CN112830522B - 一种菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法 - Google Patents

一种菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法 Download PDF

Info

Publication number
CN112830522B
CN112830522B CN202011622337.8A CN202011622337A CN112830522B CN 112830522 B CN112830522 B CN 112830522B CN 202011622337 A CN202011622337 A CN 202011622337A CN 112830522 B CN112830522 B CN 112830522B
Authority
CN
China
Prior art keywords
iron
siderite
tailings
percent
reduction
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Active
Application number
CN202011622337.8A
Other languages
English (en)
Other versions
CN112830522A (zh
Inventor
李文博
韩跃新
李朋超
李艳军
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Northeastern University China
Original Assignee
Northeastern University China
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Northeastern University China filed Critical Northeastern University China
Priority to CN202011622337.8A priority Critical patent/CN112830522B/zh
Publication of CN112830522A publication Critical patent/CN112830522A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN112830522B publication Critical patent/CN112830522B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Images

Classifications

    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C01—INORGANIC CHEMISTRY
    • C01G—COMPOUNDS CONTAINING METALS NOT COVERED BY SUBCLASSES C01D OR C01F
    • C01G49/00—Compounds of iron
    • C01G49/02—Oxides; Hydroxides
    • C01G49/06—Ferric oxide [Fe2O3]
    • C—CHEMISTRY; METALLURGY
    • C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B1/00—Preliminary treatment of ores or scrap
    • C22B1/02—Roasting processes
    • Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00—Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20—Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Inorganic Chemistry (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明的一种菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法，属于矿物加工技术和环境领域。步骤包括：制取相应要求的铁基氰化尾渣，经焙烧完成物料的脱水，解毒破氰；经氧化焙烧***后产生的水汽由脱水旋风***排出，加入菱铁矿，随氧化后的铁基氰化尾渣一同进入悬浮焙烧***，控制相应的还原气氛与温度；还原物料经过两段冷却至室温，并经两段式磁选分离，获得高品位铁精矿和可作为水泥等建筑材料的尾矿。本发明具有利用高温氧化气氛完成氰化尾渣的破氰解毒、铁矿物孔隙裂解活性位点增强的优势，同时采用菱铁矿完成铁基氰化尾渣中铁矿物向磁铁矿的转换，为铁基氰化尾渣的清洁化回收利用开辟了新途径。

