李正要 曹君磊 鄧文翔 王維維 樂 坤

(北京科技大學土木與環(huán)境工程學院，北京100083)

氧化焙燒—氰化浸出是處理包裹型微細粒金的有效手段，隨著易采易選金礦石的日益減少，氧化焙燒—氰化浸出工藝所產生的氰化尾渣越來越多。氧化焙燒氰化尾渣的一個主要特點是鐵含量一般在30%以上，是寶貴的二次資源［1］。由于氧化焙燒過程中很難將硫完全脫除，氰化尾渣中一般含有0.5%～4%的硫［2］。

從氧化焙燒氰化尾渣中回收鐵難度較大，主要原因是鐵礦物粒徑小、賦存特征復雜;經氧化焙燒后的含硫礦物大部分被鐵礦物包裹，浸染狀態(tài)嚴重，多需加入脫硫劑才能獲得低硫合格鐵精礦產品。已有研究者不加脫硫劑采用直接還原焙燒—磁選工藝回收氰化尾渣中的鐵［3-5］，但所得鐵精礦硫含量都大于0.27%，超過了國家相關標準。采用還原焙燒同步脫硫工藝回收高硫氰化尾渣中的鐵鮮見報道。江西某冶煉廠所產氧化焙燒氰化尾渣含鐵43.15%、含硫1.97%，屬高硫氰化尾渣。前期研究結果表明用常規(guī)的選礦方法、磁化焙燒—磁選工藝都很難獲得理想的鐵回收指標。本研究采用還原焙燒同步脫硫—磁選工藝對其進行了鐵的回收試驗，獲得了高品位、高回收率、低硫的還原鐵產品。

1 試驗原料及試驗方法

1.1 試驗原料

1.1.1 試驗樣品

江西某冶煉廠氧化焙燒氰化尾渣主要化學成分分析結果見表1，鐵的化學物相分析結果見表2。

由表1 可以看出:氰化尾渣中可回收的有價金屬主要是鐵，其含量達到43.15%;硫含量1.97%，要進行脫硫才能獲得合格鐵產品。

表1 氰化尾渣主要化學成分分析結果Table 1 Main chemical composition analysis of cyanide tailing %

表2 氰化尾渣鐵化學物相分析結果Table 2 Iron phase analysis results of the cyanide tailing %

表2 表明，鐵的嵌布特征復雜，以非磁性氧化鐵存在的占87.15%，以磁性氧化鐵存在的占6.10%，以硫化鐵存在的占3.15%。

用偏光顯微鏡、掃描電鏡等對氰化尾渣進行鏡檢，結果表明:氰化尾渣中鐵礦物主要為赤鐵礦、磁赤鐵礦、磁鐵礦、褐鐵礦、尖晶石、鈦鐵礦等;含硫礦物(主要是黃鐵礦和磁黃鐵礦)被赤鐵礦、磁鐵礦等包裹，其粒徑多小于0.003 mm;脈石礦物主要是石英、長石、云母、伊利石及其他硅酸鹽礦物。

氰化尾渣粒度分析結果表明－0.074 mm 粒級占81%，尾渣粒度較細，還原焙燒時要注意溫度和時間的控制，以避免燒結或熔融。

1.1.2 還原劑和脫硫劑

根據(jù)探索試驗結果，還原劑選用江西萍鄉(xiāng)煙煤，其主要成分分析結果見表3。

表3 煙煤成分分析結果Table 3 Composition analysis on bituminous coal %

試驗用脫硫劑為鈣質脫硫劑BK，主要成分為鈣的無機鹽混合物。

1.2 試驗方法

將氰化尾渣、煙煤(－2 mm)和脫硫劑BK 按一定比例混勻后置于石墨坩堝中(煙煤、脫硫劑BK 的加入量以煙煤、脫硫劑BK 與氰化尾渣的質量比表示)，將坩堝放入KSY－12 －16 型馬弗爐中隨爐升溫進行還原焙燒。還原焙燒結束后取出自然冷卻，將冷卻后的焙燒產品破碎后進行兩段階段磨礦階段弱磁選。還原焙燒過程中，氰化尾渣中的含硫礦物與加入的脫硫劑發(fā)生反應生成硫化鈣，通過磁選管磁選分離。試驗流程見圖1。

