CN112813252A - 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 - Google Patents

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 Download PDF

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CN112813252A CN202011625187.6A CN202011625187A CN112813252A CN 112813252 A CN112813252 A CN 112813252A CN 202011625187 A CN202011625187 A CN 202011625187A CN 112813252 A CN112813252 A CN 112813252A
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Abstract

本发明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‑0.074mm粒级含量高于50％的物料，经一级与二级预热后，进行破晶焙烧，焙烧产品经气料分离，废气除尘，固体物料先后经一级还原焙烧与二级还原焙烧，并在整个过程中，控制特定的焙烧与预热温度，产品冷却后采用搅拌磨磨矿后进行磁选，经过一粗一精一扫工艺，获得铁精矿产品。本发明工艺流程简单，节能环保。

Description

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
技术领域：
本发明属于矿物加工技术领域，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。
背景技术：
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。
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。
发明内容：
本发明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，本发明流程简单，易于工业化。
为实现上述目的，本发明采用以下技术方案：
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：
(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-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。
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％，SiO2 15.10-35.00％，Al2O3 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。
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％。
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。
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；
具体的反应如下
Fe2O3.nH2O＝Fe2O3+nH2O (1-1)
4HCN+5O2＝2H2O+4CO2+2N2 (1-2)
所述的步骤(3)中，具体的物相变化如反应(1-2)～(1-8)
4HCN+5O2＝2H2O+4CO2+2N2 (1-2)
4HCN+7O2＝2H2O+4CO2+4NO (1-3)
HCN+H2O＝NH3+CO (1-4)
3Fe2O3+2NO+2NH3＝2Fe3O4+2N2+3H2O (1-5)
3Fe2O3+CO＝2Fe3O4+CO2 (1-6)
4Fe3O4+O2＝6Fe2O3 (1-7)
2CO+O2＝2CO2 (1-8)
所述的步骤(3)焙烧过程主要进一步促进尾渣中褐铁矿的晶形重构，强化结构裂隙，增强新生成赤铁矿的催化活性，增强碳氮化合物的无害化分解。
所述的步骤(4)中，悬浮焙烧破晶系统产品进入气料分离系统进行气固分离，所述的分离气体包括热气与粉尘，回到一级预热系统，参与物料的一级预热，固体热料直接进入一级还原系统。
所述的步骤(5-1)中，一级还原的还原剂为煤气或天然气。
