某黃金冶煉渣還原焙燒磁選工藝研究

柳 林，馮安生，王 威(1.中國地質科學院鄭州礦產綜合利用研究所，河南 鄭州 450006；2.國家非金屬礦資源綜合利用工程技術研究中心，河南 鄭州 450006；3.中國地質科學院研究生院，北京 100037)

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某黃金冶煉渣還原焙燒磁選工藝研究

柳 林1，2，3，馮安生1，2，王 威1，2
(1.中國地質科學院鄭州礦產綜合利用研究所，河南 鄭州 450006；2.國家非金屬礦資源綜合利用
工程技術研究中心，河南 鄭州 450006；3.中國地質科學院研究生院，北京 100037)

以焦煤為還原劑，采用還原焙燒-磁選的工藝方法對河南某黃金冶煉廠產出的冶煉渣進行鐵的回收利用研究。該冶煉渣TFe品位35.91%，成分復雜，渣粒度極細，-0.025mm含量占73.71%，試驗考察了還原焙燒溫度、時間、還原劑加入量以及磨礦細度、磁場強度對選別指標的影響。確定最佳工藝條件為：焙燒溫度1150℃，還原劑加入量13%，焙燒時間60min，焙燒樣磨礦至-0.045mm占74.55%、60kA/m磁場強度下進行磁選，最終可獲得鐵精礦TFe品位93.21%、鐵回收率82.72%的良好指標。

黃金冶煉渣；還原焙燒；磁選

自2007年以來，我國黃金產量持續世界第一[1]，實現了勘探，開采，加工，消費，投資，交易全產業鏈的跨越式發展，但也出現了金尾礦和冶煉渣處理難等問題[2]。

黃金冶煉渣是指浮選金精礦經一段酸化焙燒，焙砂酸浸，酸浸渣再氰化浸出壓濾后所得到的尾渣[3]，具有礦物粒度極細，泥化現象嚴重，礦物組成復雜等特點，利用現有成熟工藝不能對其進行很好的處理[4]。黃金冶煉渣除含有少量金、銀外，還含有大量的鐵資源[5-7]，實現黃金冶煉渣的綜合回收不僅可以解決因冶煉渣堆存帶來的環境污染問題，也能為企業創造可觀的經濟效益。尚德興等[8]利用褐煤為還原劑，采用還原焙燒—磁選的方法回收黃金冶煉渣中的鐵，可以得到鐵精礦品位59%，鐵回收率80%的選別指標；但褐煤含碳量與發熱量較低，燃燒時間短，需經常加煤。雷占昌等[9]采用無煙煤為還原劑進行還原磁化焙燒，再進行2段磁選的方法回收得到鐵精礦，獲得鐵品位及鐵回收率分別為65.27%和80.44%的高指標鐵精礦。本文以焦煤為還原劑，采用還原焙燒-磁選的方法，對河南某黃金冶煉廠產出的黃金冶煉渣進行鐵的綜合回收利用研究，考察焙燒溫度，還原劑加入量，焙燒時間，磨礦細度，磁選場強等對選別指標的影響，為回收黃金冶煉渣中鐵資源提供依據。

1 試驗原料及研究方法

1.1 黃金冶煉渣原礦性質

試驗所用黃金冶煉渣取自河南某黃金冶煉廠，黃金冶煉渣多元素分析結果見表1。

由表1可知，TFe品位35.91%，具有較高的回收價值。通過X衍射、電子探針分析、掃描電鏡分析、光薄片鑒定等測試手段進行檢測，原礦的礦物組成及含量見表2。

表1 化學多元素分析結果/%

注：*單位為g/t。

表2 礦物組成及含量/%

由表2可以看出，該礦樣主要礦物組成為赤鐵礦，其含量占51.30%。金屬硫化物多為黃鐵礦，方鉛礦，但其含量很低，脈石礦物主要是石英，含量占22.30%，同時還有一些長石、石膏、滑石等。

分析表明，原礦粒度很細，一般僅有幾個微米，多呈蜂窩狀集合體形態產出。赤鐵礦集合體粒度相對較粗，其中多充填有一定量的硬石膏和滑石等新生礦物，同時，部分赤鐵礦也被石英等脈石礦物包裹。具體形態見圖1、圖2。

圖1 赤鐵礦集合體

圖2 脈石礦物包裹赤鐵礦

用實驗室標準篩對原礦樣進行篩分分析，由于粒度極細，故進行濕篩，結果見表3。

由表3可知，原礦0.025mm以下含量占73.71%，說明礦樣粒度極細。粒度在0.15mm以上的礦粒TFe品位較低，為21.79%，而在其他粒級范圍內，TFe品位均在30%以上且分布較為均勻。