Description

一种菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法
技术领域：
本发明属于技术领域，具体涉及一种菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法。
背景技术：
黄金等贵金属冶炼企业每年排出大量的氰化尾渣，氰化尾渣中多含有金、银、铜、铁、锌等有价金属，特别是含铁基氰化尾渣，因贵金属的经济价值及选别工艺限制，大量的含铁矿物以尾矿的形式存在于氰化尾渣中，部分氰化尾渣中铁含量高达40％。氰化尾渣多采用尾矿库堆存的形式进行排放，其长期堆存不仅占用土地，而且污染环境。
现有的氰化尾渣处理技术，如过氧化氢氧化法、生物法、因科法、降氰沉淀法、氯氧化法等降氰处理技术或者仅能降低氰化物含量至入库堆存标准，或者处理成本高昂。目前，黄金等贵金属行业产生的氰化尾渣大多数仍堆存于尾矿库中，少部分因含可回收价值元素进行再处理，但再处理过程的运输作业需严格按照国家危险废弃物的运输规范进行，存在较高的危险性。
因此，针对铁基氰化尾渣的无害化乃至资源化处理对贵金属选冶行业具有重要意义。
发明内容：
本发明的目的是针对上述贵金属选冶行业铁基氰化尾渣的处理现状，提供一种将贵金属选冶工艺产生的铁基氰化尾渣破除氰化物一并回收铁的清洁化处理方法。该方法主要是对铁基氰化尾渣进行解毒破氰处理，处理后物料采用菱铁矿作为强化还原剂进行悬浮磁化焙烧，焙烧***采用热量回收装置回收反应余热，最终产品进常规磁选得到合格铁精矿及有经济附加值的无毒尾矿的处理方法。
为实现上述目的，本发明采用以下技术方案：
一种菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法，包括以下步骤：
(1)铁基氰化尾渣通入预氧化焙烧***，500～900℃下焙烧15～120min，获得氧化后氰化尾渣，其中，所述的铁基氰化尾渣中的氰根含量为200～450mg/l，铁基氰化尾渣中脉石矿物含量60％～80％；
(2)取菱铁矿物料，按质量比菱铁矿物料：氧化后氰化尾渣＝(1.3～1.8):1，将二者送入旋风分离***，进行样品混匀与固气分离，获得固体物料和分离气体；其中，所述的菱铁矿物料中-0.074mm粒级质量分数含量90％以上，菱铁矿物料中铁品位在15％～35％，铁元素在菱铁矿中的分布率为80％～100％；
(3)所述的固体物料进入还原***，还原温度为600℃～800℃，还原时间为5～60min，获得还原产物；
(4)还原产物经两级冷却至常温，获得冷却产物，其中，一级冷却停留时间为10～30min，还原产物降温至200～350℃，二级冷却停留时间为5～20min；
(5)冷却产物采用两段式磨矿选别，获得高品位铁精矿产品和尾矿产品。
所述的步骤(1)中，铁基氰化尾渣经过压滤脱水至水分含量≤10％，-0.043mm粒级质量含量≥75％，铁品位≥15％后，进行预氧化焙烧。
所述的步骤(1)中，铁基氰化尾渣中的含铁矿物主要以赤铁矿、褐铁矿、针铁矿、假象赤铁矿的形式存在。铁基氰化尾渣组成中，金属矿物以赤铁矿、褐铁矿、针铁矿、假象赤铁矿为主，含量20％～40％，脉石矿物主要包括方解石，白云石、云母和沸石等。
所述的步骤(1)中，预氧化焙烧***底部设有燃烧器，所述的预氧化操作在高温富氧热气气氛进行，通过预氧化实现铁基氰化尾渣解毒破氰，尾渣中的含铁矿物进行物相和结构重构，具体的，氧化后尾渣中含铁矿物主要以赤铁矿的形式存在，结构根据原铁基氰化尾渣组成的不同而有差异，若原铁基氰化尾渣中含铁矿物以褐铁矿和针铁矿为主，氧化处理后的尾渣，含铁矿物结构出现微裂纹、孔洞等空隙结构；若原铁基氰化尾渣中含铁矿物以赤铁矿为主，氧化过程铁矿物的物相不发生变化，结构出现微裂纹；具体过程参考解毒破氰的化学反应。
具体过程为：尾渣中的吸附水、结晶水以及其他挥发组分被脱除，不同铁矿的矿相转化为a-Fe2O3，并且由于脉石与铁矿热膨胀系数不同，在加热过程中铁基氰化尾渣颗粒的微裂纹和孔洞充分发育，转化为微裂纹和孔隙充分发育的赤铁矿微观结构。
所述的步骤(1)中，铁基氰化尾渣预氧化焙烧过程中实现解毒破氰及物相重构，主要发生以下反应：
Fe2O3.nH2O＝Fe2O3+nH2O
4HCN+7O2＝2H2O+4CO2+4NO
HCN+H2O＝NH3+CO
3Fe2O3+CO＝2Fe3O4+CO2
3Fe2O3+2NO+2NH3＝2Fe3O4+2N2+3H2O
4Fe3O4+O2＝6Fe2O3
2CO+O2＝2CO2
4HCN+5O2＝2H2O+4CO2+2N2
上述氧化***内，氰化尾渣氧化时间因组成不同，在15～120min之间。
所述的步骤(1)中，预氧化焙烧***内设有反应器，所述的反应器内部设有挡板和气流分布板，顶部设有进料口，侧壁上部设有出料口，底部设有进气口，用于通入还原性气体。
所述的步骤(1)中，气流分布板将反应器分为上部腔体和下部腔体，进气口与下部腔体连通；挡板位于上部腔体内，所述的挡板设置若干块，包括上挡板和下挡板，所述的上挡板和下挡板交替布置，所述的上挡板固定于反应器上壁内侧，并与下壁之间设有间隙；所述的下挡板固定于反应器下壁内侧，并与上壁之间设有间隙；形成物料通道，以保证进料口和出料口连通。
所述的步骤(1)中，上挡板与下挡板表面设有若干片粗颗粒细化布料板，所述的粗颗粒细化布料板设置数量依据入炉的铁基氰化尾渣的含水量确定，具体设置4-8个。
所述的步骤(2)中，固体物料为含铁矿物，所述的含铁矿物包括解毒后的氰化尾渣和菱铁矿，菱铁矿占含铁矿物的质量分数为40％～60％。
所述的步骤(2)中，菱铁矿物料铁品位含量为15％～35％；所述的菱铁矿物料-0.074mm粒级质量分数占比90％以上。主要采用相应铁基氰化尾渣附近的铁矿山、细粒级制样，采用颚式破碎机和高压辊磨机，将菱铁矿制备为-0.074mm粒级质量分数含量90％以上的样品。
所述的步骤(2)中，旋风分离***由1～4个旋风分离器组成，旋风分离***设有取样点，对样品中菱铁矿和解毒后的氰化尾渣混匀程度进行定时检测。
所述的步骤(3)中，还原气氛为N2/CO2混合气氛，所述的CO2的体积分数为5％～25％，气体主要由外设气站输入。
所述的步骤(3)中，还原过程中发生如下反应：