圖1 全流程試驗流程Fig.1 Flowsheet of reduction roasting-magnetic separation

2 試驗結果與討論

2.1 還原劑用量試驗

還原劑用量是影響鐵礦物還原效果的關鍵因素之一，同時對硫的脫除效果也有較大影響。在脫硫劑BK 用量為13%、還原焙燒溫度為1 150 ℃、還原焙燒時間為40 min 條件下，進行還原劑煙煤用量試驗，結果見圖2。

圖2 煙煤用量試驗結果Fig.2 Test results on dosage of bituminous coal

由圖2 可以看出:隨著煙煤用量由10%增加到20%，還原鐵的鐵品位、回收率和硫脫除率均升高，主要原因是煙煤用量增加還原氣氛增強，有利于赤鐵礦、磁赤鐵礦等的還原，被這些鐵礦物包裹的含硫礦物得以暴露并與脫硫劑反應，加速硫的脫除。當煙煤用量為20% 時，可獲得鐵品位91.25%、回收率92.24%的還原鐵，硫的脫除率達到98.01%;此后繼續(xù)增加煙煤用量至25%，還原鐵的鐵品位、回收率和硫脫除率升高幅度很小;當煙煤用量增至30%時，還原鐵的鐵品位和硫的脫除率反而有所下降。因此，確定還原劑煙煤的用量為20%。

2.2 脫硫劑BK 用量試驗

在煙煤用量為20%、還原焙燒溫度為1 150 ℃、焙燒時間為40 min 條件下，考察脫硫劑BK 用量對鐵礦物還原和脫硫效果的影響，試驗結果如圖3 所示。

圖3 脫硫劑BK 用量試驗結果Fig.3 Test results on dosage of desulfurization agent BK

圖3 表明:隨著脫硫劑BK 用量的增加，還原鐵的鐵品位和硫的脫除率先上升后下降，而鐵的回收率一直呈下降趨勢，表明脫硫劑BK 用量不宜過大。脫硫劑BK 用量為16%時，硫的脫除率為98.92%，還原鐵的鐵品位和鐵回收率分別為92.10% 和91.20%，與BK 用量為10%時的脫硫指標相比較，硫的脫除率提高了3.62 個百分點。綜合考慮，確定脫硫劑BK 最佳用量為16%。

2.3 還原焙燒溫度試驗

還原焙燒溫度對鐵礦物的還原及脫硫效果有著重要影響［6-7］。在煙煤用量為20%、脫硫劑BK 加入量為16%、還原焙燒時間為40 min 條件下，進行還原焙燒溫度條件試驗，結果見圖4。

圖4 還原焙燒溫度試驗結果Fig.4 Test results at different reduction roasting temperature

從圖4 可以看出:還原焙燒溫度對氰化尾渣中鐵礦物的還原效果影響比較大。隨著還原溫度由1 050℃升高至1 200 ℃，還原鐵的鐵品位、鐵回收率和硫的脫除率均逐漸增大;當還原溫度由1 200 ℃升高至1 250 ℃時，鐵品位和回收率出現(xiàn)了下降。綜合考慮，還原焙燒溫度為1 150 ℃時指標較佳，此時可得到鐵品位91.95%、鐵回收率91.36%的還原鐵，硫的脫除率為98.90%。

2.4 還原焙燒時間試驗

在煙煤用量為20%、脫硫劑BK 用量為16%、焙燒溫度為1 150 ℃條件下，考察還原焙燒時間對鐵礦物還原和脫硫效果的影響，試驗結果如圖5 所示。

圖5 還原焙燒時間試驗結果Fig.5 Test results for different reduction roasting time

圖5 表明:隨著焙燒時間的增加，還原鐵的鐵品位和回收率先升高后降低，而硫的脫除率基本呈上升至穩(wěn)定趨勢。在焙燒時間為35 min 時，由于焙燒時間不夠，導致還原鐵的鐵回收率較低，為87.03%;當焙燒時間增至45 min 時，鐵的回收率增至92.74%;繼續(xù)延長焙燒時間至50 min，鐵的品位有所上升，但鐵的回收率開始出現(xiàn)下降，主要原因在于還原劑用量一定時，焙燒時間過長導致還原氣氛變弱。因此選擇還原焙燒時間為45 min，該焙燒時間下還原鐵的鐵品位和回收率分別為91.97%和92.74%，硫的脫除率達到99.12%。

