精礦鐵品位及其鐵回收率的提高。

3.2 焙燒-水浸-磁選試驗

因焙燒過程中產生許多可溶性物質，而浸出過程可使焙砂中這些可溶性物質溶于水。隨著多次重復洗礦，可洗除這些雜質礦物，從而提高鐵的品位和回收率。為此，在最佳焙燒-磁選條件下，采用焙燒-水浸-磁選工藝，系統研究了水浸溫度、水浸時間、水浸液固比對鐵精礦品位及其鐵回收率的影響。其最佳工藝條件為：磨至粒度＜74 μm比例占85％，焙燒溫度750℃，焙燒時間60 min，還原劑（活性炭）質量分數10％，激磁電流2 A。水浸條件為：60℃的溫水，水浸時間5 min，液固質量比5∶1，攪拌速度20 r/min。試驗結果為：產率46.94％，品位47.07％，回收率79.79％。

由試驗結果可知，采用焙燒-水浸-磁選法提取氰化渣中的鐵，與焙燒-磁選法相比，鐵的品位提高，同時鐵的回收率也有所提高。其原因是在磁選前進行水浸預處理，多次洗礦后將大部分可溶于水的干擾雜質洗除，提高了磁選精礦的產率和品位，從而帶動鐵的回收率相應大幅度提高。

3.3 兩流程比較

對比兩種選別方案的試驗結果，在最佳試驗條件下，焙燒-水浸-磁選比單純的焙燒-磁選所獲鐵精礦的產率和品位都高，鐵品位提高了接近10％，同時鐵的回收率提高了接近20％，但仍未達到生產指標要求。通過分析氰化渣的礦物結構及鋁、鐵、硅的嵌布關系，進行了添加劑焙燒-水浸-磁選試驗。

4 加添加劑焙燒-水浸-磁選試驗

試驗發現，如在含鋁、硅氰化渣中加入一定量的添加劑A和添加劑B進行焙燒預處理，可以大大提高鐵的品位，同時鐵的回收率也大幅度提高。在焙燒時配入一定量的添加劑A和添加劑B，可大大改善氰化渣礦樣的物理化學性質，使焙砂變得疏松多孔，使還原劑碳更容易與Fe2O3反應，有利于還原焙燒反應的進行。另外，在高溫條件下，添加劑B分解生成F氧化物和CO2，堿性極強的F瞬時與焙砂中SiO2反應,從而大大減小了Fe2SiO3的生成概率（因F的堿性大于Fe2O3的堿性），從而有更多的赤鐵礦被還原為磁鐵礦。同時，分析認為，復合添加劑與Al2O3或者SiO2生成可溶性物質和不溶性的非磁性物質，可溶性物質經水洗后被除去，不溶性的非磁性物質經磁選后進入非磁性物質，從而使鐵的品位和回收率提高。

4.1 添加劑用量試驗

稱取一定量的氰化渣，磨至粒度＜74 μm比例占85％，加入不同量的添加劑A，10％的添加劑B，10％的還原劑活性炭，攪拌均勻后，放入預先加熱至750℃的高溫爐中，保溫60 min；取出淬冷、抽濾、烘干；用60℃的溫水在60℃的恒溫油浴鍋中水浸5 min，保持轉速20 r/min，液固質量比為5∶1；再在激磁電流為2 A的條件下進行磁選提取鐵精礦。試驗結果見表2。

表2 添加劑A用量試驗結果％

從表2可見，在焙燒-水浸-磁選工藝中，采用添加劑A和添加劑B進行焙燒，可以大大提高鐵的品位，同時回收率也有大幅度提高。比較而言，添加劑B要比添加劑A的作用強。在反應過程中，添加劑B促進鐵晶粒與脈石礦物的分離，但是鐵晶粒間連接不充分，從而導致磁選鐵精礦鐵的品位較高，而鐵的回收率卻較低。添加劑A能促進赤鐵礦的更好還原，但是鐵晶粒與脈石礦物結合緊密，導致磁選鐵的回收率高，而鐵的品位相對較低。綜合考慮，在試驗中選用添加劑B用量為10％，添加劑A用量為3％，此時，可獲得鐵精礦鐵品位為53.82％，回收率為76.55％。

4.2 加復合添加劑對比試驗

控制磨至粒度＜74 μm比例占85％，焙燒溫度為750℃，焙燒時間60 min，還原劑量為10％；水浸條件為：保持60℃恒溫油浴，水浸5 min，液固質量比5∶1，轉速為20 r/min。選擇不同的添加劑用量及其不同的回收鐵工藝進行試驗，結果見表3。

