1.本发明属于有色冶金领域，具体涉及一种利用制酸烟气协同处理焙烧氰化尾渣的方法。
背景技术：
2.我国金矿资源较为丰富，但其中难处理金矿资源所占比例逐年升高，在已探明的地质储量中，难处理金矿黄金储量超过3000吨，占总探明储量的1/3以上。含砷含硫金精矿是一种典型的难处理含金矿物，其中主要矿相黄铁矿、砷黄铁矿及部分石英对金产生显微包裹，阻碍了金的浸出。对于此类金精矿，如采用常规氰化法直接氰化浸金，金的浸出率一般低于40％。因此，通常需要在浸金工序前进行预处理。目前主要的预处理方法为焙烧法。焙烧过程可脱除金精矿中大部分砷和硫，并将其中的含铁物相转化为多孔状的赤铁矿(fe2o3)。焙烧后得到的金矿焙砂再经氰化浸出工艺，可实现金的提取。
3.但在目前的焙烧工艺中，无法避免过烧、结块等现象的发生，因此无法保证含铁物相完全转化为多孔状的赤铁矿，会有一部分转化为结构致密的赤铁矿，并对金产生二次包裹，严重影响后续氰化浸金的效果。另外，焙烧过程也无法消除石英和硅酸盐矿物对金的包裹。目前焙烧氰化尾渣中au含量在1.5～15g/t，资源浪费严重。焙烧氰化尾渣中大部分金被赤铁矿包裹，少部分被石英或其它硅酸盐矿物包裹，尾渣再次氰化浸出，金的浸出率极低,并且含有剧毒氰化物和重金属等有害成份。目前我国黄金矿山每年产出氰化尾渣690多万吨，随企业规模的扩张，呈逐年增长趋势。焙烧氰化尾渣不仅含有铁、铜、铅、钴、镍、锡、金、银等黑色金属和有色金属，以及大量的非金属，目前主要作为尾矿堆存或作为水泥添加剂用料廉价外售，利用价值较低，既造成了环境污染，又浪费了宝贵的资源，因此焙烧氰化尾渣是具有较大利用价值的二次资源，通过整治处理技术，使含氰物、重金属污染物清洁转化为无毒无害，达到固废物排放堆存标准，同时综合回收部分有价元素，提高资源利用价值，对我国的环保和资源的综合利用具有重大的意义。
4.专利cn103014319a公开了“一种强化含硫砷金精矿焙砂提金的方法”，该方法针对金矿焙砂中铁氧化物对金的包裹问题，提出了“金属化还原焙烧
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酸浸
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浸金”的方法，先将铁氧化物还原，再通过酸浸打开铁氧化物对金的包裹。但该方法会产生大量含铁废酸液，难以处理。专利cn101942566a公开了“一种金精矿焙烧氰化后的尾渣中金银的回收方法”，该工艺将干燥尾渣与还原剂和脱硫剂混合，于900～1200℃下还原10～30h，隔绝空气冷却后出料，磁选得到含金银的金属铁粉，将金属铁粉以硫酸溶解制成硫酸亚铁，酸浸渣以氰化法提取金银。该工艺还原温度高，还原时间长，能耗极大。专利cn104404261a公开了“一种金精矿氰化尾渣氯化焙烧同步还原回收金、铁的方法”，该方法以反浮选将氰化尾渣预先脱硅富集，干燥后的粗精矿与氯化剂、还原剂、脱磷剂、脱硫剂等混合造球，烘干的球团于1050～1250℃下进行氯化挥发同步深度还原脱硫磷，将烟气收集回收金，磁选得到海绵铁。该方法采用高温氯化法挥发金，金的回收率高，但高温氯化挥发工艺产生大量剧毒的氯气及氯化氢气体，烟气收尘净化工艺复杂。
5.综上所述，现有金矿焙砂或焙烧氰化尾渣的处理方法普遍存在无法实现清洁生产、能耗高、处理成本高等缺点。
技术实现要素：
