一种铁尾矿的焙烧处理方法

摘要

本发明公开了一种铁尾矿的焙烧处理方法，包括以下步骤：包括以下步骤：焙烧：将铁尾矿于惰性气体氛围下焙烧，程序升温和程序降温；回收：将挥发烟气回收得到金属氯化物，待S1中所述焙烧温度降至50~150℃后取出焙烧渣，将焙烧渣进行磁选，得到磁铁矿。本发明通过特定的惰性气体焙烧氛围、氯化剂的添加量和焙烧升降温程序控制，实现了铁尾矿的磁化分离，达到了很好的铁矿磁化和有价金属分离效果，铅、铜、锌、镉的去除率分别达到98.89%、66.71%、60.51%、96.6%，磁选回收率达到98.29%，无需添加还原剂，通过控制焙烧氛围实现尾矿中铁的磁化，从根本上减轻了铁尾矿处理工艺过程污染大、影响烟气中金属回收的问题，且操作简便，成本较低，对铁尾矿减量化和资源化效益明显。

权利要求

1.一种铁尾矿的焙烧处理方法，其特征在于，包括以下步骤：S1. 焙烧：将铁尾矿与氯化剂混合后，置于惰性气体氛围下焙烧，其中气体流速为20~

200ml/min，焙烧条件为：采用程序升温和程序降温，升温速率为2 10℃/min，保温30~ ~

120min，降温速率为3 10℃/min，焙烧温度为500 1200℃；

~ ~

S2. 回收：对挥发烟气中铜、铅、锌、镉的氯化物进行回收，待S1中所述焙烧温度降至50

150℃后，将焙烧渣取出，磨细后进行磁选，得到磁铁矿。

~

2.如权利要求1所述焙烧处理方法，其特征在于，S1中所述气体流速为20 100 mL/min。

~

3.如权利要求1所述焙烧处理方法，其特征在于，S1中所述焙烧温度为600 1000℃。

~

4.如权利要求3所述焙烧处理方法，其特征在于，S1中所述程序升温包括以下步骤：先以5 8℃/min的速率升温至500℃ 700℃，再以3 5的速率升温至700 850℃，最后以2 3的速~ ~ ~ ~ ~率升温至850 1200℃。

~

5.如权利要求1所述焙烧处理方法，其特征在于，S1中所述氯化剂的添加量为0.1%~

20%。

6.如权利要求5所述焙烧处理方法，其特征在于，S1中所述氯化剂的添加量为0.1%~

7.5%。

7.如权利要求6所述焙烧处理方法，其特征在于，S1中所述氯化剂的添加量为5%。

8.如权利要求5所述焙烧处理方法，其特征在于，S1中所述铁尾矿与氯化剂混合为湿混，包括以下步骤：向氯化剂中加水完全溶解，再加入铁尾矿混匀，烘干得到待焙烧样品。

9.如权利要求8所焙烧处理方法，其特征在于，所述氯化剂和铁尾矿的总质量与水的固液比为1:3 3:1 g/mL。

~

10.如权利要求1 9任意一项所述焙烧处理方法，其特征在于，S2中所述挥发烟气回收~为冷凝回收和湿法吸收回收。

说明书

一种铁尾矿的焙烧处理方法

技术领域

[0001] 本发明属于尾矿资源综合利用领域，具体涉及一种铁尾矿的焙烧处理方法。

背景技术

[0002] 中国是仅次于巴西的世界第二大铁矿石生产国，铁尾矿中含有大量Fe、Cu、 Zn、S等元素，大量储存铁尾矿不仅会造成很大的资源浪费，还会对环境造成很大的威胁和危害。环境责任和矿产资源的可持续发展对采矿业至关重要，因此，如何将铁尾矿安全处置和资源化利用是我国面临的一项具有挑战性的任务。长期以来，铁尾矿是通过堆放和掩埋的方式处理的，不仅占用了很大的空间，而且增加了处理费用，对环境也存在着潜在威胁。

