高砷硫酸烧渣脱砷及高温氯化回收金银.pdf

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。4 6 有色金属 冶炼部分 h t t p //y s y l .b g r i m m .c n 2 0 1 5 年第6 期 ●_ - - _ _ _ ‘●_ - _ _ _ _ _ _ - _ h _ h _ ●_ - ●_ _ _ - _ _ _ _ _ - ●_ 一_ - _ ●●_ _ _ _ - _ _ _ _ _ _ ●_ _ - _ ●_ ●_ - _ _ _ _ _ _ _ h _ - - - _ _ _ _ _ _ _ - - - ●- _ _ _ - _ _ - - _ _ ,_ _ - ●- _ _ _ _ - _ _ _ _ _ 一 d o i 1 0 .3 9 6 9 /j .i s s n .1 0 0 7 - 7 5 4 5 .2 0 1 5 .0 6 .0 1 2 高砷硫酸烧渣脱砷及高温氯化回收金银 常耀超,徐晓辉,王云 北京矿冶研究总院,北京1 0 0 1 6 0 摘要采用酸浸~高温氯化工艺对高砷硫酸烧渣进行脱砷和回收金银。结果表明,在硫酸浓度3 0g /L 、 酸浸渣磨矿粒度一0 .0 3 7r f l m 占8 1 .8 7 %、C a C l 加入量5 %、膨润土加入量2 %、焙烧温度12 0 0 ℃、焙烧 时间2h 的最佳条件下,球团中铁品位达到5 5 %以上,金、银挥发率分别为9 0 .8 %、8 2 .4 %,球团中A s 、 S 、C u 、P b 、Z n 等杂质含量分别为0 .3 2 %、0 .0 1 1 %、0 .0 5 7 %、0 .1 1 %、0 .3 8 %。球团强度基本在2 .5k N 以上。脱砷酸浸液中硫化钠加入量达到3 倍理论量 3 0k g /m 3 时,砷的沉淀率达到9 6 .7 %。 关键词硫酸烧渣;高温氯化;砷;回收;金;银 中图分类号T F 8 0 3 .2 5 文献标志码A文章编号1 0 0 7 7 5 4 5 2 0 1 5 0 6 0 0 4 6 0 4 A r s e n i cR e m o v a la n dR e c o v e r yo fG o l da n dS i l v e rb yC h l o r i d i z i n g R o a s t i n gf r o mH i g hA r s e n i c b e a r i n gP y r i t eC i n d e r C H A N GY a o c h a o , B e i j i n gG e n e r a lR e s e a r c hI n s t i t u t eo f X UX i a o h u i ,W A N GY u n M i n i n g &M e t a l l u r g y 。B e i j i n g1 0 0 1 6 0 ,C h i n a A b s t r a c t A c i dl e a c h i n g h i g ht e m p e r a t u r ec h l o r i n a t i o np r o c e s si su s e dt or e m o v ea r s e n i ca n dr e c o v e rg o l d a n ds i l v e rf r o mh i g ha r s e n i c b e a r i n gp y r i t ec i n d e r .T h er e s u l t ss h o wt h a ti r o ng r a d ei nr o a s t e dp e l l e t i s 5 5 %a b o v e ,c o n t e n t so fA s ,S ,C u ,P b ,Z ni np e l l e ta r e0 .3 2 %,0 .0 1 1 %,0 .0 5 7 %,0 .1 1 %,a n d0 .3 8 % r e s p e c t i v e l yu n d e rt h eo p t i m u mc o n d i t i o n si n c l u d i n gs u l f u r i ca c i dc o n c e n t r a t eo f3 0g /L ,p a r t i c l es i z eo f 一 0 .0 3 7m mo f8 1 .8 7 %,d o s a g eo fC a C l 2o f5 %,b e n t o n i t ed o s a g eo f2 %,r o a s t i n gt e m p e r