CN104711413A

CN104711413A - 一种氰化尾渣预氧化-蓄热还原-再氧化的悬浮焙烧方法

Info

Publication number: CN104711413A
Application number: CN201510139831.1A
Authority: CN
Inventors: 高鹏; 韩跃新; 李艳军
Original assignee: Northeastern University China
Current assignee: Northeastern University China
Priority date: 2015-03-30
Filing date: 2015-03-30
Publication date: 2015-06-17

Abstract

一种氰化尾渣预氧化-蓄热还原-再氧化的悬浮焙烧方法，属于矿物加工技术领域，按以下步骤进行：（1）将氰化尾渣放入悬浮反应炉中，加热至450~800℃进行预氧化焙烧；（2）通入氮气置换出空气；通入还原性气体进行还原；（3）通入氮气置换还原性气体，当温度降至250~400℃时，通入空气进行再氧化；（4）磨矿后进行磁选。本发明的方法工艺简单，提高了回收率，方法适应性强，工艺安全可靠，产品质量均匀稳定，并具有节能降耗的优点。

Description

一种氰化尾渣预氧化-蓄热还原-再氧化的悬浮焙烧方法

技术领域

本发明属于矿物加工技术领域，特别涉及一种氰化尾渣预氧化-蓄热还原-再氧化的悬浮焙烧方法。

背景技术

氰化提金由于其具有金回收率高，适应性强、工艺操作简便、生产成本低等优点，自从应用以来，被全球广泛应用。但氰化提金工艺会产生大量的氰化尾渣，据不完全统计，目前我国氰化尾渣堆存量每年超过了2000万t；这些氰化尾渣不仅污染环境，花费大量人力和物力去建造尾矿库，而且里面的有价元素没有得到合理的利用，造成至少上百亿的经济损失。毕凤琳等采用浮选对氰化尾渣进行有价元素的回收，张福等采用浸出对氰化尾渣进行综合回收，都取得一定的效果；若能合理利用氰化尾渣中的有价元素，不仅减少企业的负担，还能为企业创造效益。

氰化尾渣中的铁主要以黄铁矿的形式存在，还含有少量至微量的黄铜矿、方铅矿和闪锌矿等；脉石矿物以石英为主，有少量的岩屑、绢云母及粘土矿物等；何柱以河南省灵宝市某金矿经浮选后的提金矿渣为例，讨论了黄金工业废渣综合利用的途径；废渣中含有较高的硫和铁，同时含有部分铜和少量的金；将提金后的废渣，入沸腾炉焙烧，焙烧产物以稀硫酸浸取，可以制得硫酸铜溶液，以铁置换法生产海绵铜；分离铜后的渣以氧化法或硫脉法提金，提金之后的渣分离除去SiO₂，经风选粉碎制得氧化铁红。姬冲以金矿氰化尾渣为原料，用硝酸进行氧化预处理，使尾渣中的黄铁矿被有效氧化，富集金的氧化渣送去提金，然后以铁屑为原料还原净化氧化滤液，还原液过滤得到澄清的蓝绿色的硫酸亚铁溶液，同时滤渣可以提铜、提银并去除有害的砷铅元素，最后硫酸亚铁溶液通过均匀沉淀法制得纳米氧化铁红。该方法不但消除了氰化尾渣对环境的污染，而且可以获得巨大的经济效益，但是硝酸的再生问题制约此技术的工业应用。

发明内容

本发明目的是提供一种氰化尾渣预氧化-蓄热还原-再氧化的悬浮焙烧方法，通过预氧化-还原-再氧化悬浮焙烧技术，获得选别指标较高的铁精矿。

本发明的方法按以下步骤进行：

1、预氧化：将氰化尾渣放入悬浮反应炉中，向悬浮反应炉中通入空气，使物料呈悬浮状态；将悬浮反应炉内物料加热至450~800℃进行预氧化焙烧，此时悬浮反应炉内为氧化气氛，预氧化的时间为10~120s；

2、蓄热还原：保温完成后停止加热，向悬浮反应炉内通入氮气置换出空气；然后向悬浮反应炉内通入还原性气体，使物料处于悬浮松散状态，利用物料自带蓄热进行还原，还原时间为5~60秒；

