稀有金属 2012,36(03),507-510
焙烧氰化尾渣中氧化铁的磁化焙烧研究
马红周 杨志祥 郭运生 建海顺 赵兵 毋鹏先
西安建筑科技大学冶金工程学院
灵宝开源矿业有限责任公司
摘 要:
对金精矿焙烧氰化浸金工艺产生的尾渣用煤粉作还原剂进行了磁化焙烧研究,通过对尾渣中铁的物相分析表明,尾渣中的铁主要以Fe2O3的形态存在。主要研究了煤粉的加入量、焙烧温度和焙烧时间对尾渣中铁的还原度的影响。结果表明,以煤为原料通过磁化焙烧可以获得Fe3O4,磁化焙烧的较优条件为焙烧温度750℃,焙烧时间1 h,煤粉用量为尾矿重量的10%,可以使焙烧处理的尾矿中Fe2O3的还原度达到51.7%,磁化焙烧后渣中的磁性矿中铁达到72.75%。
关键词:
焙烧氰化工艺 ;尾矿 ;磁化焙烧 ;煤 ;
中图分类号: TF831
作者简介: 马红周(1973-),男,陕西凤翔人,博士,副教授;研究方向:冶金工艺(E-mail:mhzwyn@126.com);
收稿日期: 2011-05-15
基金: 陕西省教育厅科研计划项目(2010JK644)资助;
Magnetization Roasting of Fe2 O3 in Tailings of Roasting-Cyaniding Process
Abstract:
Magnetization roasting of Fe2 O3 in the tailings of roasting-cyaniding process was studied,with coal as a reducing agent in roasting operation.The Fe in the tailings existed as Fe2 O3 through phase analysis of ferric compounds.Main operating factors influenced on the reduction degree were investigated.The main factors were quantity addition of coal,roasting temperature and time.The results showed that the Fe3 O4 could be obtained through magnetization roasting with coal as a reducing agent.The magnetization roasting conditions were optimized as follows: the roasting temperature was 750 ℃,the roasting time was 1 h,the quantity addition of coal was 10%.Under the optimized conditions,the reduction degree of the Fe2 O3 reached to 51.7% and the magnetite in the roasting slag reached to 72.75%.
Keyword:
roasting-cyaniding process;tailings;magnetization roasting;coal;
Received: 2011-05-15
焙烧氰化法提金主要是针对含砷黄铁矿和黄铁矿的难浸金矿而采用的提金方法, 该方法是对金矿经硫酸化焙烧, 以气态形式脱除其中的砷, 硫, 使铁转变为赤铁矿形式, 从而打开砷黄铁矿和黄铁矿对金的包裹, 使金得以氰化浸出
[1 ,2 ,3 ,4 ,5 ,6 ]
。 据估计, 全世界现在至少有30%的金产量来自于难处理金矿, 并且比例在不断增加
[2 ]
, 焙烧氰化浸出金、 银工艺在我国投入工业化生产已有多年, 该方法对矿物具有较强的适应性
[8 ,9 ,10 ,11 ]
。 但该方法由于矿中含铁较高, 对尾渣中铁的回收显得尤为必要
[12 ]
, 同时由于在焙烧过程中产生的赤铁矿对细粒金、 银的包裹, 造成尾渣中1~2 g·t-1 金, 60 g·t-1 银不能被有效浸出, 造成资源浪费
[13 ]
。 赤铁矿在磁化焙烧过程中, 由于赤铁矿属于六方晶系, a 轴、 c 轴长度不等, 存在着各向异性的特点, 在还原为磁铁矿阶段, 其还原速度和还原膨胀存在着各向异性, 特别是赤铁矿中固溶有其他元素时会造成赤铁矿晶胞发生畸变, 内应力增大而导致赤铁矿向磁铁矿相变过程中的膨胀和粉化
[14 ]
, 利用赤铁矿还原为磁铁矿的过程中所发生的膨胀和粉化的性质, 使赤铁矿包裹被打破, 从而有利于尾渣中金、 银的进一步回收。 本文采用还原焙烧方法对氰化尾渣中的赤铁矿进行了磁化焙烧条件实验研究, 以期能使尾渣中的金银得到进一步回收, 并实现金矿尾渣中铁的磁选回收。
1 实 验
1.1 原料
实验所用氰化尾渣采自河南灵宝某黄金冶炼厂, 尾渣粒度为小于74 μm的占87%, 对其进行干燥后进行主要化学元素分析、 XRD分析采用日本理学D/MAX2200进行, 铁的物相采用化学方法进行分析, 分析结果见表1~3。
对铁、 金、 银、 铅进行定性元素化学分析可知, 该尾渣含铁33.9%、 金1.30 g·t-1 、 银39.80 g·t-1 、 铅3.47%, 回收价值较高。
从分析结果中可以看出该尾渣主要矿物组成是赤铁矿, 脉石主要为石英和金云母, 其次为白榴石、 滑石粉和烧石膏。 赤铁矿含量约为34.90%, 具有很高的回收价值。
表1 尾渣中主要元素化学分析结果
Table 1 Results of main element in tailings