所述的步骤(6)中，二级焙烧还原产品经水套空气冷却系统，冷却至常温，进入磨矿-磁选系统；
所述的步骤(6)中，主要物相的精准调控主要按反应(1-6)进行
Fe3O4+O2→γ-Fe2O3 (1-6)
所述的步骤(6)中，冷却产品磁选过程中，一段磁选粗选磁场强度为1500～2500Oe，一段精选磁场强度为600～1500Oe，一段扫选磁场强度为1500～2500Oe，其中一段精选尾矿和一段扫选精矿合并作为中矿，返回一段粗选进行选别。
所述的步骤(6)中，精矿铁品位TFe 61.5-68％，铁回收率75-90％，同时获得危废，所述的危废中CN-为0.02-0.08mg/kg，符合国家危废排放标准。
所述的方法中，一级预热，二级预热，一级还原和二级还原中物料均处于悬浮状态，具体的，通过控制一级预热系统、二级预热系统、一级还原反应系统、二级还原反应系统内反应器中的气固比，使固体物料处于悬浮状态，完成加热和还原过程。
所述的方法采用褐铁矿型全泥氰化尾渣脱氰提铁装置进行，该装置结构包括一级预热系统、二级预热系统、悬浮破晶焙烧系统、气料分离系统、除尘系统、一级还原焙烧系统、二级还原焙烧与同步冷却系统、水套空气系统和搅拌磨磨矿-磁选系统，所述的一级预热系统、二级预热系统、悬浮破晶焙烧系统、气料分离系统、一级还原焙烧系统、二级还原焙烧和水套空气系统系统依次通过管路连接，所述的除尘系统与气料分离系统相连。
所述的一级预热系统由一级旋风分离器悬浮预热装置组成。
所述的除尘系统包括除尘器。
所述的气料分离系统包括旋风分离器。
所述的一级预热系统中一级旋风分离器的出气口与除尘器的进料口连通，气料分离系统中旋风分离器的出气口与除尘器的进料口连通。
所述的悬浮焙烧破晶系统、一级还原焙烧系统、二级还原焙烧系统中均设有还原反应器，所述的各还原反应器内部均设有挡板和布风板，顶部均设有进料口，侧壁上部均设有出料口，底部均设有进气口，用于通入还原性气体。
所述的布风板将还原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还原反应器上壁内侧，并与下壁之间设有间隙；所述的下挡板固定于还原反应器下壁内侧，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。
本发明的有益效果：
本发明的处理工艺将褐铁矿型全泥氰化尾渣经弱氧化气氛悬浮状态加热，尾渣中含毒的碳氮氧化物分解，尾渣中的褐铁矿在弱氧化气氛下受热脱去结构水，矿物晶体的孔隙度增加。氧化后的尾渣采用以天然气或煤气等清洁能源作为还原剂，进行尾渣中的含铁矿物晶形转变的调控，将含铁矿物转化为磁铁矿，还原焙烧产品经过磨矿-磁选得到合格精矿和可以作为水泥建材的无毒的尾矿，实现资源的综合利用。
附图说明：
图1是本发明实施例1的物相精准调控以强化褐铁矿型全泥氰化尾渣破氰提铁方法工艺流程图；
图2是本发明实施例1的破氰提铁过程中采用的一级预热系统装置结构示意图；
图3是本发明实施例1的破氰提铁过程中采用的还原系统中还原反应器的结构示意图；其中：
1为预热反应器，2为旋风分离器，3为布袋除尘器，4为罗兹风机，5为粉尘收集器；6为上挡板，7为下挡板，8为气流分布板，9为进气阀，10为出料口。
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。
一种褐铁矿型全泥氰化尾渣分段调控强化脱氰提铁的方法，其工艺流程图如图1所示，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破晶焙烧系统，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行二级还原焙烧系统，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-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。
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％，SiO2 15.10-35.00％，Al2O3 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。
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％。
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。
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；
