曹志成,孫體昌,薛遜,劉占華
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銅渣轉(zhuǎn)底爐直接還原磁選與熔分工藝比較
曹志成1, 2,孫體昌1,薛遜1, 2,劉占華1, 2
(1. 北京科技大學(xué)金屬礦山高效開采與安全教育部重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,北京,100083;2. 神霧科技集團(tuán)股份有限公司,北京,102200)
以國(guó)內(nèi)某典型銅渣為研究對(duì)象,進(jìn)行轉(zhuǎn)底爐直接還原?磁選工藝與轉(zhuǎn)底爐直接還原?燃?xì)馊鄯止に嚨膶?duì)比研究。首先通過基礎(chǔ)試驗(yàn)確定最佳的反應(yīng)參數(shù),在此基礎(chǔ)上進(jìn)行中試擴(kuò)大試驗(yàn),并揭示銅渣轉(zhuǎn)底爐直接還原過程機(jī)理,最后對(duì)它們的能耗進(jìn)行計(jì)算與對(duì)比分析。研究結(jié)果表明:經(jīng)過轉(zhuǎn)底爐直接還原,銅渣中的鐵橄欖石Fe2SiO4和磁鐵礦Fe3O4相轉(zhuǎn)變?yōu)楹薪饘勹FFe、二氧化硅SiO2和少量輝石相Ca(Fe,Mg)Si2O6的金屬化球團(tuán),鐵顆粒聚集長(zhǎng)大形成鐵連晶,具備通過磨選或熔分進(jìn)行進(jìn)一步富集的條件。金屬化球團(tuán)通過磨選工藝獲得的金屬鐵粉TFe品位為91.12%,鐵回收率為86.36%,通過燃?xì)馊鄯止に嚝@得的鐵水TFe品位為94.93%,鐵回收率為97.52%。轉(zhuǎn)底爐直接還原?燃?xì)馊鄯止に嚹芎谋绒D(zhuǎn)底爐直接還原?磨選工藝的高約30%。
銅渣;轉(zhuǎn)底爐;磁選;燃?xì)馊鄯郑荒芎?/p>
在火法煉銅生產(chǎn)工藝中,每生產(chǎn)1 t銅,將產(chǎn)生2.2 t以上的銅渣。在這數(shù)量巨大的銅渣中,含有Fe,Cu,Pb和Zn等有價(jià)金屬,極具回收價(jià)值。一些企業(yè)將銅渣銷售給水泥廠作摻加料,也有企業(yè)采用直接堆存的方式,不僅占用土地,污染環(huán)境,也沒有實(shí)現(xiàn)有價(jià)金屬的回收利用[1?2]。銅渣中的鐵主要以鐵橄欖石(Fe2SiO4)的形式存在[3?4],回收難度極大。采用直接選礦[5]和氧化改性提鐵[6?7]的方法,鐵回收率低,而熔融還原提鐵[8?9]的方法則能耗較高。楊慧芬等[10]采用直接還原?磁選的方法處理銅渣得到鐵品位為92.05%、回收率為81.01%的直接還原鐵粉;王爽等[11]獲得的金屬鐵粉的鐵品位為92.96%、鐵回收率為93.49%;王紅玉等[12]采用直接還原?磁選工藝對(duì)某二次銅渣進(jìn)行鐵回收,獲得鐵品位為93.64%、回收率為88.08%的優(yōu)質(zhì)磁選鐵粉。但上述試驗(yàn)均為基礎(chǔ)實(shí)驗(yàn)室的研究結(jié)果,沒有經(jīng)過大型工業(yè)化中試驗(yàn)證。為此,本文作者以國(guó)內(nèi)某銅渣為研究對(duì)象,采用轉(zhuǎn)底爐直接還原?磨礦磁選[13?14]和轉(zhuǎn)底爐直接還原?燃?xì)馊鄯諿15?16]2種工藝流程進(jìn)行基礎(chǔ)試驗(yàn)和工業(yè)化中試研究,分別從工藝、產(chǎn)品和能耗3個(gè)方面進(jìn)行比較,不僅得到磨選鐵粉和熔分鐵塊產(chǎn)品,同時(shí)在布袋收塵系統(tǒng)收集到ZnO質(zhì)量分?jǐn)?shù)為68.54%的粉塵,可以作為鋅冶煉廠的優(yōu)質(zhì)原料,為國(guó)內(nèi)外銅渣中有價(jià)金屬綜合回收提供一種新的方法。
