CN103882235B - 从铜冶炼废渣中梯级回收铁、铜及贵金属的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种从铜冶炼废渣中梯级回收铁、铜及贵金属的方法。首先将铜冶炼废渣、还原剂碳粉以及碱物质烧碱和钠盐元明粉各原料分别粉碎处理至一定粒度，将上述原料充分混匀后造球，然后高温条件下进行加碱和钠盐的还原焙烧，其中烧碱和元明粉的作用是降低渣的黏度，有利于渣中铜粒子的有效聚集和铁组分向磁铁矿相充分富集。焙烧完成后经磁选得到磁选精矿（铁铜组分），然后采用尼尔森重选分离出磁选精矿中的铜及贵金属。磁选尾矿可应用于建筑行业和制备优质磨料。该方法在还原焙烧时创新性的加入烧碱和元明粉，并引进尼尔森重选，实现铜冶炼废渣中有价金属的梯级回收，具有工艺简捷、可实施性强、生产成本低、零排放等优点，为铜废渣综合利用开辟了新途径，其经济效益、社会效益十分可观。
Description
技术领域
本发明涉及一种废渣资源综合回收方法，特别涉及一种从铜精矿冶炼过程中产生的废弃渣中梯级回收铁、铜及贵金属的方法。
背景技术
铜渣中含有大量的可利用资源，包括相当数量的铁、铜以及与铜共生的贵金属金、银和钯等，具有较高的综合回收价值。随着资源的持续开发利用，铜矿资源日趋枯竭，目前含铜0.2~0.3%的铜矿已被开采，而铜精矿冶炼过程产出的废弃渣含铜却在0.5％以上。现代炼铜工艺侧重于提高生产效率，废渣中的残余铜含量居高不下，且渣中的大部分贵金属与铜共生，还有部分贵金属分布在磁铁相中，回收铜的同时一般只能回收部分贵金属；废渣中的主要矿物为含铁矿物相，全铁品位一般超过35wt%，大于冶炼铁矿29wt%的平均品位。
中国每年产出铜冶炼废渣150万吨左右，累计达2500万吨以上，由于渣相组成十分复杂，矿物相互嵌布且晶粒细小，铁资源主要以铁橄榄石相形式存在，而铜主要以细小颗粒弥散于渣中，采用传统分离技术难于综合利用和处理。因此，针对铜渣的特点，开发出有价组分资源化的分离方法，实现资源的节约和可持续发展，具有巨大的经济效益和学术价值。
已有较多学者开始研究含铜低于1.0wt%的铜冶炼废渣中有价金属的回收方法：主要根据有价金属赋存相的表面亲水、亲油性质和磁学性质的差别，通过磁选和浮选分离来富集有价金属，但浮选方法对药剂要求高，废水排放量大，环保任务重，生产成本也较高，同时由于渣的黏度大，未得到有效处理，阻碍含铜相晶粒的迁移聚集，加之铜相中硫化铜的含量少，铜浮选难度较大。而对于磁选工艺，随着废渣中弱磁性铁橄榄石比例增大，磁选时精矿降硅困难，常规磁选方法较难获得合格铁精矿。一般对含铜低的铜冶炼废渣利用效果较好的研究也仅仅是回收了其中的铁，有的研究将铜相富集到了铁组分中，但未得到铜精矿产品。
专利CN101886179B中公布了一种从铜冶炼渣中分离出铁、铜、硅组分的方法。是将铜渣与碱按比例混合，于350℃～950℃进行热化学反应，产物水浸后，过滤得滤液和滤渣；目标成分Fe、Cu等进入滤渣，对滤渣进行常规分选方法回收铜和铁，包括用硫酸酸浸滤渣，得到硫酸铜溶液和氧化铁产品。该方法不能回收实现对贵金属的回收，废水排放量大，而回收得到的铜以硫酸铜液体形式存在，再利用空间低。