具体的反应如下
Fe2O3.nH2O＝Fe2O3+nH2O (1-1)
4HCN+5O2＝2H2O+4CO2+2N2 (1-2)
所述的步骤(3)中，具体的物相变化如反应(1-2)～(1-8)
4HCN+5O2＝2H2O+4CO2+2N2 (1-2)
4HCN+7O2＝2H2O+4CO2+4NO (1-3)
HCN+H2O＝NH3+CO (1-4)
3Fe2O3+2NO+2NH3＝2Fe3O4+2N2+3H2O (1-5)
3Fe2O3+CO＝2Fe3O4+CO2 (1-6)
4Fe3O4+O2＝6Fe2O3 (1-7)
2CO+O2＝2CO2 (1-8)
所述的步骤(3)焙烧过程主要进一步促进尾渣中褐铁矿的晶形重构，强化结构裂隙，增强新生成赤铁矿的催化活性，增强碳氮化合物的无害化分解。
所述的步骤(4)中，悬浮焙烧破晶系统产品进入气料分离系统进行气固分离，所述的分离气体包括热气与粉尘，回到一级预热系统，参与物料的一级预热，固体热料直接进入一级还原系统。
所述的步骤(5-1)中，一级还原的还原剂为煤气或天然气。
所述的步骤(6)中，二级焙烧还原产品经水套空气冷却系统，冷却至常温，进入磨矿-磁选系统；
所述的步骤(6)中，主要物相的精准调控主要按反应(1-6)进行
Fe3O4+O2→γ-Fe2O3 (1-6)
所述的步骤(6)中，冷却产品磁选过程中，一段磁选粗选磁场强度为1500～2500Oe，一段精选磁场强度为600～1500Oe，一段扫选磁场强度为1500～2500Oe，其中一段精选尾矿和一段扫选精矿合并作为中矿，返回一段粗选进行选别。
所述的步骤(6)中，高品位精矿铁品位TFe 61.5-68％，铁回收率75-90％，同时获得危废，所述的危废中CN-为0.06-0.25mg/l，符合国家危废排放标准。
所述的方法中，一级预热，二级预热，一级还原和二级还原中物料均处于悬浮状态，具体的，通过控制一级预热系统、二级预热系统、一级还原反应系统、二级还原反应系统内反应器中的气固比，使固体物料处于悬浮状态，完成加热和还原过程。
所述的方法采用褐铁矿型全泥氰化尾渣脱氰提铁装置进行，该装置结构包括一级预热系统、二级预热系统、悬浮破晶焙烧系统、气料分离系统、除尘系统、一级还原焙烧系统、二级还原焙烧与同步冷却系统、水套空气系统和搅拌磨磨矿-磁选系统，所述的一级预热系统、二级预热系统、悬浮破晶焙烧系统、气料分离系统、一级还原焙烧系统、二级还原焙烧和水套空气系统系统依次通过管路连接，所述的除尘系统与气料分离系统相连。
所述的一级预热系统由一级旋风分离器悬浮预热装置组成，其结构示意图如图2所示，包括旋风分离器2。所述的旋风分离器2的出气口与布袋除尘器3的进料口连通，所述的布袋除尘器3出气口连接罗兹风机4，底部连接粉尘收集器5。
所述的悬浮焙烧破晶系统、一级还原焙烧系统、二级还原焙烧系统中均设有还原反应器，还原反应器结构示意图如图3所示，各还原反应器内部均设有挡板和气流分布板8，顶部均设有进料口，侧壁上部均设有出料口10，底部均设有进气口，配合设有进气阀9，用于通入还原性气体。
所述的气流分布板8将还原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6和下挡板7，所述的上挡板6和下挡板7交替布置，所述的上挡板6固定于还原反应器上壁内侧，并与下壁之间设有间隙；所述的下挡板7固定于还原反应器下壁内侧，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10连通。
实施例1
物相精准调控以强化褐铁矿型全泥氰化尾渣破氰提铁方法，其工艺流程如图1所示，处理的西北某地褐铁矿型全泥氰化尾渣中铁品位TFe为12％，总CN-含量450mg/L，尾渣细度为-0.074mm粒级部分占物料总质量的84.2％，详细的化学成分分析结果见表1。
表1
Figure BDA0002874680190000071
Figure BDA0002874680190000081
※其中Au、Ag的单位为g/t，总CN-的单位为mg/L
该方法采用的一级预热系统装置结构示意图如图2所示，还原系统中还原反应器的结构示意图如图3所示，工艺过程如下：
在负压作用下，褐铁矿型全泥氰化尾渣在一级分离系统进行气固分离，形成的固体物料进入一级预热装置进行预热。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。一级预热阶段预热温度100～120℃，预热时间为10min。一级预热物料进入二级预热系统，进行预热。二级预热阶段的预热温度区间为300～400℃，时间为2-5min，气氛为弱氧化气氛，每百公斤给矿气体流量为5m3，实施例1-1至1-4的二级预热时间与预热温度对应关系如表2所示。预热阶段固体物料中的水分挥发，有毒碳氮化合物氧化分解为CO2、N2、NO、NO2等气体。
