本發(fā)明涉及一種提鋅尾礦的資源化利用方法，屬于尾礦的綜合利用技術(shù)領(lǐng)域。
背景技術(shù)：
礦山企業(yè)在選礦完成后排放的廢渣礦渣，多以泥漿形式外排，國內(nèi)外目前對尾礦資源的綜合利用可以概括為下列幾種途徑:
(1)用尾礦(制砂機(jī))作為建筑材料的原料:制作水泥、硅酸鹽尾砂磚、瓦、加氣混凝土、鑄石、耐火材料、玻璃、陶粒、混凝土集料、微晶玻璃、溶渣花磚、泡沫玻璃和泡沫材料等。
(2)用尾砂修筑公路、路面材料、防滑材料、海岸造田等。
(3)在尾礦堆積場上覆土造田，種植農(nóng)作物或植樹造林。
(4)尾礦用作礦山地下開采采空區(qū)的充填料，即水砂充填料或膠結(jié)充填的集料。
尾礦作為采空區(qū)的充填料使用，最理想的充填工藝是全尾礦充填工藝，但目前仍處于試驗(yàn)研究階段。在生產(chǎn)上采用的都是利用尾礦中的粗粒部分作為采空區(qū)的充填料。選礦廠的尾礦排出后送尾礦制備工段進(jìn)行分級，把粗砂部分送井下采空區(qū)，而細(xì)粒部分進(jìn)入尾礦庫堆存。這種尾礦處理方法在國內(nèi)外均已得到應(yīng)用。
但是日積月累形成的尾礦庫占地面積大，而且極具安全隱患，另外在尾礦庫中富含的選礦藥劑尾礦的水滲透到地下，對環(huán)境、地下水也會造成極大的污染，且易產(chǎn)生次生災(zāi)害，存在安全隱患，因此選礦尾礦處理是擺在礦山生產(chǎn)者面前的一大問題。
我國正處在工業(yè)化、城市化加速發(fā)展階段，礦產(chǎn)資源消耗量大，對外依存度較高。但全球礦產(chǎn)品價格持續(xù)上漲，增加了礦產(chǎn)品需求企業(yè)的生產(chǎn)成本，同時又加大了資源安全壓力。在全球礦產(chǎn)資源供應(yīng)緊張的局勢下，全球發(fā)達(dá)國家發(fā)現(xiàn)，礦產(chǎn)資源加工利用后剩下的殘?jiān)?、尾礦中，含有各種有色、黑色、稀貴、稀土和非金屬礦物等，蘊(yùn)含著二次利用的商機(jī)。而我國是礦業(yè)大國，開發(fā)利用好長期累積的大量尾礦，既可"變廢為寶"，又可有效緩解資源和環(huán)境壓力。
據(jù)統(tǒng)計(jì)，2000年以前，我國礦山產(chǎn)出的尾礦總量為50.26億噸，其中，鐵礦尾礦量為26.14億噸，主要有色金屬的尾礦量為21.09億噸，黃金尾礦量為2.72億噸，其他0.31億噸。2000年我國礦山年排放尾礦達(dá)到6億噸，按此推算，現(xiàn)有尾礦的總量80億噸左右。顯然，尾礦只是放錯了地方的資源。據(jù)中國礦業(yè)聯(lián)合會尾礦綜合治理辦公室估計(jì)，我國尾礦潛在價值約1300億元，其開發(fā)利用所帶來的將是一本萬利的經(jīng)濟(jì)效益，具有極大的誘惑力。專家認(rèn)為，我國礦業(yè)循環(huán)經(jīng)濟(jì)當(dāng)前的任務(wù)就是要開發(fā)利用長期擱置的大量尾礦，并促使選礦廠向無尾礦方向發(fā)展。尾礦作為礦山二次資源，無論從經(jīng)濟(jì)發(fā)展需要，還是從資源利用與環(huán)境保護(hù)等方面考慮，都具有進(jìn)一步綜合利用價值，同時也符合國家節(jié)能減排、治理污染、保護(hù)環(huán)境、造福于民的方針政策。
