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        窯渣鐵精礦綜合利用新工藝

        2016-08-12 01:40:37王紅軍張文海劉志宏李啟厚李玉虎劉智勇何仕超中南大學冶金與環(huán)境學院長沙410083
        中國有色金屬學報 2016年3期
        關(guān)鍵詞:后液鐵精礦鐵粉

        王紅軍,張文海,劉志宏,李啟厚,李玉虎,劉智勇,何仕超(中南大學 冶金與環(huán)境學院,長沙 410083)

        窯渣鐵精礦綜合利用新工藝

        王紅軍,張文海,劉志宏,李啟厚,李玉虎,劉智勇,何仕超
        (中南大學 冶金與環(huán)境學院,長沙 410083)

        提出并研究鹽酸浸出-鐵粉置換-硫化沉淀-噴霧熱解綜合利用窯渣鐵精礦的新工藝。結(jié)果表明:當鹽酸濃度為6 mol/L,浸出溫度為60℃時,Ag、Pb、Cu、Fe和Zn的浸出率分別達到99.95%、99.34%、95.07%、89.44% 和57.92%。所得鹽酸浸出液中加入理論量1.25倍的鐵粉,Cu和Ag的脫除率均可達到98%以上。當硫化亞鐵用量為理論量的3倍時,鐵粉置換后液中Pb、Zn的脫除率可達96%以上,凈化后液中雜質(zhì)總量低于500 mg/L。以硫化沉淀后的液體為原料進行噴霧熱解,在溫度高于700℃時,可制得平均粒度(D50)為12μm、純度>99%的類球形Fe2O3粉末。利用這一工藝,不僅可高效回收窯渣鐵精礦中的有價金屬,還可將鐵資源轉(zhuǎn)化為具有較高附加值的氧化鐵產(chǎn)品,從而實現(xiàn)窯渣鐵精礦的綜合利用。

        濕法煉鋅;窯渣;浸出;噴霧熱解;硫化沉淀

        煉鋅窯渣是采用威爾茲法回轉(zhuǎn)窯還原揮發(fā),回收濕法煉鋅低酸浸出渣中Pb、Zn的殘渣,通常含有12%~18%焦粉和數(shù)量較為可觀的有價金屬[1-2],具有較高的回收價值,然而由于窯渣的成分和物相十分復雜,有價金屬多以固溶體或網(wǎng)狀結(jié)構(gòu)的細粒嵌布形式賦存[3-4],這使得窯渣的處理十分棘手,其綜合利用工藝的開發(fā)一直是濕法煉鋅工業(yè)的研究熱點[5-6]。

        已報道的窯渣處理工藝大體分為火法和選礦兩種方法。典型的火法工藝包括強化熔煉法、熔融氯化揮發(fā)法、鼓風爐熔煉法及還原硫化法[7-9]。由于存在能耗高、有價金屬分離效果不佳等原因,使得火法工藝未能得到普遍認可。目前,國內(nèi)濕法煉鋅企業(yè)主要采用磁選-重選相結(jié)合的方法對窯渣進行回收處理[3-5]。利用這一方法,可獲得焦粉、銀精礦、鐵精礦和尾渣4種產(chǎn)物,其中焦粉可返回使用,鐵精礦用作煉鐵原料,銀精礦用于銀的回收,尾渣用于水泥配料。因而,這一工藝已初步實現(xiàn)窯渣的綜合利用。盡管窯渣鐵精礦含F(xiàn)e較高,通??蛇_65%以上,但其還含有一定數(shù)量的Cu、Ag、Pb、Zn等有價金屬和5%左右的硫,這使得其作為煉鐵原料時不僅效果較差,難以被鋼鐵廠接受,還造成了大量寶貴資源的浪費。由于窯渣鐵精礦鐵高、其余有價金屬低的特點,且各有價金屬的熱行為差異較大,采用火法回收工藝效果不佳,因而,宜采用濕法工藝處理[10-11]。TURAN等[12]開展從鋅浸出渣中回收鋅和鉛的研究,利用硫酸化焙燒-氯化鈉浸出工藝可將86%的鋅、89%的鉛浸出。PENG等[13]研究了以硫酸溶液從鋅-鐵渣中選擇性浸出鋅的工藝,采用170 g/L硫酸在65℃浸出1 h,鋅、鐵浸出率分別為91.20%和1.35%。已有的二次鋅資源濕法處理工藝,大多集中在對浸出工藝研究,特別是浸出劑的選擇,鮮有關(guān)注有價金屬的分離和鐵資源的利用[2,14-15]。針對這一現(xiàn)狀,本研究提出以鹽酸浸出-鐵粉置換-硫化亞鐵深度除雜-噴霧熱解法處理窯渣鐵精礦的新工藝,利用鹽酸浸出體系下Cu+、Ag+、Pb2+、Zn2+與氯離子配位作用,強化浸出效果;在此基礎上,分別以鐵粉和硫化亞鐵選擇性置換浸出液中的有價金屬,以實現(xiàn)有價金屬的高效選擇性富集;最后采用噴霧熱解工藝處理置換后液,獲得高純度的氧化鐵產(chǎn)品,HCl尾氣經(jīng)吸收后返回浸出工序,由此實現(xiàn)窯渣鐵精礦資源的高效綜合利用。

