本发明涉及一种提锌尾矿的资源化利用方法，属于尾矿的综合利用技术领域。
背景技术：
矿山企业在选矿完成后排放的废渣矿渣，多以泥浆形式外排，国内外目前对尾矿资源的综合利用可以概括为下列几种途径:
(1)用尾矿(制砂机)作为建筑材料的原料:制作水泥、硅酸盐尾砂砖、瓦、加气混凝土、铸石、耐火材料、玻璃、陶粒、混凝土集料、微晶玻璃、溶渣花砖、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)在尾矿堆积场上覆土造田，种植农作物或植树造林。
(4)尾矿用作矿山地下开采采空区的充填料，即水砂充填料或胶结充填的集料。
尾矿作为采空区的充填料使用，最理想的充填工艺是全尾矿充填工艺，但目前仍处于试验研究阶段。在生产上采用的都是利用尾矿中的粗粒部分作为采空区的充填料。选矿厂的尾矿排出后送尾矿制备工段进行分级，把粗砂部分送井下采空区，而细粒部分进入尾矿库堆存。这种尾矿处理方法在国内外均已得到应用。
但是日积月累形成的尾矿库占地面积大，而且极具安全隐患，另外在尾矿库中富含的选矿药剂尾矿的水渗透到地下，对环境、地下水也会造成极大的污染，且易产生次生灾害，存在安全隐患，因此选矿尾矿处理是摆在矿山生产者面前的一大问题。
我国正处在工业化、城市化加速发展阶段，矿产资源消耗量大，对外依存度较高。但全球矿产品价格持续上涨，增加了矿产品需求企业的生产成本，同时又加大了资源安全压力。在全球矿产资源供应紧张的局势下，全球发达国家发现，矿产资源加工利用后剩下的残渣、尾矿中，含有各种有色、黑色、稀贵、稀土和非金属矿物等，蕴含着二次利用的商机。而我国是矿业大国，开发利用好长期累积的大量尾矿，既可"变废为宝"，又可有效缓解资源和环境压力。
据统计，2000年以前，我国矿山产出的尾矿总量为50.26亿吨，其中，铁矿尾矿量为26.14亿吨，主要有色金属的尾矿量为21.09亿吨，黄金尾矿量为2.72亿吨，其他0.31亿吨。2000年我国矿山年排放尾矿达到6亿吨，按此推算，现有尾矿的总量80亿吨左右。显然，尾矿只是放错了地方的资源。据中国矿业联合会尾矿综合治理办公室估计，我国尾矿潜在价值约1300亿元，其开发利用所带来的将是一本万利的经济效益，具有极大的诱惑力。专家认为，我国矿业循环经济当前的任务就是要开发利用长期搁置的大量尾矿，并促使选矿厂向无尾矿方向发展。尾矿作为矿山二次资源，无论从经济发展需要，还是从资源利用与环境保护等方面考虑，都具有进一步综合利用价值，同时也符合国家节能减排、治理污染、保护环境、造福于民的方针政策。
近年来，一些企业对尾矿综合利用项目非常关注，组织了相应的研发机构。但由于尾矿组成成分的复杂性和多样性，迄今尚无针对某一尾矿进行综合利用的治理技术和成熟工艺。
技术实现要素：
本发明提供一种提锌尾矿的资源化利用方法，针对提锌尾矿建立，通过氯化焙烧、尾气吸收、药剂浸取、浸渣浓碱处理、分级电解沉积等工序，将尾矿中所含组分予以回收，变废为宝，并且消除了二次污染和安全隐患，形成循环经济发展模式，达到对提锌尾矿的资源化利用和生态环境恢复的目的，实现经济效益、环境效益和社会效益的有机统一。
本发明所采取的技术方案是：
一种提锌尾矿的资源化利用方法，包括下述步骤：
