技术领域
[0001] 本
发明属于固体废弃物资源化技术领域，具体涉及一种对多金属尾矿的减量化及利用的方法。
背景技术
[0002] 尾矿是指在特定经济技术条件下，
矿石经
粉碎、磨细选冶出“有用组分”精矿之后，剩余的固体废弃物。中国矿业对目标矿物的采选回收率比西方发达国家低20％。其中，
铁锰黑色金属矿山采选平均回收率仅仅为65％，有色金属矿山采选综合回收率只有60％～70％；选矿厂对铅锌矿的综合
回收利用率不到30％。此外，中国矿产资源80％为共伴生矿，尤其是矿石中主成矿元素虽然得到一定的回收，但伴生有价元素却往往回收很少，甚至没有进行回收，致使主成矿元素以外的其他大量有价值资源存留于尾矿之中而被浪费。仅以包
钢为例，目前所排放的1.8亿吨尾矿渣之中，所含稀土元素比例，比百里之外的白
云鄂博原矿还高。而中国是矿产资源开采大国，每年排放的尾矿量十分庞大。根据《中国矿产资源节约与综合利用报告(2015)》，仅在2011—2015年的5年时间里，尾矿的年
排放量高达15亿吨以上，目前，我国尾矿累积堆存146亿吨，绝大部分堆积在尾矿坝中。据全国矿产资源节约与综合利用报告(2016)显示，截止2015年，我国尾矿堆存量达146亿吨。按照目前尾矿排放增量，到2018年底，我国尾矿堆存量将达到200亿吨。尾矿的大量排放堆积，不仅占用土地、浪费宝贵的自然资源、严重污染环境，而且存在极大的安全隐患，一旦发生溃坝事故，将会带来巨大的环境灾害、经济损失和人员伤亡。如何解决尾矿排放带来的环境和安全问题、提高尾矿综合利用率，一直是相关行业和国家有关部
门十分关注和亟待解决的热点问题。
[0003] 截止目前，尾矿主要用于二次选矿、充填开采和制备各类
建筑材料、农业及环境的恢复和治理等方面的利用，但是利用率很少，尤其在中国，利用率仅仅达尾矿总量的18.9％，且利用的经济价值较低。究其原因，根本在于缺少能产出高附加值产品的尾矿综合利用技术。因此，解决尾矿的大量堆存、延长金属尾矿产品的产业链，提高金属尾矿资源化利用率，迫切需要开发金属尾矿的综合利用新工艺技术，实现从金属尾矿原料到资源化利用新产品的实质性突破和升级。
[0004] 在多金属尾矿(包括但不限于金
银铅锌矿尾矿、铅锌矿尾矿、铅锌
铜矿尾矿、铜银矿尾矿、银铅锌矿尾矿、铜多金属矿尾矿等)的综合利用方法中，
现有技术往往只对尾矿中某一种或少数几种金属元素进行回收利用，且往往成本较高，经济效益不明显。特别是多金属尾矿，其原生矿床往往含有三种或三种以上成矿金属元素，且其他伴生金属元素种类较多，含量也较高，选矿后依然有较多个品位较高的金属元素赋存在尾矿当中。如果不能实现对多金属尾矿中剩余有价金属元素的回收富集利用，则这些尾矿中的重金属环境污染的同时，造成大量资源浪费和严重的经济损失。
发明内容
[0005] (一)要解决的技术问题
[0006] 为了解决现有技术的上述问题，本发明提供一种对多金属尾矿的减量化及利用的方法，能够回收分离多种金属尾矿中的
硅和
铝，并将金属元素分离富集，实现金属尾矿的减量化和资源化。
[0007] (二)技术方案
[0008] 为了达到上述目的，本发明采用的主要技术方案包括：
[0009] 一方面，本发明提供一种对多金属尾矿的减量化及利用的方法，其包括：
[0010] 步骤1：将金属尾矿
研磨成150-250目的矿粉，将矿粉、
碳酸钠混合均匀，进行
焙烧，焙烧
温度为800-900℃，焙烧0.5-3h，得到焙烧熟料；