[0003] 专利CN101225468公开了磁化氯化法从酸化焙烧烧渣中回收金、银、铁和铅的方法，专利CN105671305A公开了一种利用氯盐焙烧还原红土镍矿制镍铁精粉的方法，这些方法相比于传统氯化焙烧技术，优点在于实现了在氯化焙烧过程中将铁磁化，能够在回收金或镍等金属的同时将铁回收。但是在处理过程中都需要加入碳粉等碳质还原剂，操作较为复杂且存在添加剂成本，焙烧能耗高，而且烟气中碳含量会较高，工艺过程污染大，影响烟气中金属回收。

[0004] 因此，提供一种无需加入碳质还原剂、污染小的铁尾矿处理方法至关重要。

发明内容

[0005] 本发明为克服上述现有技术中的缺陷，提供了一种铁尾矿的焙烧处理方法。该方法工艺简单，无需添加还原剂，避免了烟气污染大，金属回收率低等问题，氯化焙烧挥发处理铁尾矿中的铜、铅、锌、镉元素和磁化铁尾矿中的铁同步进行。

[0006] 本发明上述目的通过以下技术方案实现：

[0007] 一种铁尾矿的处理方法，包括以下步骤：

[0008] S1.焙烧：将铁尾矿与氯化剂混合后，置于惰性气体氛围下焙烧，其中气体流速为20～200ml/min，焙烧条件为：采用程序升温和程序降温，升温速率为 2～10℃/min，保温30～120min，降温速率为3～10℃/min，焙烧温度为500～1200℃；

[0009] S2.回收：将挥发烟气回收得到铜、铅、锌、镉的氯化物，待S1中所述焙烧温度降至50～150℃后，将焙烧渣取出磨细后进行磁选，得到磁铁矿。

[0010] 本发明的氯化磁化焙烧相对于现有的氯化磁化焙烧技术无需添加还原剂，避免了碳粉等还原剂的加入造成的污染和能耗，通过对焙烧的气氛和焙烧升温降温程序进行控制，实现了铁的良好磁化，进而通过后续的挥发烟气回收和磁选分离得到其他金属氯化物和磁化铁矿。氯化焙烧过程中，氯化剂的加入，高温下与尾矿中的铅、镉、铜、锌转化成相应金属氯化物，凭借其低沸点特性挥发出去；同时在惰性气氛下，抑制了焙烧过程中的氧化反应，促使了铁尾矿中铁元素的转化，通过一定反应使尾矿中针铁矿和硫铁矿转化成磁铁矿。

[0011] 本发明的焙烧处理将氯化剂和铁尾矿混合均匀后设置特定的焙烧程序，包括一定的升温速率、保温时间和降温速率，在惰性气体氛围下进行焙烧挥发，得到挥发成分和焙烧渣，其中焙烧气氛、氯化剂添加量和本发明的特定的焙烧升降温过程设置都是影响铁尾矿磁化焙烧的重要参数，通过其综合作用实现本发明的特定的焙烧效果，实现磁铁矿和有价金属的高效回收。焙烧渣在焙烧过程中被磁化，焙烧渣中磁化后的Fe3O4可以进一步被磁选分离。挥发性组分可以通过冷凝装置和湿法吸气装置进行收集和吸收，得到铜、铅、锌等，本发明在氯化焙烧过程中不需要添加还原剂，通过控制氯化焙烧气氛将铁尾矿中的铁磁化，实现了铁尾矿的无害化及较大程度的减量化和资源化。

[0012] 本发明的惰性气体优选为氮气，铁尾矿经过磨细处理，并过100目筛。

[0013] 优选地，S1中所述气体流速为20～100mL/min。

[0014] 优选地，S1中所述焙烧温度为600～1000℃。例如可以为600℃、700℃、800℃、 900℃或1000℃。当焙烧温度较低时，氯化效果较差，不利于铜、铅、锌等金属的氯化挥发，在1000℃时已经达到很高的氯化挥发效果，当温度过高时，成本提高，但氯化磁化效果提升的空间较低。