a t u r eo f12 0 0 ℃, a n dr o a s t i n gt i m eo f2 h .R o a s t e dp e l l e ti n t e n s i t yi s2 .5k Na b o v e .A r s e n i cd e p o s i t i o nr a t ei s9 6 .7 %w h e n N a 2 Sa d d i t i o ni St h r e et i m e so ft h e o r e t i c a la m o u n t . K e yw o r d s p y r i t ec i n d e r ;h i g ht e m p e r a t u r ec h l o r i n a t i o n ;a r s e n i c ;r e c o v e r y ;g o l d ;s i l v e r 湖南某硫酸厂烧渣通常作为炼铁原料出售,但 烧渣中含砷高且铜、铅、锌等多金属超标,严重影响 售价,同时烧渣中金、银含量高,回收价值大。若能 实现金、银的综合回收,提升产品质量,将可为企业 带来显著经济效益。 目前硫铁矿烧渣综合回收方法主要有磁化焙 烧一磁选工艺Ⅲ、磨矿分级口1 等选矿方法;湿法浸出 法,如生产铁盐类工艺降引、氰化提金工艺嘲等;氯化 法‘7 书1 等。结合烧渣特点和前期探索试验,本试验采 用酸浸一高温氯化工艺脱砷及综合回收金、银。 1试验原料 试验原料来自该厂烧渣,真密度41 4 0k g /m 3 , 堆密度18 0 0k g /m 3 ,含A u4 .8 8g /t 、A g8 5 .8g /t , 其他多元素分析结果 % C u0 .1 2 、P b1 .6 1 、Z n 0 .9 0 、T F e4 8 .8 1 、T S4 .0 1 、A s0 .9 2 、C a O7 .1 5 、 S i O 5 .6 。可见,烧渣中金、银回收价值很高,且 A s 、C u 、P b 、Z n 等均严重超出铁精粉标准要求。 收稿日期2 0 1 4 1 2 2 5 基金项目国家高技术研究发展计划 8 6 3 计划 项目 2 0 1 1 A A 0 6 A 1 0 4 作者简介常耀超 1 9 7 9 一 ,男,河南开封人,高级工程师. 万方数据 2 0 1 5 年第6 期有色金属 冶炼部分 h t t p /l y s y l .b g r i m m .c n 4 7 2试验方法 取适量烧渣进行酸浸除砷及酸浸液硫化沉砷试 验,得到的酸浸渣配人一定比例氯化钙、钠基膨润 土,混合后在圆盘造球机内制得1 5 ~1 8m m 球团后 置于1 2 0 ℃干燥箱中烘干,再利用高温马弗炉分别 进行氯化钙用量、焙烧温度、焙烧时间等条件试验。 3 试验结果与讨论 3 .1 原料热重一差热分析 将添加5 %氯化钙的烧渣进行热重一差热 T G - D S C 分析,最高测定温度为13 0 0 ℃,结果见图I 。 1 2 I I I H 母掩 富 H 出 2 I 2 【H I舢 f f ’I H 8 IH l 】IH 2 1H l 温度,℃ 图1添加5 %C a C I 烧渣的T G - D S C 曲线 F i g .1 T G - D S CC u r v e so fp y r i t e c i n d e rw i t h5 %C a C l 2 由图1 可见,2 0 0 10 0 0 ℃范围内矿样失重比 较缓慢,共失重3 .3 6 %,可能是烧渣中硫等的氧化 和部分氯化钙分解阶段。而在10 0 0 ℃特别是 11 0 0 ℃之后,矿样迅速失重,从10 0 0 ℃到12 5 0 ℃ 共失重9 .1 8 %,在11 9 0 ℃有一个明显的吸热峰。这 应该是硫酸钙、氯化钙剧烈分解,硅钙铁反应及金属 氯化挥发集中发生的区段。 3 .2 酸浸浓度对除砷影响试验 烧渣按液固比1 .5 1 调浆,加入浓硫酸,常温 浸出2h ,结果如图2 所示。 图2 表明,砷浸出率随硫酸浓度的增加而提高, 铁基本不浸出,铜和锌由于形成铁酸盐包裹而浸出 率较低,但镁的浸出率在3 0g /L 硫酸浓度时达到了 6 1 .5 %。考虑成本及后续酸浸液处理,酸浸脱砷的 硫酸浓度取3 0g /L ,此时砷脱除率可达到7 0 %。 3 .3 酸浸液沉砷试验 3 0g /L 初始酸浓度浸出烧渣获得的酸浸液成 分为 g /L A s4 .3 0 、C u0 .1 5 、Z n2 .1 8 、F e0 .3 2 、C a 2 0舢“翻l 硫酸浓度他- L t 图2 硫酸浓度对浸出率的影响 F i g .2 E f f e c to fs u l f u r i ca c i dc o n c e n t r a t i o n o nl e a c h i n gr a t e 0 .6 8 、M g3 .2 5 。