FeCO3＝FeO+CO2
3FeO+CO2＝Fe3O4+CO
3Fe2O3+CO＝2Fe3O4+CO2
上述还原***内，物料还原时间为5～60min。
所述的步骤(4)中，还原产物经一级冷却旋风分离器实现一级冷却，经二级旋风分离器冷却器实现二级冷却，所述的一级冷却旋风分离器与二级冷却旋风分离器内均设有管式换热器，还原物料的显热被一级冷却旋风分离器内的管式换热器回收，物料经过一级冷却旋风器，降温至200～350℃，一级冷却还原物料的显热以及再氧化反应放出的潜热被二级冷却旋风分离器内的管式换热器回收。
所述的步骤(4)中，二级冷却旋风分离器为空气冷却，冷却过程中主要发生如下反应
Fe3O4+O2→γ-Fe2O3
所述的步骤(5)中，冷却产物一段磨矿细度为-0.038mm含量85％～99％，二段弱磁选采用湿式弱磁选机，磁场强度1000～1100Oe。
所述的步骤(5)中，精矿铁品位含量57％～65％，回收率75～90％。尾矿具有活性，有害成分含量符合建材使用标准，可以作为生产水泥，瓷砖等建筑产品的材料。
本发明的有益效果：
使用本发明方法处理后，最终产品无毒可利用，不属于危险废弃物，降低了企业生产过程中的危废产出量；且对铁基氰化尾渣中的铁资源进行了回收利用，可以获得合格的铁精矿，增加了矿山的经济利益；减少了煤炭及煤制气的使用，菱铁矿就地取材，降低铁基氰化尾渣的处理成本，整体经济效益大于处理尾矿费用。
附图说明：
图1是本发明实施例1的菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法整体工艺流程图；
图2是本发明实施例1的菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法中还原产品选别工艺流程图；
图3是本发明实施例1采用的预氧化焙烧***装置结构示意图，其中：
1为上挡板，2为下挡板，3为气流分布板，4为进气阀，5为出料口，6为粗颗粒细化布料板。
具体实施方式：
下面结合实施例对本发明作进一步的详细说明。
一种菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法，包括以下步骤：
(1)铁基氰化尾渣通入预氧化焙烧***，500～900℃下焙烧15～120min，获得氧化后氰化尾渣，其中，所述的铁基氰化尾渣中的氰根含量为200～450mg/l，铁基氰化尾渣中脉石矿物含量60％～80％；
(2)取菱铁矿物料，按质量比菱铁矿物料：氧化后氰化尾渣＝(1.3～1.8):1将二者送入旋风分离***，进行样品混匀与固气分离，获得固体物料和分离气体；其中，所述的菱铁矿物料中-0.074mm粒级质量分数含量90％以上，菱铁矿物料中铁品位在15％～35％，铁元素在菱铁矿中的分布率为80％～100％；
(3)所述的固体物料进入还原***，还原温度为600℃～800℃，还原时间为5～60min，获得还原产物；
(4)还原产物经两级冷却至常温，获得冷却产物，其中，一级冷却停留时间为10～30min，还原产物降温至200～350℃，二级冷却停留时间为5～20min；
(5)冷却产物采用两段式磨矿选别，获得高品位铁精矿产品和尾矿产品。
所述的步骤(1)中，铁基氰化尾渣经过压滤脱水至水分含量≤10％，-0.043mm粒级质量含量≥75％，铁品位≥15％后，进行预氧化焙烧。
所述的步骤(1)中，铁基氰化尾渣中的含铁矿物主要以赤铁矿、褐铁矿、针铁矿、假象赤铁矿的形式存在。铁基氰化尾渣组成中，金属矿物以赤铁矿、褐铁矿、针铁矿、假象赤铁矿为主，含量20％～40％，脉石矿物主要包括方解石，白云石、云母和沸石等。
所述的步骤(1)中，预氧化焙烧***底部设有燃烧器，所述的预氧化操作在高温富氧热气气氛进行，通过预氧化实现铁基氰化尾渣解毒破氰，尾渣中的含铁矿物进行物相和结构重构，具体的，氧化后尾渣中含铁矿物主要以赤铁矿的形式存在，结构根据原铁基氰化尾渣组成的不同而有差异，若原铁基氰化尾渣中含铁矿物以褐铁矿和针铁矿为主，氧化处理后的尾渣，含铁矿物结构出现微裂纹、孔洞等空隙结构；若原铁基氰化尾渣中含铁矿物以赤铁矿为主，氧化过程铁矿物的物相不发生变化，结构出现微裂纹；具体过程参考解毒破氰的化学反应。
具体过程为：尾渣中的吸附水、结晶水以及其他挥发组分被脱除，不同铁矿的矿相转化为a-Fe2O3，并且由于脉石与铁矿热膨胀系数不同，在加热过程中铁基氰化尾渣颗粒的微裂纹和孔洞充分发育，转化为微裂纹和孔隙充分发育的赤铁矿微观结构。
所述的步骤(1)中，铁基氰化尾渣预氧化焙烧过程中实现解毒破氰及物相重构，主要发生以下反应：
Fe2O3.nH2O＝Fe2O3+nH2O
4HCN+7O2＝2H2O+4CO2+4NO
HCN+H2O＝NH3+CO
3Fe2O3+CO＝2Fe3O4+CO2
3Fe2O3+2NO+2NH3＝2Fe3O4+2N2+3H2O
4Fe3O4+O2＝6Fe2O3
2CO+O2＝2CO2
4HCN+5O2＝2H2O+4CO2+2N2
上述氧化***内，氰化尾渣氧化时间因组成不同，在15～120min之间。
所述的步骤(1)中，预氧化焙烧***内设有反应器，所述的反应器内部设有挡板和气流分布板，顶部设有进料口，侧壁上部设有出料口，底部设有进气口，用于通入还原性气体。
所述的步骤(1)中，气流分布板将反应器分为上部腔体和下部腔体，进气口与下部腔体连通；挡板位于上部腔体内，所述的挡板设置若干块，包括上挡板和下挡板，所述的上挡板和下挡板交替布置，所述的上挡板固定于反应器上壁内侧，并与下壁之间设有间隙；所述的下挡板固定于反应器下壁内侧，并与上壁之间设有间隙；形成物料通道，以保证进料口和出料口连通。
所述的步骤(1)中，上挡板与下挡板表面设有若干片粗颗粒细化布料板，所述的粗颗粒细化布料板设置数量依据入炉的铁基氰化尾渣的含水量确定，具体设置4-8个。
所述的步骤(2)中，固体物料为含铁矿物，所述的含铁矿物包括解毒后的氰化尾渣和菱铁矿，菱铁矿占含铁矿物的质量分数为40％～60％。
所述的步骤(2)中，菱铁矿物料铁品位含量为15％～30％；所述的菱铁矿物料-0.074mm粒级质量分数占比90％以上。主要采用相应铁基氰化尾渣附近的铁矿山、细粒级制样，采用颚式破碎机和高压辊磨机，将菱铁矿制备为-0.074mm粒级质量分数含量90％以上的样品。