研究用銅渣為國(guó)內(nèi)某閃速爐銅渣選銅后的尾礦,銅渣中化學(xué)成分如表1所示。由表1可知:銅渣中有價(jià)金屬Fe,Cu,Pb和Zn質(zhì)量分?jǐn)?shù)均較高。該銅渣粒度較小,粒度低于0.043 mm的銅渣質(zhì)量分?jǐn)?shù)占84.86%。
圖1所示為銅渣的XRD衍射圖譜。由圖1可知:銅渣中含鐵礦物主要為鐵橄欖石(Fe2SiO4)及磁鐵礦(Fe3O4),沒有發(fā)現(xiàn)其他含鐵礦物。
選用當(dāng)?shù)責(zé)o煙煤作為還原劑,其固定碳質(zhì)量分?jǐn)?shù)為74.53%;選用工業(yè)石灰石做助熔劑,CaCO3質(zhì)量分?jǐn)?shù)為90.05%,工業(yè)純堿Na2CO3質(zhì)量分?jǐn)?shù)為98.5%。
表1 銅渣化學(xué)成分(質(zhì)量分?jǐn)?shù))
圖1 銅渣的XRD衍射圖譜
試驗(yàn)分2步進(jìn)行:首先進(jìn)行基礎(chǔ)試驗(yàn)研究,之后進(jìn)行轉(zhuǎn)底爐中試研究。基礎(chǔ)試驗(yàn)的目的主要是模擬轉(zhuǎn)底爐還原的條件,得出最佳的配料參數(shù)、還原參數(shù)、金屬化球團(tuán)磨礦磁選參數(shù)和金屬化球團(tuán)熱裝熔分參數(shù),從而為下步中試驗(yàn)提供準(zhǔn)確的工藝控制條件。
在基礎(chǔ)試驗(yàn)中,按照設(shè)計(jì)的不同質(zhì)量比例將銅渣、還原煤、添加劑和粘結(jié)劑混合均勻后,用圓盤造球機(jī)將混合好的物料造成圓球,放入150 ℃恒溫干燥箱內(nèi)烘干。烘干的球團(tuán)放在耐火材料制成的盤上,放入已達(dá)到預(yù)設(shè)溫度的馬弗爐進(jìn)行焙燒還原,在整個(gè)還原過程中通入N2進(jìn)行保護(hù)。若采用磁選流程,則焙燒結(jié)束后取出球團(tuán)直接進(jìn)行水淬冷卻,冷卻后球團(tuán)過濾烘干,破碎磨礦后進(jìn)行磁選得到高品位金屬鐵粉。若采用熔分流程,熱態(tài)金屬化球團(tuán)直接裝入預(yù)熱的剛玉坩堝中,在升至指定溫度的高溫爐中進(jìn)行熔化分離鐵和渣,到達(dá)熔分時(shí)間后將坩堝取出,放在空氣中冷卻至室溫,得到熔分鐵塊和熔分渣。
在基礎(chǔ)試驗(yàn)中,通過控制還原煤用量、還原溫度、還原時(shí)間來提高球團(tuán)的金屬化率,在試驗(yàn)過程中,發(fā)現(xiàn)還原溫度對(duì)球團(tuán)金屬化率影響最大。通過理論計(jì)算和試驗(yàn)確定還原煤質(zhì)量為銅渣原礦質(zhì)量的25%,還原時(shí)間為35 min,分別選擇還原溫度為1 100,1 150, 1 200,1 250和1 300 ℃進(jìn)行試驗(yàn),結(jié)果如圖2所示。
1—鐵金屬化率;2—C質(zhì)量分?jǐn)?shù)。
由圖2可知:球團(tuán)金屬化率隨著還原溫度的升高而不斷增大。當(dāng)還原溫度從1 100 ℃升高到1 250 ℃時(shí),球團(tuán)金屬化率從70.32%提高到82.56%;當(dāng)還原溫度繼續(xù)升高時(shí),球團(tuán)出現(xiàn)熔化現(xiàn)象。本研究選取還原溫度為1 250 ℃,此時(shí)球團(tuán)金屬化率為82.56%,剩碳質(zhì)量分?jǐn)?shù)為4.78%。金屬化球團(tuán)中保留剩碳的原因是為了后續(xù)熔分過程中進(jìn)一步還原球團(tuán)中的鐵元素,從而保證較高的鐵回收率。將上述金屬化球團(tuán)作為后續(xù)熱裝熔分的原料,重點(diǎn)考察石灰石質(zhì)量分?jǐn)?shù)與熔分時(shí)間對(duì)鐵品位和回收率的影響。
2.1.1 石灰石用量對(duì)熔分效果的影響