表2二级预热温度与时间对应关系表
实施例1-1 实施例1-2 实施例1-3 实施例1-4
温度区间/℃ -400+370 -360+330 -320+300 -320+300
时间/min 2 3 5 5
二级预热物料进入悬浮破晶焙烧系统，温度区间为550～750℃，气氛为弱氧化气氛，每百公斤给矿气体流量为6m3，实施例1-1至1-4的焙烧时间与焙烧温度的对应关系如表3所示。
表3焙烧温度与时间对应关系表
实施例1-1 实施例1-2 实施例1-3 实施例1-4
温度区间/℃ -730+710 -640+620 -600+580 -570+550
时间/min 5 9 16 22
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，进一步形成温度为500～650℃固体热料，固体热料在重力作用下，进入一级还原系统。
一级还原系统采用清洁能源天然气作为还原剂，还原气体浓度30％，实施例1-1至1-4的温度区间450～600℃，具体还原时间与温度的关系如表4所示。
表4焙烧还原温度与时间对应关系表
实施例1-1 实施例1-2 实施例1-3 实施例1-4
温度区间/℃ -590+570 -550+530 -510+490 -470+450
时间/min 3 8 14 22
焙烧产品通过输送管道进入二级还原系统。
二级还原系统采用冷煤气作为还原剂，实施例1-1至1-4的二级还原温度分别为300-320℃、310-330℃、320-340℃、330-350℃，还原时间10min。二级还原产品进入水套空气冷却系统，冷却到常温。冷却产品进入磨矿-磁选系统。
焙烧产品采用常规陶瓷搅拌磨磨矿，磨矿至细度-0.038mm粒级含量95％，一段粗选磁场强度为2000Oe，一段精选磁场强度为1200Oe，一段扫选磁场强度为1500Oe。其中一段精选尾矿和一段扫选精矿合并作为中矿，返回一段粗选进行选别。
上述方法实施例1-1至1-4中所得精矿铁品位分别为60％、61％、61.5％、60.5％，铁回收率为73％、76％、75％、73％，所得精矿和尾矿中CN-含量为0.09mg/L。
对比例1-1
同实施例1，区别在无二级预热系统,结果悬浮破晶系统连接的气料分离系统排出的尾气中，氮氧化物气体超标，最终产品中CN-含量为1mg/kg。具体原因为，此过程中，反应主要以(1-1)(1-2)为主，新生成的赤铁矿没有起到催化作用。
对比例1-2
同实施例1，区别在二级还原系统温度为380～400℃，最终所得精矿铁品位62.7％，回收率降低至40％。具体原因为两个方面，一方面是新生成磁铁矿发生过还原反应，生成浮氏体，磁性降低，另一方面是进入水套空气冷却系统的物料温度过高，反应(1-6)受阻，主要生成了弱磁性a～Fe2O3。导致候选选别指标恶化。
实施例2
采用的广西某地褐铁矿型全泥氰化尾渣中铁品位TFe为23％，总CN-含量500mg/L，尾渣细度为-0.074mm粒级部分占物料总质量的90％，详细的化学成分分析结果见表5。
表5
成分 TFe FeO SiO<sub>2</sub> Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub> CaO MgO P S
含量/％ 23 0.5 20.32 3.83 6.58 4.00 0.048 0.50
成分 Cu Pb Zn As Au<sup>※</sup> Ag<sup>※</sup> 烧失 总CN<sup>-※</sup>
含量/％ 0.13 1.62 0.55 0.13 0.34 14.1 18.26 500
※其中Au、Ag的单位为g/t，总CN-的单位为mg/l
在负压作用下，褐铁矿型全泥氰化尾渣在一级分离系统进行气固分离，形成的固体物料进入一级预热装置进行预热。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。一级预热阶段预热温度120～140℃，预热时间为8min。一级预热物料进入二级预热系统，进行预热。实施例2-1至2-4的二级预热阶段的预热温度区间为350～400℃，气氛为弱氧化气氛，每百公斤给矿气体流量为6m3，具体的二级预热时间与温度对应关系如表6所示。二级预热阶段固体物料中的水分挥发，有毒碳氮化合物氧化分解为CO2、N2、NO2等气体。
表6二级预热温度与时间对应关系表