现有技术中有采用配碳还原处理铜渣，以回收其中铜、铁、金、银等金属的报道。例如“铜渣中有价组分的选择性析出研究，张林楠，东北大学博士学位论文，20050801”中披露“加入少量碳粉(1.49碳粉／100g渣)的熔渣还原处理，Fe3O4含量降低，二价铁含量增加，有效降低渣的黏度，促进了渣中铜的沉降。铜沉降后，使渣迅速氧化，提高磁性氧化铁的含量，缓冷粗化磁铁矿晶粒，实现铜渣中有价组分的选择性析出。但除了Fe3O4含量高是导致铜冶炼废渣黏度较高的原因以外，渣中硅含量过高也是铜冶炼渣黏度高的重要原因，配碳还原仅能部分降低渣黏度，所以该方法在后续需要气体搅拌来加速铜的沉降。虽然能使铜、铁组分较好分选，但由于有部分贵金属是以交代连生情况分布在磁铁相中的，仅采用配碳还原，磁铁相中的贵金属向铜精矿中迁移富集效果不好，该方法得到的尾矿残余铜含量最低仅为0.35%，而且后续还需要再次氧化磁铁相，再通过磁选回收铁精矿，反应条件较为苛刻，操作复杂，整个工艺仅是实现有价组分的选择性析出，未得到单独选矿产品。
发明内容
本发明的目的是针对现有技术的不足，提供一种技术先进、经济合理、工艺较为环保、综合回收率高的从铜冶炼废渣中梯级回收铁、铜及贵金属的方法，能有效回收铜冶炼废渣中的铜、金、银等各种有价金属，实现固体废弃物的“减量化、资源化、产业化”，促进矿产资源的节约利用和可持续发展。
本发明发的技术目的是通过以下技术方案实现的：
一种从铜冶炼废渣中梯级回收铁、铜及贵金属的方法，包括如下步骤：
（1）造球：取铜冶炼废渣、碳粉、烧碱和元明粉共混后，制成料球；所述烧碱重量不超过铜冶炼废渣重量的30%，元明粉重量不超过铜冶炼废渣重量的30%；
（2）还原焙烧：将步骤（1）得到的料球进行还原焙烧；
（3）弱磁选：将步骤（2）还原焙烧后的物料磨细至粒度≤0.045mm，进行弱磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿；
（4）尼尔森重选：将步骤（3）得到的磁选精矿进行尼尔森重选，得到富含贵金属的铜精矿和合格铁精矿。
正如本发明背景技术所述，铜冶炼废渣中铁主要分布在橄榄石相和磁性氧化铁相中，而铜主要以细小颗粒弥散于渣中。由于渣中含有大量Fe304，使渣黏度提高，渣锍比重差减小，渣锍分离效果差，铜损失大。虽然采用配碳还原的方式能降低渣黏度，对铜铁组分分选有益，但由于金、银等贵金属还部分分布在磁铁相中，连生交代情况严重。仅加入碳粉还原Fe3O4不能促使渣黏度降低至足够水平，进而影响金银等贵金属向铜相中的富集，后续磁选—重选对金银等贵金属富集效果差，导致尾矿中贵金属损失严重。采用现有的配碳还原工艺进行铜渣回收利用，未能得到合格铜精矿产品，贵金属未能得到有效富集，回收效果不好。
而本发明工艺添加了烧碱和元明粉，能够更好降低铜渣黏度，焙烧和磁分选过程中，除了铜铁组分从渣中剥离以外，含金银相晶粒向铜相中聚集效果明显，后续采用重选分离磁选精矿时，贵金属能较多的富集在铜精矿中，利于后续对铜、金、银等矿物的进一步分选，矿物附加值提升。本发明添加碳粉还原Fe3O4组分后，无需再次氧化被还原的铁组分，即可通过磁选和重选实现有价组分选别富集，并且贵金属向铜相中的选别富集效果好，铁精矿中贵金属的残留低。工艺流程简单、清洁。
对本发明而言，还原焙烧温度和焙烧时间、弱磁选强度以及尼尔森重选的洗水量和转速等条件均可参照常规参数。
本发明技术方案适于对闪速熔炼废渣、熔池熔炼废渣等各种方法得到的铜冶炼废渣中有价金属的梯级回收，特别适于对规格为Fe≥35wt%、Cu≥0.55wt%、Au≥0.5g/t和Ag≥10 g/t的含铜低的铜冶炼废渣中有价金属的梯级回收。
优选的，按重量份计，步骤（1）中各种物料的用量为：铜冶炼废渣20~50份、碳粉8~20份、烧碱2~5份和元明粉2~5份。对本发明而言，每20~50重量份的铜冶炼废渣配以烧碱2~5份和元明粉2~5份是较为合适的，烧碱及元明粉用量低于所述范围，对降低渣黏度效果不突出，铜精矿中贵金属含量将明显降低，高于所述范围，对进一步提升铜精矿中贵金属含量作用不明显。
优选的，料球直径为1~2cm。
优选的，步骤（1）中，铜冶炼废渣的粒度≤0.074mm，碳粉粒度、烧碱粒度和元明粉粒度均≤0.045mm。
