一种从黄金氰化尾渣中降铅降硫、回收铁的方法

摘要

本发明涉及一种从黄金氰化尾渣中降低铅硫含量、回收铁的方法，采用湿法浸出-磁化焙烧的方法，对黄金氰化尾渣中的铅硫浸出后，对铁矿石进行改性，最后通过磁选机选别后得到铁精矿中铁的品位大于57％，其他有害元素指标符合工业要求，浸出液中的铅可以回收，选矿后尾水净化后可以循环利用，经处理后的尾渣中重金属铅含量不会对环境造成污染。

权利要求

1.一种从黄金氰化尾渣中降铅降硫、回收铁的工艺方法，其特征在于，该方法的工艺步骤如下：(1)黄金氰化尾渣碱浸：氰化尾渣加入一定浓度的碱液，搅拌成矿浆，在一定温度下反应一段时间，反应结束后过滤洗涤干燥；黄金氰化尾渣碱浸的工艺条件为：液固比按质量比为3∶1-10∶1，反应温度为70℃-120℃，搅拌转速为500r/min-700r/min；

(2)还原焙烧磁选：将处理后干燥的氰化尾渣研碎，然后和一定比例的还原剂混合均匀后，在一定温度下焙烧，到达反应时间后自然冷却，在一定磁场强度下磁选，得到铁精矿；还原焙烧磁选的工艺条件为：还原焙烧温度为750℃-900℃；还原焙烧反应时间为30min-70min；氰化尾渣：还原剂的质量比为100∶15-100∶20；磁选场强大小为

0.19T-0.24T。

2.根据权利要求1所述从黄金氰化尾渣中降铅降硫、回收铁的工艺方法，其特征在于，碱液是氢氧化钠溶液或氢氧化钾溶液，浓度为3mol/L-10mol/L。

3.根据权利要求1所述从黄金氰化尾渣中降铅降硫、回收铁的工艺方法，其特征在于，碱液是氢氧化钠溶液。

4.根据权利要求1所述从黄金氰化尾渣中降铅降硫、回收铁的工艺方法，其特征在于，黄金氰化尾渣碱浸后还原焙烧的还原剂是煤。

5.根据权利要求1所述从黄金氰化尾渣中降铅降硫、回收铁的工艺方法，其特征在于，黄金氰化尾渣碱浸后还原焙烧的还原剂是褐煤。

说明书

一种从黄金氰化尾渣中降铅降硫、回收铁的方法

技术领域

[0001] 本发明涉及一种固体废弃物-黄金氰化尾渣降铅降硫、回收铁的工艺方法，这种方法针对高硫、高铅赤铁矿、赤褐铁矿的铁矿石及矿业尾渣中重金属处理，属于矿物加工工程资源化利用技术领域。

背景技术

[0002] 我国黄金生产的总量在2009年已超过南非，成为世界第一黄金生产国。人们自1887年开始用氰化物溶液从矿石中提取金至今已有100多年的历史，剧毒的氰化物的使用给黄金生产者和环境带来了潜在的危害，但是其在高效浸出金方面有着其他试剂无法比拟的优越性，因此氰化提金仍是目前国内外广泛使用的提金方法。

[0003] 由于金在原矿中含量较低，在黄金冶炼过程中会产生大量的氰化尾渣(尾矿)，目前大部分处于堆存状态，其中，含汞、氰化物以及有毒重金属的危险废物占一定的比例。黄金行业的固体废物的产生对水污染主要有两大类：一类是采矿废石由于风化、自然降水淋融而使有毒、有害物质(如Hg，Cu，Pb，As等)进入水系引起的污染；另一类是选矿的尾矿对地面水和地下水造成的污染，此外，冶炼过程中氰化尾渣排放时的氰化物和重金属引起水污染，危害较重，是黄金行业经常发生的污染事故的起因之一。

[0004] 黄金氰化选厂提取金后几乎100％的矿石都变为废弃的尾渣(尾矿)，而尾渣中总铁含量多在30％～40％，如果能对尾渣中的铁进行回收，不仅能减少尾矿堆存的费用，加强尾矿的综合利用，带来更多的经济效益，同时还极大地降低对生态环境的破坏。但是由于尾渣(尾矿)中的铅、硫等有害杂质含量高且与有用矿物细粒嵌布，直接利用难度较大。因此，直接对于尾渣(尾矿)中铁进行回收，获得的铁精矿中的铅、硫含量不符合工业要求。