球團(tuán)熱裝加入剛玉坩堝中進(jìn)行熔分,熔分前加入不同質(zhì)量分?jǐn)?shù)的石灰石,其質(zhì)量分?jǐn)?shù)分別為金屬化球團(tuán)質(zhì)量的5%,10%,15%,20%,30%和40%;熔分溫度為1 550 ℃,熔分時(shí)間為60 min。結(jié)果如圖3所示。
由圖3可知:在還原煤質(zhì)量分?jǐn)?shù)為25%時(shí),當(dāng)石灰石質(zhì)量分?jǐn)?shù)由5%增加到40%后,鐵品位相對(duì)比較穩(wěn)定,在93%~94%之間,鐵回收率在93.88%~98.12%之間,其中石灰石質(zhì)量分?jǐn)?shù)為30%時(shí)鐵回收率最高;隨著石灰石質(zhì)量分?jǐn)?shù)的增加,CaO與SiO2反應(yīng)加速,F(xiàn)eO反應(yīng)活度增加,促進(jìn)了鐵和渣的分離,因此渣中鐵的質(zhì)量減少,回收率升高,其主要反應(yīng)方程式為
Fe2SiO4+2CaO+2C=2Fe+Ca2SiO4+2CO (1)
1—Fe品位;2—Fe回收率。
2.1.2 熔分時(shí)間對(duì)熔分效果的影響
固定還原煤質(zhì)量分?jǐn)?shù)為25%,還原溫度為 1 250 ℃,還原時(shí)間為35 min,焙燒還原后所得球團(tuán)金屬化率為82.56%,剩碳質(zhì)量分?jǐn)?shù)為4.78%。熱裝加入剛玉坩堝中進(jìn)行熔分,熔分前加入石灰石的質(zhì)量為金屬化球團(tuán)質(zhì)量的30%,熔分溫度為1 550 ℃,熔分時(shí)間分別為30,40,50和60 min。試驗(yàn)結(jié)果表明:隨著熔分時(shí)間的延長(zhǎng),渣鐵分離效果逐漸變好,鐵的回收率逐漸提高;當(dāng)熔分時(shí)間從30 min延長(zhǎng)至60 min時(shí),鐵的回收率從93.46%提高至97.87%,鐵品位變化不大,維持在93%~94%之間。經(jīng)綜合考慮,選擇熔分時(shí)間為50 min。
通過上述基礎(chǔ)試驗(yàn),采用直接還原-熔分流程獲得最佳的配料條件是:銅渣與還原煤質(zhì)量比為100:25,還原溫度為1 250 ℃,還原時(shí)間為35 min,此時(shí)球團(tuán)金屬化率為82.56%。將球團(tuán)熱裝進(jìn)行熔分試驗(yàn),熔分前配入占金屬化球團(tuán)質(zhì)量30%的石灰石,熔分溫度為1 550 ℃,熔分時(shí)間為50 min,此時(shí)獲得熔分鐵的TFe品位93.97%,回收率為97.87%。
為與熔分流程進(jìn)行比較,對(duì)還原?磨礦磁選條件進(jìn)行研究。前期探索試驗(yàn)表明僅僅使用銅渣與還原煤造球作為配料,雖然金屬化率達(dá)到85%以上,但磁選結(jié)果很不理想,所得金屬鐵粉TFe品位不足80%,鐵回收率小于75%,主要是還原的金屬化球團(tuán)中鐵顆粒嵌布粒度較小造成的。為此,首先進(jìn)行石灰石單獨(dú)作為助熔劑的試驗(yàn),磁選所得金屬鐵粉品位約85%,鐵回收率約80%。為了進(jìn)一步提高鐵品位,單獨(dú)使用助熔劑工業(yè)純堿進(jìn)行試驗(yàn),結(jié)果表明當(dāng)工業(yè)純堿用量達(dá)到6%時(shí),磁選所得金屬鐵粉TFe品位才能達(dá)到90%以上,鐵回收率大于85%。考慮到工業(yè)純堿價(jià)格較高,后續(xù)進(jìn)行工業(yè)純堿與石灰石混合造球還原試驗(yàn)。
2.2.1 石灰石用量對(duì)磁選效果的影響