近年來，一些企業(yè)對尾礦綜合利用項(xiàng)目非常關(guān)注，組織了相應(yīng)的研發(fā)機(jī)構(gòu)。但由于尾礦組成成分的復(fù)雜性和多樣性，迄今尚無針對某一尾礦進(jìn)行綜合利用的治理技術(shù)和成熟工藝。
技術(shù)實(shí)現(xiàn)要素：
本發(fā)明提供一種提鋅尾礦的資源化利用方法，針對提鋅尾礦建立，通過氯化焙燒、尾氣吸收、藥劑浸取、浸渣濃堿處理、分級電解沉積等工序，將尾礦中所含組分予以回收，變廢為寶，并且消除了二次污染和安全隱患，形成循環(huán)經(jīng)濟(jì)發(fā)展模式，達(dá)到對提鋅尾礦的資源化利用和生態(tài)環(huán)境恢復(fù)的目的，實(shí)現(xiàn)經(jīng)濟(jì)效益、環(huán)境效益和社會效益的有機(jī)統(tǒng)一。
本發(fā)明所采取的技術(shù)方案是：
一種提鋅尾礦的資源化利用方法，包括下述步驟：
(1)氯化焙燒：對提鋅尾礦進(jìn)行氯化焙燒處理；
通過氯化焙燒對尾礦所含組分進(jìn)行活化，將金銀等轉(zhuǎn)化為氯化物型式，或利于高溫?fù)]發(fā)，或利于藥劑浸取。
(2)尾氣吸收：以堿性溶液作為吸收劑對氯化焙燒的尾氣進(jìn)行吸收處理，使其轉(zhuǎn)化為亞硫酸鹽或其酸式鹽產(chǎn)品；
氯化焙燒下?lián)]發(fā)氣體主要為二氧化硫和少量的三氧化硫，此步驟利用中和反應(yīng)，以naoh溶液或na2co3溶液作為吸收劑對上述氧硫化物進(jìn)行吸收處理，得到亞硫酸鹽或其酸式鹽產(chǎn)品。
(3)焙燒渣浸?。罕簾屑铀瞥蓾{液，然后利用溶金劑或氨水進(jìn)行浸取，分離得到浸出渣和浸出液；
利用溶金劑中硫氮等成分或氨分子與有價金屬的配位性質(zhì)，使其中的有價金屬生成金屬配合物而溶解。
(4)浸出渣處理：在浸出渣中加入naoh溶液進(jìn)行反應(yīng)，使浸出渣中的sio2轉(zhuǎn)化為可溶性硅酸鹽，剩余的渣為鐵紅產(chǎn)品；
浸出渣成分主要為fe2o3和sio2等，可利用sio2與naoh反應(yīng)生成可溶性硅酸鹽，使sio2從浸出渣中分離出來，得到水玻璃(na2sio3.xh2o)產(chǎn)品，可根據(jù)需要調(diào)節(jié)水玻璃模數(shù)；剩余的渣中主要成分為fe2o3，并且fe2o3含量≥67％，可以直接作為鐵紅產(chǎn)品銷售；從而實(shí)現(xiàn)實(shí)現(xiàn)fe2o3和sio2的分離與提純。
(5)浸出液電解：根據(jù)各有價金屬的析出電位，通過控制電解槽壓進(jìn)行分級電解，分別提取回收有價金屬；電解液通過回收再生處理返回焙燒渣浸出槽，進(jìn)行循環(huán)利用。
浸出液中主要含有au、ag、cu、zn、pb等，根據(jù)各有價金屬的析出電位，通過控制電解槽壓方法進(jìn)行分級電解，分別提取回收有價金屬。
電解液含有一定濃度的氨水和藥劑，通過回收再生處理返回焙燒渣浸出槽，進(jìn)行循環(huán)利用。