实施例2-1 实施例2-2 实施例2-3 实施例2-4
温度区间/℃ -400+380 -400+380 -370+350 -370+350
时间/min 3 3 5 5
二级预热物料进入悬浮破晶焙烧系统，实施例1-1至1-4的温度区间为550～750℃，气氛为弱氧化气氛，每百公斤给矿气体流量为6.5m3，具体焙烧时间与焙烧温度的对应关系如表7所示。
表7焙烧温度与时间对应关系表
实施例2-1 实施例2-2 实施例2-3 实施例2-4
温度区间/℃ -740+720 -640+620 -600+580 -570+550
时间/min 5 10 17 22
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，进一步形成温度为550～650℃固体热料，固体热料在重力作用下，进入一级还原系统。
一级还原系统采用清洁能源天然气作为还原剂，还原气体浓度10％，实施例2-1至2-4的还原温度为450～600℃，还原时间8～25min。具体一级还原时间与还原温度的关系如表8所示。
表8一级还原温度与时间对应关系表
实施例2-1 实施例2-2 实施例2-3 实施例2-4
温度区间/℃ -590+570 -550+530 -510+490 -470+450
时间/min 8 12 18 22
焙烧产品通过输送管道进入二级还原系统。
二级还原系统采用冷煤气作为还原剂，实施例2-1至2-4的还原温度为300-320℃、320-340℃、320-340℃、330-350℃，还原时间12min。二级还原焙烧系统物料层的松散密度为一级还原系统松散料层的1.5倍。二级还原产品进入水套冷却系统，冷却到常温。冷却产品进入磨矿-磁选系统。
焙烧产品采用常规陶瓷搅拌磨磨矿，磨矿至细度-0.038mm粒级含量89％，一段粗选磁场强度为1800Oe，一段精选磁场强度为1200Oe，一段扫选磁场强度为1700Oe。其中一段精选尾矿和一段扫选精矿合并作为中矿，返回一段粗选进行选别。
上述方法中所得精矿铁品位为63％、63％、64％和64％，铁回收率为85％、89％、88％和84.5％，所得精矿和尾矿中CN-含量为0.15mg/L。
对比例2-1
对比例2-1
同实施例1，区别在二级还原系统温度为380～400℃，最终所得精矿铁品位62.7％，回收率降低至30％。具体原因为两个方面，一方面是新生成磁铁矿发生过还原反应，生成浮氏体，磁性降低，另一方面是进入水套空气冷却系统的物料温度过高，反应(1-6)受阻，主要生成了弱磁性a～Fe2O3。导致候选选别指标恶化。
实施例3
采用的云南某地褐铁矿型全泥氰化尾渣中铁品位TFe为21％，总CN-含量550mg/L，尾渣细度为-0.074mm粒级部分占物料总质量的88％，详细的化学成分分析结果见表9。
表9
成分 TFe FeO SiO<sub>2</sub> Al<sub>2</sub>O<sub>3</sub> CaO MgO P S
含量/％ 30 0.4 21.81 3.41 8.63 4.12 0.028 0.49
成分 Cu Pb Zn As Au<sup>※</sup> Ag<sup>※</sup> 烧失 总CN<sup>-※</sup>
含量/％ 0.12 1.62 0.45 0.09 0.17 19.6 20.05 550
※其中Au、Ag的单位为g/t，总CN-的单位为mg/L
在负压作用下，褐铁矿型全泥氰化尾渣在一级分离系统进行气固分离，形成的固体物料进入一级预热装置进行预热。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。一级预热阶段预热温度100～120℃，预热时间为10min。一级预热物料进入二级预热系统，进行预热。实施例3-1至3-4的二级预热阶段的预热温度区间为300～400℃，气氛为弱氧化气氛，每百公斤给矿气体流量为5m3，具体的二级预热时间与预热温度对应关系如表10所示。二级预热阶段固体物料中的水分挥发，有毒碳氮化合物氧化分解为CO2、N2、NO2等气体。
表10二级预热温度与时间对应关系表
实施例3-1 实施例3-2 实施例3-3 实施例3-4
温度区间/℃ -400+380 -370+350 -340+320 -320+300
时间/min 2 3 4 5
二级预热物料进入悬浮破晶焙烧系统，实施例3-1至3-4的温度区间为550～740℃，气氛为弱氧化气氛，每百公斤给矿气体流量为6m3，具体焙烧时间与焙烧温度的对应关系如表11所示。
表11焙烧温度与时间对应关系表
实施例3-1 实施例3-2 实施例3-3 实施例3-4