3、再氧化：还原结束后停止通入还原性气体，向悬浮反应炉内通入氮气置换出未反应的残余还原性气体，通过悬浮反应炉夹套的冷却水对悬浮反应炉降温，当温度降至250~400℃时，向悬浮反应炉内通入空气进行再氧化，当悬浮反应炉内的物料降温至100℃以下时，将物料取出进行磨矿；

4、再磁选：当磨矿后的物料至粒度-0.037mm的部分占总重量的70~90%时，将磨矿后的物料在磁场强度60~100kA/m条件下进行磁选，获得磁选精矿和磁选尾矿。

上述方法中，将悬浮焙烧炉内物料加热是向悬浮焙烧炉内通入液化气并点燃进行加热。

上述方法中，预氧化、还原和再氧化过程中，悬浮焙烧炉的夹套内始终流通有冷却水。

上述方法中，步骤2中通入还原性气体的同时继续通入氮气，还原性气体和氮气的流量比为1:（1~10）。

上述的还原性气体选用一氧化碳。

上述方法中，步骤1中的预氧化发生反应的反应式为：

12FeS₂(s)+33O₂(g)= 6Fe₂O₃(s)+24SO₂(g) (1)

氰化尾渣中的黄铁矿氧化为赤铁矿。

上述方法中，步骤2中的还原的反应式为：

3Fe₂O₃(s)＋CO(g)＝2Fe₃O₄(s)＋CO₂(g) （2）

物料中的Fe₂O₃还原为Fe₃O₄。

上述方法中，步骤3中的再氧化后的物料中主要成分为磁性铁γ-Fe₂O₃ 和Fe₃O₄；其中γ-Fe₂O₃的重量含量在50~90%，Fe₃O₄的重量含量在5~45%。

上述方法中，步骤3中的再氧化反应放出大量反应热，与悬浮反应炉夹套的冷却水进行热交换，转化为水蒸气回收。

上述方法中，铁的回收率为80~95%。

上述方法获得的磁选精矿的铁品位为63~66%。

与现有技术相比，本发明的特点和有益效果是：

（1）针对目前我国氰化尾渣再选硫精矿（黄铁矿），通过预氧化-还原-再氧化三个阶段使其中主要含铁矿物转变为磁性较强的γ-Fe₂O₃，为这类铁矿石的开采利用提供了一种很好的分选方法；以反应炉为主要设备，通过不同的氧化、还原气氛以及温度的控制，使其发生相应的物理化学变化，实现了铁矿物的相变，最终得到质量均匀的产物γ-Fe₂O₃，并在此过程中实现余热的再回收利用；最终通过磨矿-磁选实现了该复杂难选铁矿石的高效回收利用。该技术实现大量至今无法利用的氰化尾渣固体废弃物的资源化高效利用；

（2）提出氰化尾渣预先氧化技术：与其他的磁化焙烧技术相比，通过预氧化阶段保证物料中的所有铁矿物全部转变为Fe₂O₃，保证了最终产物的还原均一性，所以对处理的矿石适应性更强；

（3）提出铁矿石蓄热自还原技术：只在预氧化过程对矿石加热，当矿石进入还原炉腔时，利用矿石自身储备的热量和还原气体完成反应，使加热和还原分离，避免了还原气体爆炸的可能性，安全可靠，为工业化装备提供了技术原型；

（4）提出焙烧炉内非均质矿石颗粒连续悬浮状态控制技术：整个焙烧过程中物料颗粒在气体的作用下颗粒多悬浮于气相中，处于较好的分散状态，能使气固充分接触，使反应传热、传质效果较好，焙烧过程反应速度快，产品质量均匀稳定；

（5）提出磁化焙烧产物Fe₃O₄再氧化同步回收余热技术：通过设置冷却环境，控制焙烧产物中Fe₃O₄向γ-Fe₂O₃的再转化，回收该物相转化过程中释放的热量；

（6）预氧化过程中回收SO₂气体作为生产硫酸的原料，不但控制有害气体对环境的污染，而且进行有效利用。

附图说明

图1为本发明的实施例1的方法中，预氧化-蓄热还原-再氧化阶段流程示意图；图中，A为预氧化焙烧阶段，B为通入氮气置换空气阶段，C为通入还原性气体阶段，D为通入氮气置换还原性气体阶段，E为降温阶段，F为再氧化阶段；