所述的步骤(2)中，旋风分离***由1～4个旋风分离器组成，旋风分离***设有取样点，对样品中菱铁矿和解毒后的氰化尾渣混匀程度进行定时检测。
所述的步骤(3)中，还原气氛为N2/CO2混合气氛，所述的CO2的体积分数为5％～25％，气体主要由外设气站输入。
所述的步骤(3)中，还原过程中发生如下反应：
FeCO3＝FeO+CO2
3FeO+CO2＝Fe3O4+CO
3Fe2O3+CO＝2Fe3O4+CO2
上述还原***内，物料还原时间为5～60min。
所述的步骤(4)中，还原产物经一级冷却旋风分离器实现一级冷却，经二级旋风分离器冷却器实现二级冷却，所述的一级冷却旋风分离器与二级冷却旋风分离器内均设有管式换热器，还原物料的显热被一级冷却旋风分离器内的管式换热器回收，物料经过一级冷却旋风器，降温至200～350℃，一级冷却还原物料的显热以及再氧化反应放出的潜热被二级冷却旋风分离器内的管式换热器回收。
所述的步骤(4)中，二级冷却旋风分离器为空气冷却，冷却过程中主要发生如下反应
Fe3O4+O2→γ-Fe2O3
所述的步骤(5)中，冷却产物一段磨矿细度为-0.038mm含量85％～99％，二段弱磁选采用湿式弱磁选机，磁场强度1000～1100Oe。
所述的步骤(5)中，精矿铁品位含量57％～65％，回收率80～95％。尾矿具有活性，有害成分含量符合建材使用标准，可以作为生产水泥，瓷砖等建筑产品的材料。
实施例1
菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法，其整体工艺流程图如图1所示，本实例给矿为山西省某地金矿采用全泥氰化浸出所得尾渣，其中TFe含量25.8％，(氰化尾渣中含铁矿物主要以褐铁矿和赤铁矿的形式存在，铁元素在褐铁矿中的理论分布率为80％，脉石矿物主要为云母、白云石、方解石、石英)氰根含量450mg/l，所需菱铁矿取自金矿附近的选矿厂(菱铁矿中含铁矿物主要以菱铁矿和赤铁矿的形式存在，铁元素在菱铁矿和赤铁矿中的分布率分别为91.20％、7.91％)
步骤1、备料：选取TFe含量25％的氰化尾渣进行压滤脱水、获得TFe含量30％，含水量8％的尾渣，尾渣经处理后-0.043mm粒级质量含量80％以上；所取菱铁矿经破碎磨矿，获得-0.074mm粒级质量分数含量95％，铁品位在25％的菱铁矿物料
步骤2、铁基氰化尾渣通入底部设有燃烧器的预氧化焙烧***，预氧化焙烧***装置结构示意图如图3所示，预氧化焙烧***内设有反应器，所述的反应器内部设有挡板和气流分布板3，顶部设有进料口，侧壁上部设有出料口5，底部设有进气口，配合设有进气阀4，用于通入还原性气体。
所述的步骤(1)中，气流分布板将反应器分为上部腔体和下部腔体，进气口与下部腔体连通；挡板位于上部腔体内，所述的挡板设置若干块，包括上挡板1和下挡板2，所述的上挡板1和下挡板2交替布置，所述的上挡板1固定于反应器上壁内侧，并与下壁之间设有间隙；所述的下挡板2固定于反应器下壁内侧，并与上壁之间设有间隙；形成物料通道，以保证进料口和出料口连通。
所述的步骤(1)中，上挡板1与下挡板2表面设有若干片粗颗粒细化布料板，所述的粗颗粒细化布料板设置数量依据入炉的铁基氰化尾渣的含水量确定，具体单板面设置0-4个。
氧化***内在800～820℃，富氧热气气氛下焙烧15min解毒破氰，温度不能高于860℃，温度过高，会降低含铁矿物后期还原的性能，影响后期还原。氧化***第一个入料室粗颗粒细化布料板，在上端以30cm的距离交叉分布共7个。
表1-1氧化温度与时间对应表
实施例1-1 实施例1-2 实施例1-3 实施例1-4
温度/℃ -770+750 -720+700 -670+650 -620+600
时间/min 15 25 40 60
步骤3、菱铁矿物料随氧化后的氰化尾渣(按质量比菱铁矿物料：氧化后氰化尾渣＝1.8:1)一同进入旋风分离***进行样品的混匀和固气分离，旋风分离***由4个旋风分离器串联组成。物料停留时间20min。
步骤4、旋风分离***排出的固体物料进入悬浮还原***，固体物料中菱铁矿占含铁矿物的质量分数为50％，实施例1-1至实施例1-4的还原***内的还原温度与物料停留时间如表1-2所示。还原***中的气氛为N2/CO2混合气氛，其中其中CO2的体积分数为5～20％。
表1-2还原温度与还原时间对应表
实施例1-1 实施例1-2 实施例1-3 实施例1-4
温度/℃ -770+750 -720+700 -670+650 -620+600
时间/min 5 15 40 60
步骤5、还原后的产品依次通过两级冷却***中的一级冷却旋风分离器，降温至200～220℃、冷却物料在流动密封阀中停留时间为10min，从流动密封阀排料口进入二级冷却旋风器，通入空气进行氧化处理。
步骤6、冷却后的还原产品选别工艺流程图如图2所示，采用陶瓷球搅拌磨机，在一段磨矿细度-0.038mm90％，磁场强度1500Oe进行一段磁选，磁选精矿在磁场强度1000Oe条件下进行精选。
实施例1-1至实施例1-4获得最终精矿铁品位为60.82％、60.56％、61.47％、61.86％，回收率80％、90％、85.39％、79.57％。尾矿具有活性，可以作为生产水泥，瓷砖等建筑产品的材料。
实施例2
本实例给矿为云南省某地金矿采用全泥氰化浸出所得尾渣，其中TFe含量28％，氰根含量310mg/l，(氰化尾渣中含铁矿物主要以褐铁矿的形式存在，铁元素在褐铁矿中的理论分布率为95％，脉石矿物主要为云母、白云石、石英)所需菱铁矿取自附近的选矿厂(菱铁矿中含铁矿物主要以菱铁矿和赤铁矿的形式存在，铁元素在菱铁矿和赤铁矿中的分布率分别为85.70％、13.42％)
步骤1、备料：选取TFe含量28％的氰化尾渣进行压滤脱水、获得TFe含量32％，含水量10％的尾渣，尾渣经处理后-0.043mm粒级质量含量85％以上的；所取菱铁矿经破碎磨矿，获得-0.038mm粒级质量分数含量80％，铁品位在31.5％的菱铁矿物料
步骤2、铁基氰化尾渣通入底部设有燃烧器的预氧化焙烧***，富氧热气气氛下焙烧解毒破氰，氧气浓度30％。实施例2-1至实施例2-4的氧化时间与氧化温度的对应关系如表1-3所示，温度不能高于900℃，温度高于900℃，后期不易还原。