步驟(1)中，焙燒溫度為450℃-850℃。
步驟(1)中，氯化劑為nacl、nh4cl和cacl2中的一種、兩種或三種，氯化劑用量為提鋅尾礦重量的0.5％-8.0％。
步驟(2)中所述堿液為naoh溶液或na2co3溶液。
步驟(3)中焙燒渣和水的固液比為1:2-5；溶金劑或氨水的用量為漿液重量的0.05％-0.5％；氨水濃度為1:1-1:5。
步驟(4)中浸出渣和naoh溶液的固液比為1:1-5，反應(yīng)溫度為80℃-150℃。
步驟(4)中naoh濃度為10％-50％。
采用上述技術(shù)方案所產(chǎn)生的有益效果在于：
本發(fā)明的方法針對提鋅尾礦建立，通過氯化焙燒、尾氣吸收、藥劑浸取、浸渣濃堿處理、分級電解沉積等工序，將尾礦中所含組分予以回收，變廢為寶，并且消除了二次污染和安全隱患，形成循環(huán)經(jīng)濟(jì)發(fā)展模式，達(dá)到對提鋅尾礦的資源化利用和生態(tài)環(huán)境恢復(fù)的目的，實(shí)現(xiàn)經(jīng)濟(jì)效益、環(huán)境效益和社會效益的有機(jī)統(tǒng)一。
本發(fā)明工藝簡單，易于實(shí)現(xiàn)，金屬回收率高，回收成本低，便于實(shí)現(xiàn)工業(yè)化。
附圖說明
下面結(jié)合附圖和具體實(shí)施方式對本發(fā)明作進(jìn)一步詳細(xì)的說明。
圖1是本發(fā)明的工藝流程圖。
具體實(shí)施方式
由于日積月累形成的尾礦庫占地面積大，而且極具安全隱患，在尾礦庫中富含的選礦藥劑尾礦的水滲透到地下，對環(huán)境、地下水也會造成極大的污染，且易產(chǎn)生次生災(zāi)害，存在安全隱患。本發(fā)明是專門針對尾礦處理提出的一種尾礦資源化利用方案。
本發(fā)明提鋅尾礦的綜合利用方法，包括下述步驟：
(1)氯化焙燒：對提鋅尾礦進(jìn)行氯化焙燒處理；
(2)尾氣吸收：以堿性溶液作為吸收劑對氯化焙燒的尾氣進(jìn)行吸收處理，使其轉(zhuǎn)化為亞硫酸鹽或其酸式鹽產(chǎn)品；
(3)焙燒渣浸?。罕簾屑铀瞥蓾{液，然后利用溶金劑或氨水進(jìn)行浸取，分離得到浸出渣和浸出液；
(4)浸出渣處理：在浸出渣中加入naoh溶液進(jìn)行反應(yīng)，使浸出渣中的sio2轉(zhuǎn)化為可溶性硅酸鹽，剩余的渣為鐵紅產(chǎn)品；
(5)浸出液電解：根據(jù)各有價金屬的析出電位，通過控制電解槽壓進(jìn)行分級電解，分別提取回收有價金屬；電解液通過回收再生處理返回焙燒渣浸出槽，進(jìn)行循環(huán)利用。
具體實(shí)施例如下，實(shí)施例中1-6中使用的溶金劑為張家口龍鑫礦產(chǎn)科技有限公司生產(chǎn)的“金烏”系列溶金劑。
實(shí)施例1
(1)氯化焙燒：對提鋅尾礦進(jìn)行氯化焙燒處理；焙燒溫度為450℃，氯化劑為nacl，nacl用量為提鋅尾礦重量的1.0％。
(2)尾氣吸收：以naoh溶液作為吸收劑對氯化焙燒的尾氣進(jìn)行吸收處理，使其轉(zhuǎn)化為亞硫酸鹽或其酸式鹽產(chǎn)品；
