王福坤 黃自力 高 斯 廖軍平(武漢科技大學資源與環境工程學院,湖北 武漢 430081)
社會經濟的快速發展帶來了資源的大量消耗,二次資源的開發利用不僅可以創造經濟價值,而且可以減少環境污染。火法冶煉是目前生產銅的主要工藝,其產量占世界銅產量的80%,我國更是高達 97%[1]。按火法煉銅每生產1 t銅平均產渣2.2 t計[2],我國每年新增銅渣大約1 500萬t,僅有少量得到開發利用,大量的銅渣堆積在渣場中,不僅污染土地,而且造成資源的浪費[3-7]。不同的冶煉方法銅渣成分不盡相同,但磁鐵礦、鐵橄欖石、無定型硅酸鹽、銅锍含量一般較高,其中銅、鐵品位通常超過我國銅、鐵礦石開采品位,因此,銅渣中的銅、鐵具有較高的回收利用價值[8-10]。
目前,銅渣中銅等金屬的回收方法主要有火法貧化、浮選、濕法冶金等[11-13]。火法貧化耗能大,成本高,棄渣含銅依然較高,部分渣的銅品位仍明顯高于目前開采礦石的平均銅品位。濕法具有設備簡單,耗能低,有價金屬回收率高,技術成熟等特點。隨著研究的深入,濕法工藝得到很大的發展,目前,主要采用的為酸浸法和堿浸法。鑒于硫酸也是銅冶煉廠的副產之一,因此,硫酸浸出法就有明顯的成本優勢。由于銅渣中的鐵主要以鐵橄欖石(Fe2SiO4)的形式存在,直接磁選回收困難,且精礦鐵品位較低,要高效回收鐵橄欖石中的鐵就必須先將銅渣中的Fe2SiO4轉變成Fe3O4,因此,采用改性焙燒—硫酸浸出—弱磁選工藝對某電爐貧化銅渣中的銅、鐵進行了回收試驗。
試驗原料為某銅冶煉廠的電爐貧化渣,主要化學成分分析結果見表1,XRD分析結果見圖1。

表1 試驗原料主要化學成分Table 1 Main chemical composition of raw materials %

圖1 試驗原料的XRD圖譜Fig.1 XRD pattern of copper slag1—磁鐵礦;2—鐵橄欖石
由表1可知,試驗原料中的主要有用成分為Cu、Fe,鐵品位為31.80%,銅品位為1.24%。
由圖1可知,試驗原料中主要可見鐵橄欖石相和磁鐵礦相。由于原料銅等元素含量相對較低,因此未檢測出其礦物相。
試驗原料中氧化態金屬化合物易與硫酸反應,氧化銅與硫酸的反應式為
H2SO4+CuO=CuSO4+H2O.
(1)
試驗原料中部分銅以硫化銅及單質銅的形式存在,在不添加氧化劑的情況下主要發生的是銅氧化物的酸溶反應,銅浸出率較低。過氧化氫作為一種強氧化劑,對提高銅的浸出率具有顯著的影響,硫化銅和單質銅的反應式為
CuS+2H2SO4+2H2O2=CuSO4+2H2SO3+2H2O,
(2)
H2SO3+H2O2=H2SO4+H2O,
(3)
2H2SO4+2Cu+O2=2CuSO4+2H2O.
(4)
由上述反應式可知,銅主要以Cu2+的形式進入液相。
對試驗原料中以鐵橄欖石形式存在的鐵礦物的回收,首先需通過高溫焙燒使其分解。為促進鐵橄欖石分解的穩定進行,焙燒過程中需加入一定量的Na2CO3作為改性劑,反應式為

(5)

(6)
由式(6)可知,改性過程中會產生大量Na2SiO3,Na2SiO3在酸浸過程中形成硅酸,隨著反應時間的延長,進入液相的硅酸分子和+1價硅酸離子間進行羥聯反應形成雙硅酸,由雙硅酸、三硅酸……多硅酸一直聚合下去,形成硅溶膠或硅凝膠,嚴重影響礦漿的流動性,反應式為
Na2SiO3+H2SO4=Na2SO4+H2SiO3,
(7)
H2SiO3+H2O=H4SiO4,
(8)

(9)
上述反應形成的硅溶膠與磁鐵礦黏結在一起,會對鐵精礦品位的提高造成不利影響,因此,控制浸出時間非常重要。
試驗原料與碳酸鈉按一定質量比5∶1混勻,在1 150 ℃下改性焙燒90 min,即得到改性的電爐貧化銅渣。將該改性銅渣碎磨至一定細度后進行氧化酸浸—弱磁選試驗,分析、計算銅浸出率、鐵精礦品位和回收率。
浸出試驗的磁場強度為240 kA/m。
3.1.1 磨礦細度試驗
磨礦細度對銅浸出率、鐵精礦指標影響試驗在硫酸濃度為200 g/L,過氧化氫添加量為200 mL/kg,液固比為5 mL/g,浸出溫度為70 ℃,浸出時間為80 min的條件下進行,試驗結果見表2。