        1 實驗

        1.1實驗原料

        本實驗中所用窯渣鐵精礦取自陜西商洛鋅廠,其化學成分和物相分析結(jié)果分別如表1和圖1所示。由表1可知,實驗所用窯渣鐵精礦的主要成分為Fe,其含量高達56.4%。此外,還含有一定量的Zn、Cu、Pb、Ag。圖1所示的窯渣鐵精礦XRD譜表明,本實驗中所用窯渣鐵精礦主要物相為Fe3O4、CuFe2O4、Fe2O3和SiO2,其他物相由于含量較低或結(jié)晶度較差未能檢出。濕篩分析結(jié)果表明,實驗所用的窯渣鐵精礦粒度較細,其中80%的顆粒粒度小于74 μm,無需進一步磨細處理,可直接用于浸出。

        表1 實驗所用鐵精礦的主要化學成分Table 1 Main chemical composition of iron concentrate used in experiment(mass fraction,%)

        1)g/t。

        圖1 實驗所用鐵精礦的XRD譜Fig.1 XRD pattern of iron concentrate used in experiment

        1.2實驗流程與原理

        本實驗中擬采用的原則工藝流程圖如圖2所示。以鹽酸溶液為浸出劑,利用Cl-與Cu+、Ag+、Pb2+、Zn2+的配位作用,使有價金屬盡可能被浸出;隨后,采用鐵粉置換富集浸出液中Cu和Ag,獲得銅銀渣;然后,采用硫化亞鐵對置換后液進行深度凈化處理,獲得鉛鋅渣;最后,采用噴霧熱解工藝處理硫化沉淀后液,獲得氧化鐵產(chǎn)品,尾氣吸收所獲鹽酸返回浸出工序。

        1.3實驗方法

        1.3.1鹽酸浸出實驗

        量取1000 mL一定濃度的鹽酸溶液于1 L的三口瓶中,連接好實驗裝置,開啟攪拌,并升溫至預定溫度。稱取100 g窯渣鐵精礦加入到上述三口瓶中,開始浸出反應。浸出過程中,每隔30 min取樣一次,分析溶液成分。反應120 min后,停止浸出實驗,液固分離,收集浸出液和浸出渣,并取樣分析。

        1.3.2浸出液處理實驗

        首先,量取500 mL浸出液于1 L三口瓶中,開啟攪拌,并升溫至60℃后,加入一定量還原鐵粉,反應一定時間,過濾收集鐵粉置換后液和置換渣,并取樣分析。最后,將所得置換后液加入到三口瓶中,攪拌升溫至目標溫度后,加入一定量硫化亞鐵,反應一定時間,過濾收集硫化沉淀后液和硫化渣,并取樣分析。

        圖2 鐵精礦綜合利用原則流程圖Fig.2 Process scheme for comprehensive utilization of iron concentrate

        1.3.3噴霧熱解實驗

        噴霧熱解實驗主要裝置為自制的超聲霧化噴霧熱解爐[16],實驗步驟如下:1)將熱分解爐升溫至500~900℃,開啟載流空氣,并保溫30 min,以確保熱場均勻性。2)將硫化沉淀后液超聲霧化,使霧化后的液滴隨載流空氣進入爐內(nèi)反應,于集料器中收集反應產(chǎn)物,并取樣分析。實驗所用霧化功率為2.0 W,載流空氣流量125 L/h。