[0011] 步骤2：将焙烧熟料用氢
氧化钠的
水溶液溶出，然后进行固液分离，液相中含有
硅酸钠和偏铝酸钠，得到预脱硅的固体渣；
[0012] 步骤3：将固体渣再研磨成150-250目的粉料，与
硫酸氢铵混合，进行焙烧，得到焙烧产物，焙烧过程中产生的尾气用稀硫酸或水吸收制备硫酸铵或硫酸氢铵；
[0013] 步骤4：将步骤3得到的焙烧物加水
浸出，在加热条件下，固液分离，得到浸出渣和浸出液，所述浸出渣中含硫酸铅和硅渣；
[0014] 步骤5：向所述浸出液中通入臭氧进行曝气，臭氧通入速度为每分钟0.8-1.2L/L浸2+ 3+
出液，通入20-40min，将浸出液中的Fe 氧
化成Fe ；向浸出液中加碳酸氢铵溶液，以调节浸出液的pH，控制溶液温度90-95℃，先控制溶液pH值1.5～2进行沉铁反应，沉铁结束后，过滤，得到滤液和黄铵铁矾沉淀；
[0015] 步骤6：滤液调pH沉
金属离子：继续向步骤5的滤液中慢慢加入氢氧化钠溶液，调节滤液的pH至9.5-10.5，控制温度为20℃～35℃，过滤，得滤渣和滤液；其中滤渣主要含Cu(OH)2和Zn(OH)2，滤液中含偏铝酸离子；
[0016] 步骤7：将步骤2分离得到的液相和步骤6的滤液合并，用弱酸盐下调pH至5.5-8之间，得到氢氧化铝沉淀，液相含硅酸钠溶液；
[0017] 步骤8：将步骤6得到的滤渣溶于苛性钠溶液中，调节pH≥12，锌酸根离子进入液相，过滤固液分离，获得的滤液和滤渣；滤渣含Cu(OH)2，将铜离子固定，以供进一步处理；将滤液加入到水热反应釜中，在150～220℃下水热反应5～12h，分离得到氧化锌沉淀；
[0018] 或者向步骤6得到的滤渣中加入稀硫酸、锌粉反应过滤，调节滤液pH≥11，转入水热反应釜中，在150～220℃下水热反应5～12h，分离得到氧化锌沉淀；滤渣含铜。
[0019] 根据本发明的较佳
实施例，步骤1中，矿粉与碳酸钠的
质量比为1:0.8～2.5。
[0020] 其中，碳酸钠可与尾矿中的铝和硅反应生成霞石，反应过程释放CO2，使铁尾矿活性熟料具有良好的可溶性，结构疏松，可以将尾矿中90％以上的铝、硅有效活化，并且在步骤2中还提供了
碱性浸出液环境；碳酸钠还能促进铁橄榄石、
莫来石、
石英石的分解。热
力学及纯物质试验研究结果表明，碳酸钠均能与硅、铝发生反应优先生成铝硅酸钠。
[0021] 根据本发明的较佳实施例，步骤2中，采用氢氧化钠溶液进行溶出时所用氢氧化钠溶液的浓度为0.05～0.3mol/L，溶出时的固液质量比为1:3～5，溶出温度为80～95℃，溶出反应时间为0.5-3h。
[0022] 根据本发明的较佳实施例，步骤3中，硫酸氢铵的用量为将所述粉料中的锌、铁、铜和铝反应完全所需理论量的1.5-2倍，在350-400℃条件下，焙烧1-4h，焙烧过程中产生的尾气用稀硫酸或水吸收制备硫酸铵或硫酸氢铵。稀硫酸可用于制备反应原料硫酸氢铵。
[0023] 根据本发明的较佳实施例，步骤4中，水的用量按固液比为1:5-6添加，在50-90℃下搅拌溶出20-60min，固液分离，得到浸出渣和浸出液，浸出渣中主要含硫酸铅和硅渣。
[0024] 根据本发明的较佳实施例，将步骤4得到的含硫酸铅和硅渣的浸出渣，溶于苛性钠溶液中，分离得到硫酸铅和水玻璃；向水玻璃中加入稀硫酸或
盐酸并静置，得到含水硅酸凝胶而固态化，以水洗清除溶解在其中的
电解质离子，干燥后得硅胶，水洗液转变为硫酸钠或
氯化钠的溶液。