表1-3氧化温度与时间对应表
实施例2-1 实施例2-2 实施例2-3 实施例2-4
温度/℃ -870+850 -720+700 -670+650 -620+600
时间/min 8 20 30 60
步骤3、菱铁矿物料随氧化后的氰化尾渣(按质量比菱铁矿物料：氧化后氰化尾渣＝1.5:1)一同进入旋风分离***进行样品的混匀和固气分离，旋风分离***由3个旋风分离器串联组成。物料停留时间25min。
步骤4、旋风分离***排出的固体物料进入悬浮还原***，固体物料中菱铁矿占含铁矿物的质量分数为45％，实施例2-1至实施例2-4的还原***内的还原温度与还原时间的对应关系如表1-4所示。还原***中的气氛为N2/CO2混合气氛，其中CO2的体积分数为5～25％。(还原温度控制在850℃以内)
表1-4还原温度与时间对应表
实施例2-1 实施例2-2 实施例2-3 实施例2-4
温度/℃ -770+750 -720+700 -640+620 -600+580
时间/min 8 30 40 60
步骤5、还原后的产品依次通过两级冷却***中的一级冷却旋风分离器，降温至230～320℃、冷却物料在流动密封阀中停留时间为15min，从流动密封阀排料口进入二级冷却旋风器，通入空气进行氧化处理。
步骤6、冷却后的还原产品采用陶瓷球搅拌磨机，在一段磨矿细度-0.038mm95％，磁场强度1000Oe进行一段磁选，一段精矿再磨，磨矿细度-0.023mm粒级含量90％，磁选精矿在磁场强度1500Oe条件下进行精选
实施例2-1至实施例2-4获得的最终精矿铁品位59.15％、60.27％、61.16％、60.68％，回收率81.45％、87.59％、85.32％、83.25％。尾矿具有活性，可以作为生产水泥，瓷砖等建筑产品的材料。
对比例2-1
同实施例2，区别在于氧化温度设定为900℃，结果最终精矿铁品位65.71％，回收率降低至60％以下，具体原因为，氰化尾渣中含铁矿物高温下受热与脉石矿物反应生成铁的复合硅酸盐，不易后续的还原反应。
对比例2-2
同实施例2，区别在于还原温度设定为900℃，结果最终精矿铁品位64.68％，回收率降低为60.52％，具体原因为，混合物料中的菱铁矿在还原过程中，还原温度过高，菱铁矿急剧分解，分解速率太快，分解过程中的还原气体，未与赤铁矿充分反应，就被通入的惰性气体带出，导致最终铁精矿回收率偏低。
对比例2-3
同实施例2，区别在于一级冷却器中的物料降温至380℃，进入二级冷却器空气冷却，结果最终精矿铁品位64.68％，回收率降低为30％，具体原因为，进入二级冷却器的物料过高，还原生成的磁铁矿，在该温度下与氧气反应氧化为磁性弱的a-Fe2O3，后期分选过程中，采用磁选不能有效分离，导致最终铁精矿回收率偏低。
实施例3
本实例给矿为河南省某地金矿采用全泥氰化浸出所得尾渣，其中TFe含量23.54％，(氰化尾渣中含铁矿物主要以褐铁矿和针铁矿的形式存在，脉石矿物主要为云母、白云石、方解石、石英)氰根含量450mg/l，所需菱铁矿取自金矿附近的选矿厂(菱铁矿中含铁矿物主要以菱铁矿和赤铁矿的形式存在，铁元素在菱铁矿和赤铁矿中的分布率分别为89.17％、7.91％)
步骤1、备料：选取TFe含量23.54％的氰化尾渣进行压滤脱水、获得TFe含量28％，含水量8％的尾渣，尾渣经处理后-0.043mm粒级质量含量95％以上；所取菱铁矿经破碎磨矿，获得-0.074mm粒级质量分数含量95％，铁品位在25％的菱铁矿物料；
步骤2、铁基氰化尾渣通入底部设有燃烧器的预氧化焙烧***，氧化***内在750～800℃，富氧热气气氛下焙烧10min解毒破氰，温度不能高于860℃，温度过高，会降低含铁矿物后期还原的性能，影响后期还原。实施例3-1至实施例3-4的具体的氧化温度与时间对应表如表1-5所示。氧化***第一个入料室粗颗粒细化布料板，在上端以25cm的距离交叉分布7个，倾斜角度为45°。
表1-5氧化温度与时间对应表
实施例3-1 实施例3-2 实施例3-3 实施例3-4
温度/℃ -770+750 -720+700 -670+650 -620+600
时间/min 10 18 30 60
步骤3、菱铁矿物料随氧化后的氰化尾渣(按质量比菱铁矿物料：氧化后氰化尾渣＝1.3:1)一同进入旋风分离***进行样品的混匀和固气分离，旋风分离***由4个旋风分离器串联组成。物料停留时间20～40min。
步骤4、旋风分离***排出的固体物料进入悬浮还原***，固体物料中菱铁矿占含铁矿物的质量分数为50％，实施例3-1至实施例3-4的还原***内的还原温度与物料停留时间如表1-6所示。还原***中的气氛为N2/CO2混合气氛，其中CO2的体积分数为30％。
表1-6还原温度与还原时间对应表
实施例3-1 实施例3-2 实施例3-3 实施例3-4
温度/℃ -770+750 -720+700 -670+650 -620+600
时间/min 5 15 40 60
步骤5、还原后的产品依次通过两级冷却***中的一级冷却旋风分离器，降温至200～250℃、冷却物料在流动密封阀中停留时间为10min，从流动密封阀排料口进入二级冷却旋风器，通入空气进行氧化处理。
步骤6、冷却后的还原产品采用陶瓷球搅拌磨机，在一段磨矿细度-0.038mm90％，磁场强度1500Oe进行一段磁选，磁选精矿在磁场强度1000Oe条件下进行精选
实施例3-1至实施例3-4获得最终精矿铁品位60.48％、61.15％、61.47％、60.85％，回收率80.17％、88.43％、83.64％、78.83％。尾矿具有活性，可以作为生产水泥，瓷砖等建筑产品的材料。
实施例4
本实例给矿为广西省某地采用焙烧工艺氰化浸出所得尾渣，其中TFe含量29％，氰根含量200mg/l，(氰化尾渣中含铁矿物主要以赤铁矿的形式存在，铁元素在赤铁矿中的理论分布率为90％，脉石矿物主要为云母、石英、叶腊石)所需菱铁矿取自附近的选矿厂(菱铁矿中含铁矿物主要以菱铁矿和赤铁矿的形式存在，铁元素在菱铁矿和赤铁矿中的分布率分别为81.52％、15.27％)