优选的，步骤（2）中，焙烧温度600~800℃，焙烧时间为1.0~1.5小时。
优选的，步骤（3）中，弱磁选磁场强度800~1000 Oe。
优选的，步骤（4）中，尼尔森重选的洗水量2~4 L/min，转速1500~2200 r/min。
本发明的有益效果：
铜冶炼废渣中含有大量铁、铜以及与铜共生的贵金属等有价金属，具有较高的综合回收价值。铁主要以铁橄榄石形式存在，而铜主要以细小颗粒弥散于铁橄榄石粒间，采用传统分离技术难于综合利用和处理。本发明通过造球—还原焙烧，并在焙烧时创新性的加入碱物质烧碱和钠盐元明粉，有效降低渣的黏度，有利于渣中铜粒子的高效聚集和铁组分向磁铁矿相充分富集，同时金、银等贵金属向含铜晶粒相中富集效果好，后续通过尼尔森重选，对富含贵金属的铜精矿与贵金属含量极低的铁精矿进行分离，实现铜冶炼废弃渣中铁、铜及贵金属等有价金属的梯级回收；尾矿可应用于建筑行业和制备优质磨料。本发明具有工艺简捷、可实施性强、生产成本低、零排放等优点，为铜废渣综合利用开辟了新途径，其经济效益、社会效益十分可观。
采用本发明方案对铜冶炼废渣中的有价金属进行回收，尾矿中铜含量可以低至0.1wt%左右，残余铁含量可低至2.48wt%左右。所得铁精矿的全Fe含量可达65wt%左右、全Fe回收率可达93%左右；所得铜精矿中：Cu含量可达16wt%左右，伴生Au含量可达13g/t左右、伴生Ag含量可达412g/t左右，Cu回收率可达62%左右。
具体实施方式
下面结合具体实施方式对本发明作进一步的描述。
实施例一：
针对中国某省铜冶炼废渣，其中主要有价金属含量：Fe 35.28wt%、Cu 0.61 wt%、Au 1.1g/t、Ag 18.5g/t。通过本发明方法对其进行梯级回收，其具体操作步骤如下：
（1）造球：首先将铜冶炼废渣磨矿处理至全部粒径小于0.074mm、碳粉以及烧碱和元明粉分别粉碎至粒度小于0.045mm；上述各原料按下列重量份充分混匀：铜冶炼废渣50份、碳粉20份、烧碱5份和元明粉5份；混匀后的物料进入造球机造球，成球直径范围1.4~1.6cm；
（2）还原焙烧：将料球进行还原焙烧，焙烧温度750℃，焙烧时间为1.0小时。
（3）弱磁选：将焙烧后的物料磨细至粒度小于0.045mm，进行弱磁选，弱磁选磁场强度950 Oe，得到磁选精矿（铁铜组分）和磁选尾矿。磁选尾矿中残余铜含量0.14wt%、残余铁含量2.48wt%；
（4）尼尔森重选：将磁选精矿通过尼尔森重选机进行尼尔森重选，尼尔森重选的洗水量3.0L/min，转速1800r/min，分别得到合格的富含贵金属铜精矿和高品质铁精矿。
精矿指标：得到全Fe含量65.75wt%、全Fe回收率93.48%的铁精矿；得到Cu含量16.02wt%、伴生Au含量13.5g/t、伴生Ag含量412g/t、Cu回收率58.52%的铜精矿。
实施例二
本发明与实施例一步骤相同，区别在于：步骤（1）中各原料重量份数为：铜冶炼废渣20份、碳粉20份、烧碱2份和元明粉5份；料球平均直径1~1.2 cm；
步骤（2）中焙烧温度600℃，焙烧时间为1.5小时；
步骤（3）中，弱磁选磁场强度800Oe，磁选尾矿中残余铜含量0.12wt%、残余铁含量2.23wt%；
步骤（4）中，尼尔森重选的洗水量2.0L/min，转速1500r/min，分别得到合格的富含贵金属铜精矿和高品质铁精矿。
精矿指标：得到全Fe含量64.55wt%、全Fe回收率92.78%的铁精矿；得到Cu含量16.32wt%、伴生Au含量12.9g/t、伴生Ag含量407g/t、Cu回收率58.12%的铜精矿。
实施例三