[0025] 根据本发明的较佳实施例，步骤5中的臭氧可替换为双氧水。
[0026] 根据本发明的较佳实施例，向步骤7的硅酸钠溶液中加入稀硫酸或盐酸并静置，得到含水硅酸凝胶而固态化，以水洗清除溶解在其中的
电解质离子，干燥后得硅胶，洗涤液为硫酸钠或氯化钠的溶液；或者：向水玻璃溶液中通入CO2，使水玻璃充分进行碳分生成微纳米的白
炭黑，同时得到的碳酸钠溶液，加入活性石灰乳液进行苛化反应，然后进行过滤分离，得到碳酸
钙固体和氢氧化钠溶液，氢氧化钠溶液在步骤2中循环使用。
[0027] 根据本发明较佳实施例，步骤7所用的弱酸盐为硫酸铵或硫酸氢铵。
[0028] 根据本发明的较佳实施例，步骤8中，水热反应时，还加入了质量百分浓度8-10％的PEG20000或SDBS溶液，所述PEG20000或SDBS溶液的用量为水热反应釜中反应体系总体积的4.0％-8.0％，搅拌均匀后在180～210℃下反应6-10h，生成氧化锌沉淀，干燥得到花瓣状结构氧化锌粉体,用作光催化剂；水热反应后的滤液中大量
硫酸盐，可用于制备硫酸铵或硫酸氢铵、硫酸钠，在整个工艺流程中循环使用。
[0029] 需说明的是，本发明的对多金属尾矿的减量化及利用的方法，所处理的尾款包括但不限于铅锌矿尾矿、含铜矿尾矿、铝土矿尾矿、
磁铁矿尾矿等主要含铁、铜、锌、铅、铝、硅等元素的一种或者多种尾矿的混合。本发明设计的工艺线路主要是为了获得这些尾矿中的铝、硅、铁、锌，而对其中所含的铜、铅、镉等毒害性重金属进行固定，实现尾矿的减量化，防止大量尾矿堆积对农田、水质的不可逆破坏。
[0030] (三)有益效果
[0031] 本发明的有益效果是：
[0032] 本发明的对多金属尾矿的减量化及利用的方法不仅从多金属尾矿中制得硅胶或白炭黑，提取铝，制得光催化剂氧化锌和黄铵铁矾沉淀，同时还对尾矿中毒性较大的铅、铜、Cd等重金属离子进行富集和固定，整个流程中用到的酸、碱均可在工艺内循环使用。本方法适用性强，过程可控，经济效益良好，可实现多金属尾矿的高附加值利用，减少尾矿中重金属对矿区周围
土壤和水质的污染，同时使尾矿减量化。
附图说明
[0033] 图1为本发明较佳实施例的流程示意图；图中虚线表示固相沉淀，实线为滤液或液相。
具体实施方式
[0034] 为了更好的解释本发明，以便于理解，下面结合附图，通过具体实施方式，对本发明作详细描述。
[0035] 如图1所示，为本发明较佳实施例的对多金属尾矿的减量化及利用的方法，其包括：
[0036] 步骤1：将金属尾矿研磨成150-250目的矿粉，将矿粉、碳酸钠混合均匀，进行焙烧，焙烧温度为800-900℃，焙烧0.5-3h，得到焙烧熟料。
[0037] 优先地，矿粉与碳酸钠的质量比为1:0.8～2.5。
[0038] 通过将矿粉和碳酸钠混合焙烧，所得多金属尾矿活性熟料具有良好的可溶性，焙烧熟料变得多孔，且结构疏松，可以将其中90％以上的Cu、Pb、Zn、Si有效活化。
[0039] 步骤2：将焙烧熟料用氢氧化钠的水溶液溶出，然后进行固液分离，液相中含有硅酸钠和偏铝酸钠，得到预脱硅的固体渣。
[0040] 采用氢氧化钠浸出，部分铝和部分硅转变为偏铝酸根和硅酸根，进入液相。
[0041] 优选地，采用氢氧化钠溶液进行溶出时所用氢氧化钠溶液的浓度为0.05～0.3mol/L，溶出时的固液质量比为1:3～5，溶出温度为80～95℃，溶出反应时间为0.5-3h。