前期試驗(yàn)得出最佳的配料條件為銅渣、還原煤與工業(yè)純堿質(zhì)量比為100:25:3,采用3層球團(tuán)焙燒,還原溫度由1 250 ℃提高到1 280 ℃,還原時(shí)間為 20 min,焙燒還原后所得球團(tuán)金屬化率為85.46%。采用2段磨礦磁選,磨礦濃度為67%,1段磨礦細(xì)度低于0.074 mm的銅渣質(zhì)量分?jǐn)?shù)占72.10%,磁場(chǎng)強(qiáng)度為143.31 kA/m;2段磨礦細(xì)度低于0.074 mm的銅渣質(zhì)量分?jǐn)?shù)占50.89%,磁場(chǎng)強(qiáng)度為95.54 kA/m,最終得到的金屬鐵粉TFe品位為90.64%,鐵回收率為84.31%。為進(jìn)一步確定石灰石質(zhì)量分?jǐn)?shù)對(duì)還原效果的影響,分別配加占金屬化球團(tuán)質(zhì)量5%,10%,15%和20%的石灰石進(jìn)行試驗(yàn),結(jié)果如圖4所示。
1—Fe品位;2—Fe回收率。
從圖4可以看出:隨著石灰石質(zhì)量分?jǐn)?shù)的增加,鐵品位有上升的趨勢(shì),鐵回收率先上升后下降;當(dāng)石灰石質(zhì)量分?jǐn)?shù)為10%時(shí),鐵品位為91.04%,鐵回收率達(dá)到85.98%;當(dāng)石灰石質(zhì)量分?jǐn)?shù)分別增加到15%和20%時(shí),上層含碳球團(tuán)部分熔化阻礙了下層球團(tuán)的傳熱,從而影響了還原效果,因此,選擇石灰石質(zhì)量分?jǐn)?shù)為10%進(jìn)行中試試驗(yàn)。同時(shí)試驗(yàn)結(jié)果還表明,助熔劑的加入有效促進(jìn)了鐵顆粒聚集長(zhǎng)大,為磨礦磁選創(chuàng)造了良好的條件。
2.2.2 還原時(shí)間對(duì)磨礦磁選效果的影響
配料條件為銅渣、還原煤、工業(yè)純堿、石灰石的質(zhì)量比為100:25:3:10,采用3層球團(tuán)焙燒,還原溫度為1 280 ℃,還原時(shí)間分別為15,20,25和30 min,磁選條件維持不變,試驗(yàn)結(jié)果如圖5所示。由圖5可知:隨著還原時(shí)間的延長(zhǎng),鐵品位逐漸上升,從86.34%增加到92.23%,鐵回收率先上升后下降;當(dāng)還原時(shí)間增加到25 min時(shí)效果最好,此時(shí)鐵品位為91.07%,鐵回收率達(dá)88.37%。
1—Fe品位;2—Fe回收率。
上述基礎(chǔ)試驗(yàn)研究結(jié)果表明:采用直接還原-磨選流程獲得最佳的配料條件是銅渣、還原煤、工業(yè)純堿、石灰石質(zhì)量比為100:25:3:10,還原溫度為1 250 ℃,還原時(shí)間為25 min,此時(shí)球團(tuán)金屬化率為89.68%。采用2段磨礦磁選,磨礦質(zhì)量分?jǐn)?shù)為67%,1段磨礦細(xì)度低于0.074 mm的銅渣質(zhì)量分?jǐn)?shù)占72.10%,磁場(chǎng)強(qiáng)度143.31 kA/m;2段磨礦細(xì)度低于0.074 mm的銅渣質(zhì)量分?jǐn)?shù)占50.89%,磁場(chǎng)強(qiáng)度95.54 kA/m,最終金屬鐵產(chǎn)品(磁選鐵粉)中TFe品位為91.07%,鐵回收率為88.37%。
按照基礎(chǔ)試驗(yàn)獲得的最佳工藝條件進(jìn)行中試。工藝過程為銅渣、還原煤、添加劑按照質(zhì)量比混合均勻,采用圓盤造球的方式生產(chǎn)含碳球團(tuán),布入轉(zhuǎn)底爐進(jìn)行還原,球團(tuán)中的含鋅礦物被還原成金屬鋅揮發(fā)出來,通過煙氣除塵系統(tǒng)收集得到氧化鋅粉;還原后的金屬化球團(tuán),根據(jù)后續(xù)處理工藝的不同,分別采用水淬冷卻-磨礦磁選得到金屬鐵粉,或采用金屬化球團(tuán)熱裝-燃?xì)鉅t熔分的方式得到金屬鐵水。中試轉(zhuǎn)底爐外徑為10 m,中徑為8 m,爐底布料寬度為2 m,每小時(shí)處理量可達(dá)2~3 t;中試燃?xì)馊鄯譅t每小時(shí)處理金屬化球團(tuán)約1 t。