        1.4分析與表征方法

        采用重鉻酸鉀滴定法測定溶液中總鐵和亞鐵含量;采用ICP-AES法測定鹽酸浸出液及凈化液中Ag、Cu、Pb、Zn、Si的含量。采用 X射線衍射(RIGAKU-TTRIII,Cu/Kα,λ=1.5406 ?)分析窯渣鐵精礦、浸出渣、噴霧熱解產(chǎn)物的物相組成;采用差熱-熱重分析儀(SDTQ600V8.0Build95)表征FeCl2·4H2O在空氣氣氛中的物理化學變化及熱效應。

        圖3 30℃下鹽酸濃度對鐵精礦主要組分浸出率的影響Fig.3 Effect of hydrochloric acid concentration on leaching rate of main metal in iron comentrate at 30℃

        圖4 HCl濃度6 mol/L下浸出溫度對鐵精礦主要組分浸出率的影響Fig.4 Effect of temperature on leaching rate of main metal in iron comentrate at 6 mol/L HCl

        圖5 298.15 K時MClx-Cl--H2O系溶解組分lgc- c Cl-曲線Fig.5 lgc- cCl-curves in MClx-Cl--H2O system at 298.15 K

        圖6 60℃下6 mol/L鹽酸浸出渣的XRD譜Fig.6 XRD pattern of leaching residue obtained by leaching with 6 mol/L hydrochloric acid at 60℃

        2 結(jié)果與討論

        2.1鹽酸浸出

        由圖1可知,窯渣鐵精礦的主要物相為金屬Fe、鐵氧化物及少量硫化物。就溶解性而言,窯渣中的Zn 和Fe在鹽酸溶液中能夠較好地浸出,而Ag、Cu和Pb由于存在 AgCl(Ksp=1.77×10-10)、CuCl(Ksp= 1.72×10-7)和PbCl2(Ksp=1.70×10-5)沉淀的可能,其在鹽酸溶液中的溶解有待驗證。為此,考察了鹽酸濃度和浸出溫度對浸出效果的影響,其結(jié)果如圖3和4所示。

        由圖3和4可知,F(xiàn)e和Ag的浸出率隨鹽酸濃度和浸出溫度的增加而增加,而鹽酸濃度在3~6 mol/L變化時,其對Cu、Zn和Pb的浸出率影響不大。在鹽酸浸出體系中,各元素除以陽離子形式存在外,還可與Cl-形成不同的配離子,如AgCl(aq)、AgCl2-和AgCl42-。也就是說,Cu、Ag、Zn和Pb在鹽酸中的溶解度會有所增大,這點也可從MClx-Cl--H2O系溶解組分的曲線得到證實(見圖5)。由圖5可知,除Pb以外,隨著氯離子濃度增加,溶液中溶解態(tài)的金屬離子濃度迅速提高,同時氯化物的穩(wěn)定區(qū)相應地減小。由于窯渣鐵精礦物相較為復雜,其中鋅可能主要以硅酸鹽、硫化物形式存在,這使得鋅的浸出率不高。另一方面,當浸出溫度增加時,各元素的浸出率均迅速提高。當鹽酸濃度為6 mol/L,浸出溫度為60℃時,Ag、Pb、Cu、Fe和Zn的浸出率分別可達到99.95%、99.34%、95.07%、89.44%和57.92%。圖6所示為浸出渣的XRD譜。由圖6可知,浸出渣的主要物相為FeS、ZnS和SiO2,這正是窯渣鐵精礦中Fe和Zn浸出率不高的原因所在。但是,考慮到浸出后渣率較低(8%~15%),鋅已在浸出渣中相對富集,可返回硫化鋅焙燒系統(tǒng)中進一步回收處理。綜合考慮,在鹽酸初始濃度為 6 mol/L、反應溫度為 60℃、液固比為10 mL:1 g條件下浸出120 min可確保窯渣鐵精礦中有價金屬的高效浸出。

