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技术

本发明专利技术的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。采用连续悬浮焙烧炉对褐铁矿型全泥氰化尾渣进行破晶焙烧脱氰、还原焙烧提铁，其中焙烧产品进行磁选选别，可以获得高品位铁精矿。步骤如下：将褐铁矿型全泥氰化尾渣制备成

【技术实现步骤摘要】
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

：
[0001]本专利技术属于矿物加工
，具体涉及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。

技术介绍
：
[0002]我国的矿产总储量的85％以共伴生矿床的形式存在，共伴生矿床元素种类多，赋存状态复杂，回收难度大。在伴生贵金属矿产资源开发过程中，一般优先保证贵金属资源的回收利用，选矿工艺优先考虑贵金属的回收，其他的伴生金属矿资源的流失严重，如伴生的铁矿资源。我国现有的贵金属矿山的尾矿库中存在一定储量的铁矿资源，以氰化尾渣的形式堆存在尾矿中，其中一部分以褐铁矿型全泥氰化尾渣的形式存在，这部分资源的回收利用，对缓解我国铁资源不足，对矿山企环境保护具有重要意义。
[0003]采用传统选矿方法回收利用铁质氰化尾渣，存在有用元素回收率低。采用回转窑等对氰化尾渣进行磁化焙烧
‑
磁选的方法处理铁质氰化尾渣回收铁，存在生产成本高，所得铁精矿回收率低的缺点。采用高温深度还原，将铁矿物还原为单质铁进行回收的方法，同样存在生产成本高，难以工业化生产的缺点。专利CN101942566A涉及一种金精矿氰化后的尾渣中有用元素回收的工艺，提出对干燥后的氰化尾渣，加入脱硫剂和还原剂后，在高温900～1200℃的条件下进行焙烧，焙烧产品经过磨矿后采用酸浸提铁，浸渣采用碳浆氰化的方法提取金银，该专利能实现氰化尾渣中有用元素的回收利用，但高温焙烧，及后续的碳浆氰化，生产成本高，处理能力低。专利CN104404261A提出一种金精矿氰化尾渣氯化焙烧同步还原回收金、铁的方法。该专利能在一定程度上实现氰化尾渣中有用金属元素的回收，但该专利工艺复杂，需要对浮选后所得精矿造球，在1000℃以上高温条件下进行氯化同步深度还原，铁矿物被还原为金属铁，存在能耗高，生产工艺复杂等缺点。现有技术对氰化尾渣进行回收利用及无害化的方法中普遍存在能耗高，操作复杂，氰化尾渣不能彻底无害化处理的问题。

技术实现思路
：
[0004]本专利技术的目的是克服上述现有技术存在的不足，提供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，通过对褐铁矿型全泥氰化尾渣中含铁矿物物相精准调控，强化含氰危废气体无害化处理、破晶焙烧、还原焙烧、还原焙烧产品的磁选选别，在获得合格铁精矿的同时，完成了氰化渣中有害氮碳化合物的分解，本专利技术流程简单，易于工业化。
[0005]为实现上述目的，本专利技术采用以下技术方案：
[0006]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，包括以下步骤：
[0007](1)气固分离：
[0008]将褐铁矿型全泥氰化尾渣经给料机输送到一级预热系统，在负压作用下，进行气固分离，获得固体物料和分离气体；
[0009](2)预热：
[0010]所述的固体物料先后经过一级预热装置和二级预热装置，分别进行一级预热与二级预热，获得二级预热物料；其中，所述的一级预热温度为100～200℃，预热时间为5～10min；二级预热温度为300～400℃，时间为2～5min；
[0011](3)焙烧：
[0012]二级预热物料进入悬浮焙烧破晶系统，焙烧温度为550～750℃，焙烧时间为3～25min，获得悬浮焙烧物料，其中：所述的焙烧气氛为弱氧化气氛，每百公斤给矿气体流量为5～7m3；
[0013](4)气固分离：
[0014]悬浮焙烧物料通过输送管道进入气料分离系统，进行气固分离，获得固体物料和分离气体，所述的固体热料温度为500～650℃；
[0015](5)还原：
[0016](5
‑
1)固体热料在重力作用下，进入一级还原焙烧系统，进行一级还原，所述的一级还原温度为450～600℃，时间为5～25min，获得一次焙烧还原产品，其中，所述的一级还原采用的还原剂为清洁能源，还原气体浓度10％～50％，焙烧产品通过输送管道进入二级还原系统；
[0017](5
‑
2)一次焙烧还原产品进入二级还原焙烧系统，进行二级还原焙烧，所述的二级还原焙烧温度为250～350℃，时间为10～20min，获得二次焙烧还原产品，其中，所述的二级还原采用的还原剂为冷煤气；
[0018](6)二次焙烧还原产品冷却后，采用常规陶瓷搅拌磨磨矿，磨矿至细度
‑
400目粒级含量70％～95％后，进行一段粗选，一段精选，一段扫选，获得高品位精矿产品。
[0019]所述的步骤(1)中，褐铁矿型全泥氰化尾渣包括组分及质量百分含量为TFe12
‑
25％，FeO≤0.5％，SiO
2 15.10
‑
35.00％，Al2O
3 1.5
‑
6.00％，CaO 5.12
‑
10.20％，MgO 2.0
‑
15.0％，P 0.028
‑
0.048％，S 0.49
‑
0.50％，Cu 0.12
‑
0.19％，Pb 0.15
‑
0.8％，Zn 0.45
‑
0.55％，As 0.09
‑
0.13％，烧失18.26
‑
20.05％；Au 0.17
‑
0.34g/t，Ag 14.1
‑
19.6g/t，总CN
‑
450
‑
550mg/l。
[0020]所述的步骤(1)中，褐铁矿型全泥氰化尾渣
‑
0.074mm粒级含量占50～100％。
[0021]所述的步骤(1)中，一级预热系统中，气固分离产生的的尾气在负压作用下进入除尘设备，进行除尘。
[0022]所述的步骤(2)中，预热气氛为弱氧化气氛，每百公斤给矿气体流量为5～7m3，一级预热阶段主要完成尾渣中自由水的去除和二级预热阶段主要完成尾渣中含铁矿物结晶水的脱除，完成尾渣中褐铁矿的晶形重构，强化褐铁矿结构裂化有毒碳氮化合物氧化分解为无害气体CO2、N2气体；
[0023]具体的反应如下
[0024]Fe2O3.nH2O＝Fe2O3+nH2O
ꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀ
(1
‑
1)
[0025]4HCN+5O2＝2H2O+4CO2+2N2ꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀ
(1
‑
2)
[0026]所述的步骤(3)中，具体的物相变化如反应(1
‑
2)～(1
‑
8)
[0027]4HCN+5O2＝2H2O+4CO2+2N2ꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀ
(1
‑
2)
[0028]4HCN+7O2＝2H2O+4CO2+4NO
ꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀꢀ
(1
‑
3)
[0029]HCN+H2本文档来自技高网...