(1)氯化焙烧：对提锌尾矿进行氯化焙烧处理；
通过氯化焙烧对尾矿所含组分进行活化，将金银等转化为氯化物型式，或利于高温挥发，或利于药剂浸取。
(2)尾气吸收：以碱性溶液作为吸收剂对氯化焙烧的尾气进行吸收处理，使其转化为亚硫酸盐或其酸式盐产品；
氯化焙烧下挥发气体主要为二氧化硫和少量的三氧化硫，此步骤利用中和反应，以naoh溶液或na2co3溶液作为吸收剂对上述氧硫化物进行吸收处理，得到亚硫酸盐或其酸式盐产品。
(3)焙烧渣浸取：焙烧渣中加水制成浆液，然后利用溶金剂或氨水进行浸取，分离得到浸出渣和浸出液；
利用溶金剂中硫氮等成分或氨分子与有价金属的配位性质，使其中的有价金属生成金属配合物而溶解。
(4)浸出渣处理：在浸出渣中加入naoh溶液进行反应，使浸出渣中的sio2转化为可溶性硅酸盐，剩余的渣为铁红产品；
浸出渣成分主要为fe2o3和sio2等，可利用sio2与naoh反应生成可溶性硅酸盐，使sio2从浸出渣中分离出来，得到水玻璃(na2sio3.xh2o)产品，可根据需要调节水玻璃模数；剩余的渣中主要成分为fe2o3，并且fe2o3含量≥67％，可以直接作为铁红产品销售；从而实现实现fe2o3和sio2的分离与提纯。
(5)浸出液电解：根据各有价金属的析出电位，通过控制电解槽压进行分级电解，分别提取回收有价金属；电解液通过回收再生处理返回焙烧渣浸出槽，进行循环利用。
浸出液中主要含有au、ag、cu、zn、pb等，根据各有价金属的析出电位，通过控制电解槽压方法进行分级电解，分别提取回收有价金属。
电解液含有一定浓度的氨水和药剂，通过回收再生处理返回焙烧渣浸出槽，进行循环利用。
步骤(1)中，焙烧温度为450℃-850℃。
步骤(1)中，氯化剂为nacl、nh4cl和cacl2中的一种、两种或三种，氯化剂用量为提锌尾矿重量的0.5％-8.0％。
步骤(2)中所述碱液为naoh溶液或na2co3溶液。
步骤(3)中焙烧渣和水的固液比为1:2-5；溶金剂或氨水的用量为浆液重量的0.05％-0.5％；氨水浓度为1:1-1:5。
步骤(4)中浸出渣和naoh溶液的固液比为1:1-5，反应温度为80℃-150℃。
步骤(4)中naoh浓度为10％-50％。
采用上述技术方案所产生的有益效果在于：
本发明的方法针对提锌尾矿建立，通过氯化焙烧、尾气吸收、药剂浸取、浸渣浓碱处理、分级电解沉积等工序，将尾矿中所含组分予以回收，变废为宝，并且消除了二次污染和安全隐患，形成循环经济发展模式，达到对提锌尾矿的资源化利用和生态环境恢复的目的，实现经济效益、环境效益和社会效益的有机统一。
本发明工艺简单，易于实现，金属回收率高，回收成本低，便于实现工业化。
附图说明
下面结合附图和具体实施方式对本发明作进一步详细的说明。
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
由于日积月累形成的尾矿库占地面积大，而且极具安全隐患，在尾矿库中富含的选矿药剂尾矿的水渗透到地下，对环境、地下水也会造成极大的污染，且易产生次生灾害，存在安全隐患。本发明是专门针对尾矿处理提出的一种尾矿资源化利用方案。
本发明提锌尾矿的综合利用方法，包括下述步骤：