图2为本发明实施例1的氰化尾渣预氧化-蓄热还原-再氧化的悬浮焙烧方法流程示意图。

具体实施方式

本发明实施例中采用的悬浮焙烧炉为间歇式悬浮焙烧炉，包括炉体及其侧壁的冷却水夹套，炉体底部设有氮气入口、空气入口和还原性气体入口，炉体内部下方设有透气网（布风板）用于放置反应物料并使流通的气体均匀分布，炉体顶部设有废气出口，炉体下方侧部设有液化气烧嘴，液化气烧嘴位于透气网上方。

本发明实施例中采用Φ180mm×200mm筒形球磨机磨矿。

本发明实施例中采用Φ50mm磁选管进行磁选选别。

本发明实施例中采用的氰化尾渣主要成分为黄铁矿，粒度-0.037mm的部分占总重量的40~70%，铁品位25~40%，按重量百分比含FeS₂ 35~65%。

本发明实施例中再氧化后的物料用穆斯堡尔谱仪进行检测，测得物料的主要成分为磁赤铁矿γ-Fe₂O₃ 和磁铁矿Fe₃O₄；其中γ-Fe₂O₃的重量含量在50~90%，磁铁矿Fe₃O₄的重量含量在5~45%；其余为赤铁矿Fe₂O₃；采用的穆斯堡尔谱仪型号为WSSL-10。

本发明实施例中步骤1的空气通入量按空气在悬浮焙烧炉内的流速为0.8~2m/s。

本发明实施例中，步骤2中还原性气体和氮气的流量比例按两种气体在悬浮焙烧炉内的流速为0.8~2m/s。

本发明实施例中步骤3中的空气通入量按空气在悬浮焙烧炉内的流速为0.8~2m/s。

本发明实施例中将悬浮焙烧炉内物料加热是向悬浮焙烧炉内通入液化气并点燃进行加热。

实施例1

将氰化尾渣放入悬浮反应炉中，向悬浮反应炉中通入空气，使物料呈悬浮状态；将悬浮反应炉内物料加热至800℃进行预氧化焙烧，此时悬浮反应炉内为氧化气氛，预氧化的时间为10s；

保温完成后停止加热，向悬浮反应炉内通入氮气置换出空气；然后向悬浮反应炉内通入CO，使物料处于悬浮松散状态，利用物料自身储蓄的热量进行还原，还原时间为5秒；通入CO的同时继续通入氮气，CO和氮气的流量比为1:1；

还原结束后停止通入CO，向悬浮反应炉内通入氮气置换出未反应的残余CO，通过悬浮反应炉夹套的冷却水对悬浮反应炉降温，当温度降至400℃时，向悬浮反应炉内通入空气进行再氧化，当悬浮反应炉内的物料降温至100℃以下时，将物料取出进行磨矿；再氧化后的物料中主要成分为磁性铁γ-Fe₂O₃ 和Fe₃O₄；其中γ-Fe₂O₃的重量含量在50%，Fe₃O₄的重量含量在45%；再氧化反应放出大量反应热，与悬浮反应炉夹套的冷却水进行热交换，转化为水蒸气回收；

当磨矿后的物料至粒度-0.037mm的部分占总重量的90%时，将磨矿后的物料在磁场强度60kA/m条件下进行磁选，获得磁选精矿和磁选尾矿；

预氧化、还原和再氧化过程中，悬浮焙烧炉的夹套内始终流通有冷却水；

铁的回收率为95%；磁选精矿的铁品位为63%。

实施例2

方法同实施例1，不同点在于：

（1）将氰化尾渣加热至700℃进行预氧化焙烧，预氧化的时间为30s；

（2）还原时间为15秒；CO和氮气的流量比为1:3；

（3）当温度降至350℃时，向悬浮反应炉内通入空气进行再氧化；再氧化后的物料中主要成分为磁性铁γ-Fe₂O₃ 和Fe₃O₄；其中γ-Fe₂O₃的重量含量在60%，Fe₃O₄的重量含量在30%；

（4）当磨矿后的物料至粒度-0.037mm的部分占总重量的85%时，将磨矿后的物料在磁场强度80kA/m条件下进行磁选；铁的回收率为90%；磁选精矿的铁品位为64%。