Elements
TFe
Au
Ag
Pb
Content
33.9%
1.30 g·t-1
39.80 g·t-1
3.47%
表2 尾渣X衍射分析结果
Table 2 X diffractometer analysis results of tailings
Chemical formula
Content/%
Fe2 O3
34.90
SiO2
29.31
KMg3 (Si3 Al)O10 (OH)
27.34
CaSO4 ·0.5H2 O
1.84
KAlSi2 O6
3.67
Mg3 Si4 O10 (OH)2
2.95
表3 尾渣中铁的物相分析结果
Table 3 Fe phase analysis results of tailings
Mineral
Content/%
Distributive law/%
Pyrrhotite
<0.05
<0.15
Magnetite
<0.10
<0.28
Carbonate mineral
1.19
3.35
Bloodstone and ironstone
33.20
93.39
Ferrosilite
0.92
2.59
Iron pyrites
0.09
0.25
Total
35.55
100
从尾渣含铁物相分析结果可以看出, 尾渣全铁品位为35.55%, 含铁相主要以赤褐铁、 碳酸铁、 硅酸铁和黄铁矿四种形式存在, 分布比较集中, 主要以赤褐铁为主, 占到总铁的93.39%。
1.2 程序
将煤粉按一定的重量比加入氰化尾渣, 进行充分的混合, 将混合后的物料置于马弗炉内在确定的温度焙烧一定的时间后, 将物料取出快速倒入水中进行冷却, 冷却后物料进行干燥, 分析其相关成分, 计算矿物中铁的还原度。
1.3 还原度计算
还原度
= w F e Ο w Τ F e 1 0 0 %
w FeO 为矿物中的FeO含量; w TFe 为矿物中全铁含量
理论最佳还原度计算: 赤铁矿经还原焙烧全部转变为磁铁矿即为理论最佳还原度, 磁铁矿中FeO含量为31.03%, Fe2 O3 含量为68.97%, 则100 g Fe2 O3 转变为磁铁矿的理论最佳还原度为42.8%。
2 结果与讨论
2.1 煤粉添加量影响
焙烧温度为650 ℃, 分别按不同的煤粉添加量焙烧3 h, 测定焙烧后物料的还原度, 确定最佳煤粉添加量。
赤铁矿转变为磁铁矿时的理论最佳还原度为42.8%, 由图1知, 650 ℃焙烧3 h时, 较优的煤粉添加量为10%, 随着煤粉添加量的增加, 赤铁矿的还原程度在升高, 但过高会造成过还原, 使赤铁矿转变为FeO, 使焙烧后矿物的磁选效果变差。
2.2 焙烧时间的影响
在焙烧温度650 ℃, 煤粉添加量为10%, 分别焙烧不同时间, 测焙烧后物料的还原度, 确定最佳焙烧时间, 实验结果如图2。
图1 煤粉用量对还原度的影响
Fig.1 Influence of coal powder on reduction ratio
由图2可知, 在煤粉添加量为10%, 焙烧温度650 ℃时随着焙烧时间的延长, 赤铁矿的还原度在升高, 在焙烧1 h后, 焙烧还原度的上升较缓慢, 在焙烧3 h时还原度达到43.28%。 考虑到在650 ℃需要焙烧3 h才能达到较理想的还原度, 耗时较长, 在焙烧过程中增加焙烧时间, 燃料消耗增加, 造成焙烧成本升高。
2.3 焙烧温度的影响
按尾渣10%的比例加入煤粉, 在不同的温度进行焙烧, 焙烧渣测定其还原度, 实验结果如图3所示。
从图3可以得出, 随焙烧温度的升高, 还原焙烧的反应速度提高, 在相同的焙烧时间内, 在高温条件尾渣的还原度升高较多, 750 ℃焙烧1 h的还原度达到51.7%, 850 ℃焙烧1 h的还原度达到91.67%, 过还原较多。
实验中采用还原度来衡量还原磁化焙烧过程, 但是由于矿石组成的复杂性和焙烧过程中矿石成分变化的不均匀性, 导致用还原度来表示磁化焙烧效果有一定的偏差, 还原度只能作为判断磁化焙烧效果的初步判断。 一般认为42%~52%时, 赤铁矿还原度最佳, 磁性最强, 选别指标最高。
综合以上各实验结果, 选取焙烧温度为750 ℃、 焙烧时间1 h, 煤粉添加量为10%对尾渣进行焙烧, 该焙烧条件下对焙烧渣进行了铁的物象分析, 分析结果见表4。
由焙烧产物的分析可以得出, 在确定的焙烧条件下, 可以使尾渣中的磁性矿中铁达到72.75%。
表4 焙烧矿中铁在各物相中的分布
Table 4 Distributive law of Fe in different phases in tailings being roasted
Phase name
Magnetite
Bloodstone and ironstone
Carbonate mineral
Silicate mineral
Iron pyrites
Total
Content/%
26.28
7.64
1.20
0.94
0.066
36.126
Distributive law/%
72.75
21.15
3.32
2.60
0.18
100.00
3 结 论
对焙烧氰化尾渣采用煤粉作为还原剂可以将尾渣中的赤铁矿还原为磁铁矿, 还原焙烧的条件为: 焙烧温度750 ℃、 焙烧时间1 h, 煤粉添加量为尾渣重量的10%。
参考文献
[1] Zhu J,Liu S N.Status and research of leaching technology ofgold ore that is difficult to be treated[J].Mining Engineering,2010,(1):35.(朱军,刘苏宁.难处理金矿浸出技术的现状与研究[J].矿业工程,2010,(1):35.)
