表 ２㊀ 铁物相分析结果
物相 硫酸铁 金属铁 磁铁矿 赤褐铁矿 铁橄榄石 合计 含量 ／ ％ ０．１９ ０．１４ ７．２０ １３．５１ ２２．６９ ４３．７３

占有率 ／ ％ ０．４３ ０．３２ ３０．８９ １６．４７ １００．００ ５１．８９
焙烧时，添加的煤粉的工业分析结果见表 ３㊂
表 ３㊀ 煤粉工业分析结果（ 质量分数） ／ ％
渣进行了焙烧⁃浸出⁃磁选工艺回收其中铁的研究㊂
用率很低，大部分铜渣被堆存在渣场中，既占用土地又 污染环境，也造成巨大的资源浪费
［５］ ［４］
㊂ 然而我国铜渣利 ㊂ 由于铜渣中的
化学成分及铁物相分析结果分别见表 １ ２㊂ 通过偏光 显微镜㊁矿相显微镜对铜渣入选之前的原渣样品进行光 铁矿物，其中铁矿物主要为磁铁矿㊁铁橄榄石；非金属矿 物主要为橄榄石㊁辉石㊁长石㊁石英㊁玻璃质和其他脉石 ４３．７３％，其它可利用元素含量都很低㊂ 铁物相分析结果 表明，尾矿中的铁主要以铁橄榄石和磁性铁形式存在㊂ 矿物㊂ 化学元素分析结果表明， 浮铜尾矿中铁品位为 学分析，结果表明，原渣样品中金属矿物主要为铜矿物㊁
焙烧 温 度 ８００ ħ ， 煤 粉 用 量 １％， 碳 酸 钠 用 量
图 ７㊀ 碳酸钠用量实验结果
２．５㊀ 优化条件下的扩大实验
煤粉用量 １％，碳酸钠用量 １０％㊂ 在此条件下，按照图 ３ ６２．５３％㊁铁回收率 ７０．８２％ 的工艺指标㊂ ２．６㊀ 焙烧前后试样的 ＸＲＤ 分析
确定优化条件：焙烧温度 ８００ ħ ，焙烧时间 ６０ ｍｉｎ，
第 ３５ 卷第 ２ 期 ２０１５ 年 ０４ 月
ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ
矿㊀ 冶㊀ 工㊀ 程
Ｖｏｌ．３５ ɴ２ Ａｐｒｉｌ ２０１５
焙烧 ⁃浸出 ⁃磁选回收铜渣中的铁
詹保峰， 黄自力， 杨㊀ 孽， 刘玉飞， 焦成鹏
①
（ 武汉科技大学 冶金矿产资源高效利用与造块湖北省重点实验室，湖北 武汉 ４３００８１）
而 Ｆｅ２ Ｏ３ 在高温条件下通过炭（ 煤粉） 可还原成 Ｆｅ３ Ｏ４ ： ３Ｆｅ ２ Ｏ ３（ ｓ） ＋Ｃ（ ｓ）������������ ２Ｆｅ ３ Ｏ ４（ ｓ） ＋ＣＯ（ ｇ） （３）
θ
匀，在一定温度下进行焙烧，焙砂经稀酸浸出得到浸出 渣， 浸 出 渣 通 过 磁 选 回 收 铁 精 矿㊂ 实 验 流 程 如 图 ３ 所示㊂
图 ６㊀ 煤粉用量实验结果
２．４㊀ 碳酸钠用量的影响
碳酸钠用量的影响如图 ７ 所示㊂ 由图 ７ 可知， 随着碳 酸钠用量增加，铁品位呈上升趋势，铁回收率呈下降趋 势，当碳酸钠用量为 １０％ 时， 铁精矿品位和铁回收率
图 ４㊀ 焙烧温度实验结果
焙烧温度 ８００ ħ ，焙烧时间 ６０ ｍｉｎ，煤粉用量 １％，
实验原料为某铜渣选矿厂浮选铜的尾矿， 其主要
铁大部分以铁橄榄石形式存在， 少部分以磁性氧化铁 形式存在， 且粒径小， 常规磁选时只起到机械分离作 用 物加工方法 ，因此，尽管铜渣中 Ｆｅ 含量很高， 但利用传统矿
［６］
的铁就需要先将铜渣中的 Ｆｅ ２ ＳｉＯ ４ 转变成 Ｆｅ ３ Ｏ ４ 或金
①
很难有效回收其中的铁； 要回收铜渣中
第 ３５ 卷
４３．７３ ０．２４
Ｆｅ
表 １㊀ 铜渣浮铜尾矿化学多元素分析结果（ 质量分数） ／ ％
Ｃｕ ０．３１ ３．４３ Ｐｂ Ｚｎ ０．２３ ０．０１２ ０．６ ２３．１９ ３．７５ Ｍｏ Ｃｏ Ｓ ＳｉＯ ２ Ａｌ ２ Ｏ ３ ＣａＯ ３．３２
ＭｇＯ １．３
Ｎａ２ ＣＯ３（ｓ） ＋ＳｉＯ２（ｓ）������������ Ｎａ２ ＳｉＯ３（ｓ） ＋ＣＯ２（ｇ） （４） ２ＦｅＯ（ ｓ） ＋ＳｉＯ ２（ ｓ）������������ ２ＦｅＯ㊃ＳｉＯ ２（ ｓ） （５）
见图 １，可以看出控制焙烧温度在 １ ２００ Ｋ 以上， 可使 铁橄榄石分解，主要生成 Ｆｅ ３ Ｏ ４ ㊂
上述反应的吉布斯自由能 Δ ｒ Ｇ ｍ 与温度 Ｔ 的关系
图 ３㊀ 实验流程 图 １㊀ 反应（ １） （ ３） 的吉布斯自由能变化
铁橄榄石 的 分 解㊂ 而 且， 在 高 温 条 件 下 还 发 生 反 应 线见图 ２㊂
如图 ８ 所示㊂ 焙烧前， 试样中主要结晶矿物相为铁橄 榄石，其次为磁铁矿，而焙砂中的主要结晶矿物相为磁 铁矿，其次为赤铁矿， 说明焙烧过程中， 硅酸铁转化成 了铁的氧化物㊂
１０６
矿㊀ 冶㊀ 工㊀ 程
第 ３５ 卷
㊀ ㊀ ３） 铜 渣 焙 烧 过 程 中， 硅 酸 铁 转 化 成 了 铁 的 氧 化物㊂ 参考文献：
通过高温焙烧的方法使铁橄榄石分解，反应式为： ３（２ＦｅＯ㊃ＳｉＯ ２ ） （ ｓ） ＋Ｏ ２（ ｇ）������������ ㊀ ㊀ ２Ｆｅ ３ Ｏ ４（ ｓ） ＋ ３ＳｉＯ ２（ ｓ） （１） （２）
水式多用真空抽滤机㊁１０１ － ３ＥＢＳ 型电热鼓风干燥箱㊁
与此同时，Ｆｅ ３ Ｏ ４ 被氧化生成 Ｆｅ ２ Ｏ ３ ： ４Ｆｅ ３ Ｏ ４（ ｓ） ＋Ｏ ２（ ｇ）������������ ６Ｆｅ ２ Ｏ ３（ ｓ）
关键环节，因此本文重点考察焙烧条件对铜渣中回收 ２．１㊀ 焙烧温度的影响 焙烧 时 间 ６０ ｍｉｎ， 煤 粉 用 量 １％， 碳 酸 钠 用 量
由于焙烧使铁橄榄石转化为磁铁矿， 是本工艺的
１０％，焙烧温度的影响如图 ４ 所示㊂ 由图 ４ 可知， 随着 焙烧温度升高，铁精矿品位升高，而铁回收率降低㊂ 考 虑到高温需要更多的能耗， 认为适宜的焙烧温 度 为 ８００ ħ ，此温度条件下铁精矿品位和铁回收率分别为 ６１．９９％ 和 ７０．７１％㊂
属铁 ［７－９］ ，再通过磁选方法加以回收㊂ 本文针对某铜
铜渣数量达 １ ５００ 万吨㊂ 铜渣中含有相当数量的铁㊁ 铜㊁锌㊁ 铅㊁ 钴㊁ 镍等有价金属和少量金㊁ 银等贵金属㊂ 特别是铜渣中的铁， 其品位一般可达 ４０％ 左右， 远高 于我国铁矿石的可采品位 ２７％
［３］
，
１㊀ 实㊀ ㊀ 验
１．１㊀ 实验原料
流程进行了浮铜尾矿的扩大实验， 可得到铁精矿品位 实验所用浮铜尾矿焙烧前后的 Ｘ 射线衍射结果
图 ５㊀ 焙烧时间实验结果
２．３㊀ 煤粉用量的影响
１０％，煤粉用量的影响如图 ６ 所示㊂ 由图 ６ 可知， 当煤 粉用量增加，铁精矿品位升高，但铁回收率降低㊂ 实验
焙烧温度 ８００ ħ ， 焙烧时间 ６０ ｍｉｎ， 碳酸钠用量
固定碳 ７６．２９ 灰分 １３．５９ 挥发分 ８．８１ 水分 １．３１
图 ２㊀ 反应（ ４） 和（ ５） 的吉布斯自由能变化
２ＦｅＯ㊃ＳｉＯ２ 更稳定，可防止铁氧化物再生成硅酸铁㊂
由图 ２ 可见， 反应温度在 ８００ Ｋ 以上，Ｎａ ２ ＳｉＯ ３ 比
１．２㊀ 实验原理
１．３㊀ 实验设备及试剂 实验设备：ＳＸＺ － １０ 型实验室电炉㊁ＸＣＳＱ － ５７ ˑ ７０ 型湿式强磁选机㊁ＪＪ － １ 型电动搅拌器㊁ＳＨＺ － Ｄ 型循环 ３００ ｍＬ 石墨坩埚等㊂ １．４㊀ 实验方法 试剂：硫酸㊁碳酸钠，均为分析纯㊂ 将铜渣浮铜尾矿与碳酸钠㊁ 煤粉等按一定比例混
［２］
ＺＨＡＮ Ｂａｏ⁃ｆｅｎｇ， ＨＵＡＮＧ Ｚｉ⁃ｌｉ， ＹＡＮＧ Ｎｉｅ， ＬＩＵ Ｙｕ⁃ｆｅｉ， ＪＩＡＯ Ｃｈｅｎｇ⁃ｐｅｎｇ
ｔｉｍｅ ｏｆ ６０ ｍｉｎｕｔｅｓ， ｄｏｓａｇｅ ｏｆ ｃｏａｌ ｄｕｓｔ ａｎｄ ｓｏｄｉｕｍ ｃａｒｂｏｎａｔｅ ｏｆ １％ ａｎｄ １０％， ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ． Ｔｈｅ ｃａｌｃｉｎｅ ｏｂｔａｉｎｅｄ ｗａｓ
Ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ Ｉｒｏｎ ｆｒｏｍ Ｃｏｐｐｅｒ⁃ｓｌａｇ ｗｉｔｈ Ｐｒｏｃｅｓｓ ｏｆ Ｒｏａｓｔｉｎｇ⁃Ｌｅａｃｈｉｎｇ⁃Ｍａｇｎｅｔｉｃ Ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ
（ Ｈｕｂｅｉ Ｋｅｙ Ｌａｂｏｒａｔｏｒｙ ｆｏｒ Ｅｆｆｉｃｉｅｎｔ Ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ ａｎｄ Ａｇｇｌｏｍｅｒａｔｉｏｎ ｏｆ Ｍｅｔａｌｌｕｒｇｉｃ Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ， Ｗｕｈａｎ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ， Ｈｕｂｅｉ ４３００８１， Ｗｕｈａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ： Ｗｉｔｈ ｃｏａｌ ｄｕｓｔ ａｓ ｒｅｄｕｃｔａｎｔ， ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｏｆ ｉｒｏｎ ｆｒｏｍ ｓｏｍｅ ｃｏｐｐｅｒ⁃ｓｌａｇ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｐｒｏｃｅｓｓ ｏｆ ｒｏａｓｔｉｎｇ⁃ｌｅａｃｈｉｎｇ⁃ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｗａｓ ｔｅｓｔｅｄ， ｗｉｔｈ ｔｈｅ ｅｆｆｅｃｔｓ ｏｆ ｒｏａｓｔｉｎｇ ｔｉｍｅ ａｎｄ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ， ｄｏｓａｇｅ ｏｆ ｃｏａｌ ｄｕｓｔ ａｎｄ ｓｏｄｉｕｍ ｃａｒｂｏｎａｔｅ ｏｎ ｔｈｅ ｉｒｏｎ ｒｅｃｏｖｅｒｙ ｉｎｖｅｓｔｉｇａｔｅｄ． Ｔｈｅ ｏｐｔｉｍｕｍ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎ ｗａｓ ｏｂｔａｉｎｅｄ ａｓ ｆｏｌｌｏｗｓ： ｒｏａｓｔｉｎｇ ｔｅｍｐｅｒａｔｕｒｅ ｏｆ ８００ ħ ， ｒｏａｓｔｉｎｇ ６２．５３％ Ｆｅ ａｔ ７０．８２％ ｒｅｃｏｖｅｒｙ． ｆｕｒｔｈｅｒ ｓｕｂｊｅｃｔｅｄ ｔｏ ｔｈｅ ｐｒｏｃｅｓｓ ｏｆ ｄｉｌｕｔｅ ａｃｉｄ ｌｅａｃｈｉｎｇ ａｎｄ ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ， ｒｅｓｕｌｔｉｎｇ ｉｎ ａｎ ｉｒｏｎ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｇｒａｄｉｎｇ Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ： ｃｏｐｐｅｒ⁃ｓｌａｇ； ｉｒｏｎ； ｒｏａｓｔｉｎｇ； ｌｅａｃｈｉｎｇ； ｍａｇｎｅｔｉｃ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ㊀ ㊀ 我国是世界上主要的铜生产国， 近年来冶炼精铜 产量增长迅速，２０１３ 年我国精炼铜 ６８４ 万吨 ［１］ ， 按照 目前火法炼铜每生产 １ 吨金属铜产渣 ２．２ 吨计算
由于反应（４） 的发生，加入一定量 Ｎａ ２ ＣＯ ３ 可促进
硫酸浓度 １８．７％，液固比 ４ ʒ１，浸出时间 ６０ ｍｉｎ㊂