6.根据以上现有技术的不足，本发明的目的在于提供一种利用制酸烟气协同处理焙烧氰化尾渣的方法，该方法先采用焙烧氰化尾渣添加硫酸铁制球，再通过制酸烟气加热并进一步促进氰化物的分解脱除，同步硫酸铁分解为二氧化硫或三氧化硫，在后续制酸过程得到回收，铁转化为铁氧化物，通过处理使铁物相转化消除焙烧氰化尾渣中赤铁矿和含硅物相对金的包裹，显著提高酸浸铜的浸出率及浮选过程金、银浮选回收率，以解决常规焙烧
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氰化提金工艺金浸出率低，焙烧氰化尾渣难以有效处置，资源浪费严重，企业经济效益差的问题。
7.为实现以上目的，所采用的技术方案是：
8.以焙烧氰化尾渣为原料，先用硫酸铁对氰化尾渣进行均匀混合，制备团粒，经皮带运输机转运至外加热式回转焙烧窑装置中，经高强引风机向回转窑中引入硫铁矿制酸烟气，控制过程温度，使硫酸铁发生分解，并通过高温制酸烟气使其中包裹金的赤铁矿和铁酸铜物相发生转化，同时，进一步促进氧化铁的转化反应，铜物相向硫酸铜、氧化铜转化。再经过酸浸工艺，使铜进入酸浸液中，通过硫化沉淀法使铜得到综合回收，酸浸后通过cj智能压滤机过滤分离后，对得到的渣采用浮选工艺回收金、银，综合回收金银后浮选尾矿即得到铁精矿，使焙烧氰化尾渣中的铁得到综合回收。
9.具体技术方案如下：
10.一种利用制酸烟气协同处理焙烧氰化尾渣的方法，包括以下步骤：
11.1)将焙烧氰化尾渣添加硫酸铁，输送至圆盘制粒机，并向圆盘内部喷入酸浸液，得到团粒；
12.2)将步骤1)所述团粒输送至回转焙烧窑，经过引风机引入硫铁矿制酸烟气，焙烧后得到焙砂，反应后的气体返回硫铁矿制酸生产系统，综合回收生产工业硫酸；
13.3)将步骤2)所述焙砂，通入酸浸反应装置，通入硫铁矿焙烧制酸烟气湿法净化工序产出的稀酸，控制固液比，添加亚硫酸钠进行酸浸，酸浸后进入浓密机进行沉降浓缩，后经过滤得到滤渣，滤液返回浓密机，浓密机溢流即含铜酸浸液，添加硫化钠，得到硫化铜精矿；
14.4)将步骤3)所述滤渣经浮选系统液调浆，控制调浆矿浓，进行磨矿并控制磨矿浓度、时间与细度，添加硫铁矿、硝酸铅、硫化钠、氢氟酸、盐酸、丁铵黑药与25号黑药，采用一次粗选、三次扫选、三次精选的闭路浮选工艺流程，获得金精矿，金回收率60～90％；浮选尾矿用作钢铁冶炼企业的炼铁原料。
15.进一步，步骤1)中所述焙烧氰化尾渣含水5～7.9％、含金2.6～15g/t、含银30～100g/t，含铜0.3～1.0％，含铁53～55％；所述硫酸铁添加量为100～300kg/t；所述团粒的粒径为3～10mm。
16.进一步，步骤2)中所述硫铁矿制酸烟气温度为600～800℃，烟气中二氧化硫含量5～10％，烟气通入量300～500m3/h，所述焙烧过程温度控制550～650℃，反应时间4～8h。
17.进一步，步骤3)中所述固液比为1:1～1:5，所述亚硫酸钠加入量为5～10kg/t，酸
浸时间为0.5～1.5h，所述浓密机底流矿浆浓度30～50％，所述硫化钠添加量为1～5kg/m3，所述硫化铜精矿含铜20～40％。
18.进一步，步骤4)中所述调浆矿浓50～60％，所述磨矿浓度50～60％，磨矿时间30～50分钟，细度达到
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0.037mm占92～98％。
19.进一步，步骤4)中所述硫铁矿添加量为10～20kg/t，硝酸铅1～3kg/t，硫化钠1～3kg/t，氢氟酸10～20kg/t，盐酸10～20kg/t。