温度区间/℃ -720+740 -640+620 -600+580 -570+550
时间/min 6 10 18 22
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，进一步形成温度为500～600℃固体热料，固体热料在重力作用下，进入一级还原系统。
一级还原系统采用清洁能源天然气作为还原剂，还原气体浓度50％，实施例3-1至3-4的的以及还原温度区间450～600℃，具体还原时间与还原温度的对应关系如表12所示，焙烧产品通过输送管道进入二级还原系统。
表12还原温度与时间对应关系表
实施例3-1 实施例3-2 实施例3-3 实施例3-4
温度区间/℃ -590+570 -550+530 -510+490 -480+460
时间/min 5 8 13 21
二级还原系统采用冷煤气作为还原剂，实施例3-1至3-4的二级还原温度分别为250-270℃、260-280℃、270-290℃、280-300℃，还原时间15min。二级还原产品进入水套空气冷却系统，冷却到常温。冷却产品进入磨矿-磁选系统。
焙烧产品采用常规陶瓷搅拌磨磨矿，磨矿至细度-0.038mm粒级含量90％，一段粗选磁场强度为1800Oe，一段精选磁场强度为1000Oe，一段扫选磁场强度为1500Oe。其中一段精选尾矿和一段扫选精矿合并作为中矿，返回一段粗选进行选别。
上述方法中所得精矿铁品位为61％、61.2％、61.0％、60.8％，铁回收率为78.5％、82.2％、81.8％、81.2％，所得精矿和尾矿中CN-含量为0.06mg/L。
对比例3-1
同实施例3，区别在于一级还原系统为580～600℃，时间为8min,结果最终精矿铁品位64.7％，回收率降低至45％以下，具体原因为，一级还原双系统物料还原时间过长，生成了浮氏体，导致后续磁选指标恶化。
对比例3-2
同实施例3，区别在于，固体物料经一级预热后，直接进入悬浮破晶焙烧系统，进行焙烧，相应的温度同为720～740℃，时间延长至10min，经检测，最终所得精矿铁品位为63％，铁回收率为80.5％，所得产品中CN-含量为1.0mg/L。

Claims (7)

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-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TFe12-25％，FeO≤0.5％，SiO2 15.10-35.00％，Al2O3 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。
3.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-0.074mm粒级含量占50～100％。
4.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(5-1)中，一级还原的还原剂为煤气或天然气。
5.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(6)中，冷却产品磁选过程中，一段磁选粗选磁场强度为1500～2500Oe，一段精选磁场强度为600～1500Oe，一段扫选磁场强度为1500～2500Oe，其中一段精选尾矿和一段扫选精矿合并作为中矿，返回一段粗选进行选别。
6.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(6)中，精矿铁品位TFe 61.5-68％，铁回收率75-90％，同时获得危废，所述的危废中CN-为0.02-0.08mg/kg。
7.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，所述的方法中采用的悬浮焙烧破晶系统、一级还原焙烧系统和二级还原焙烧系统中均设有还原反应器，所述的各还原反应器内部均设有挡板和布风板，顶部均设有进料口，侧壁上部均设有出料口，底部均设有进气口，用于通入还原性气体，其中：
所述的布风板将还原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还原反应器上壁内侧，并与下壁之间设有间隙；所述的下挡板固定于还原反应器下壁内侧，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。
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