【技术保护点】

【技术特征摘要】
1.一种褐铁矿型全泥氰化尾渣分段调控强化脱氰提铁的方法，其特征在于，包括以下步骤：(1)气固分离：将褐铁矿型全泥氰化尾渣经给料机输送到一级预热系统，在负压作用下，进行气固分离，获得固体物料和分离气体；(2)预热：所述的固体物料先后经过一级预热装置和二级预热装置，分别进行一级预热与二级预热，获得二级预热物料；其中，所述的一级预热温度为100～200℃，预热时间为5～10min；二级预热温度为300～400℃，时间为2～5min；(3)焙烧：二级预热物料进入悬浮焙烧破晶系统，焙烧温度为550～750℃，焙烧时间为3～25min，获得悬浮焙烧物料，其中：所述的焙烧气氛为弱氧化气氛，每百公斤给矿气体流量为5～7m3；(4)气固分离：悬浮焙烧物料通过输送管道进入气料分离系统，进行气固分离，获得固体物料和分离气体，所述的固体热料温度为500～650℃；(5)还原：(5
‑
1)固体热料在重力作用下，进入一级还原焙烧系统，进行一级还原，所述的一级还原温度为450～600℃，时间为5～25min，获得一次焙烧还原产品，其中，所述的一级还原采用的还原剂为清洁能源，还原气体浓度10％～50％，焙烧产品通过输送管道进入二级还原系统；(5
‑
2)一次焙烧还原产品进入二级还原焙烧系统，进行二级还原焙烧，所述的二级还原焙烧温度为250～350℃，时间为10～20min，获得二次焙烧还原产品，其中，所述的二级还原采用的还原剂为冷煤气；(6)二次焙烧还原产品冷却后，采用常规陶瓷搅拌磨磨矿，磨矿至细度
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400目粒级含量70％～95％后，进行一段粗选，一段精选，一段扫选，获得精矿产品。2.根据权利要求1所述的褐铁矿型全泥氰化尾渣分段调控强化脱氰提铁的方法，其特征在于，所述的步骤(1)中，褐铁矿型全泥氰化尾渣包括组分及质量百分含量为TFe12
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25％，FeO≤0.5％，SiO
2 15.10
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35.00％，Al2O
3 1.5
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6.00％，CaO 5.12
‑
10.20％，MgO 2.0
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15.0％，P 0.028
‑
0.048％，S 0.49
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0.50％，Cu 0.12
‑
0.1...

【专利技术属性】
技术研发人员：李文博，韩跃新，李朋超，李艳军，
申请(专利权)人：东北大学，
类型：发明
国别省市：