[0015] 更优选地，S1中所述焙烧温度为1000℃。

[0016] 更优选地，S1中所述程序升温包括以下步骤：先以5～8(5℃/min)的速率升温至600℃～700℃，再以3～5(3℃/min)的速率升温至700～850(800℃)，最后以2～3(2℃/min)的速率升温至850～1000℃。

[0017] 阶段性升温是为了保护管式电炉，优选升温速度为：先以5℃/min的速率升温至600℃～700℃，再以3℃/min的速率升温至800℃，最后以2℃/min的速率升温至850～1000℃。

[0018] 优选地，S1中所述铁尾矿焙烧时先与氯化剂混匀再焙烧，氯化剂的添加量为0.1％～20％。例如可以为5％、7.5％、10％、15％，氯化剂为氯盐，优选无水氯化钙。

[0019] 氯化剂的添加是为了促进铁尾矿中铅镉铜锌等金属的氯化挥发，并对铁尾矿中的铁的磁化起到一定影响。当氯化剂添加过多时，不仅成本高，氯化挥发效果提高不明显，且焙烧渣中残留较多钙元素，焙烧渣的磁化分选效果降低。

[0020] 更优选地，S1中所述氯化剂的添加量为0.1％～7.5％。发明人无意中发现，当氯化剂的添加量在7.5％以下时，磁化效果更好，磁选回收率更高。

[0021] 更优选地，S1中所述氯化剂的添加量为5％。氯化剂的添加量为5％时对焙烧后残渣进行磁选，磁选回收率达到最高，最高可达98.29％。

[0022] 优选地，S1中所述铁尾矿与氯化剂混合为湿混，包括以下步骤：向氯化剂中加水完全溶解，再加入铁尾矿混匀，烘干得到待焙烧样品。采用湿混有利于铁尾矿和氯化剂混合更均匀。

[0023] 更优选地，所述氯化剂和铁尾矿的总质量与水的固液比为1:3～3:1g/mL。

[0024] 与现有技术相比，本发明的有益效果是：

[0025] 本发明提供了一种铁尾矿的处理方法，通过特定的惰性气体焙烧氛围和特定的焙烧升温程序控制，实现了铁尾矿的磁化分离，达到了很好的铁矿磁化和有价金属分离效果，采用本发明所述处理方法，铅、铜、锌、镉的去除率分别达到 98.89％、66.71％、60.51％、99.61％，回收得到的焙烧渣主要由Fe3O4和SiO2组成。本发明的回收方法无需添加还原剂，通过控制焙烧氛围实现尾矿中铁的磁化，从根本上避免了铁尾矿处理工艺过程污染大、影响烟气中金属回收的问题，且操作简便，成本较低，对铁尾矿减量化和资源化效益明显。

附图说明

[0026] 图1为本发明铁尾矿的处理方法的工艺流程图。

[0027] 图2为某矿山铁尾矿的XRD测试结果图。

[0028] 图3为实施例1～3的焙烧渣XRD测试结果图。

具体实施方式

[0029] 为了更清楚、完整的描述本发明的技术方案，以下通过具体实施例进一步详细说明本发明，应当理解，此处所描述的具体实施例仅用于解释本发明，并不用于限定本发明，可以在本发明权利限定的范围内进行各种改变。本发明所述制备原料的来源没有特殊的限制，为市售即可。

[0030] 本发明的铁尾矿原料取自某矿山，铁尾矿的XRD测试结果图如图2所示。

[0031] 实施例1

[0032] 一种铁尾矿的焙烧处理方法，回收工艺流程如图1所示，包括以下步骤：

[0033] S1.焙烧：将8.5g铁尾矿和1.5g氯化剂混合，加入13ml超纯水，于105℃下烘干15h，再于惰性气体氛围下焙烧，其中气体流速为50ml/min，焙烧条件为：采用程序升温和程序降温，先以5℃/min的速率升温至600℃，再以3℃/min的速率升温至800℃，最后以2℃/min的速率升温至1000℃，降温速率为5℃/min，焙烧温度为1000℃，保温时间为60min；