(1)氯化焙烧：对提锌尾矿进行氯化焙烧处理；
(2)尾气吸收：以碱性溶液作为吸收剂对氯化焙烧的尾气进行吸收处理，使其转化为亚硫酸盐或其酸式盐产品；
(3)焙烧渣浸取：焙烧渣中加水制成浆液，然后利用溶金剂或氨水进行浸取，分离得到浸出渣和浸出液；
(4)浸出渣处理：在浸出渣中加入naoh溶液进行反应，使浸出渣中的sio2转化为可溶性硅酸盐，剩余的渣为铁红产品；
(5)浸出液电解：根据各有价金属的析出电位，通过控制电解槽压进行分级电解，分别提取回收有价金属；电解液通过回收再生处理返回焙烧渣浸出槽，进行循环利用。
具体实施例如下，实施例中1-6中使用的溶金剂为张家口龙鑫矿产科技有限公司生产的“金乌”系列溶金剂。
实施例1
(1)氯化焙烧：对提锌尾矿进行氯化焙烧处理；焙烧温度为450℃，氯化剂为nacl，nacl用量为提锌尾矿重量的1.0％。
(2)尾气吸收：以naoh溶液作为吸收剂对氯化焙烧的尾气进行吸收处理，使其转化为亚硫酸盐或其酸式盐产品；
(3)焙烧渣浸取：焙烧渣中加水制成浆液，然后利用溶金剂进行浸取，分离得到浸出渣和浸出液；焙烧渣和水的固液比为1:2-5；溶金剂的用量为浆液重量的0.15％。
(4)浸出渣处理：在浸出渣中加入naoh溶液进行反应，使浸出渣中的sio2转化为可溶性硅酸盐，剩余的渣为铁红产品；浸出渣和naoh溶液的固液比为1:2，反应温度为100℃，naoh浓度为15％。
(5)浸出液电解：根据各有价金属的析出电位，通过控制电解槽压进行分级电解，分别提取回收有价金属，经检测金属的平均回收率为84.1％；
电解液通过回收再生处理返回焙烧渣浸出槽，进行循环利用。
实施例2
(1)氯化焙烧：对提锌尾矿进行氯化焙烧处理；焙烧温度为550℃。氯化剂为nacl和cacl2，nacl和cacl2用量分别为提锌尾矿重量的1.0％和2.0％。
(2)尾气吸收：以na2co3溶液作为吸收剂对氯化焙烧的尾气进行吸收处理，使其转化为亚硫酸盐或其酸式盐产品；
(3)焙烧渣浸取：焙烧渣中加水制成浆液，然后利用氨水进行浸取，分离得到浸出渣和浸出液；焙烧渣和水的固液比为1:2；氨水的用量为浆液重量的0.3％；氨水浓度为1:3。
(4)浸出渣处理：在浸出渣中加入naoh溶液进行反应，使浸出渣中的sio2转化为可溶性硅酸盐，剩余的渣为铁红产品；浸出渣和naoh溶液的固液比为1:3，反应温度为80℃，naoh浓度为10％。
(5)浸出液电解：根据各有价金属的析出电位，通过控制电解槽压进行分级电解，分别提取回收有价金属，经检测金属的平均回收率为79.7％；
电解液通过回收再生处理返回焙烧渣浸出槽，进行循环利用。
实施例3
(1)氯化焙烧：对提锌尾矿进行氯化焙烧处理；焙烧温度为650℃。氯化剂为nacl，nacl用量为提锌尾矿重量的0.5％。
(2)尾气吸收：以naoh溶液作为吸收剂对氯化焙烧的尾气进行吸收处理，使其转化为亚硫酸盐或其酸式盐产品；
(3)焙烧渣浸取：焙烧渣中加水制成浆液，然后利用氨水进行浸取，分离得到浸出渣和浸出液；焙烧渣和水的固液比为1:4.5；氨水的用量为浆液重量的0.5％；氨水浓度为1:1。
(4)浸出渣处理：在浸出渣中加入naoh溶液进行反应，使浸出渣中的sio2转化为可溶性硅酸盐，剩余的渣为铁红产品；浸出渣和naoh溶液的固液比为1:5，反应温度为150℃，naoh浓度为50％。