20.进一步，步骤4)所述丁铵黑药与25号黑药作为起泡剂、捕收剂，丁铵黑药用量为30～120g/t，25号黑药用量为30～120g/t。
21.进一步，步骤4)所述金精矿含金30～100g/t，所述浮选尾矿含金0.2～0.90g/t，含铁60～62％。
22.与现有技术相比，本发明的有益效果在于：
23.(1)采用硫酸铁与焙烧氰化尾渣混合制粒，通过向外加热式回转焙烧窑装置引入硫铁矿制酸烟气，使硫酸铁发生分解，并使包裹金的赤铁矿和铁酸铜物相发生转化，进一步促进氧化铁的转化反应，铜物相向硫酸铜、氧化铜转化，同时完全分解焙烧氰化尾渣中的氰化物。
24.(2)采用酸浸与硫化回收铜技术，焙砂经过酸浸，铜进入酸浸液中，通过硫化沉淀法使铜得到综合回收。
25.(3)采用酸浸渣浮选技术，酸浸后通过cj智能压滤机过滤分离后，对得到的渣采用浮选工艺回收金、银，综合回收金银后浮选尾矿即得到铁精矿，使焙烧氰化尾渣中的铁得到综合回收。
具体实施方式
26.以下结合实例对本发明进行描述，所举实例只用于解释本发明，并非用于限定本发明的范围。
27.实施例1
28.1)将含水5％、含金2.6g/t、含银30g/t，含铜0.3％，含铁53％的焙烧氰化尾渣，添加硫酸铁100kg/t，输送至圆盘制粒机，向圆盘内部喷入酸浸液，湿润的粉料在翻滚的同时，逐渐形成球核，表面湿润的球核在不断翻滚、摩擦、碰撞下，逐渐长大成粒，制备完成粒径达到3mm的团粒；
29.2)将步骤1)得到的团粒经过密闭圆筒式输送机输送至外加热式回转焙烧窑反应装置，经过高强度引风机引入温度600℃的硫铁矿制酸烟气，烟气中二氧化硫含量5％，烟气通入量300m3/h，过程温度控制550℃，反应时间4h，反应后产出的气体返回硫铁矿制酸生产系统，综合回收生产工业硫酸；
30.3)将步骤2)焙烧后得到的焙砂，通入酸浸反应装置，通入硫铁矿焙烧制酸烟气湿法净化工序产出的稀酸，固液比为1:1，亚硫酸钠加入量为5kg/t，酸浸时间0.5h，酸浸后矿浆进入浓密机进行沉降浓缩，浓密机底流矿浆浓度30％，经cj智能压滤机过滤，得到滤渣，滤液返回至浓密机，浓密机溢流即含铜酸浸液，添加硫化钠量为1kg/m3，得到含铜20％的硫化铜精矿；
31.4)将步骤3)得到的滤渣，经浮选系统液调浆，调浆矿浓50％，在防腐型陶瓷球磨机
集中磨矿，磨矿浓度50％，磨矿时间30分钟，细度达到
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0.037mm占92％，添加硫铁矿10kg/t，硝酸铅1kg/t，硫化钠1kg/t，氢氟酸10kg/t，盐酸10kg/t，丁铵黑药与25号黑药作为起泡剂、捕收剂，丁铵黑药用量为30g/t，25号黑药用量为30g/t，采用一次粗选三次扫选三次精选闭路浮选工艺流程，获得含金30g/t的金精矿，金回收率60％。浮选尾矿含金0.2g/t，含铁60％，用作钢铁冶炼企业的炼铁原料。
32.实施例2
33.1)将含水6.5％、含金8.8g/t、含银65g/t，含铜0.65％，含铁54％的焙烧氰化尾渣，添加硫酸铁200kg/t，输送至圆盘制粒机，向圆盘内部喷入酸浸液，湿润的粉料在翻滚的同时，逐渐形成球核，表面湿润的球核在不断翻滚、摩擦、碰撞下，逐渐长大成粒，制备完成粒径达到6.5mm的团粒；