步骤1、备料：选取TFe含量29％的氰化尾渣进行压滤脱水、获得TFe含量35％，含水量7％的尾渣，尾渣经处理后-0.038mm粒级质量含量80％；所取菱铁矿经破碎磨矿，获得-0.038mm粒级质量分数含量80％，铁品位在35％的菱铁矿物料
步骤2、铁基氰化尾渣通入底部设有燃烧器的预氧化焙烧***，氧化***第一个入料室粗颗粒细化布料板，在上端以25cm的距离交叉分布4个。实施例4-1至实施例4-4的焙烧温度与氧化时间的关系如表1-7所示，氧气浓度25％。氧化温度不能高于900℃。
表1-7氧化温度与时间对应表
实施例4-1 实施例4-2 实施例4-3 实施例4-4
温度/℃ -820+800 -770+750 -720+700 -620+600
时间/min 15～20 20～30 40 60
步骤3、菱铁矿物料随氧化后的氰化尾渣(按质量比菱铁矿物料：氧化后氰化尾渣＝1.5:1)一同进入旋风分离***进行样品的混匀和固气分离，旋风分离***由5个旋风分离器串联组成。物料停留时间30～45min。
步骤4、旋风分离***排出的固体物料进入悬浮还原***，固体物料中菱铁矿占含铁矿物的质量分数为55％，实施例4-1至实施例4-4的还原***内的还原温度控与时间的对应关系如表1-8所示。还原***中的气氛为N2/CO2混合气氛，其中其中CO2的体积分数为15％。(还原温度应控制在850℃以内)
表1-8还原温度与时间对应表
实施例4-1 实施例4-2 实施例4-3 实施例4-4
温度/℃ -820+800 -770+750 -720+700 -620+600
时间/min 15～20 20～25 40 60
步骤5、还原后的产品依次通过两级冷却***中的一级冷却旋风分离器，降温至200～300℃、冷却物料在流动密封阀中停留时间为20min，从流动密封阀排料口进入二级冷却旋风器，通入空气进行氧化处理。
步骤6、冷却后的还原产品采用陶瓷球搅拌磨机，在一段磨矿细度-0.038mm95％，磁场强度1000Oe进行一段磁选，一段精矿再磨，磨矿细度-0.023mm粒级含量95％，磁选精矿在磁场强度1500Oe条件下进行精选，实施例4-1至实施例4-4获得最终精矿铁品位61.5％、63％、62.8％、62.1％，回收率78.15％、84.47％、82.15％、79.05％。尾矿具有活性，可以作为生产水泥，瓷砖等建筑产品的材料。
对比例4-1
同实施例3，区别在于氧化温度设定为920℃，结果最终精矿铁品位65％，回收率降低至60％以下，具体原因为，氰化尾渣中氰化尾渣中含铁矿物高温下受热与脉石矿物反应生成铁的复合硅酸盐,不易后续的还原反应。
对比例4-2
同实施例3，区别在于还原温度设定为900℃，结果最终精矿铁品位63％，回收率降低为75％，具体原因为，混合物料中的菱铁矿在还原过程中，还原温度过高，菱铁矿急剧分解，分解速率太快，分解过程中的还原气体，未与赤铁矿充分反应，就被通入的惰性气体带出，导致最终铁精矿回收率偏低。
实施例5.
本实例给矿为陕西省某地采用全泥氰化工艺浸出所得尾渣，其中TFe含量25％，氰根含量358mg/l，(氰化尾渣中含铁矿物主要以赤铁矿的形式存在，铁元素在赤铁矿中的理论分布率为95％，脉石矿物主要为云母、石英、方解石)所需菱铁矿取自附近的选矿厂(菱铁矿中含铁矿物主要以菱铁矿和赤铁矿的形式存在，铁元素在菱铁矿和赤铁矿中的分布率分别为88.85％、10.27％)
步骤1、备料：选取TFe含量25％的氰化尾渣进行压滤脱水、获得TFe含量28％，含水量7％的尾渣，尾渣经处理后-0.038mm粒级质量含量88％；所取菱铁矿经破碎磨矿，获得-0.038mm粒级质量分数含量90％，铁品位30.52％的菱铁矿物料
步骤2、铁基氰化尾渣通入底部设有燃烧器的预氧化焙烧***，氧化***第一个入料室粗颗粒细化布料板，在上端以25cm的距离交叉分布4个。实施例5-1至实施例5-4的焙烧温度与氧化时间的关系如表1-9所示，氧气浓度25％。氧化温度不能高于850℃。
表1-9氧化温度与时间对应表
实施例5-1 实施例5-2 实施例5-3 实施例5-4
温度/℃ -820+800 -770+750 -720+700 -620+600
时间/min 15～20 20～30 40 60
步骤3、菱铁矿物料随氧化后的氰化尾渣一同进入旋风分离***进行样品的混匀和固气分离，旋风分离***由5个旋风分离器串联组成。物料停留时间35～40min。
步骤4、旋风分离***排出的固体物料进入悬浮还原***，固体物料中菱铁矿占含铁矿物的质量分数为55％，实施例5-1至实施例5-4的还原***内的还原温度控与时间的对应关系如表1-10所示。还原***中的气氛为N2/CO2混合气氛，其中CO2的体积分数为15％。(还原温度应控制在850℃以内)
表1-10还原温度与时间对应表
Figure GDA0002965616000000131
Figure GDA0002965616000000141
步骤5、还原后的产品依次通过两级冷却***中的一级冷却旋风分离器，降温至250～300℃、冷却物料在流动密封阀中停留时间为20min，从流动密封阀排料口进入二级冷却旋风器，通入空气进行氧化处理。
步骤6、冷却后的还原产品采用陶瓷球搅拌磨机，在一段磨矿细度-0.038mm95％，磁场强度1000Oe进行一段磁选，一段精矿再磨，磨矿细度-0.023mm粒级含量95％，磁选精矿在磁场强度1500Oe条件下进行精选，实施例5-1至实施例5-4获得最终精矿铁品位61.44％、63％、62.8％、62.1％，回收率81.36％、87.52％、83.51％、79.25％。尾矿具有活性，可以作为生产水泥，瓷砖等建筑产品的材料。
对比例5-1
同实施例5，区别在于氧化温度设定为900℃，结果最终精矿铁品位63％，回收率降低至60％以下，具体原因为，氰化尾渣中含铁矿物高温下受热与脉石矿物反应生成铁的复合硅酸盐,不易后续的还原反应。
对比例3-2
同实施例3，区别在于还原温度设定为900℃，结果最终精矿铁品位63％，回收率降低为70％，具体原因为，混合物料中的菱铁矿在还原过程中，还原温度过高，菱铁矿急剧分解，分解速率太快，分解过程中的还原气体，未与赤铁矿充分反应，就被通入的惰性气体带出，导致最终铁精矿回收率偏低。