(5)浸出液电解：根据各有价金属的析出电位，通过控制电解槽压进行分级电解，分别提取回收有价金属，经检测金属的平均回收率为79.9％；
电解液通过回收再生处理返回焙烧渣浸出槽，进行循环利用。
实施例4
(1)氯化焙烧：对提锌尾矿进行氯化焙烧处理；焙烧温度为850℃。氯化剂为nh4cl，nh4cl用量为提锌尾矿重量的4.5％。
(2)尾气吸收：以na2co3溶液作为吸收剂对氯化焙烧的尾气进行吸收处理，使其转化为亚硫酸盐或其酸式盐产品；
(3)焙烧渣浸取：焙烧渣中加水制成浆液，然后利用氨水进行浸取，分离得到浸出渣和浸出液；焙烧渣和水的固液比为1:2-5；氨水的用量为浆液重量的0.05％；氨水浓度为1:5。
(4)浸出渣处理：在浸出渣中加入naoh溶液进行反应，使浸出渣中的sio2转化为可溶性硅酸盐，剩余的渣为铁红产品；浸出渣和naoh溶液的固液比为1:4，反应温度为140℃，naoh浓度为33％。
(5)浸出液电解：根据各有价金属的析出电位，通过控制电解槽压进行分级电解，分别提取回收有价金属，经检测金属的平均回收率为82.5％；
电解液通过回收再生处理返回焙烧渣浸出槽，进行循环利用。
实施例5
(1)氯化焙烧：对提锌尾矿进行氯化焙烧处理；焙烧温度为750℃。氯化剂为cacl2，cacl2用量为提锌尾矿重量的3.0％。
(2)尾气吸收：以naoh溶液作为吸收剂对氯化焙烧的尾气进行吸收处理，使其转化为亚硫酸盐或其酸式盐产品；
(3)焙烧渣浸取：焙烧渣中加水制成浆液，然后利用溶金剂进行浸取，分离得到浸出渣和浸出液；焙烧渣和水的固液比为1:5；溶金剂的用量为浆液重量的0.4％。
(4)浸出渣处理：在浸出渣中加入naoh溶液进行反应，使浸出渣中的sio2转化为可溶性硅酸盐，剩余的渣为铁红产品；浸出渣和naoh溶液的固液比为1:1，反应温度为120℃。naoh浓度为45％。
(5)浸出液电解：根据各有价金属的析出电位，通过控制电解槽压进行分级电解，分别提取回收有价金属，经检测金属的平均回收率为81.9％；
电解液通过回收再生处理返回焙烧渣浸出槽，进行循环利用。
实施例6
(1)氯化焙烧：对提锌尾矿进行氯化焙烧处理；焙烧温度为600℃，氯化剂为nacl、nh4cl和cacl2，nacl、nh4cl和cacl2的用量分别为提锌尾矿重量的0.5％、2.5％、5.0％。
(2)尾气吸收：以naoh溶液作为吸收剂对氯化焙烧的尾气进行吸收处理，使其转化为亚硫酸盐或其酸式盐产品；
(3)焙烧渣浸取：焙烧渣中加水制成浆液，然后利用溶金剂进行浸取，分离得到浸出渣和浸出液；焙烧渣和水的固液比为1:2；溶金剂的用量为浆液重量的0.05％。
(4)浸出渣处理：在浸出渣中加入naoh溶液进行反应，使浸出渣中的sio2转化为可溶性硅酸盐，剩余的渣为铁红产品；浸出渣和naoh溶液的固液比为1:3，反应温度为130℃，naoh浓度为26％。
(5)浸出液电解：根据各有价金属的析出电位，通过控制电解槽压进行分级电解，分别提取回收有价金属，经检测金属的平均回收率为83.4％；
电解液通过回收再生处理返回焙烧渣浸出槽，进行循环利用。