[0005] 铅不熔或微熔于生铁，但在高炉炼铁中容易被还原，还原出来的铅本身密度很大，沉在炉缸中铁水的下面，并且渗到炉底的砖缝中，破坏炉体砖的完整，有时还在炉衬中形成铅瘤，影响高炉炼铁，所以要求铁矿石中铅越少越好。

[0006] 冶炼时硫被还原进生铁中，硫对钢铁性能有极大的危害性，含硫高的钢在高温时强度很低，轧制和锻造时易产生“热脆”，含硫多会给高炉冶炼带来很多困难，因此铁矿石中含硫越少越好。对含硫高的矿石必须经过处理之后才能使用，一般要求铁精矿中硫含量在0.2％～0.4％以下。

[0007] 因此，需要采用合适的工艺对黄金氰化尾渣中的铁进行回收，同时降低铁精矿中铅、硫含量使其符合工业要求。对于如何降低铁矿石中铅、硫含量，文献报道较少，因此该方法对于矿物冶炼过程中，高铁高硫赤褐铁矿，分离铅、硫，同时降低铁精矿杂质也有一定的应用。

发明内容

[0008] 本发明目的在于提供一种从黄金氰化尾渣降铅、硫，回收铁的方法，针对以极细粒赤铁矿、赤褐铁矿为主，含有铅、硫的铁矿石及冶炼尾渣的降铅、除硫的方法。采用湿法浸出降铅降硫，对浸出后的尾渣进行改性后，通过磁选机的选别后得到铁精矿，不仅可以得到品位大于57％铁精矿，同时铁精矿中的铅、硫含量符合工业要求。

[0009] 本发明中所涉及的液固比、矿石和还原剂比值如无特殊说明均为质量比。

[0010] 利用碱液浸出后，矿石中的铅含量和硫含量都会降低，其中发生的主要反应如下：

[0011] 6NaOH+3S＝＝＝2Na2S+Na2SO3+3H2O

[0012] PbO+2NaOH＝＝＝Na2PbO2+H2O

[0013] 还原焙烧时，发生的主要反应为：

[0014] 3Fe2O3+C＝＝＝2Fe3O4+CO↑

[0015] 本发明提供一种从黄金氰化尾渣降铅降硫、回收铁的方法，工艺步骤如下：

[0016] (1)黄金氰化尾渣碱浸：氰化尾渣加入一定浓度的碱液，搅拌成矿浆，在一定温度下反应一段时间，反应结束后过滤洗涤干燥。黄金氰化尾渣碱浸的工艺条件为：

[0017] 液固比：3∶1-10∶1

[0018] 反应温度：70℃-120℃

[0019] 反应时间：1h-3h

[0020] 搅拌转速：500r/min-700r/min

[0021] (2)还原焙烧磁选：将处理后干燥的氰化尾渣研碎，然后和一定比例的还原剂混合均匀后，在一定温度下焙烧，到达反应时间后自然冷却，在一定磁场强度下磁选，得到铁精矿。黄金氰化尾渣碱浸后还原焙烧磁选的工艺条件为：

[0022] 还原焙烧温度：750℃-900℃；

[0023] 还原焙烧反应时间：30min-70min；

[0024] 矿石∶还原剂＝100∶15-100∶20；

[0025] 磁选场强大小：0.19T-0.24T。

[0026] 上述碱浸所使用碱液是氢氧化钠溶液或氢氧化钾溶液，其中优选为NaOH溶液；还原焙烧的还原剂是煤或煤气，其中优选为褐煤。

[0027] 本发明方法具有如下特点：①工艺方法简单，容易控制；②添加的还原剂极易获得，成本低廉，也有效利用了资源；③与传统的磁化焙烧相比，本工艺焙烧时不需要造球，焙烧后无需磨矿作业，降低能耗。④利用的是氰化尾渣，是对于废弃物资源中有价金属回收，降低尾渣中重金属铅含量对环境污染具有重要意义。

附图说明

[0028] 图1所示为黄金氰化尾渣降铅降硫、回收铁的工艺流程。

具体实施方式

[0029] 下面结合实施例，对本发明提供的从金矿氰化尾渣中降铅降硫、回收铁的方法进行详细说明。

[0030] 黄金氰化尾渣多元素分析结果如下表所示：

[0031]