使用N a S 9 H O 作沉淀剂,将其 配成1 0 0g /L 按N a S 计 溶液,分别按1 ~5 倍理 论量 按A s 计 加入,即N a S 9 H 。O 用量分别为 1 0 、2 0 、3 0 、4 0 、5 0k g /m 3 ,考察硫化钠用量对砷沉淀 率的影响,结果如图3 所示。 冰 、 龉 邋 j s 量 1 02 03 04 05 06 0 硫化钠用量/ k g m - a 图3 硫化钠用量对砷沉淀率的影响 F i g .3 E f f e c to fN a 2Sd o s a g eo n a r s e n i cp r e c i p i t a t i o nr a t e 从图3 可看出,硫化钠加入量达到3 倍理论量 3 0k g /m 3 时,砷的沉淀率达到9 6 .7 %。这是由于 维持硫化沉淀所需的电位需要过量的硫离子,且溶 液中含有的锌、铜等其它杂质也会造成硫化钠的消 耗。工业生产上可将酸浸液沉砷渣返回焙烧收砷。 3 .4 焙烧温度对挥发率影响试验 取3 0g /L 酸浸浓度下的酸浸渣,配入5 % C a C l 。与2 %膨润土,制粒烘干后在不同温度条件下 进行氯化挥发试验,结果如图4 所示。 图4 显示,11 0 0 ~I3 0 0 ℃范围内温度对金、银、 铜、铅、锌的挥发影响显著,金、银挥发率随着温度升 高而提高,F e 、A s 挥发率均很低。由于在12 5 0 ℃时 球团发生较明显粘结,因此工业生产上应控制焙烧 ∞ ∞ 砷 ∞ 舯 o 万方数据 4 8 有色金属 冶炼部分 h t t p //y s y l .b g r i m m .c n 2 0 1 5 年第6 期 8 0 } ;霉簪⋯ 兰“’『 P b 叫多步净≤蕊 .............,,,..1 ....。。.......1 ............................L ,- - - .- - - 一 l2 x 】l2 5 013 0 1 Jl3 5 I 焙烧温度/℃ 图4 焙烧温度对挥发率的影响 F i g .4 E f f e c to fr o a s t i n gt e m p e r a t u r e o nv o l a t i I i z a t i o nr a t e 温度在12 0 0 ℃左右。12 0 0 ℃时,金、银、铅挥发率 分别为9 0 .8 %、8 2 .3 %和9 4 %,铜、锌、砷、铁挥发率 分别为4 7 .9 %、4 3 .1 %、2 .5 %和1 .5 %。 3 .5 氯化钙用■对挥发率影响试验 在12 0 0 ℃、其它条件不变的情况下,分别配入 不同比例的C a C l 。进行氯化挥发试验,结果见图5 。 墓1 A u t A g P b Z n f C “ A s I .7 F e 345678 氯化钙用量,% 图5氯化钙用量对挥发率的影响 F i g .5 E f f e c to fC a C l 2 ’d o s a g eo n v o I a t i z a t i o nr a t e 由图5 可见,C a C l 用量在3 %~5 %范围内,金 属挥发率均随C a C l 用量的增加而明显提高,但当 C a C l 。用量超过5 %后,挥发率提高不明显。且 C a C l 。加入量过多会使球团铁品位下降,因此选择 C a C l 添加量5 %。此时,金、银挥发率分别为 9 0 .8 %、8 2 .3 %。 3 .6 焙烧时间对挥发率影响试验 在氯化钙用量5 %、12 0 0 ℃的条件下,控制不 同焙烧时间,结果如图6 所示。 从图6 可知,焙烧时间2h 以内,金属挥发率随 焙烧时间的增加而显著提高。而焙烧时间超过2h 后,金属挥发率无明显提高。考虑设备与能耗,确定 图6 焙烧时间对挥发率的影响 F i g .6 E f f e c to fr o a s t i n gt i m eo n v o l a t i I i z a t i O nr a t e 氯化焙烧时间为2h 。 3 .7 氯化钠配入■对挥发率影响试验 氯化反应可供选择的氯化剂有C 1 、H C I 、 C a C I 。、N a C l 等‘9 | ,综合考虑氯化剂的工艺效果、价 格等因素,本试验选取C a C l z 与N a C I 。 在12 0 0 ℃、焙烧2h 条件下,控制氯化剂总量 C a C l N a C l 为5 %,逐步加大氯化钠的比例,考 察氯化钠配入量对烧渣中组分挥发率的影响。结果 如图7 所示。 