2.5 全流程試驗

將氰化尾渣在最佳焙燒條件(煙煤用量20%、脫硫劑BK 用量16%、還原焙燒溫度1 150 ℃、還原焙燒時間45 min)下獲得的焙燒產品，在一段磨礦細度為－0.074 mm 占90%、一段磁場強度為112 kA/m，二段磨礦細度為－0.043 mm 占88%、二段磁場強度為96 kA/m 條件下磁選后，獲得的還原鐵產品鐵回收率可達91.11%，還原鐵化學成分分析結果見表4。

表4 還原鐵主要化學成分分析結果Table 4 Main chemical composition analysis of reduction iron %

由表4 可知，還原鐵中有害雜質含量很少，可作為電爐煉鋼的理想原料。

3 結 論

(1)江西某冶煉廠氧化焙燒氰化尾渣含鐵43.15%，87.15%的鐵以非磁性氧化鐵存在，6.10%的鐵以磁性氧化鐵存在，以硫化鐵存在的鐵占3.15%;含硫1.97%，含硫礦物黃鐵礦、磁黃鐵礦等被赤鐵礦和磁鐵礦包裹賦存，粒徑多小于0.003 mm。

(2)試驗確定的高硫氰化尾渣樣直接還原同步脫硫焙燒的最佳工藝條件為還原劑煙煤用量20%、脫硫劑BK 用量16%、焙燒溫度1 150 ℃、焙燒時間45 min，焙燒產品再通過兩段磨礦兩段磁選，獲得了鐵品位92.05%、硫含量0.04%、磷含量0.04%、鐵回收率91.11%的還原鐵產品，是煉鋼的優(yōu)質原料。

［1］ 鄭雅杰，龔 昶，孫召明.氰化尾渣還原焙燒酸浸提鐵及氰化浸金新工藝［J］.中國有色金屬學報，2014，24(9):2426-2431.

Zheng Yajie，Gong Chang，Sun Zhaoming.New technology of iron extraction and gold recovery from cyanide tailings by cyanide process after reduction roasting and acid leaching［J］. The Chinese Journal of Nonferrous Metals，2014，24(9):2426-2431.

［2］ 高占新，楊 磊.難選焙燒氰化尾渣提金試驗研究［J］. 新疆有色金屬，2011(2):49-92.

Gao Zhanxin，Yang Lei.Experimental research on gold recovery from roasting-cyanided tailings［J］. Xinjiang Nonferrous Metals，2011(2):49-92.

［3］ 謝建宏，張崇輝，李 慧，等. 某焙燒氰化尾渣綜合利用試驗研究［J］.金屬礦山，2011(1):150-152.

Xie Jianhong，Zhang Chonghui，Li Hui，et al. Experimental researches on comprehensive utilization of roasting-cyanided tailings［J］.Metal Mine，2011(1):150-152.

［4］ 孫美芬，張亦飛，王新文.某氰化尾渣煤基還原焙燒—磁選試驗［J］.金屬礦山，2012(3):155-157.

Sun Meifen，Zhang Yifei，Wang Xinwen.Coal-based reduction-roasting of ferric oxide from a cyanidation slag［J］. Metal Mine，2012(3):155-157.

［5］ 劉 娜，孫體昌，劉真真，等. 某氰化尾渣直接還原焙燒—磁選選鐵試驗［J］.金屬礦山，2012(11):145-147.

Liu Na，Sun Tichang，Liu Zhenzhen，et al. Experiment of iron concentration from a cyanided tailing with the process of direct reduction roast-magnetic separation［J］.Metal Mine，2012(11):145-147.

［6］ 孫 昊，孫體昌，高恩霞，等. 硫酸渣直接還原焙燒提鐵降硫影響因素研究［J］.礦冶工程，2013，33(1):87-91.

Sun Hao，Sun Tichang，Gao Enxia，et al.Study on influencing factors for increasing iron grade and reducing sulfuric content by direct reduction roasting with sulfur acid residues［J］.Mining and Metallurgical Engineering，2013，33(1):87-91.

［7］ 朱德慶，李曉波，潘 建，等. 某低品位高磷赤鐵礦磁化焙燒—磁選—酸浸脫磷工藝研究［J］.礦冶工程，2015，35(1):97-100.

Zhu Deqing，Li Xiaobo，Pan Jian，et al. A process of magnetizing roasting-magnetic separation-acid leaching for dephosphorization of low-grade and high-phosphorous hematite［J］.Mining and Metallurgical Engineering，2015，35(1):97-100.