[0042] 步骤3：将固体渣再研磨成150-250目的粉料，与硫酸氢铵混合，硫酸氢铵的用量为将所述粉料中的锌、铁、铜和铝反应完全所需理论量的1.5-2倍，在350-400℃条件下，焙烧1-4h，焙烧过程中产生的尾气用稀硫酸或水吸收制备硫酸铵或硫酸氢铵。
[0043] 焙烧过程发生的化学反应如下：
[0044] ZnCO3＝ZnO+CO2↑
[0045] ZnCO3+2NH4HSO4＝(NH4)2Zn(SO4)2+H2O↑+CO2↑
[0046] ZnO+2NH4HSO4＝(NH4)2Zn(SO4)2+H2O↑
[0047] Zn2SiO4+4NH4HSO4＝2(NH4)2Zn(SO4)2+2H2O↑+SiO2↑
[0048] Fe2O3+6NH4HSO4＝2(NH4)3Fe(SO4)3+3H2O↑
[0049] Al2O3+6NH4HSO4＝2(NH4)3Al(SO4)3+3H2O↑
[0050] (NH4)3Fe(SO4)3＝NH4Fe(SO4)2+2NH3↑+H2O↑+SO3↑
[0051] (NH4)2Zn(SO4)2＝ZnSO4+2NH3↑+H2O↑+SO3↑
[0052] NH4HSO4＝H2SO4+NH3↑
[0053] CaCO3+H2SO4＝CaSO4+H2O↑+CO2↑
[0054] PbO+H2SO4＝PbSO4+H2O↑
[0055] 在焙烧过程中，产生大量的气体，使焙烧物变得多孔和疏松。硫酸氢铵焙烧氧化锌矿的反应温度在350-400℃即可保证锌的提取率。硫酸氢铵分解后，可产生硫酸，在焙烧和高温情况下，产生的硫酸有极强的氧化性，能够破坏矿物中的酸根或离子团，加水溶解后，又具有很强的酸性，可酸浸提金属氧化物中的金属元素。
[0056] 其中，优选地，硫酸氢铵的用量为将所述粉料中的锌、铁、铜和铝反应完全所需理论量的1.5倍，在350℃条件下，焙烧2h，焙烧过程中产生的尾气用稀硫酸或水吸收制备硫酸铵或硫酸氢铵。稀硫酸可用于制备反应原料硫酸氢铵，在工艺流程内循环使用。
[0057] 步骤4：将步骤3得到的焙烧物加水浸出，固液比为1:5-6，在50-90℃下搅拌溶出20-60min，固液分离，得到浸出渣和浸出液，所述浸出渣中含硫酸铅和硅渣。
[0058] 优选地，按照固液比为1:5加水浸出，在60℃下搅拌溶出30min，固液分离，得到浸出渣和浸出液，浸出渣中主要含硫酸铅和硅渣。
[0059] 浸出液中主要是硫酸盐，包括硫酸铁，硫酸铜、硫酸锌等，而渣中除了不可溶的硫酸铅之外，还包含部分硅渣。
[0060] 而含硫酸铅和硅渣的浸出渣，可进一步溶于苛性钠溶液中，分离得到硫酸铅和水玻璃。水玻璃可转化为白炭黑或硅胶。如向水玻璃中加入稀硫酸或盐酸并静置，得到含水硅酸凝胶而固态化，以水洗清除溶解在其中的电解质离子，干燥后得硅胶，洗涤液为硫酸钠或氯化钠的溶液。
[0061] 步骤5：向所述浸出液中通入臭氧进行曝气，通入速度为每分钟0.8-1.2L/L浸出液，通入20-40min，将浸出液中的Fe2+氧化成Fe3+；向浸出液中加碳酸氢铵溶液，以调节浸出液的pH，控制溶液温度90-95℃，先控制溶液pH值1.5～2进行沉铁反应，沉铁结束后，过滤，得到滤液和黄铵铁矾沉淀。
[0062] 通入臭氧的目的主要是将各种亚金属离子转化更高价态，如将Fe2+氧化成Fe3+。但在含有铜离子或钴离子的情况下，几乎不存在Fe2+，不过为了将所有亚铁离子转化三价铁离子，可通入一定量臭氧或加入双氧水实现，以便于后续的黄铁
钒沉淀。