实施例3

方法同实施例1，不同点在于：

（1）将氰化尾渣加热至600℃进行预氧化焙烧，预氧化的时间为60s；

（2）还原时间为30秒；CO和氮气的流量比为1:5；

（3）当温度降至300℃时，向悬浮反应炉内通入空气进行再氧化；再氧化后的物料中主要成分为磁性铁γ-Fe₂O₃ 和Fe₃O₄；其中γ-Fe₂O₃的重量含量在80%，Fe₃O₄的重量含量在13%；

（4）当磨矿后的物料至粒度-0.037mm的部分占总重量的80%时，将磨矿后的物料在磁场强度90kA/m条件下进行磁选；铁的回收率为85%；磁选精矿的铁品位为65%。

实施例4

方法同实施例1，不同点在于：

（1）将氰化尾渣加热至450℃进行预氧化焙烧，预氧化的时间为120s；

（2）还原时间为60秒；CO和氮气的流量比为1:10；

（3）当温度降至250℃时，向悬浮反应炉内通入空气进行再氧化；再氧化后的物料中主要成分为磁性铁γ-Fe₂O₃ 和Fe₃O₄；其中γ-Fe₂O₃的重量含量在90%，Fe₃O₄的重量含量在5%；

（4）当磨矿后的物料至粒度-0.037mm的部分占总重量的70%时，将磨矿后的物料在磁场强度100kA/m条件下进行磁选；铁的回收率为80%；磁选精矿的铁品位为66%。

Claims

1.一种氰化尾渣预氧化-蓄热还原-再氧化的悬浮焙烧方法，其特征在于按以下步骤进行：

（1）预氧化：将氰化尾渣放入悬浮反应炉中，向悬浮反应炉中通入空气，使物料呈悬浮状态；将悬浮反应炉内物料加热至450~800℃进行预氧化焙烧，此时悬浮反应炉内为氧化气氛，预氧化的时间为10~120s；

（2）蓄热还原：保温完成后停止加热，向悬浮反应炉内通入氮气置换出空气；然后向悬浮反应炉内通入还原性气体，使物料处于悬浮松散状态，利用物料自身储蓄的热量进行还原，还原时间为5~60秒；

（3）再氧化：还原结束后停止通入还原性气体，向悬浮反应炉内通入氮气置换出未反应的残余还原性气体，通过悬浮反应炉夹套的冷却水对悬浮反应炉降温，当温度降至250~400℃时，向悬浮反应炉内通入空气进行再氧化，当悬浮反应炉内的物料降温至100℃以下时，将物料取出进行磨矿；

（4）再磁选：当磨矿后的物料至粒度-0.037mm的部分占总重量的70~90%时，将磨矿后的物料在磁场强度60~100kA/m条件下进行磁选，获得磁选精矿和磁选尾矿。

2.根据权利要求1所述的一种氰化尾渣预氧化-蓄热还原-再氧化的悬浮焙烧方法，其特征在于步骤（2）中通入还原性气体的同时继续通入氮气，还原性气体和氮气的流量比为1:（1~10）。

3.根据权利要求1所述的一种氰化尾渣预氧化-蓄热还原-再氧化的悬浮焙烧方法，其特征在于所述的还原性气体选用一氧化碳。

4.根据权利要求1所述的一种氰化尾渣预氧化-蓄热还原-再氧化的悬浮焙烧方法，其特征在于步骤（3）中的再氧化后的物料中主要成分为磁性铁γ-Fe₂O₃ 和Fe₃O₄；其中γ-Fe₂O₃的重量含量在50~90%，Fe₃O₄的重量含量在5~45%。

5.根据权利要求1所述的一种氰化尾渣预氧化-蓄热还原-再氧化的悬浮焙烧方法，其特征在于步骤（3）中的再氧化反应放出大量反应热，与悬浮反应炉夹套的冷却水进行热交换，转化为水蒸气回收。

6.根据权利要求1所述的一种氰化尾渣预氧化-蓄热还原-再氧化的悬浮焙烧方法，其特征在于铁的回收率为80~95%。

7.根据权利要求1所述的一种氰化尾渣预氧化-蓄热还原-再氧化的悬浮焙烧方法，其特征在于所述的磁选精矿的铁品位为63~66%。