0l234 56 氯化钠配入量,% 图7 氯化钠配入■对挥发率的影响 F i g .7 E f f e c to fN a C Ia d d i t i o no n v o l a t i l i z a t i o nr a t e 图7 表明,氯化钠的配入对金属挥发有一定的 促进作用,随着氯化钠配人比例的增加,促进作用更 加明显。当5 %的氯化剂全部使用氯化钠时,熟球 中金、银、铅含量分别降至0 .1 8g /t 、9 .3g /t 和 0 .0 2 %,挥发率分别提高至9 6 .7 %,9 0 .1 %和 9 8 .9 %。 但氯化钠的促进作用在低配入量的情况下并不 明显,高配入量下虽然可促进挥发,但会产生以下问 题1 随着氯化钠配人量的增加,形成了较C a S O t ∞ ∞ ∞ ∞ ∞ o 母、爵越驻 万方数据 2 0 1 5 年第6 期有色金属 冶炼部分 h t t p [ /y s y l .b g r i m m .c n 4 9 更难分解的N a 。S O 。组分,从而使硫的挥发率急剧 下降,如全部配人5 %的氯化钠,球团中的含硫量增 至1 .3 %,远超过铁球团的要求。2 硫挥发率的降 低,球团产率上升,从而使得球团铁品位下降。 由于生产上氯化剂需循环使用,C a C I 比N a C l 的成本要低,综合考虑生产成本,选用单一的C a C l 。 作为氯化剂。 3 .8 球团强度影响因素 对不同磨矿粒度的烧渣进行配料造球和氯化挥 发。挥发条件C a C l 5 %、膨润土2 %、焙烧温度 12 0 0 ℃、时间2h 。不同磨矿粒度下的生球与熟球 强度测定结果如图8 所示。 图8 磨矿粒度对球团强度的影响 F i g .8 E f f e c to fg r i n d i n gs i z eo n p e l l e ti n t e n s i t y 由图8 可看出,磨矿粒度对球团强度影响明显, 磨矿粒度越细,生球强度越高。在磨矿粒度一o .0 3 8 m m 占8 1 .8 7 %时,生球5 0 0m m 落下强度达到8 次,熟球的抗压强度也增至2 .8 2 6k N 。随着磨矿粒 度的进一步变细,生球强度进一步提高,但熟球抗压 强度反而有所下降。考虑磨矿成本与强度指标,选 择磨矿粒度为一0 .0 3 8m m 占8 1 .8 7 %以上。 4结论 1 高砷硫酸烧渣采用酸浸一高温氯化工艺脱 砷、综合回收金银、生产铁球团是可行的。 2 3 0g /L 酸浸条件下烧渣脱砷率可达7 0 %,脱 砷酸浸液中硫化钠加入量为理论量3 倍 3 0k g /m 3 时,砷的沉淀率达到9 6 .7 %。 3 在C a C I 。5 %、膨润土2 %、焙烧温度12 0 0 ℃、 焙烧时间2h 的最佳条件下,金、银挥发率分别为 9 0 .8 %、8 2 .4 %,球团中铁品位达到5 5 %以上,砷、硫、 铜、铅、锌等杂质含量分别为0 .3 2 %、0 .0 1 1 %、 0 .0 5 7 %、0 .1 1 %、0 .3 8 %。 4 酸浸渣磨矿粒度一0 .0 3 8m m 占8 1 .8 7 %以 上时,氯化球团强度基本在2 .5k N 以上,可满足高 炉生产要求。 参考文献 [ 1 ] 胡宾生,王晖.南化硫酸渣磁化焙烧一磁选工艺的研究 [ J ] .环境工程,1 9 9 9 ,1 7 4 5 3 5 6 . [ 2 ] 李先祥,张宗华,张军,等.硫酸烧渣综合利用磨矿分级 试验研究[ J ] .有色金属 选矿部分 ,2 0 0 4 4 2 4 2 6 . [ 3 ] 金程,李登新.硫酸烧渣还原浸取铁[ J ] .有色金属 冶 炼部分 ,2 0 1 2 1 9 - 1 2 . [ 4 ] 张泽强.硫铁矿烧渣综合利用试验研究[ J ] .化学工业 与工程技术,2 0 0 2 ,2 3 4 4 - 5 . [ 5 ] 阳征会,龚竹青,马玉天,等.硫铁矿还原烧渣酸浸液试 验研究[ J ] .有色金属 冶炼部分 ,2 0 0 6 1 1 0 1 3 . [ 6 ] 姚坡,郜学军。王婷,等.含砷铜烧渣中回收金的研究 [ J ] .黄金科学技术,2 0 0 6 ,1 4 4 2 4 2 6 . [ 7 ] 丁剑,孙建伟,钱鹏,等.氯化焙烧回收高铁硫酸烧渣中 有价金属的实验研究[ J ] .计算机与应用化学,2 0 1 2 ,2 9 3 2 5 5 - 2 6 1 . [ 8 ] 常耀超,徐晓辉,王云.硫铁矿烧渣氯化焙烧扩大试验 研究[ J ] 。有色金属 冶炼部分 ;2 0 1 3 1 0 1 - 3 . [ 9 ] 中南矿冶学院湿法冶金研究室.氯化冶金[ M ] .北京 冶金工业出版社,1 9 7 8 6 . 趸越蠼趟辖暂臻 万方数据
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