[0034] S2.回收：待S1中所述焙烧温度降至120℃后，将挥发烟气进行冷凝，收集得到部分铜、铅、锌、镉元素，将焙烧渣进行磁选，得到磁铁矿。

[0035] 实施例2

[0036] 一种铁尾矿的焙烧处理方法，包括以下步骤：

[0037] S1.焙烧：将17g铁尾矿和3g氯化剂混合，加入25ml超纯水，于105℃下烘干35h，再于惰性气体氛围下焙烧，其中气体流速为100ml/min，焙烧条件为：采用程序升温和程序降温，先以5℃/min的速率升温至600℃，再以3℃/min的速率升温至800℃，降温速率为5℃/min，焙烧温度为800℃，保温时间为60min；

[0038] S2.回收：待S1中所述焙烧温度降至120℃后，将挥发烟气进行冷凝，得到部分铜、铅、锌、镉元素，将焙烧渣进行磁选，得到磁铁矿。

[0039] 实施例3

[0040] 一种铁尾矿的焙烧处理方法，包括以下步骤：

[0041] S1.焙烧：将17g铁尾矿和3g氯化剂混合，加入25ml超纯水，于105℃下烘干35h，再于惰性气体氛围下焙烧，其中气体流速为100ml/min，焙烧条件为：采用程序升温和程序降温，升温速率为5℃/min，降温速率为5℃/min，焙烧温度为600℃，保温时间为60min；

[0042] S2.回收：待S1中所述焙烧温度降至120℃后，将挥发烟气进行冷凝，得到部分铜、铅、锌、镉元素，将焙烧渣进行磁选，得到磁铁矿。

[0043] 实施例4～8

[0044] 一种铁尾矿的焙烧处理方法，与实施例1基本相同，其区别见表1。

[0045] 表1

[0046]项目 氯化剂的添加量(％) 气体流速(ml/min) 焙烧温度(℃)
实施例4 5 50 1000
实施例5 7.5 50 1000
实施例6 10 50 1000
实施例7 5 40 800
实施例8 5 60 600

[0047] 对比例1

[0048] 一种铁尾矿的焙烧处理方法，其特征在于，包括以下步骤：

[0049] S1.焙烧：将铁尾矿加入碳粉还原剂进行焙烧，焙烧温度为1000℃；

[0050] S2.回收：将挥发烟气回收得到铜、铅、锌、镉的氯化物，待S1中所述焙烧温度降至50～150℃后，将焙烧渣取出磨细后进行磁选，得到磁铁矿。

[0051] 结果检测

[0052] 对实施例1～3的焙烧渣采用进行XRD测试，测试结果如图3所示。

[0053] 如图3所示，焙烧渣主要成分为Fe3O4和SiO2，并且随着温度的提高，Fe3O4的衍射峰响应度也越来越强，说明在一定温度范围内，温度对于铁尾矿的氯化磁化起着积极的影响。

[0054] 对实施例和对比例的焙烧渣中铅、铜、锌、镉的去除率及磁选回收率进行计算，计算公式为：

[0055] (1) 其中：C:铁尾矿中金属浓度 (mg/Kg)；M:铁尾矿添加量(g)；c:焙烧后残渣中金属浓度(mg/Kg)；m:焙烧后残渣质量(g)。

[0056] (2)磁选回收率＝m0/m1*100％，其中，m0：磁选物质量(g)；m1:称取焙烧后残渣质量(g)。

[0057] 铅、铜、锌、镉的去除率及磁选回收率结果见表3。

[0058] 表3

[0059]

[0060]

[0061] 显然，本发明的上述实施例仅是为清楚地说明本发明所作的举例，而并非是对本发明的实施方式的限定。本领域技术人员应当理解，在上述说明的基础上还可以做出其它不同形式的变化或变动，这里无需也无法对所有的实施方式予以穷举。凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等，均应包含在本发明权利要求的保护范围之内。