        圖7 陳化脫硅過程中浸出液中硅的濃度變化Fig.7 Concentration variation of Si in aging desilication of leach liquor

        圖8 陳化脫硅過程中浸出液中主要金屬離子的濃度變化Fig.8 Concentration variation of main metal ions in aging desilication of leaching liquor

        圖9 鐵粉置換過程中主要化學反應的熱力學計算Fig.9 Thermodynamics calculation results of main chemical reactions during displacement reaction of Fe

        2.2浸出液有價成分提取與分離

        在浸出過程中,除了有價金屬被浸出外,硅也被大量浸出,這使得浸出液成分進一步復雜化??紤]到后續(xù)產(chǎn)物回收,首先需對浸出液進行脫硅處理,而后再進行有價浸出分離。

        2.2.1陳化脫Si

        DIETZEL[17]根據(jù)硅酸鹽溶解平衡計算得出,當pH小于7時,溶液中存在的硅幾乎全部以單硅酸分子形式存在。然而,由硅在酸性溶液的行為可知,初始態(tài)的H2SiO3并不穩(wěn)定,會發(fā)生聚合沉淀,并以無定型SiO2的形式析出。因此,為驗證這一現(xiàn)象,首先開展了窯渣鐵精礦鹽酸浸出液陳化脫硅試驗,結(jié)果如圖7 和8所示。

        由圖7可知,當陳化時間小于48h時,浸出液中SiO2幾乎未有變化,而當陳化時間超過48 h后,浸出液中的硅濃度迅速降低,陳化96 h后浸出液中的硅濃度僅為0.23 g/L;從圖8可知,隨著陳化時間的延長,浸出液中Ag、Cu等的濃度變化并不明顯,未隨二氧化硅的析出而發(fā)生共沉淀現(xiàn)象。上述結(jié)果表明,采用陳化的方法可有效降低浸出液中硅濃度。

        2.2.2鐵粉置換

        根據(jù)標準還原電勢可知,除Zn2+以外,浸出液中的Cu2+、Ag+、Pb2+、H+均可與金屬鐵粉發(fā)生置換反應。本實驗中所用浸出液pH較高,為1.5左右,因而析氫反應并不明顯。此外,根據(jù)圖9所示的鐵粉與浸出液中主要離子反應的熱力學計算可知,鐵粉與浸出液中主要離子的反應順序由先至后為Ag+、Cu2+、H+、Pb2+,且Ag+和Cu2+與Fe的置換反應趨勢更大一些。因此,從理論上講,采用鐵粉置換工藝,控制鐵粉用量,可選擇性地富集Cu、Ag。

        為此,在反應溫度為30℃,攪拌速率為300 r/min,溶液初始pH值為1.5、鐵粉過量系數(shù)為1.25條件下,考察了反應時間對Ag、Cu、Pb置換效率的影響,結(jié)果如圖10所示。由圖10可知,當鐵粉過量系數(shù)為1.25、反應時間為20 min時,Ag和Cu的置換率均達到98%以上;繼續(xù)增加反應時間對Cu、Ag置換率影響不大,但當時間超過45 min時,Cu的置換率有所降低,這可能是銅返溶造成的。此外,鐵粉對鉛有一定的置換效果,但置換率較低,僅為5%左右??紤]到Ag、Cu的回收,鐵粉置換時間宜控制在30 min左右。

        2.2.3FeS提Pb、Zn

        鐵粉置換幾乎可以脫除全部的Cu、Ag及少量的Pb,但其對溶液中的Zn幾乎沒有脫除效果??紤]到硫化物的溶度積較小,采用硫化沉淀的方法可對溶液進行深度凈化。本反應體系中涉及的主要硫化物溶解組份的lgc-pH關(guān)系如圖11所示。由圖11可知,在酸性溶液中,F(xiàn)eS的穩(wěn)定區(qū)遠小于ZnS、PbS、Ag2S和CuS的穩(wěn)定區(qū)。當pH<-0.18時,反應體系中硫化物沉淀由先至后的順序為Ag2S、CuS、PbS、ZnS、FeS;當-0.18<pH<4.38時,反應體系中硫化物沉淀由先至后的順序為CuS、Ag2S、PbS、ZnS、FeS;當pH>4.38時,反應體系中硫化物沉淀由先至后的順序為:CuS、Ag2S、ZnS、PbS、FeS;也就是說,在酸性溶液中加入FeS,可將溶液中的Cu、Ag、Pb、Zn深度脫除?;谶@一原理,考察了硫化亞鐵對鐵粉置換后液中Cu、Ag、Pb、Zn的脫除效果,其結(jié)果如圖12所示。