表2 磨礦細度試驗結果Table 2 Experimental result of different grinding fineness
由表2可知,隨著磨礦細度的提高,銅浸出率呈先快后慢的上升趨勢,鐵精礦品位變化不大,鐵回收率有所下降。綜合考慮,確定磨礦細度為D90=52.6 μm,對應的銅浸出率為70.43%,鐵精礦鐵品位48.30%、鐵回收率為58.39%。
3.1.2 硫酸濃度試驗
硫酸濃度對銅浸出率、鐵精礦指標影響試驗在磨礦細度為D90=52.6 μm,過氧化氫添加量為200 mL/kg,液固比為5 mL/g,浸出溫度為70 ℃,浸出時間為80 min的條件下進行,試驗結果見表3。

表3 硫酸濃度試驗結果Table 3 Experimental result of sulfuric acid concentration
由表3可知,提高硫酸的濃度,銅浸出率呈先快后慢的上升趨勢,鐵精礦鐵品位先升后降,鐵回收率呈先快后慢的下降趨勢。綜合考慮,確定硫酸的濃度為150 g/L,對應的銅浸出率為69.43%,鐵精礦鐵品位為50.77%、鐵回收率為61.48%。
3.1.3 過氧化氫添加量試驗
過氧化氫添加量對銅浸出率、鐵精礦指標影響試驗在磨礦細度為D90=52.6 μm,硫酸濃度為150 g/L,液固比為5 mL/g,浸出溫度為70 ℃,浸出時間為80 min的條件下進行,試驗結果見表4。

表4 過氧化氫添加量試驗結果Table 4 Experiment result of the addition of hydrogen peroxide
由表4可知,隨著過氧化氫添加量的增加,銅浸出率升高,鐵精礦指標變化不顯著。綜合考慮,確定過氧化氫添加量為150 mL/kg,對應的銅浸出率為68.57%,鐵精礦鐵品位為50.82%、鐵回收率為61.49%。
3.1.4 液固比試驗
液固比對銅浸出率、鐵精礦指標影響試驗在磨礦細度為D90=52.6 μm,硫酸濃度為150 g/L,過氧化氫添加量為150 mL/kg,浸出溫度為70 ℃,浸出時間為80 min的條件下進行,試驗結果見表5。

表5 液固比試驗結果Table 5 Experimental result of liquid to solid ratio
由表5可知,隨著液固比增大,銅浸出率呈先快后慢的上升趨勢,鐵精礦鐵品位上升、鐵回收率下降。液固比由3 mL/g提高至5 mL/g,銅浸出率由58.41%提高至68.56%,鐵精礦品位由46.32%提高至50.82%;繼續提高液固比至7 mL/g,銅浸出率升幅不大,鐵精礦品位提高至55.63%。綜合考慮,確定液固比為5 mL/g,對應的銅浸出率為68.57%,鐵精礦鐵品位為50.82%、鐵回收率為61.49%。
3.1.5 浸出溫度試驗
浸出溫度對銅浸出率、鐵精礦指標影響試驗在磨礦細度為D90=52.6 μm,硫酸濃度為150 g/L,過氧化氫添加量為150 mL/kg,液固比為5 mL/g,浸出時間為80 min的條件下進行,試驗結果見表6。

表6 浸出溫度試驗結果Table 6 Experimental result of leaching temperature
由表6可知,隨著浸出溫度的升高,銅浸出率先顯著上升后維持在高位,鐵精礦鐵品位先微幅上升后明顯下降、鐵回收率下降。綜合考慮,確定浸出溫度為60 ℃,對應的銅浸出率為68.42%,鐵精礦鐵品位為53.18%、鐵回收率為61.81%。
3.1.6 浸出時間試驗
浸出時間對銅浸出率、鐵精礦指標影響試驗在磨礦細度為D90=52.6 μm,硫酸濃度為150 g/L,過氧化氫添加量為150 mL/kg,液固比為5 mL/g,浸出溫度為60 ℃的條件下進行,試驗結果見表7。
由表7可知,浸出時間從30 min延長至60 min,銅浸出率從48.56%顯著上升至67.15%,鐵精礦鐵品位從53.09%提高至55.64%、鐵回收率從66.12%降至62.53%;繼續延長浸出時間,銅浸出率小幅上升,鐵精礦鐵品位明顯下降。綜合考慮,確定浸出時間為60 min,對應的銅浸出率為67.15%,鐵精礦鐵品位為55.64%、鐵回收率為62.53%。

表7 浸出時間試驗結果Table 7 Experimental result of leaching time
在確定的浸出條件下對浸渣進行了弱磁選磁場強度試驗,結果見圖2。

圖2 磁場強度對鐵精礦鐵品位與鐵回收率的影響Fig.2 Effect of magnetic field intensity on Fe grade and recovery of iron concentrate■—品位;●—回收率
從圖3可以看出,磁場強度從80 kA/m提高至240 kA/m,鐵精礦鐵品位從56.82%降至55.64%,鐵回收率從59.89 %提高至62.53%。綜合考慮,確定的弱磁選磁場強度為160 kA/m,對應的精礦鐵品位為56.01%,鐵回收率為62.38%。
(1)某銅冶煉廠的電爐貧化渣銅、鐵含量分別為1.24%和31.80%,主要可見鐵橄欖石相和磁鐵礦相。
(2)銅渣在磨礦細度為D90=52.6 μm,硫酸的濃度為150 g/L,過氧化氫添加量為150 mL/kg,液固比為5 mL/g,浸出溫度為60 ℃,浸出時間為60 min,弱磁選磁場強度為160 kA/m情況下,可獲得銅浸出率為67.15%,鐵精礦鐵品位為56.01%、鐵回收率為62.38%的試驗指標。
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