1.2 還原劑

試驗所用還原劑為焦煤，其煤炭檢測結果見表4。

1.3 還原焙燒-磁選試驗研究方法

對黃金冶煉渣進行還原焙燒-磁選工藝研究，即利用高溫還原焙燒將冶煉渣中的Fe2O3深度還原為單質Fe，再通過細磨磁選的方法來回收其中的鐵單質，得到還原鐵粉產品。

試驗先按照一定的比例將冶煉渣和焦煤進行混勻，再將混勻后的礦樣加入適量水，用造球機造球烘干。焙燒過程在型號為DC-B15/16的智能箱式高溫爐中進行，先設置一定溫度，待溫度達到預設溫度后，將盛有冶煉渣礦樣的坩堝放入其中，開始計時，在達到焙燒時間之后，取出坩堝進行水淬處理，再將焙燒礦放入電熱鼓風干燥箱(101-3AB型)95℃烘干；用XMB-70型三輥四筒棒磨機(滾筒容積500ml)進行磨礦試驗，礦漿質量分數固定為50%；焙燒礦磨好后直接進行磁選，磁選設備為XCG-50型磁選管。具體試驗流程見圖3。

表3 粒度分析結果/%

表4 還原劑焦煤的煤炭檢測結果

圖3 試驗流程圖

2 試驗結果與討論

2.1 正交試驗

根據焙燒試驗過程中影響因素，設計三因素三水平正交試驗，磁選試驗條件固定為：磨礦細度至-0.045mm占66.55%，磁場強度120kA/m。正交試驗各因素水平取值見表5，試驗結果見表6，結果分析見表7，利用漢考克公式計算有關選礦效率。

由表7可知，r溫度>r時間>r焦煤含量，所以影響焙燒試驗最主要的因素是溫度，其次是焙燒時間和焦煤含量。

2.2 焙燒溫度影響試驗

正交試驗確定焙燒溫度為影響磁選鐵精礦TFe品位的主要因素，故先進行焙燒溫度的影響試驗。固定焦煤加入量為礦樣的13%，焙燒時間為60min，磨礦細度為-0.045mm占66.55%，磁選過程中磁場強度為120kA/m，進行不同焙燒溫度影響試驗，試驗結果見圖4。

表5 正交試驗水平取值

表6 正交試驗結果

表7 正交試驗計算結果

由圖4可知，鐵精礦TFe品位及回收率隨著溫度的升高均呈增長趨勢，在1150℃后TFe品位提高幅度有所降低。另外，試驗發現，當焙燒溫度達到1200℃時，焙燒樣出現較為嚴重的熔融現象。因此，綜合考慮，選1150℃為最佳焙燒溫度。

2.3 還原劑用量影響試驗

固定焙燒溫度1150℃，焙燒時間60min，磨礦細度為-0.045mm占66.55%，磁場強度為120kA/m，進行不同還原劑加入量影響試驗，試驗結果見圖5。

由圖5可知，鐵精礦TFe品位隨著焦煤加入量的增加呈先提高后降低的趨勢，這是由于，在一定量范圍內，焦煤加入量的增加有利于黃金冶煉渣中Fe2O3的還原，能夠提高鐵精礦品位，而當焦煤加入過量時，伴隨焦煤加入而引入的雜質會在焙燒過程中與還原鐵顆粒相互包裹[10]，導致磁選鐵精礦的品位下降[11]。另外，鐵回收率隨焦煤加入量增加呈增長趨勢，最后變化平緩。綜合考慮鐵精礦TFe品位和鐵回收率等因素，最佳還原劑加入量為13%。

2.4 焙燒時間影響試驗

固定焙燒溫度1150℃，焦煤加入量13%，磨礦細度為-0.045mm占66.55%，磁場強度為120kA/m，進行不同焙燒時間影響試驗，試驗結果見圖6。

圖4 焙燒溫度影響試驗

圖5 焦煤用量影響試驗

圖6 焙燒時間影響試驗

由圖6可以看出，鐵精礦TFe品位隨著焙燒時間的延長呈增加趨勢，但是幅度不大，同時，鐵回收率在焙燒時間達到60min以后基本穩定。綜合考慮鐵精礦TFe品位和鐵回收率等因素，選定60min為最佳焙燒時間。

2.5 磨礦細度條件試驗

在最佳焙燒條件下(焙燒溫度1150℃，焦煤加入量13%，焙燒時間60min)制備焙燒樣，固定磁場強度為120kA/m進行磨礦細度影響試驗，試驗結果見圖7。

由圖7可以看出，隨著磨礦細度增加，鐵精礦TFe品位和鐵回收率均呈增長趨勢，當磨礦細度至-0.045mm占74.55%后，鐵精礦TFe品位和鐵回收率隨著磨礦細度增加變化不大。綜合考慮鐵精礦TFe品位和鐵回收率等因素，選擇磨礦細度-0.045mm占74.55%為最佳磨礦細度。