表3 不同添加劑用量對比試驗結果

從表3可見，采用加入復合添加劑A和B比使用單一的添加劑A或者B，且通過水浸預處理再磁選，比直接磁選更具有優勢，鐵的品位和回收率都相應有大幅度的提高。

4.3 復合添加劑焙燒-水浸過程中物相變化

為了解添加劑焙燒-水洗過程中的物相變化，對復合添加劑B用量10％，A用量3％，最優工藝條件下獲得的焙燒礦及水洗礦進行EDS分析，結果如圖3～6所示。

圖4 焙燒礦掃描電鏡

圖3 水浸礦掃描電鏡（SEM）

圖6 燒結礦各點局部能譜（EDS）分析結果

由圖3～6可知，原礦經過添加劑焙燒水洗后，焙燒過程中未反應盡的碳粉被水洗后除去，鋅、鎂等在焙燒過程中形成的復雜可溶性雜質礦物經過水浸及多次水洗后也被除去，而鋁、硅含量則增多，大部分的鋁、硅礦物與復合添加劑A和B產生反應，形成復雜的不溶于水的非磁性物質，經過磁選后分離。最終使鐵的品位和回收率都相應得到大幅度的提高。反應過程中可能發生的反應主要有：

加入添加劑A和添加劑B進行還原焙燒時，焙燒產物主要物相為磁鐵礦和不溶于水的非磁性物質。也就是說，當添加復合添加劑進行還原焙燒時，復合添加劑與雜質礦物SiO2、Al2O3等發生反應，生成不溶于水的非磁性物質，破壞了氰化渣的物相結構，能使雜質礦物與鐵礦物進行有效分離，并改善赤鐵礦的還原效果，從而提高磁選鐵精礦的品位和回收率。

5 結論

5.1 原礦氰化渣主要以赤鐵礦為主，同時含有大量的二氧化硅和三氧化二鋁等雜質礦物，雜質礦物與含鐵礦物嵌布關系復雜，給氰化渣選鐵過程帶來一定困難，采用常規選鐵工藝無法有效實現鐵的提取，鐵精礦的品位和回收率較低，不能滿足工業生產的要求。

5.2 采用焙燒-磁選、焙燒-水浸-磁選兩種常規的選鐵工藝，在最佳條件下鐵的品位和回收率也不高，鐵的品位只有47.07％，回收率為79.79％。鐵精礦品位仍難以得到較大提高。

5.3 采用復合添加劑焙燒-水浸-磁選工藝提鐵，對于提高鐵的品位和回收率是非常有效的，鐵的品位提高了10％左右，回收率提高了30％左右。且在試驗過程中不影響金等有價金屬的回收，在工業生產中是可行的。當原礦氰化渣全鐵量為27.69％，在焙燒溫度為750℃，氰化渣∶活性炭∶添加劑A∶添加劑B（質量比）=100∶10∶3∶10，水浸溫度60℃，水浸液固比5∶1，水浸時間5 min，攪拌速度20 r/min，激磁電流為2 A的條件下，可獲得鐵精礦全鐵品位為53.82％、回收率為76.55％的選別指標。

5.4 氰化渣經過復合添加劑焙燒與水浸，物相發生了很大的變化，在復合添加劑焙燒-水浸過程中，生成的鋅、鎂等復雜可溶性雜質礦物經多次水洗被洗除，部分鋁、硅礦物與復合添加劑A和B反應后，經磁選后進入非磁性物質被去除，鐵的品位和回收率得到提高。

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Technology Research on Recovery of Iron from Cyanide Tailings

LI Huai-mei,YU Xian-jin,ZHANG Ya-li
（College of Chemical Engineering,Shandong University of Technology,Zibo 255081,China）

A novel process of recovering iron from high iron-aluminum-silicon cyanide tailings was developed,and the recovery mechanism was studied by XRD,SEM and EDS.The results showed that hematite was the main composition with intergrowth of aluminum,silicon and other principle impurities,conventional roasting-magnetic separation was unable to recover iron effectively.The iron concentrate with the iron grade of 53.82％and the recovery rate of 76.55％was obtained under the following conditions:85％ grinding size of less 74 μm,roasting temperature of 750℃,the mass ratio of the cyanide tailings,activated carbon,additives A and additives B was 100∶10∶3∶10,leaching temperature of 60℃,liquid to solid ratio of 5∶1,leaching time of 5 min,stirring speed of 20 r/min,and exciting current of 2 A.The EDS results indicated that the compound additives reacted with most of the aluminiferous mineral and silicic minerals and form soluble and undissolved non-magnetic materials,the soluble materials were removed by washing,and the non-magnetic materials undissolved entered into the non-magnetic materials by magnetic separation,then the grade of magnetic concentrate and the recovery rate of iron increased.

cyanide tailings;recovering iron;compound additives roasting-leaching-magnetic separation;grade;recovery rate

TF803；X758

A

1004-4620（2011）04-0021-04

*山東省自然科學基金資助項目（ZR2010EL006）。

2011-06-30

李懷梅，女，1986年生，山東理工大學有色金屬冶金專業2009級碩士研究生，研究方向為冶金科學與工程。