阅读说明：本技术 一种从铜渣浮选尾矿回收铁的选冶联合工艺 (Dressing and smelting combined process for recovering iron from copper slag flotation tailings ) 是由 马松勃 王铧泰 赖春华 王鹏程 王景凤 孔德鸿 胡生福 张丽 张慧婷 于 2021-07-19 设计创作，主要内容包括：本发明公开了一种从铜渣浮选尾矿回收铁的选冶联合工艺,通过磨矿磁选的方法获得磁选精矿,再将磁选精矿与煤粉混合后进行深度还原焙烧,控制还原温度和时间,焙烧产物进行磨矿磁选得到还原铁粉,还原铁粉可作为废钢进行销售,磁选尾矿进行脱碳处理,脱除的碳可作为煤粉,除碳后的尾矿与焙烧前的磁选尾矿混合做为最终尾矿,可用于水泥生产,深度还原焙烧收集的粉尘可作为锌冶炼原料。整个工艺具有工艺简单、流程较短、能耗低、经济环保、铁回收效果好、经济效益更高等优点。(The invention discloses a dressing-smelting combined process for recovering iron from copper slag flotation tailings, which comprises the steps of obtaining magnetic separation concentrates by a grinding and magnetic separation method, mixing the magnetic separation concentrates with coal dust, then carrying out deep reduction roasting, controlling the reduction temperature and time, carrying out grinding and magnetic separation on roasted products to obtain reduced iron powder, selling the reduced iron powder as waste steel, decarbonizing the magnetic separation tailings, mixing the decarbonized tailings with the magnetic separation tailings before roasting to obtain final tailings, wherein the final tailings can be used for cement production, and dust collected by the deep reduction roasting can be used as a zinc smelting raw material. The whole process has the advantages of simple process, shorter flow, low energy consumption, economy, environmental protection, good iron recovery effect, higher economic benefit and the like.)

一种从铜渣浮选尾矿回收铁的选冶联合工艺

技术领域

本发明涉及有色金属湿法冶金技术领域，尤其涉及一种从铜渣浮选尾矿回收铁的工艺。

背景技术

目前，90％以上的企业采用火法工艺进行铜冶炼，在铜火法冶炼过程会产出大量的铜渣(1吨铜约产3吨铜渣)，其中包括熔炼渣和吹炼渣，熔炼渣含铜约为3～6％，吹炼渣含铜约10～12％，闪速熔炼渣含铜约1％。针对渣含铜较高的问题，大多数铜冶炼企业采用浮选工艺回收铜，该工艺目前已比较成熟。铜渣浮选后会产生大量的浮选尾矿，尾矿中一般含有40～45％的铁和少量的铜、锌、砷、硫元素，其余为硅酸盐矿物。尾矿铜含量一般为0.2～0.4％，在目前的技术水平下已无太多的经济价值。目前铜渣浮选尾矿主要作为水泥、混凝土等建筑材料的添加剂，一般按50～100元/吨的价格销售给水泥企业。

由于浮选尾矿中含有大量的铁，为此有人提出铜渣浮选尾矿回收铁的工艺。如，专利CN104874485B公开了一种铜冶炼炉渣浮选尾矿回收铁的工艺，包括铜冶炼炉渣浮选尾矿→弱磁选→反浮选→扫选→浓密→过滤；专利CN108178532A公开了一种铜渣浮选尾渣综合利用的方法，通过将铜渣浮选尾渣破碎、细磨至粒径为0.1～0.4mm后在磁选强度为200～250mT条件下进行磁选分离得到磁选铁精矿和磁选尾渣；将生石灰加入干燥处理的磁选尾渣中混合均匀，再置于温度为900～1100℃条件下进行高温烧结处理3～5h得到水泥熟料。由于铜渣浮选尾矿中铁的赋存状态与自然界的铁矿石不同，大多以极细粒的磁铁矿形式，部分以铁橄榄石的形式存在，且少量的铜、锌、硫元素与磁铁矿或铁橄榄石夹杂共生，导致获得的铁精矿品位达不到60％，而且由于铜、锌的含量较高导致精矿含杂超标，不能作为铁精矿进行销售，铁精矿作为重介质时其磁性铁的纯度也达不到重介质国标要求；专利CN108754170A公开了一种铜渣的全组分综合利用方法，其通过将铜渣、氧化钙、氧化铝和碳按一定质量比进行配料、混合、破碎、研磨，再将混合料置入高温还原炉进行还原，渣铁分离得到铁水和炉渣。铁水可送至炼钢厂，炉渣通过成型-退火工艺-核化工艺-晶化工艺可得到微晶玻璃，还原反应过程中产生的锌蒸汽进行收集后送至炼锌厂。该工艺虽然利用铜渣制得氧化锌粉尘、铁合金产品和微晶玻璃，但该工艺复杂、流程较长，能耗高，且没有对产出的铁合金产品及微晶玻璃的质量进行说明。因此，为缩短工艺流程及降低能耗，需开发一种流程短且经济环保的从铜渣浮选尾矿中回收铁的工艺。

发明内容

本发明要解决的技术问题是提供一种工艺简单、流程较短、能耗低、经济环保、铁回收效果好的从铜渣浮选尾矿回收铁的选冶联合工艺。

为解决上述技术问题，本发明采用如下技术方案：一种从铜渣浮选尾矿回收铁的选冶联合工艺，其特征在于：回收过程按以下步骤进行，

1)将铜渣浮选尾矿进行阶段磨矿磁选，得到磁选精矿；

2)将步骤1)中得到磁选精矿与煤粉混合进行深度还原焙烧，并进行收尘得到烟灰，其中磁选精矿与煤粉按照质量比为1.5～2.5:1；

3)将步骤2)中得到的焙烧产物进行磨矿磁选，得到还原铁粉和磁选尾矿；

4)将步骤3)中得到磁选尾矿进行脱碳处理，得到煤粉和脱煤尾矿。脱除的碳可作为煤粉，除碳后的尾矿与焙烧前的磁选尾矿混合做为最终尾矿，可用于水泥生产，深度还原焙烧收集的粉尘可作为锌冶炼原料。