        圖10 鐵粉過量系數(shù)為1.25時反應時間對Cu、Ag和Pb置換率的影響Fig.10 Effect of reaction time on recovery rates of Cu,Ag and Pb at stoichiometric ratio of iron powder of 1.25

        圖11 298.15 K時MxSy-H2O系溶解組分lgc-pH圖Fig.11 lgc-pH curves in MxSy-H2O system at 298.15 K

        圖12 FeS用量對鐵粉置換后液中Cu、Ag、Pb、Zn脫除率的影響Fig.12 Effect of stoichiometric ratio of FeS on removal rates of Cu,Ag,Pb and Zn

        由圖12可知,添加FeS對鐵粉置換后液中Cu、Ag、Pb、Zn的脫除效果十分顯著,其脫除順序由先至后依次為Ag、Cu、Pb、Zn,這點與圖9中的理論計算一致。當FeS用量為理論用量的1.5倍時,Cu和Ag的脫除率可達到96%以上,凈化后的溶液中的Cu、Ag的濃度低于1×10-6。當FeS用量超過理論用量的3倍時,Pb和Zn的脫除率可達到96%以上。凈化后液的ICP-AES結(jié)果表明,溶液純度較高,雜質(zhì)含量小于500 mg/L,這一結(jié)果對后續(xù)氧化鐵產(chǎn)品的制備奠定了良好基礎。

        2.3噴霧熱解

        經(jīng)脫硅、鐵粉置換、FeS深度凈化處理后,可獲得高純度的FeCl2溶液。利用噴霧熱解工藝,可將FeCl2轉(zhuǎn)化為純度較高的氧化鐵,所得HCl尾氣經(jīng)吸收后返回浸出使用,主要反應為

        圖13所示為FeCl2·4H2O在空氣中的TGA-DSC分析曲線。圖中DSC曲線上有4個吸熱峰1個放熱峰:在溫度81.47℃出現(xiàn)第一個吸熱峰,為FeCl2·4H2O失去兩個結(jié)晶水所致。接著在131.25℃出現(xiàn)第二個吸熱峰,為FeCl2·4H2O失去第三個結(jié)晶水所致。然后在179.91℃出現(xiàn)第三個吸熱峰,為是FeCl2·4H2O失去第四個結(jié)晶水所致。隨后在404.13℃出現(xiàn)一個小的放熱峰,F(xiàn)eCl2被轉(zhuǎn)化為Fe3O4。緊接著在415.42℃出現(xiàn)第四個的吸熱峰,此時Fe3O4進一步被氧化生成Fe2O3。因此,由以上分析可知,噴霧熱解實驗所需溫度不能低于415℃,但考慮到物料在噴霧熱場中停留時間較短,噴霧熱解溫度應選擇不低于500℃為宜。

        圖14和15所示分別為500~900℃條件下噴霧熱解所得產(chǎn)物的SEM像和XRD譜。由圖14可知,噴霧熱解溫度對產(chǎn)物的顆粒形貌和粒度影響較大。當溫度低于700℃時,所得產(chǎn)物形貌較為雜亂,顆粒表面較為粗糙,粒度分布較寬,除了部分類球體顆粒外,還存在一些不規(guī)則形的小粒子。當溫度高于700℃時,所得產(chǎn)物形貌以類球體為主,顆粒表面較為光潔,且粒度較為均勻。圖15所示的噴霧熱解產(chǎn)物的XRD結(jié)果表明,在試驗所考察的溫度范圍內(nèi)(500~900℃),所得產(chǎn)物均為氧化鐵粉,但隨著噴霧熱解溫度的提高,衍射峰趨于尖銳,峰的強度也越高,所得Fe2O3結(jié)晶度越好。表3所列為700℃下所得Fe2O3樣品的化學成分分析結(jié)果。由表3可知,700℃下所得Fe2O3純度較高,雜質(zhì)含量低于0.5%,可滿足防銹漆顏料和磁性材料的生產(chǎn)。