本发明与实施例一步骤相同，区别在于：步骤（1）中各原料重量份数为：铜冶炼废渣40份、碳粉8份、烧碱4份和元明粉2份；料球平均直径1.7~1.8 cm；
步骤（2）中焙烧温度800℃，焙烧时间为1.2小时；
步骤（3）中，弱磁选磁场强度900Oe，磁选尾矿中残余铜含量0.11wt%、残余铁含量2.15wt%；
步骤（4）中，尼尔森重选的洗水量4.0L/min，转速2200r/min，分别得到合格的富含贵金属铜精矿和高品质铁精矿。
精矿指标：得到全Fe含量65.11wt%、全Fe回收率93.1%的铁精矿；得到Cu含量16.43wt%、伴生Au含量13.1g/t、伴生Ag含量416g/t、Cu回收率58.8%的铜精矿。
实施例四
本发明与实施例一步骤相同，区别在于：步骤（1）中各原料重量份数为：铜冶炼废渣30份、碳粉15份、烧碱3份和元明粉3份；料球平均直径1.4~1.6 cm；
步骤（2）中焙烧温度900℃，焙烧时间为1.5小时；
步骤（3）中，弱磁选磁场强度1000Oe，磁选尾矿中残余铜含量0.11wt%、残余铁含量2.03wt%；
步骤（4）中，尼尔森重选的洗水量3.0L/min，转速1800r/min，分别得到合格的富含贵金属铜精矿和高品质铁精矿。
精矿指标：得到全Fe含量65.72wt%、全Fe回收率93.3%的铁精矿；得到Cu含量16.53wt%、伴生Au含量12.9g/t、伴生Ag含量422g/t、Cu回收率59.1%的铜精矿。
对照例：
采用实施例1方案对铜冶炼废渣中的有价金属进行回收，区别在于：对照例的原料中，不添加强碱和元明粉。
所得产品规格如下：
表1实施例1与对照例效果指标对比
需要说明的是，以上实施例仅用于说明本发明的技术方案而非限制，尽管参照实施例对本发明的技术方案进行了详细说明，本领域技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明的宗旨和范围，其均应涵盖在本发明的保护范围当中。
Claims (6)
1.一种从铜冶炼废渣中梯级回收铁、铜及贵金属的方法，其特征在于，包括如下步骤：
（1）造球：取铜冶炼废渣、碳粉、烧碱和元明粉共混后，制成料球；烧碱重量不超过铜冶炼废渣重量的30%，元明粉重量不超过铜冶炼废渣重量的30%；
（2）还原焙烧：将步骤（1）得到的料球进行还原焙烧；
（3）弱磁选：将步骤（2）还原焙烧后的物料磨细至粒度≤0.045mm，进行弱磁选，得到磁选精矿和磁选尾矿；
（4）尼尔森重选：将步骤（3）得到的磁选精矿进行尼尔森重选，得到富含贵金属铜精矿和合格铁精矿；
按重量份计，步骤（1）中各种物料的用量为：铜冶炼废渣20~50份、碳粉8~20份、烧碱2~5份和元明粉2~5份。
2.根据权利要求1所述的从铜冶炼废渣中梯级回收铁、铜及贵金属的方法，其特征在于：料球直径为1~2cm。
3.根据权利要求1所述的从铜冶炼废渣中梯级回收铁、铜及贵金属的方法，其特征在于：步骤（1）中，铜冶炼废渣的粒度≤0.074mm，碳粉粒度、烧碱粒度和元明粉粒度均≤0.045mm。
4.根据权利要求1所述的从铜冶炼废渣中梯级回收铁、铜及贵金属的方法，其特征在于：步骤（2）中，焙烧温度600~800℃，焙烧时间为1.0~1.5小时。
5.根据权利要求1所述的从铜冶炼废渣中梯级回收铁、铜及贵金属的方法，其特征在于：步骤（3）中，弱磁选磁场强度800~1000 Oe。
6.根据权利要求1所述的从铜冶炼废渣中梯级回收铁、铜及贵金属的方法，其特征在于：步骤（4）中，尼尔森重选的洗水量2~4 L/min，转速1500~2200 r/min。
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