Claims (6)

1.一种菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法，其特征在于，包括以下步骤：
(1)铁基氰化尾渣通入预氧化焙烧***，770～860℃下焙烧20~60min，获得氧化后氰化尾渣，其中，所述的铁基氰化尾渣中的氰根含量为200~450mg/l，铁基氰化尾渣中脉石矿物含量60%~80%，所述的铁基氰化尾渣中的含铁矿物以赤铁矿、褐铁矿、针铁矿、假象赤铁矿的形式存在；铁基氰化尾渣组成中，金属矿物以赤铁矿、褐铁矿、针铁矿、假象赤铁矿为主，含量20%~40%，脉石矿物包括方解石，白云石、云母和沸石；所述的铁基氰化尾渣经过压滤脱水至水分含量≤10%，-0.043mm粒级质量含量≥75%，铁品位≥15%后，进行预氧化焙烧，所述的预氧化操作在高温富氧热气气氛进行；
(2)取菱铁矿物料，按质量比 菱铁矿物料：氧化后氰化尾渣=(1.3~1.8):1，将二者送入旋风分离***，进行样品混匀与固气分离，获得固体物料和分离气体；其中，所述的菱铁矿物料中-0.074mm粒级质量分数含量90%以上，菱铁矿物料中铁品位在20%~35%，铁元素在菱铁矿中的分布率为80%~100%；
(3)所述的固体物料进入还原***，还原温度为620℃~800℃，还原时间为5~40min，还原气氛为N2/CO2混合气氛，所述的CO2的体积分数为5%~25%，获得还原产物；
(4)还原产物经两级冷却至常温，获得冷却产物，其中，一级冷却停留时间为10～30min，还原产物降温至200~350℃，二级冷却停留时间为5～20min；
(5)冷却产物采用两段式磨矿选别，获得高品位铁精矿产品和尾矿产品。
2.根据权利要求1所述的菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法，其特征在于，所述的步骤(1)中：
所述的预氧化焙烧***底部设有燃烧器；
所述的氧化焙烧***内设有反应器，所述的反应器内部设有挡板和气流分布板，顶部设有进料口，侧壁上部设有出料口，底部设有进气口，用于通入还原性气体；
所述的气流分布板将反应器分为上部腔体和下部腔体，进气口与下部腔体连通；挡板位于上部腔体内，所述的挡板设置若干块，包括上挡板和下挡板，所述的上挡板和下挡板交替布置，所述的上挡板固定于反应器上壁内侧，并与下壁之间设有间隙；所述的下挡板固定于反应器下壁内侧，并与上壁之间设有间隙；形成物料通道，以保证进料口和出料口连通；
所述的上挡板与下挡板表面设有若干片粗颗粒细化布料板，所述的粗颗粒细化布料板设置数量依据入炉的铁基氰化尾渣的含水量确定，具体设置4-6个。
3.根据权利要求1所述的菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法，其特征在于，所述的步骤(2)中：固体物料为含铁矿物，所述的含铁矿物包括解毒后的氰化尾渣和菱铁矿，菱铁矿占含铁矿物的质量分数为40%~60%；菱铁矿物料铁品位含量为15%~35%；所述的菱铁矿物料-0.074mm粒级质量分数占比90%以上。
4.根据权利要求1所述的菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法，其特征在于，所述的步骤(2)中，旋风分离***由1~4个旋风分离器组成。
5.根据权利要求1所述的菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法，其特征在于，所述的步骤(5)中，冷却产物一段磨矿细度为-0.038mm含量85%~99%，二段弱磁选采用湿式弱磁选机，磁场强度1000～1100Oe。
6.根据权利要求1所述的菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法，其特征在于，所述的步骤(5)中，精矿铁品位含量57%~65%，回收率75～90%。
CN202011622337.8A 2020-12-30 2020-12-30 一种菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法 Active CN112830522B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202011622337.8A CN112830522B (zh) 2020-12-30 2020-12-30 一种菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN202011622337.8A CN112830522B (zh) 2020-12-30 2020-12-30 一种菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN112830522A CN112830522A (zh) 2021-05-25
CN112830522B true CN112830522B (zh) 2022-04-08