        圖13FeCl2·4H2O在空氣中的TGA-DSC譜Fig.13 TGA-DSC pattern of FeCl2·4H2O characterized in air atmosphere

        圖14 不同噴霧熱解溫度下制備的氧化鐵粉SEM像Fig.14 SEM images of Fe2O3obtained at different pyrolysis temperatures:(a)500℃;(b)600℃;(c)700℃;(d)800℃;(e)900℃

        圖15 不同噴霧熱解溫度下制備的氧化鐵粉XRD譜Fig.15 XRD patterns of Fe2O3obtained at different pyrolysis temperatures:(a)500℃;(b)600℃;(c)700℃;(d)800℃;(e)900℃

        表3 氧化鐵產(chǎn)品的化學成分Table 3 Chemical composition of Fe2O3products(mass fraction,%)

        4 結(jié)論

        1)由于氯離子的配位作用,窯渣鐵精礦在鹽酸溶液中的浸出效果較好。當鹽酸濃度為6 mol/L,浸出溫度為60℃時,Ag、Pb、Cu、Fe和Zn的浸出率分別可達到99.95%、99.34%、95.07%、89.44%和57.92%。

        2)浸出液中的Si處于亞穩(wěn)狀態(tài),當陳化時間超過48 h后,浸出液中的CSi迅速降低;陳化96 h后,浸出液中CSi降至0.23 g/L。

        3)采用鐵粉置換可有效富集浸出液中的Cu和Ag,但對鉛和鋅的脫除效果較差。當鐵粉加入量為理論量的1.25倍時,Cu和Ag的脫除率均可達到99%以上。

        4)加入硫化亞鐵可實現(xiàn)置換后液的深度凈化。當硫化亞鐵用量為理論用量的3倍時,Pb、Zn的脫除率可達96%以上,凈化后液中雜質(zhì)總量低于500 mg/L。

        5)當噴霧熱解溫度為高于700℃時,可制得平均粒度為12 μm的類球形Fe2O3粉末,其純度>99%。

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        (編輯龍懷中)

        Novel process for comprehensive utilization of iron concentrate recovered from zinc kiln slag

        WANG Hong-jun,ZHANG Wen-hai,LIU Zhi-hong,LI Qi-hou,LI Yu-hu,LIU Zhi-yong,HE Shi-chao
        (School of Metallurgy and Environment,Central South University,Changsha 410083,China)

        A novel process,including hydrochloric acid leaching,iron powder replacing,sulphide precipitation and spray pyrolysis,was proposed to treat iron concentrate recovered from zinc kiln slag for comprehensive utilization.Treated by solution of 6 mol/L hydrochloric acid at 60℃,the leaching rates of Ag,Pb,Cu,F(xiàn)e and Zn reach 99.95%,99.34%,95.07%,89.44%and 57.92%,respectively.More than 98%Cu and Ag are recovered from the leach liquor when stoichiometric ratio of iron powder is 1.25 times of the theoretical value.More than 96%Pb and Zn is removed with three times of theoretical consumption of FeS,and the concentration of impurities of the final solution is less than 500 mg/L. Fe2O3powder,which is spherical with mean size of 12 um and purity of 99%,is prepared with final solution at above 700℃.By this process,not only the metal values can be recovered effectively,but also the iron resources of zinc kiln slag can be converted into Fe2O3with high purity,thus,the comprehensive utilization of iron concentrate recovered from zinc kiln slag can be realized.

        zinc hydrometallurgy;kiln slag;leaching;spray pyrolysis;sulphide precipitation

        Projects(51574285,51404307)supported by the National Natural Science Foundation of China

        date:2015-01-12;Accepted date:2015-10-09

        LIU Zhi-hong;Tel:+86-731-88830478;E-mail:zhliu@csu.edu.cn

        TF813;JTF09

        A

        1004-0609(2016)-03-0673-08

        國家自然科學基金資助項目(51574285,51404307)

        2015-01-12;

        2015-10-09

        劉志宏,教授,博士;電話:0731-88830478;E-mail:zhliu@csu.edu.cn

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