[0063] 步骤6：继续向步骤5的滤液中慢慢加入氢氧化钠溶液，调节滤液的pH至9.5-10.5，控制温度为20℃～35℃，过滤，得滤渣和滤液；其中滤渣主要含Cu(OH)2和Zn(OH)2，滤液中含偏铝酸离子和少量硅酸钠。其中，绝大部分的镍离子、Cd离子、Mn离子等都沉淀下来。
[0064] 在加氢氧化钠溶液，调节pH时，可参照如下表1的各金属沉淀和
溶剂pH范围。
[0065] 表1：不同金属离子的沉淀pH
[0066]
[0067] 步骤7：将步骤2分离得到的液相和步骤6的滤液合并，用弱酸盐下调pH至5.5-8之间，得到氢氧化铝沉淀，液相含硅酸钠溶液。
[0068] 向硅酸钠溶液中加入稀硫酸或盐酸并静置，得到含水硅酸凝胶而固态化，以水洗清除溶解在其中的电解质离子，干燥后得硅胶，洗涤液为硫酸钠或氯化钠的溶液；或者：向水玻璃溶液中通入CO2，使水玻璃充分进行碳分生成微纳米的白炭黑，同时得到的碳酸钠溶液，加入活性石灰乳液进行苛化反应，然后进行过滤分离，得到碳酸钙固体和氢氧化钠溶液，氢氧化钠溶液在步骤2中循环使用。其中，可用于调节pH的弱酸盐为硫酸氢铵或硫酸铵。
[0069] 步骤8：将步骤6得到的滤渣溶于pH大于12的苛性钠溶液中，锌酸根离子进入液相，固液分离；将滤液加入到水热反应釜中，在150～220℃下水热反应5～12h，分离得到氧化锌沉淀。固液分离的滤渣中含Cu(OH)2，将铜离子固定，以供进一步处理。
[0070] 其中，水热反应过程，还可加入质量百分浓度8-10％的PEG20000或SDBS溶液，所述PEG20000或SDBS溶液的用量为水热反应釜中反应体系总体积的4.0％-8.0％，搅拌均匀后在180～210℃下反应6-10h，生成氧化锌沉淀，干燥得到花瓣状结构氧化锌粉体,可作光催化剂；水热反应后的滤液中大量硫酸盐，可用于制备硫酸铵或硫酸氢铵、硫酸钠，在整个工艺流程中循环使用。
[0071] 以下为本发明的具体实施例。
[0072] 实施例1
[0073] 本实施例用于减量化处理铝土矿尾矿，包括以下步骤：
[0074] 步骤1：将铝土矿尾矿研磨成200目的矿粉，将矿粉、碳酸钠混合均匀，进行焙烧，焙烧温度为900℃，焙烧2h，得到焙烧熟料；矿粉与碳酸钠的质量比为1:2。
[0075] 步骤2：将焙烧熟料用0.3mol/L氢氧化钠的水溶液溶出，固液质量比为1:4，溶出温度为95℃，溶出时间为2h，固液分离，液相中含有硅酸钠和偏铝酸钠，得到预脱硅的固体渣。
[0076] 步骤3：将固体渣再研磨成200目的粉料，与硫酸氢铵混合，硫酸氢铵的用量为将所述粉料中的锌、铁、铜和铝反应完全所需理论量的1.5倍，在350℃条件下，焙烧2h，焙烧过程中产生的尾气用稀硫酸或水吸收制备硫酸铵或硫酸氢铵。
[0077] 步骤4：将步骤3得到的焙烧物加水浸出，固液比为1:5，在60℃下搅拌溶出30min，固液分离，得到浸出渣和浸出液，所述浸出渣中含硫酸铅和硅渣。
[0078] 而含硫酸铅和硅渣的浸出渣，可进一步溶于苛性钠溶液中，分离得到硫酸铅和水玻璃。
[0079] 步骤5：向浸出液中通入臭氧进行曝气，常压通入速度为每分钟1L/L浸出液，通入30min，将浸出液中的Fe2+氧化成Fe3+；向浸出液中加碳酸氢铵溶液，以调节浸出液的pH，控制溶液温度90℃，先控制溶液pH值1.5～2进行沉铁反应，沉铁结束后，过滤，得到滤液和黄铵铁矾沉淀。