(3)焙燒渣浸?。罕簾屑铀瞥蓾{液，然后利用溶金劑進(jìn)行浸取，分離得到浸出渣和浸出液；焙燒渣和水的固液比為1:2-5；溶金劑的用量為漿液重量的0.15％。
(4)浸出渣處理：在浸出渣中加入naoh溶液進(jìn)行反應(yīng)，使浸出渣中的sio2轉(zhuǎn)化為可溶性硅酸鹽，剩余的渣為鐵紅產(chǎn)品；浸出渣和naoh溶液的固液比為1:2，反應(yīng)溫度為100℃，naoh濃度為15％。
(5)浸出液電解：根據(jù)各有價金屬的析出電位，通過控制電解槽壓進(jìn)行分級電解，分別提取回收有價金屬，經(jīng)檢測金屬的平均回收率為84.1％；
電解液通過回收再生處理返回焙燒渣浸出槽，進(jìn)行循環(huán)利用。
實(shí)施例2
(1)氯化焙燒：對提鋅尾礦進(jìn)行氯化焙燒處理；焙燒溫度為550℃。氯化劑為nacl和cacl2，nacl和cacl2用量分別為提鋅尾礦重量的1.0％和2.0％。
(2)尾氣吸收：以na2co3溶液作為吸收劑對氯化焙燒的尾氣進(jìn)行吸收處理，使其轉(zhuǎn)化為亞硫酸鹽或其酸式鹽產(chǎn)品；
(3)焙燒渣浸取：焙燒渣中加水制成漿液，然后利用氨水進(jìn)行浸取，分離得到浸出渣和浸出液；焙燒渣和水的固液比為1:2；氨水的用量為漿液重量的0.3％；氨水濃度為1:3。
(4)浸出渣處理：在浸出渣中加入naoh溶液進(jìn)行反應(yīng)，使浸出渣中的sio2轉(zhuǎn)化為可溶性硅酸鹽，剩余的渣為鐵紅產(chǎn)品；浸出渣和naoh溶液的固液比為1:3，反應(yīng)溫度為80℃，naoh濃度為10％。
(5)浸出液電解：根據(jù)各有價金屬的析出電位，通過控制電解槽壓進(jìn)行分級電解，分別提取回收有價金屬，經(jīng)檢測金屬的平均回收率為79.7％；
電解液通過回收再生處理返回焙燒渣浸出槽，進(jìn)行循環(huán)利用。
實(shí)施例3
(1)氯化焙燒：對提鋅尾礦進(jìn)行氯化焙燒處理；焙燒溫度為650℃。氯化劑為nacl，nacl用量為提鋅尾礦重量的0.5％。
(2)尾氣吸收：以naoh溶液作為吸收劑對氯化焙燒的尾氣進(jìn)行吸收處理，使其轉(zhuǎn)化為亞硫酸鹽或其酸式鹽產(chǎn)品；
(3)焙燒渣浸取：焙燒渣中加水制成漿液，然后利用氨水進(jìn)行浸取，分離得到浸出渣和浸出液；焙燒渣和水的固液比為1:4.5；氨水的用量為漿液重量的0.5％；氨水濃度為1:1。
(4)浸出渣處理：在浸出渣中加入naoh溶液進(jìn)行反應(yīng)，使浸出渣中的sio2轉(zhuǎn)化為可溶性硅酸鹽，剩余的渣為鐵紅產(chǎn)品；浸出渣和naoh溶液的固液比為1:5，反應(yīng)溫度為150℃，naoh濃度為50％。
(5)浸出液電解：根據(jù)各有價金屬的析出電位，通過控制電解槽壓進(jìn)行分級電解，分別提取回收有價金屬，經(jīng)檢測金屬的平均回收率為79.9％；
電解液通過回收再生處理返回焙燒渣浸出槽，進(jìn)行循環(huán)利用。
實(shí)施例4
(1)氯化焙燒：對提鋅尾礦進(jìn)行氯化焙燒處理；焙燒溫度為850℃。氯化劑為nh4cl，nh4cl用量為提鋅尾礦重量的4.5％。