采用轉(zhuǎn)底爐直接還原?磨礦磁選工藝,所得金屬鐵粉TFe品位為91.12%,鐵回收率為86.36%;采用轉(zhuǎn)底爐直接還原?燃?xì)馊鄯止に囁描F水TFe品位為94.93%,鐵回收率為97.52%。工藝過程中,Zn脫除率為98.81%,通過布袋收塵系統(tǒng)得到的富鋅粉塵中,氧化鋅含量達(dá)65.59%,可以作為副產(chǎn)品銷售給鋅冶煉廠。表2~4所示分別為磁選鐵粉、熔分金屬鐵塊和氧化鋅粉塵的最終產(chǎn)品化學(xué)多元素分析結(jié)果。
圖6所示為銅渣原礦、金屬化球團(tuán)以及最終鐵產(chǎn)品磁選鐵粉的衍射圖譜。從圖6可以看出:經(jīng)過轉(zhuǎn)底爐直接還原,銅渣原礦中的鐵橄欖石和氧化鐵相轉(zhuǎn)變?yōu)楹薪饘勹F和二氧化硅以及少量輝石相(質(zhì)量分?jǐn)?shù)低,未在圖中標(biāo)出)的金屬化球團(tuán)。最終鐵產(chǎn)品中已經(jīng)看不到二氧化硅的衍射峰,并且鐵的衍射主峰比金屬化球團(tuán)中的強(qiáng),說明金屬化球團(tuán)經(jīng)過磨礦磁選使大部分二氧化硅以雜質(zhì)的形式進(jìn)入尾渣,從而使鐵在最終產(chǎn)品中得到富集。
表2 磁選鐵粉化學(xué)成分(質(zhì)量分?jǐn)?shù))
表3 熔分金屬鐵塊化學(xué)成分(質(zhì)量分?jǐn)?shù))
表4 氧化鋅粉塵化學(xué)成分(質(zhì)量分?jǐn)?shù))
圖7所示為銅渣原礦、金屬化球團(tuán)以及磁選鐵粉的電鏡照片。結(jié)合XRD和能譜分析結(jié)果可知:銅渣原礦中的物相有鐵橄欖石、磁鐵礦和銅相,經(jīng)過直接還原后,鐵橄欖石、磁鐵礦均被破壞和還原,金屬鐵在金屬化球團(tuán)中出現(xiàn)聚集現(xiàn)象,鐵橄欖石分解出來的SiO2一部分游離,一部分與鐵、鈣和鎂的氧化物形成輝石相。金屬化球團(tuán)經(jīng)過磨礦磁選后,大多數(shù)硅酸鹽雜質(zhì)均與鐵分離,得到的金屬鐵顆粒粒徑為80 μm,鐵顆粒中還存在少量輝石相的雜質(zhì)。
圖6 銅渣、金屬化球團(tuán)以及磁選鐵粉的圖譜
(a) 銅渣原礦;(b) 金屬化球團(tuán);(c) 磁選鐵粉
基礎(chǔ)試驗(yàn)研究和中試驗(yàn)證結(jié)果表明:轉(zhuǎn)底爐直接還原-磨礦磁選和轉(zhuǎn)底爐直接還原?燃?xì)馊鄯?種工藝均可以大規(guī)模處理銅渣,實(shí)現(xiàn)提取鐵、鋅元素的目的。但2種工藝又各有優(yōu)缺點(diǎn)。
3.2.1 工藝分析
在轉(zhuǎn)底爐直接還原工藝中,磨礦磁選流程要求配入工業(yè)純堿與石灰石混合的助熔劑,促使金屬化球團(tuán)中的鐵顆粒聚集長(zhǎng)大;燃?xì)馊鄯至鞒讨恍枰淙脒€原煤,金屬化率達(dá)到80%以上即可。在產(chǎn)品處理上,磨礦磁選流程所得產(chǎn)品需要濃縮脫水—烘干—壓塊工序,過程中還需要防止氧化;燃?xì)馊鄯至鞒躺a(chǎn)的鐵水脫硫后可以直接澆鑄成鐵塊。
3.2.2 產(chǎn)品分析
2種工藝所得產(chǎn)品均含有銅元素,可以作為生產(chǎn)含銅鋼的配料。磨礦磁選所得金屬鐵粉TFe品位雖然可以達(dá)到91%以上,產(chǎn)品中硫含量較低,可以直接使用,但仍然含有包括鈣、鎂、硅、鋁等雜質(zhì)(總質(zhì)量分?jǐn)?shù)大于4%),后續(xù)作為煉鋼原料只能部分配入,以防止渣量過大。此外,該產(chǎn)品目前沒有固定的市場(chǎng)價(jià)格;比較而言,熔分產(chǎn)品中硫含量高,后續(xù)雖然需加脫硫工序,但產(chǎn)品中鐵質(zhì)量分?jǐn)?shù)高,碳質(zhì)量分?jǐn)?shù)比高爐生鐵的低,與鋼的成分接近,可以作為煉鋼生鐵銷售。
3.2.3 能耗分析