在步骤1)中，阶段磨矿磁选工艺为磁选Ⅰ→磨矿Ⅰ→磁选Ⅱ→磨矿Ⅱ→磁选Ⅲ→磨矿Ⅲ→磁选Ⅳ，磁选Ⅰ、磁选Ⅱ、磁选Ⅲ、磁选Ⅳ的磁场强度分别为1900Oe、1900Oe、1700Oe、1400Oe，磨矿细度分别为-400目占90％、-500目占90％、-600目占90％。

在步骤2)中，磁选精矿与煤粉按照质量比为2:1进行混合，反应温度为1150～1250℃，优选为1200℃，反应时间为40分钟左右。

在步骤3)中，控制磨矿细度为-325目占90％，磁选的磁场强度为1700Oe。

在步骤4)中，脱碳处理工艺为重选。

本发明通过确定适宜的磨矿细度和磁选强度得到铁精矿，控制还原温度和时间使铁精矿中锌得到充分发并从烟灰进行收集，相对于现有技术具有以下优点：1、通过磨矿磁选的物理方法将铜渣浮选尾矿中的磁性矿物与非磁性矿物分离，与火法冶炼使铁水和渣分离的工艺相比降低了能耗，工艺更简单更易实现；

2、通过控制反应温度和时间，使磁选精矿中铁氧化物在一种处于部分熔融状态下被还原成金属铁，此种方法对铁精矿品位和杂质含量要求不高，避免了磁选精矿铁品位较低且含杂较高不能作为高炉炼铁原料的问题；

3、通过控制深度还原条件，将还原后铁颗粒控制到一定粒径，再通过磨矿磁选的方法进行铁的回收，得到铁品位在90％以上的铁精矿，可作为废钢进行销售，其铁回收率高且工艺简单，经济效益更高。

附图说明

图1为本发明回收工艺流程图。

具体实施方式

下面结合附图通过具体实施例对本发明做进一步说明：

本实施例中：某铜冶炼厂铜渣浮选尾矿化学多元素分析结果如下表1所示：

表1某铜冶炼厂铜渣浮选尾矿化学多元素分析结果(单位/％)

回收过程按以下步骤进行：

1)取某铜冶炼厂铜渣浮选尾矿1kg，按照磁选Ⅰ→磨矿Ⅰ→磁选Ⅱ→磨矿Ⅱ→磁选Ⅲ→磨矿Ⅲ→磁选Ⅳ的工艺进行处理，磁选过程的磁场强度分别为1900Oe、1900Oe、1700Oe、1400Oe，磨矿过程的磨矿细度分别为-400目占90％、-500目占90％、-600目占90％，得到磁选精矿，磨矿设备为240×90锥形球磨机，磁选设备为400×240电磁湿式多用鼓形磁选机；

2)将步骤1)中得到的磁选精矿300g与煤粉150g，即按照质量比2:1进行混合，将物料持续均匀的给入到试验用SHY-1型回转窑，控制反应温度为1200℃，反应时间为40分钟，在回转窑排料端收集还原后物料，通过回转窑上的导管采用布袋收尘器回收排出的烟灰；

3)将步骤2)中得到的焙烧产物进行磨矿和磁选得到还原铁粉和磁选尾矿，其中磨矿细度为-325目占90％，磁场强度为1700Oe，磨矿设备为240×90锥形球磨机，磁选设备为400×240电磁湿式多用鼓形磁选机；

4)将步骤3)得到的磁选尾矿在摇床上进行脱碳处理，得到的摇床尾矿干燥后经化验可直接作为煤粉。

得到的结果如下：

表2磁选精矿与标准铁精矿指标对比(单位/％)

从表2可以看出，采用此工艺获得的磁选精矿与标准铁精矿相比，除了全铁品位未达到要求外，杂质元素二氧化硅、硫、锌、铜也超标，没有达到高炉炼铁的铁精矿标准。本发明采用的深度还原工艺核心是用CO气体还原固态的磁性铁使铁原子还原并以一定形式聚合长大为粒度较小的铁颗粒，主要是铁原子的聚合长大，所以对铁品位和杂质的要求比高炉炼铁所需标准铁精矿的要求低。此工艺反应温度为1200℃，二氧化硅在1300℃以上才被还原成硅并以FeSi的形式溶于生铁中，从而避免了硅的还原的融入。由于锌的挥发点较低，锌在1000℃以上就主要以气态形式挥发到烟尘中。

表3还原铁粉与废钢指标对比(单位/％)

从表3可以看出，还原铁粉与废钢的含杂要求相比，其铁品位和除铜外的其他元素已达到废钢要求，主要是铜含杂超标。铜在磁选精矿中主要以铜锍的形式存在，在深度还原过程中，金属硫化物不会被还原仍旧以原来的形式存在，在还原后的磨矿磁选工序中主要以微细粒夹杂的形式随还原铁一块进入到还原铁粉中，这种含铜高的还原铁粉可作耐候钢和抗菌不锈钢的原料，耐候钢中铜的含量为0.25～0.45％，抗菌不锈钢中的含量为1.5～3.8％。

以上已将本发明做一详细说明，以上所述，仅为本发明之较佳实施例而已，当不能限定本发明实施范围，即凡依本申请范围所作均等变化与修饰，皆应仍属本发明涵盖范围内。