34.2)将步骤1)得到的团粒经过密闭圆筒式输送机输送至外加热式回转焙烧窑反应装置，经过高强度引风机引入温度700℃的硫铁矿制酸烟气，烟气中二氧化硫含量7.5％，烟气通入量400m3/h，过程温度控制600℃，反应时间6h，反应后产出的气体返回硫铁矿制酸生产系统，综合回收生产工业硫酸，焙烧后得到焙砂；
35.3)将步骤2)焙烧后得到的焙砂，通入酸浸反应装置，通入硫铁矿焙烧制酸烟气湿法净化工序产出的稀酸，固液比为1:3，亚硫酸钠加入量为7.5kg/t，酸浸时间1.0h，酸浸后矿浆进入浓密机进行沉降浓缩，浓密机底流矿浆浓度40％，经cj智能压滤机过滤，得到滤渣，滤液返回至浓密机，浓密机溢流即含铜酸浸液，添加硫化钠量为3kg/m3，得到含铜30％的硫化铜精矿；
36.4)将步骤3)得到的滤渣，经浮选系统液调浆，调浆矿浓55％，在防腐型陶瓷球磨机集中磨矿，磨矿浓度55％，磨矿时间40分钟，细度达到
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0.037mm占95％，添加硫铁矿15kg/t，硝酸铅2kg/t，硫化钠2kg/t，氢氟酸15kg/t，盐酸15kg/t，丁铵黑药与25号黑药作为起泡剂、捕收剂，丁铵黑药用量为75g/t，25号黑药用量为75g/t，采用一次粗选三次扫选三次精选闭路浮选工艺流程，获得含金65g/t的金精矿，金回收率75％。浮选尾矿含金0.55g/t，含铁61％，用作钢铁冶炼企业的炼铁原料。
37.实施例3
38.1)将含水7.9％、含金15g/t、含银100g/t，含铜1.0％，含铁55％的焙烧氰化尾渣，添加硫酸铁300kg/t，输送至圆盘制粒机，向圆盘内部喷入酸浸液，湿润的粉料在翻滚的同时，逐渐形成球核，表面湿润的球核在不断翻滚、摩擦、碰撞下，逐渐长大成粒，制备完成粒径达到10mm的团粒；
39.2)将步骤1)得到的团粒经过密闭圆筒式输送机输送至外加热式回转焙烧窑反应装置，经过高强度引风机引入温度800℃的硫铁矿制酸烟气，烟气中二氧化硫含量10％，烟气通入量500m3/h，过程温度控制650℃，反应时间8h，反应后产出的气体返回硫铁矿制酸生产系统，综合回收生产工业硫酸，焙烧后得到焙砂；
40.3)将步骤2)焙烧后得到的焙砂，通入酸浸反应装置，通入硫铁矿焙烧制酸烟气湿法净化工序产出的稀酸，固液比为1:5，亚硫酸钠加入量为10kg/t，酸浸时间1.5h，酸浸后矿浆进入浓密机进行沉降浓缩，浓密机底流矿浆浓度50％，经cj智能压滤机过滤，得到滤渣，滤渣进入下一步骤，滤液返回至浓密机，浓密机溢流即含铜酸浸液，添加硫化钠量为5kg/m3，得到含铜40％的硫化铜精矿。
41.4)将步骤3)得到的滤渣，经浮选系统液调浆，调浆矿浓60％，在防腐型陶瓷球磨机集中磨矿，磨矿浓度60％，磨矿时间50分钟，细度达到
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0.037mm占98％，添加硫铁矿20kg/t，硝酸铅3kg/t，硫化钠3kg/t，氢氟酸20kg/t，盐酸20kg/t，丁铵黑药与25号黑药作为起泡剂、捕收剂，丁铵黑药用量为120g/t，25号黑药用量为120g/t，采用一次粗选三次扫选三次精选闭路浮选工艺流程，获得含金100g/t的金精矿，金回收率90％。浮选尾矿含金0.90g/t，含铁62％，用作钢铁冶炼企业的炼铁原料。
42.以上所述仅为本发明的较佳实施例，并不用以限制本发明，凡在本发明是的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。