[0032] 实施例1

[0033] (1)黄金氰化尾渣碱浸：

[0034] 氰化尾渣中加入一定浓度的碱液，搅拌成矿浆，黄金氰化尾渣碱浸的工艺条件为：

[0035] 液固比：10∶1

[0036] NaOH溶液浓度：5mol/L

[0037] 反应温度：90℃

[0038] 反应时间：2h

[0039] 搅拌转速：600r/min

[0040] 反应结束后过滤洗涤干燥，得到的矿渣结果如下：

[0041]

[0042] 铅含量在测试范围内没有测到，铁品位为37.04％。

[0043] (2)还原焙烧磁选：

[0044] 将处理后干燥的氰化尾渣研碎，黄金氰化尾渣碱浸后还原焙烧磁选的工艺条件为：

[0045] 还原焙烧温度：750℃

[0046] 还原焙烧反应时间：70min

[0047] 矿石∶褐煤＝100∶18

[0048] 磁选场强大小：0.19T

[0049] 磁选得到精矿经过滤干燥，得到的精矿结果如下：铁的回收率为76.88％。

[0050]

[0051] 实施例2

[0052] (1)黄金氰化尾渣碱浸：

[0053] 氰化尾渣中加入一定浓度的碱液，搅拌成矿浆，黄金氰化尾渣碱浸的工艺条件为：

[0054] 液固比：4∶1

[0055] NaOH溶液浓度：3mol/L

[0056] 反应温度：80℃

[0057] 反应时间：3h

[0058] 搅拌转速：500r/min

[0059] 反应结束后过滤洗涤干燥，铁品位为37.33％。

[0060] (2)还原焙烧磁选：

[0061] 将处理后干燥的氰化尾渣研碎，黄金氰化尾渣碱浸后还原焙烧磁选的工艺条件为：

[0062] 还原焙烧温度：850℃

[0063] 还原焙烧反应时间：60min

[0064] 矿石∶褐煤＝100∶20

[0065] 磁选场强大小：0.24T

[0066] 磁选得到精矿经过滤干燥，得到精矿结果如下：

[0067]

[0068] 其中铁精矿铁的品位为57.73％，回收率为86.21％。

[0069] 实施例3

[0070] (1)黄金氰化尾渣碱浸：

[0071] 氰化尾渣中加入一定浓度的碱液，搅拌成矿浆，黄金氰化尾渣碱浸的工艺条件为：

[0072] 液固比：8∶1

[0073] NaOH溶液浓度：7mol/L

[0074] 反应温度：100℃

[0075] 反应时间：2.5h

[0076] 搅拌转速：600r/min

[0077] 反应结束后过滤洗涤干燥，铁品位为38.63％。

[0078] (2)还原焙烧磁选：

[0079] 将处理后干燥的氰化尾渣研碎，黄金氰化尾渣碱浸后还原焙烧磁选的工艺条件为：

[0080] 还原焙烧温度：800℃

[0081] 还原焙烧反应时间：50min

[0082] 矿石∶褐煤＝100∶18

[0083] 磁选场强大小：0.24T

[0084] 磁选得到精矿经过滤干燥，得到精矿结果如下：

[0085]

[0086] 其中铁精矿铁的品位为62.967％，回收率为84.96％。

[0087] 实施例4

[0088] (1)黄金氰化尾渣碱浸：

[0089] 氰化尾渣中加入一定浓度的碱液，搅拌成矿浆，黄金氰化尾渣碱浸的工艺条件为：

[0090] 液固比：6∶1

[0091] NaOH溶液浓度：6mol/L

[0092] 反应温度：120℃

[0093] 反应时间：1.5h

[0094] 搅拌转速：700r/min

[0095] 反应结束后过滤洗涤干燥，铁品位为37.55％。

[0096] (2)还原焙烧磁选：将处理后干燥的氰化尾渣研碎，黄金氰化尾渣碱浸后还原焙烧磁选的工艺条件为：

[0097] 还原焙烧温度：800℃

[0098] 还原焙烧反应时间：40min

[0099] 矿石∶褐煤＝100∶15

[0100] 磁选场强大小：0.24T

[0101] 磁选得到精矿经过滤干燥，得到精矿结果如下：

[0102]

[0103] 其中铁精矿铁的品位为66.943％，回收率为92.71％。