以年處理80萬(wàn)t銅渣為例,轉(zhuǎn)底爐還原?磨選流程年產(chǎn)鐵粉壓塊30.75萬(wàn)t,轉(zhuǎn)底爐還原?熔分流程年產(chǎn)鐵塊33.33萬(wàn)t。分別將2種流程中每噸鐵產(chǎn)品的還原煤、制氣煤、電、新水、蒸汽的消耗進(jìn)行統(tǒng)計(jì),根據(jù)GB/T 2589—2008“綜合能耗計(jì)算通則”能源消耗量計(jì)算,1 kg標(biāo)準(zhǔn)煤的低位發(fā)熱量等于29.307 6 MJ,各種能源消耗及折算系數(shù)如表7所示。
從表7可以看出:轉(zhuǎn)底爐還原?磨選流程每噸鐵各項(xiàng)能耗合計(jì)26 930.20 kJ,轉(zhuǎn)底爐還原?熔分流程各項(xiàng)能耗合計(jì)32 313.90 kJ,換算成每噸銅渣的能耗分別為10 349.77 kJ和13 460.71 kJ。磨選流程比熔分流程的能耗低約30%,主要原因是熔分流程后續(xù)采用煤氣將金屬化球團(tuán)熔分,需要消耗較多的制氣煤,制氣煤能耗比磨選流程的能耗高5 837.66 kJ。
1) 采用轉(zhuǎn)底爐還原-磨選流程,所得金屬鐵粉TFe品位為91.12%,鐵回收率為86.36%;采用轉(zhuǎn)底爐還原-熔分流程,所得鐵塊TFe品位為94.93%,鐵回收率為97.52%,通過收塵系統(tǒng)回收的粉塵中ZnO質(zhì)量分?jǐn)?shù)達(dá)到65.59%。
2) 磁選流程在直接還原工序中,需要配入適量的助熔劑以促進(jìn)球團(tuán)中鐵顆粒的聚集長(zhǎng)大,為后續(xù)磨礦磁選創(chuàng)造有利條件;熔分流程在直接還原工序中只需配入適量的還原劑,后續(xù)熔分工序中添加石灰石可以進(jìn)一步完成深度還原,從而提高鐵的回收率。
3) 采用轉(zhuǎn)底爐還原?磨選流程處理銅渣比轉(zhuǎn)底爐還原-熔分流程節(jié)能約30%,且轉(zhuǎn)底爐直接還原工藝和磨礦磁選工藝均較為成熟,建議采用轉(zhuǎn)底爐直接還原?磨選流程大規(guī)模處理銅渣。
表7 2種流程每噸鐵產(chǎn)品能耗
注:負(fù)值表示這部分能量可以回收利用,從而使能耗降低。
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(編輯 伍錦花)
Comparisons between magnetic separation and gas smelting separation process to treat copper slag by rotary hearth furnace direct reduction
CAO Zhicheng1, 2, SUN Tichang1, XUE Xun1, 2, LIU Zhanhua1, 2
(1. Key Laboratory of Ministry of Education for Efficient Mining and Safety of Metal Mines,University of Science and Technology Beijing, Beijing 100083, China;2. Shenwu Technology Group Corp., Beijing 102200, China)
Taking a domestic copper slag as the subject, comparison between the rotary hearth furnace direct reduction process followed by a magnetic separation process and the same rotary hearth furnace direct reduction process followed by a gas smelting process, were