[2] Zhu J,Wang Y,Qi D,Liu M B.Study on gold extraction froma low-grade high-arsenic-containing gold ore[J].Mining andMetallurgical Engineering,2011,(3):81.(朱军,王毅,祁栋,高漫博.高砷低品位金矿的提金实验研究[J].矿冶工程,2011,(3):81.)
[3] Lehmann M N,O'Leary S,Dunn J G.An evaluation of pre-treatments to increase gold recovery from a refractory ore contai-ning arsenopyrite and pyrrhotite[J].Minerals Engineering,2000,13(1):1.
[4] Fernandez R R.Better temperature control of Newmont's roast-ers increased gold recovery[J].Minerals and Metallurgical Pro-cessing,2003,20(4):191.
[5] Paktunc D.Distribution of gold in pyrite and in products of itstransformation resulting from roasting of refractory gold ore[J].Canadian Mineralogist,2006,44(1):213.
[6] Wilkomirsky I,Rojas N,Bailadares E.Gold and silver cyani-dation from a residue produced by leaching dead-roasted copperwhite metal[J].Canadian Metallurgical Quarterly,2010,49(1):29.
[7] Lehmann M N,O'Leary S,Dunn J G.An evaluation of pre-treatments to increase gold recovery from a refractory ore contai-ning arsenopyrite and pyrrhotite[J].Minerals Engineering,2000,13(1):1.
[8] Ma H Z,Lan X Z,Wang Y N,Shang J G,Zhang X Z.Utiliza-tion of tailings of roasting-cyaniding process[J].Chinese Journalof Rare Metals,2010,34(2):281.(马红周,兰新哲,王耀宁,尚军刚,张向昭.焙烧氰化尾渣的利用研究[J].稀有金属,2010,34(2):281.)
[9] Wei L,Qu Z L,Piao H J.Study on pretreatment of refractorygold ore by microwave roasting method[J].Chinese Journal ofProcess Engineering,2009,19(1):56.(魏莉,屈战龙,朴慧京.微波焙烧预处理难浸金矿物[J].过程工程学报,2009,19(1):56.)
[10] Yuan C X,Tang J G.Roasting and cyaniding test to arsenic-bearing gold concentrate and mineralogrical study on calcine andresidue[J].Nonferrous Metals(Extractive Metallurgy),2006,(5):28.(袁朝新,汤集刚.含砷金精矿的焙烧和氰化浸出试验及焙砂和浸渣的矿物学研究[J].有色金属(冶炼部分),2006,(5):28.)
[11] Tan X F.Comprehensive recovery of gold and copper from acopper-bearing gold concentrate by a roasting-acid leaching-cya-nide leaching process[J].Mining and Metallurgical Engineer-ing,2011,(1):47.(谭希发.某铜金精矿焙烧-酸浸-氰化综合回收金铜工艺研究[J].矿冶工程,2011,(1):47.)
[12] Zhang C H,Liu B L,Ju J T,Ma H Z,Yan D N.Mineralogicalcharacteristic and thermal properties on cyaniding extraction tail-ings of gold[J].Chemical Production and Technology,2010,17(6):20.(张朝晖,刘佰龙,巨建涛,马红周,闫东娜.氰化提金尾渣矿物特性与热性质研究[J].化工生产与技术,2010,17(6):20.)
[13] Zhai Y J,Li D X,Wang J,Yan Z X.Pretreatment of cyanidetailings with potassium permanganate in acid media[J].Miningand Metallurgical Engineering,2010,30(3):66.(翟毅杰,李登新,王军,鄢祖喜.酸性条件下高锰酸钾预处理氰化尾渣的试验研究[J].矿冶工程,2010,30(3):66.)
[14] Pan B J.Reduction swellability and pulverization of oxidizedpellet iron concentrate pellets at the hematite-agnetite reductionstage[J].Iron Steel Vanadium Titanium,1983,(2):50.(潘宝巨.铁精矿氧化球团在赤铁矿-磁铁矿还原阶段的膨胀和粉化[J].钢铁钒钛,1983,(2):50.)
[15] Rui L Z.General phase analysis of iron ore[J].Fujian Analy-sis&Testing,2010,19(1):64.(芮李竹.一般铁矿石的物相分析[J].福建分析测试,2010,19(1):64.)