Family

ID=75924219

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN202011622337.8A Active CN112830522B (zh) 2020-12-30 2020-12-30 一种菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN112830522B (zh)

Families Citing this family (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN114381270B (zh) * 2022-01-27 2023-03-14 清华大学 基于工业固废制备的土壤修复剂的制备方法、土壤修复剂及其应用

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104711413A (zh) * 2015-03-30 2015-06-17 东北大学 一种氰化尾渣预氧化-蓄热还原-再氧化的悬浮焙烧方法
CN108504855A (zh) * 2018-05-09 2018-09-07 东北大学 一种以菱铁矿为还原剂悬浮磁化焙烧生产铁精矿的方法
CN111455165A (zh) * 2020-05-29 2020-07-28 东北大学 一种高铁氰化尾渣的悬浮磁化焙烧破氰-弱磁选提铁装置
CN111485099A (zh) * 2020-05-29 2020-08-04 东北大学 一种高铁氰化尾渣的悬浮磁化焙烧破氰-磁选提铁的方法
CN111604164A (zh) * 2020-05-29 2020-09-01 东北大学 一种氰化尾渣脱氰并综合回收铁精矿的方法
CN111632757A (zh) * 2020-06-03 2020-09-08 东北大学 一种基于含铁物料加热致裂强化还原焙烧的方法

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN104711413A (zh) * 2015-03-30 2015-06-17 东北大学 一种氰化尾渣预氧化-蓄热还原-再氧化的悬浮焙烧方法
CN108504855A (zh) * 2018-05-09 2018-09-07 东北大学 一种以菱铁矿为还原剂悬浮磁化焙烧生产铁精矿的方法
CN111455165A (zh) * 2020-05-29 2020-07-28 东北大学 一种高铁氰化尾渣的悬浮磁化焙烧破氰-弱磁选提铁装置
CN111485099A (zh) * 2020-05-29 2020-08-04 东北大学 一种高铁氰化尾渣的悬浮磁化焙烧破氰-磁选提铁的方法
CN111604164A (zh) * 2020-05-29 2020-09-01 东北大学 一种氰化尾渣脱氰并综合回收铁精矿的方法
CN111632757A (zh) * 2020-06-03 2020-09-08 东北大学 一种基于含铁物料加热致裂强化还原焙烧的方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN112830522A (zh) 2021-05-25

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN108504855B (zh) 一种以菱铁矿为还原剂悬浮磁化焙烧生产铁精矿的方法
CN111455165B (zh) 一种高铁氰化尾渣的悬浮磁化焙烧破氰-弱磁选提铁装置
CN111485100B (zh) 一种含碳金矿悬浮焙烧强化金浸出率的方法
CN105463147A (zh) 回转窑直接还原红土镍矿生产镍铁粉的方法
CN110306036B (zh) 流化还原-电弧熔炼-回转窑钠化处理钒钛磁铁矿的方法
CN102851490B (zh) 流态化还原焙烧氧化镍矿制备优质焙砂的方法
CN112830522B (zh) 一种菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法
WO2024093526A1 (zh) 混合稀土精矿悬浮态矿相转化-清洁浸出的***及其使用方法
CN111744670B (zh) 赤泥与煤矸石悬浮共焙烧制备铁精矿和铝精矿的方法
CN110760637A (zh) 利用高铁铝土矿回收铁的方法及利用高铁铝土矿提取铝的方法
CN111020094A (zh) 利用煤矸石回收铁的方法及利用煤矸石提取铝的方法
CN113564371B (zh) 一种焙烧氰化尾渣的资源综合回收利用方法
CN111485099B (zh) 一种高铁氰化尾渣的悬浮磁化焙烧破氰-磁选提铁的方法
CN110564969B (zh) 一种综合回收高炉瓦斯灰中铅、锌、铁的方法
CN212077128U (zh) 一种从赤泥中回收金属铁的装置
CN111118281B (zh) 一种海滨砂矿基于悬浮焙烧进行钛铁分离的方法
CN211199268U (zh) 一种转炉lt含锌粉尘在线处理***
CN113265501A (zh) 一种金精矿的高效回收利用方法
CN110863114A (zh) 利用高铁赤泥回收铁的方法及利用高铁赤泥提取铝的方法
CN111663046B (zh) 赤泥与煤矸石悬浮共焙烧分离回收铁铝的***
CN112813252A (zh) 一种褐铁矿型全泥氰化尾渣分段调控强化脱氰提铁的方法
CN110747308B (zh) 一种转炉lt含锌粉尘在线处理***及其处理方法
CN113953079B (zh) 一种多金属页岩焙烧-富集钒的方法
CN113604673B (zh) 一种硫酸熟化焙烧氰化尾渣提金的方法
CN116837209A (zh) 一种铜冶炼渣中铁铜协同干法回收的***及方法

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant