专利名称：一种富铟高铁锌焙砂还原磁选分离锌铟铁的方法
技术领域：
本发明涉及一种富铟高铁锌焙砂还原磁选分离锌铟铁的方法，属于矿物加工技术 领域。
背景技术：
富铟高铁锌焙砂是高铟高铁硫化锌精矿经焙烧处理后得到的一种富含铟及大量 杂质铁的锌冶金物料。随着湿法炼锌工艺的发展，低锌品位、高杂质含量的复杂锌矿物资源 的利用越来越普遍，尤以高铁锌精矿的利用最为明显。高铁硫化锌精矿通常是指含铁大于7. 5wt%,含锌小于48wt%，含硫一般在25 35wt%，并伴生有较高含量的金属铟的一类硫化锌精矿的总称。对于处理这一类高铁硫化 锌精矿，通常采用的工艺技术流程有两种，第一种工艺技术流程是锌精矿沸腾焙烧-中性 浸出-中性浸出渣回转窑高温还原挥发。在该工艺技术流程中，锌精矿沸腾焙烧目的是控 制温度870 1100°C，将锌精矿中的元素硫脱除，得到几乎不含硫的焙烧矿，同时，在该焙 烧条件下，硫化铁和硫化锌被氧化生成氧化物，高铁硫化锌精矿中铁与锌镶嵌共存，生成的 氧化铁与氧化锌将发生化学反应，生成铁酸锌，因而，在焙烧过程中，大部分的铁不可避免 地生成难溶于稀硫酸溶液的铁酸盐，如铁酸锌等物质，形成一系列的铁酸盐固溶体，而铁酸 锌是一种难以被稀硫酸浸出的铁酸盐。中性浸出的目的是用稀硫酸将锌焙烧矿中的锌大 部分的溶解到硫酸溶液中，实现金属锌从矿物中转化到硫酸水溶液的目的，中性浸出过程 得到合格的硫酸锌溶液，这种硫酸锌溶液做为下一步提取金属锌的原料转入下一工序；在 中性浸出过程中还产生中性浸出渣；由于铁酸锌等不被稀硫酸浸出，造成锌、铟等有价元 素进入到浸出渣，造成金属锌、铟等有价元素的损失，几乎所有的铁也进入中性浸出渣。为 了更好的回收和利用这部分不被稀硫酸浸出而进入到浸出渣中金属锌、铟等，需要特定工 艺和技术；中性浸出渣根据高铁硫化锌精矿含铁的不同，其含锌在18 左右，含铁 在25 35wt%左右，含硫在5 8wt%。中性浸出渣回转窑高温还原挥发是一种处理中 性浸出渣的技术工艺，该过程是控制1250°C的高温，添加焦炭作为发热剂和还原剂，焦炭 的用量是投入回转窑物料量的50wt%。对中性浸出渣进行高温还原挥发，在高温还原挥 发过程中，氧化锌及其它含锌化合物被还原挥发并收尘得到氧化锌粉，金属锌在该氧化锌 粉中得到富集，一般含锌为50wt%左右；回转窑高温还原挥发过程中，中性浸出渣中的元 素硫被氧化，生成二氧化硫进入高温烟尘气中，由于在回转窑高温还原挥发过程中，控制 高的过剩空气系数，使得该过程中烟气量很大，稀释了生成的二氧化硫，使烟气含二氧化硫 很低，难以回收利用，全部排放到大气中，造成二氧化硫污染，进而产生酸雨；金属铁被还 原成低价氧化物或金属铁进入到窑渣中，在这个过程中实现铁锌的分离。该过程所产氧化 锌粉含锌约50wt%左右，需要单独专门处理以回收其中的金属锌和铟等有价元素。第二 种工艺技术流程是锌精矿沸腾焙烧-中性浸出-中性浸出渣高温高酸浸出-黄钾铁矾法 除铁-液固分离-黄钾铁矾渣(堆存)_含锌溶液返回主流程回收锌，在这个技术工艺流 程中，锌精矿沸腾焙烧和中性浸出的目的如前所述。中性浸出渣高温高酸浸出是控制浸出温度在95°C，硫酸浓度达到200 300g/l的技术条件，终酸浓度控制35 70g/l，对中性 浸出渣进行浸出，这时铁酸锌等不溶解于稀硫酸的矿物，可以顺利的溶解进入到高浓度的 硫酸溶液中，得到一种含铁高、含锌较低的硫酸盐混合溶液，这种硫酸锌和硫酸铁混合溶液 中铁与锌的分离，必须采用特殊的方法才能够进行，从硫酸锌和硫酸铁混合溶液中分离铁 锌的方法，在工业上采用的方法有黄钾铁矾法、针铁矿法和赤铁矿法。在湿法炼锌过程中， 通常采用黄钾铁矾法除去铁离子含量高的硫酸锌溶液中的铁。黄钾铁矾法是控制温度为 90 95°C，控制溶液pH值为小于等于1. 5，添加一定量的一价离子，如钾离子，钠离子，铵 离子等，同时添加晶种，使硫酸铁生成AFe53(SO4)2(H2O)6这样的物质，这个物质是一种微晶 沉淀，可以从溶液中分离出来。生成黄钾铁矾的化学反应为3Fe2 (SO4) 3+2A (OH)+IOH2O = 2AFe33 (SO4)2 (H2O) 6+5H2S04，生成黄钾铁矾的化学反应是一个可逆反应，也就是说，生成黄钾 铁矾沉淀的过程是一个释放硫酸的过程，当硫酸浓度达到一定量时，生成的黄钾铁矾微晶 沉淀将重新被酸溶解，生成铁离子，使铁离子重返溶液。所以，为了使黄钾铁矾生成，必须保 持PH小于等于或接近1. 5，这样才能使黄钾铁矾保持沉淀状态。而黄钾铁矾生成的过程，将 使反应体系中硫酸浓度上升，因而，生成黄钾铁矾的全过程必须进行酸度调整和控制，生成 黄钾铁矾过程中采用添加锌焙烧矿的方法，中和在生成黄钾铁矾过程产生的硫酸；当铁从 溶液中全部生成黄钾铁矾后，就实现了铁锌的分离。这时，得到含锌的溶液返回主流程提取 金属锌。同时得到含锌3 8wt%的黄钾铁矾渣，该黄钾铁矾渣是湿法炼锌过程的终渣，进 行堆存，这种黄钾铁矾渣含有多种重金属离子，在堆存过程中，存在重金属离子污染问题， 是一种典型的重金属污染源。综上所述，在常规技术和工艺中，无论是回转窑高温挥发方法还是高温高酸浸出 方法处理中性浸出渣，达到铁锌分离的目的，都存在技术工艺流程长，过程控制困难，金属 回收率低，试剂消耗大，高温还原挥发过程中二氧化硫对环境污染大，黄钾铁矾渣堆存存在 重金属离子污染等问题，同时也限制和影响了锌、铟的回收率以及铁资源的利用率。国内外学者对提高锌、铟浸出率、除铁方法研究较多，相继研究开发了黄钾铁矾 法、针铁矿法、赤铁矿法等热酸浸出工艺，其基本思路与共同特点是采用高温、高酸等浸出 条件来破坏铁酸锌，然后以黄钾铁矾、针铁矿或赤铁矿的形式沉淀除除，以达到提高锌、铟 回收率的目的。针对提高铁酸锌中锌、铟浸出率的研究，李希明等利用机械活化促进铁酸锌 分解进行了研究，通过机械活化促进焙砂颗粒表面活化，提高锌的浸出率；李洪桂等研究了 机械活化锌浸出渣的方法，以此提高浸出渣的锌、铟浸出率以及抑制铁的浸出；黄炜、刘晨 等利用还原焙烧处理锌焙砂，分解铁酸锌，提高锌浸出率等。上述方法虽然在提高焙砂中锌、铟的浸出率上取得了较好的效果，但在分解铁酸 锌提高浸出率的同时都不可避免的将大量的铁浸出到溶液中，需经净化除铁，且由于浸出 液富含铟，为了有效的回收金属铟，其净化工艺较为复杂，在净化过程中，浸出的锌、铟又大 量损失到铁渣中，降低了金属回收率。导致这些工艺方法浸出液含铁高的根本原因是焙砂 中铁酸锌的存在。由于高铟高铁硫化锌精矿物相组成复杂，主金属锌、铁、铟以硫化物形态 嵌布共生，且其中的铟绝大部分以细粒度嵌布在硫化铁矿物中，在沸腾焙烧脱硫所得的焙 砂中的铁绝大部分形成铁酸锌，呈直径为3-15 μ m的微小粒子嵌布在ZnO基体上；而焙砂中 的^由于离子半径与铁离子半径相近，绝大部分通过置换铁离子的方式进入铁酸锌晶格 中，形成铁酸盐固溶体。这一特性就决定了若要提高焙砂中锌和铟的浸出率，就必须采取有效的措施，分解铁酸锌，破坏铁酸锌晶格，将其包裹的锌和铟释放出来；同时为了保证焙砂 中的铁尽可能少的进入浸出液，就必须在浸出之前将大部分铁通过选矿方式去除。通过热力学分析，可知铁酸锌易于被CO还原分解，其组分F^O3在还原温度570°C 以上，随炉气中CO浓度的提高，按!^e2O3 — Fe3O4 — FeO — Fe顺序转变，在还原温度570°C 以下按!^e2O3 — Fe3O4 — Fe顺序转变；且其中嵌布的L2O3可在还原温度500°C以下直接还 原为蒸气压较小的金属铟，而SiO的还原则要求很高的温度和CO浓度，因此在低温弱还原 气氛条件下将铁酸锌还原分解为&ι0、Fe3O4和金属h是很容易的，且还原产物!^e3O4为强 磁性矿物，通过磁选分离可有效去除焙砂中的铁。
发明内容
本发明针对现有工艺的不足，提供了一种富铟高铁锌焙砂还原磁选分离锌铟铁的 工艺方法，使焙砂中的锌铟铁在浸出前以选矿方式相分离，避免了后续浸出时大量铁进入 浸出液，简化了净化工艺，同时可达到资源综合利用的目的。解决本发明上述技术问题所采取的的技术方案是将沸腾焙烧得到的含锌 45wt% 55wt%、含铁15wt% 30wt%、含铟0. 08wt% 0. 25wt%的富铟高铁锌焙砂，利 用其自身余热，通入煤气在570°C以下进行低温弱还原处理，使其中的铁酸锌分解还原为 ZnO^Fe3O4及部分铁，再将还原焙砂磨细制浆，进行湿式磁选分离锌铟铁，得到铁精矿和富铟 锌精矿。本发明的具体工艺方法还包括以下方案①沸腾焙烧得到的富铟高铁锌焙砂的温度为800 900°C ；②通入煤气还原处理 的温度为450 550°C;③还原焙砂磨细制浆的质量浓度为40wt% 60wt%，磨细至100目 以下；④磁选分离的磁感应强度为30 lOOmT。所述的还原处理是将富铟高铁锌焙砂在沸腾焙烧后直接送入回转窑，通过回转 窑口的煤气发生器在回转窑口通入焙砂质量3wt % 8wt %的煤气，控制窑内温度450 550°C进行低温弱还原焙烧，焙烧时间为30 80min。所述的还原反应中煤气的通入量是以还原F^O3为!^e3O4所需的CO的理论量的2 4倍加入；还原后的焙砂是经自然冷却后送到湿式球磨机磨细制浆，然后导入浆料池 ’磨好 的矿浆泵入可调永磁磁选机中进行磁选分离除铁。上述工艺中发生的主要反应为3ZnFe204+C0 = 3Zn0+2Fe304+C02ZnFe204+C0 = Zn0+2Fe0+C02ZnFe204+Fe0 = ZnCHFe3O43 (ZnO)2 · In2O3 · Fe203+4C0 = 6Zn0+2Fe304+2In+4C02Fe304+4C0 = 3Fe+4C02本发明的有益效果为本方法针对富铟高铁锌焙砂采用选冶结合、先冶后选的技 术手段，运用还原焙烧——弱磁选工艺分离锌铟铁，得到铁精矿和富铟锌精矿，与现有技术 相比具有如下有益效果(1)能耗低、还原剂用量少。充分利用沸腾焙砂自身余热，在沸腾焙烧完成后，使锌 焙砂与少量还原剂接触，在自身的余热作用下，进行低温弱还原焙烧，将铁酸锌分解还原为SiOJe3O4及少量铁。(2)金属回收率高。低温弱还原焙烧，避免了高温强还原反应生成大量金属锌、金 属铁及氧化亚铁，同时由于M2O3可在500°C以下直接还原为蒸气压较小的金属铟，低温弱 还原焙烧不仅可使铁酸锌中嵌布的金属铟得到解离，又避免了铟高温挥发造成的损失。(3)操作简单、易于控制，克服了焙砂中矿物颗粒过细、有价元素与杂质金属分散 混杂、嵌布共存、难以选别分离的问题。经还原焙烧后，铁酸锌的晶格被破坏，焙砂中铁的物 相部分转变为强磁性的狗304及金属铁，显著改善其选别性能，易于磁选分离。(4)实现了富铟高铁锌焙砂中的锌铟铁在浸出前以选矿方式相分离。还原焙烧后 采用易于实施的湿磨湿选，不仅可高效分离锌铟铁，得到富铟锌精矿，同时可得到大量铁精 矿，使焙砂中的铁得以回收利用，资源综合利用率高。(5)采用煤气还原，无新杂质引入，烟尘量小，设备腐蚀程度低。因此，本发明具有操作简单、易于控制、生产效率高、生产成本低、试剂消耗量少、 能耗低、金属回收率高等优点，可高效处理富铟高铁锌焙砂分离锌铟铁。
图1为本发明的工艺流程图。
具体实施例实例一来自云南某地的富铟高铁锌焙砂，其主要化学成分为
权利要求
1.一种富铟高铁锌焙砂还原磁选分离锌铟铁的方法，其特征在于将沸腾焙烧得到的 含锌45wt% 55wt%、含铁15wt% 30wt%、含铟0. 08wt% 0.富铟高铁锌焙 砂，利用其自身余热，通入煤气在570°C以下进行低温弱还原处理，使其中的铁酸锌分解还 原为ZnO、Fe3O4及部分铁，再将还原焙砂磨细制浆，进行湿式磁选分离锌铟铁，得到铁精矿 和富铟锌精矿。
2.根据权利要求1所述的富铟高铁锌焙砂还原磁选分离锌铟铁的方法，其特征在于 ①沸腾焙烧得到的富铟高铁锌焙砂的温度为800 900°C ；②通入煤气还原处理的温度为 450 550°C ；③还原焙砂磨细制浆的质量浓度为40wt% 60wt%，磨细至100目以下；④ 磁选分离的磁感应强度为30 IOOmT。
3.根据权利要求2所述的富铟高铁锌焙砂还原磁选分离锌铟铁的方法，其特征在于 所述的还原处理是将富铟高铁锌焙砂在沸腾焙烧后直接送入回转窑，通过回转窑口的煤气 发生器在回转窑口通入焙砂质量3wt% 8衬％的煤气，控制窑内温度450 550°C进行低 温弱还原焙烧，焙烧时间为30 80min。
4.根据权利要求3所述的富铟高铁锌焙砂还原磁选分离锌铟铁的方法，其特征在于 还原反应中煤气的通入量是以还原Fe2O3为Fe3O4所需的CO的理论量的2 4倍加入；还 原后的焙砂是经自然冷却后送到湿式球磨机磨细制浆，然后导入浆料池；磨好的矿浆泵入 可调永磁磁选机中进行磁选分离除铁。
全文摘要
本发明涉及一种富铟高铁锌焙砂还原磁选分离锌铟铁的方法，属于矿物加工技术领域。本发明的特征是，采用选冶结合、先冶后选的技术手段，将沸腾焙烧得到的富铟高铁锌焙砂，利用其自身余热，通入煤气在570℃以下进行低温弱还原处理，使其中的铁酸锌分解还原为ZnO、Fe3O4及部分铁，再将还原焙砂磨细制浆，进行湿式磁选分离锌铟铁，得到铁精矿和富铟锌精矿。本发明的方法能耗低，还原剂用量少，操作简单、易于控制，金属回收率高，可使铁酸锌中嵌布的金属铟得到解离，又可避免铟高温挥发造成的损失，可实现富铟高铁锌焙砂中的锌铟铁在浸出前以选矿方式相分离。
文档编号C22B1/00GK102134655SQ201010611028
公开日2011年7月27日 申请日期2010年12月29日 优先权日2010年12月29日
发明者徐红胜, 李兴彬, 李存兄, 李旻廷, 樊刚, 邓志敢, 魏昶 申请人:昆明理工大学