CN112830522A - 一种菱铁矿强化铁基氰化尾渣的清洁化利用方法 - Google Patents
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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;经氧化焙烧系统后产生的水汽由脱水旋风系统排出,加入菱铁矿,随氧化后的铁基氰化尾渣一同进入悬浮焙烧系统,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
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, 焙烧系统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系统,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 风分离系统,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系统,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,预氧化焙烧系统底部设有燃烧器,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
上述氧化系统内,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,预氧化焙烧系统内设有反应器,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,旋风分离系统由1~4个旋风分离器组成,旋风分离系统设有取样点, 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
上述还原系统内,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采用的预氧化焙烧系统装置结构示意图,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系统,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 分离系统,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系统,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,预氧化焙烧系统底部设有燃烧器,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
上述氧化系统内,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,预氧化焙烧系统内设有反应器,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,旋风分离系统由1~4个旋风分离器组成,旋风分离系统设有取样点, 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
上述还原系统内,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系统,预氧化焙烧系统装置结 构示意图如图3所示,预氧化焙烧系统内设有反应器,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。
氧化系统内在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。氧化系统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) 一同进入旋风分离系统进行样品的混匀和固气分离,旋风分离系统由4个旋风分离器串联组 成。物料停留时间20min。
步骤4、旋风分离系统排出的固体物料进入悬浮还原系统,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的还原系统内的还原温度与物料停留时间如 表1-2所示。还原系统中的气氛为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系统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系统,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) 一同进入旋风分离系统进行样品的混匀和固气分离,旋风分离系统由3个旋风分离器串联组 成。物料停留时间25min。
步骤4、旋风分离系统排出的固体物料进入悬浮还原系统,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的还原系统内的还原温度与还原时间的对应 关系如表1-4所示。还原系统中的气氛为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系统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系统,氧化系统内在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。氧化系统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) 一同进入旋风分离系统进行样品的混匀和固气分离,旋风分离系统由4个旋风分离器串联组 成。物料停留时间20~40min。
步骤4、旋风分离系统排出的固体物料进入悬浮还原系统,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的还原系统内的还原温度与物料停留时间如 表1-6所示。还原系统中的气氛为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系统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系统,氧化系统第一个入料室 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) 一同进入旋风分离系统进行样品的混匀和固气分离,旋风分离系统由5个旋风分离器串联组 成。物料停留时间30~45min。
步骤4、旋风分离系统排出的固体物料进入悬浮还原系统,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的还原系统内的还原温度控与时间的对应关 系如表1-8所示。还原系统中的气氛为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系统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系统,氧化系统第一个入料室 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系统进行样品的混匀和固气 分离,旋风分离系统由5个旋风分离器串联组成。物料停留时间35~40min。
步骤4、旋风分离系统排出的固体物料进入悬浮还原系统,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的还原系统内的还原温度控与时间的对应关 系如表1-10所示。还原系统中的气氛为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
步骤5、还原后的产品依次通过两级冷却系统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 (8)
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系统,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系统,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系统,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。
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,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。
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(1)中:
所述的预氧化焙烧系统底部设有燃烧器,所述的预氧化操作在高温富氧热气气氛进行;
所述的氧化焙烧系统内设有反应器,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。
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: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。
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(2)中,旋风分离系统由1~4个旋风分离器组成。
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(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%。
7.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。
8.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%。
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Citations (6)
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 |
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2020
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Patent Citations (6)
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 |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN114381270A (zh) * | 2022-01-27 | 2022-04-22 | 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 |
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 |
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