2.6 磁場強度條件試驗

在最佳焙燒條件下(焙燒1150℃，焦煤加入量13%，焙燒時間60min)制備焙燒樣，固定磨礦細度為-0.045mm占74.55%進行磁場強度影響試驗，試驗結果見圖8。

由圖8可以看出，鐵精礦TFe品位隨著磁場強度的增強呈下降趨勢，而鐵回收率隨著磁場強度的增強呈增加趨勢。綜合考慮鐵精礦TFe品位和鐵回收率等因素，選擇60kA/m為最佳磁場強度。

在最佳焙燒和磁選條件下，可以得到鐵精礦TFe品位93.21%，鐵回收率82.72%的選別指標。

2.7 黃金冶煉渣原礦及其焙燒樣和磁選精礦的XRD分析

在最佳焙燒及磁選條件下，對冶煉渣原礦樣、焙燒樣和磁選鐵精礦樣進行XRD分析，結果見圖9。

圖7 磨礦細度影響試驗

圖8 磁場強度條件試驗

(a)為黃金冶煉渣原礦；(b)為冶煉渣焙燒樣；(c)為磁選精礦
圖9 黃金冶煉渣及其焙燒樣，磁選精礦的XRD分析

由圖9可以看出，通過焙燒，黃金冶煉渣中的Fe2O3大部分被還原為單質Fe，焙燒樣主要雜質為石英，其他雜質可能是在焙燒過程中形成了非晶態，在XRD衍射圖譜中沒有明顯特征峰。磁選精礦的XRD圖譜中主要為金屬鐵的衍射峰，石英幾乎不可見，說明通過磁選，絕大部分石英被拋除，金屬鐵單質在磁選精礦中得到富集，得到品位較高的鐵精礦。

3 結 論

1)試樣中黃金冶煉渣鐵含量達到35.91%，具有較高的回收價值，其中鐵主要以赤(褐)鐵礦的形式存在，其礦物組成占51.30%，為主要回收對象。

2)冶煉渣的礦物成分復雜，粒度很細，-0.025mm為73.71%。除鐵品位在+0.15mm粒級范圍內較低外，在其他幾個粒級內分布比較均勻。

3)通過還原焙燒-磁選最佳條件為：焙燒溫度1150℃，焦煤加入量13%，焙燒時間60min，磨礦細度-0.045mm占74.55%，磁場強度60kA/m。在最佳試驗條件下可以獲得鐵精礦TFe品位93.21%，鐵回收率82.72%較高指標的鐵粉。

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Research into recovery of iron from gold smelting slag by reduction roasting and magnetic separation

LIU Lin1，2，3，FENG An-sheng1，2，WANG Wei1，2

(1.Zhengzhou Institute of Multipurpose Utilization of Mineral Resources，Zhengzhou 450006，China;2.China National Engineering Research Center for Utilization of Industrial Minerals，Zhengzhou 450006，China；3.Graduate Department of Chinese Academy Geological Sciences，Beijing 100037，China)

With coking coal as reducing agent，the reduction roasting-magnetic separation process was adopted to recycle iron from the smelting slag which was produced by a gold smelter in Henan province.The smelting slag，total iron grade of which was 35.91%，had a high recycling value.But the particle size of the slag was very fine (-0.025mm 73.71%)，and the chemical composition was complex.According to this characteristic，the effects of roasting temperature，time，amount of reducing agent，grinding fineness and magnetic field intensity on ore dressing indexes were discussed.The test showed that，the optimum conditions were as follows：the slag was roasted at 1150℃ for 60 minutes with coal consumption 13%，and then ground it to -0.045mm accounted for 74.55%，with magnetic field intensity 60kA/m.As the conditions，roasting-magnetic separation process obtained good indexes：the total iron grade of iron concentrate was 93.21% and the total iron recovery was 82.72%.

gold smelting slag；reduction roasting；magnetic separation.

2015-02-07

國土資源部地質調查項目“典型礦區共伴生礦產綜合利用研究”資助(編號：12120114021901)；電化學方法對稀土基AB5型儲氫合金動力學性能關鍵問題的研究項目資助(編號：51404220)

柳林(1989-)，男，河南南陽人，碩士研究生，主要研究方向為礦產資源綜合利用。E-mail：sunnyllin@163.com。

馮安生(1964-)，男，河南民權人，研究員，博士，長期從事礦產資源綜合利用研究工作。

TD951

A

1004-4051(2015)11-0151-05