(2)尾氣吸收：以na2co3溶液作為吸收劑對氯化焙燒的尾氣進(jìn)行吸收處理，使其轉(zhuǎn)化為亞硫酸鹽或其酸式鹽產(chǎn)品；
(3)焙燒渣浸?。罕簾屑铀瞥蓾{液，然后利用氨水進(jìn)行浸取，分離得到浸出渣和浸出液；焙燒渣和水的固液比為1:2-5；氨水的用量為漿液重量的0.05％；氨水濃度為1:5。
(4)浸出渣處理：在浸出渣中加入naoh溶液進(jìn)行反應(yīng)，使浸出渣中的sio2轉(zhuǎn)化為可溶性硅酸鹽，剩余的渣為鐵紅產(chǎn)品；浸出渣和naoh溶液的固液比為1:4，反應(yīng)溫度為140℃，naoh濃度為33％。
(5)浸出液電解：根據(jù)各有價金屬的析出電位，通過控制電解槽壓進(jìn)行分級電解，分別提取回收有價金屬，經(jīng)檢測金屬的平均回收率為82.5％；
電解液通過回收再生處理返回焙燒渣浸出槽，進(jìn)行循環(huán)利用。
實(shí)施例5
(1)氯化焙燒：對提鋅尾礦進(jìn)行氯化焙燒處理；焙燒溫度為750℃。氯化劑為cacl2，cacl2用量為提鋅尾礦重量的3.0％。
(2)尾氣吸收：以naoh溶液作為吸收劑對氯化焙燒的尾氣進(jìn)行吸收處理，使其轉(zhuǎn)化為亞硫酸鹽或其酸式鹽產(chǎn)品；
(3)焙燒渣浸?。罕簾屑铀瞥蓾{液，然后利用溶金劑進(jìn)行浸取，分離得到浸出渣和浸出液；焙燒渣和水的固液比為1:5；溶金劑的用量為漿液重量的0.4％。
(4)浸出渣處理：在浸出渣中加入naoh溶液進(jìn)行反應(yīng)，使浸出渣中的sio2轉(zhuǎn)化為可溶性硅酸鹽，剩余的渣為鐵紅產(chǎn)品；浸出渣和naoh溶液的固液比為1:1，反應(yīng)溫度為120℃。naoh濃度為45％。
(5)浸出液電解：根據(jù)各有價金屬的析出電位，通過控制電解槽壓進(jìn)行分級電解，分別提取回收有價金屬，經(jīng)檢測金屬的平均回收率為81.9％；
電解液通過回收再生處理返回焙燒渣浸出槽，進(jìn)行循環(huán)利用。
實(shí)施例6
(1)氯化焙燒：對提鋅尾礦進(jìn)行氯化焙燒處理；焙燒溫度為600℃，氯化劑為nacl、nh4cl和cacl2，nacl、nh4cl和cacl2的用量分別為提鋅尾礦重量的0.5％、2.5％、5.0％。
(2)尾氣吸收：以naoh溶液作為吸收劑對氯化焙燒的尾氣進(jìn)行吸收處理，使其轉(zhuǎn)化為亞硫酸鹽或其酸式鹽產(chǎn)品；
(3)焙燒渣浸取：焙燒渣中加水制成漿液，然后利用溶金劑進(jìn)行浸取，分離得到浸出渣和浸出液；焙燒渣和水的固液比為1:2；溶金劑的用量為漿液重量的0.05％。
(4)浸出渣處理：在浸出渣中加入naoh溶液進(jìn)行反應(yīng)，使浸出渣中的sio2轉(zhuǎn)化為可溶性硅酸鹽，剩余的渣為鐵紅產(chǎn)品；浸出渣和naoh溶液的固液比為1:3，反應(yīng)溫度為130℃，naoh濃度為26％。
(5)浸出液電解：根據(jù)各有價金屬的析出電位，通過控制電解槽壓進(jìn)行分級電解，分別提取回收有價金屬，經(jīng)檢測金屬的平均回收率為83.4％；
電解液通過回收再生處理返回焙燒渣浸出槽，進(jìn)行循環(huán)利用。