investigated. Firstly, the optimum reaction parameters were determined by basic tests, based on which the pilot plant scale tests were conducted to reveal the direct reduction mechanism of the copper slag in the rotary hearth furnace direct reduction process. Finally, computation and comparison analysis of energy consumption of both processes were carried out. The results show that after direct reduction in the rotary hearth furnace, fayalite (Fe2SiO4) and magnetite (Fe3O4) in the copper slag are phased-changed into iron (Fe), quartz (SiO2) and trace amounts of augite (Ca(Fe,Mg)Si2O6) in the metallized pellets. The reduced iron grains aggregate and grow into iron chain crystals, which is the precondition for further iron enrichment either in the magnetic separation or smelting process. After the metallized pellets go through the magnetic separation process, iron powder with an iron content of 91.12% and an iron recovery rate of 86.36% is obtained, while hot metal with an iron content of 94.93% and an iron recovery rate of 97.52% is obtained after the metallized pellets go through the gas smelting process. Energy consumption per ton of product of the rotary hearth furnace direct reduction-gas smelting process is about 30% higher than that of the rotary hearth furnace direct reduction?magnetic separation process.
copper slag; rotary hearth furnace; magnetic separation; gas smelting; energy consumption
10.11817/j.issn.1672?7207.2017.10.002
TF09; X758
A
1672?7207(2017)10?2565?07
2016?12?29;
修回日期:2017?02?17
北京市科技專項(xiàng)項(xiàng)目(Z151100001615027)(Project(Z151100001615027) supported by the Beijing Science and Technology Special Project)
孫體昌,博士,教授,從事復(fù)雜難選礦及冶金渣綜合利用研究;E-mail:suntc@ces.ustb.edu.cn