[0080] 步骤6：继续向步骤5的滤液中慢慢加入氢氧化钠溶液，调节滤液的pH至9.5-10.5，控制温度为35℃，过滤，得滤渣和滤液；其中滤渣主要含Cu(OH)2和Zn(OH)2，滤液中含偏铝酸离子和少量硅酸钠。
[0081] 步骤7：将步骤2分离得到的液相和步骤6的滤液合并，加入如硫酸氢铵，下调pH至5.5-8之间，得到氢氧化铝沉淀，液相含硅酸钠溶液。
[0082] 继续向硅酸钠溶液中通入CO2，使水玻璃充分进行碳分生成微纳米的白炭黑，同时得到的碳酸钠溶液，加入活性石灰乳液进行苛化反应，然后进行过滤分离，得到碳酸钙固体和氢氧化钠溶液，氢氧化钠溶液经过浓度调节后，可以回用到步骤2中。
[0083] 步骤8：将步骤6得到的滤渣溶于pH大于12的苛性钠溶液中，其中氢氧化锌中的锌，大部分以锌酸根离子进入液相，固液分离。滤渣中主要是Cu(OH)2和其他非两性金属的氢氧化物沉淀渣。将滤液加入到水热反应釜中，再加入质量百分浓度8％的PEG20000溶液，PEG20000溶液的用量为水热反应釜中反应体系总体积的5％，搅拌均匀后在180℃下反应6h，生成花瓣状结构氧化锌粉体,具有较大
比表面积，可作光催化剂使用。
[0084] 水热反应后的滤液中大量硫酸盐，可用于制备硫酸铵或硫酸氢铵、硫酸钠，在整个工艺流程中需要的环节中循环使用。
[0085] 在实验室规模试验上述方法，经测，可使铝土矿尾矿减量达65％以上，回收了铝土尾矿中的铝和硅元素，制备白炭黑或者硅胶，制得黄铵铁矾，同时将对环境污染作用较大的铅、铜、镉等固定下来。
[0086] 实施例2
[0087] 本实施例用于德兴铜尾矿，包括以下步骤：
[0088] 步骤1：将铜尾矿研磨成200目的矿粉，将矿粉、碳酸钠混合均匀，进行焙烧，焙烧温度为850℃，焙烧2.5h，得到焙烧熟料；矿粉与碳酸钠的质量比为1:1.5。
[0089] 步骤2：将焙烧熟料用0.25mol/L氢氧化钠的水溶液溶出，固液质量比为1:6，溶出温度为90℃，溶出时间为2h，固液分离，液相中含有硅酸钠和偏铝酸钠，得到预脱硅的固体渣。
[0090] 步骤3：将固体渣再研磨成200目的粉料，与硫酸氢铵混合，硫酸氢铵的用量为将所述粉料中的锌、铁、铜和铝反应完全所需理论量的2倍，在400℃条件下，焙烧3h，焙烧过程中产生的尾气用稀硫酸或水吸收制备硫酸铵或硫酸氢铵。
[0091] 步骤4：将步骤3得到的焙烧物加水浸出，固液比为1:6，在90℃下搅拌溶出60min，固液分离，得到浸出渣和浸出液，所述浸出渣中含硫酸铅和硅渣。而含硫酸铅和硅渣的浸出渣，可进一步溶于苛性钠溶液中，分离得到硫酸铅和水玻璃。
[0092] 步骤5：向浸出液中通入臭氧进行曝气，常压通入速度为每分钟0.8L/L浸出液，通入20min，将浸出液中的Fe2+氧化成Fe3+；向浸出液中加碳酸氢铵溶液，以调节浸出液的pH，控制溶液温度90℃，先控制溶液pH值1.5～2进行沉铁反应，沉铁结束后，过滤，得到滤液和黄铵铁矾沉淀。
[0093] 步骤6：继续向步骤5的滤液中慢慢加入氢氧化钠溶液，调节滤液的pH至9.5-10.5，控制温度为30℃，过滤，得滤渣和滤液；其中滤渣主要含Cu(OH)2和Zn(OH)2，滤液中含偏铝酸离子和少量硅酸钠。
[0094] 步骤7：将步骤2分离得到的液相和步骤6的滤液合并，用硫酸铵下调pH至5.5-8之间，得到氢氧化铝沉淀，液相含硅酸钠溶液。
[0095] 步骤8：向步骤6得到的滤渣中可加入稀硫酸，将金属离子浸到酸液中。测出酸液中铜离子、Cr离子，Cd离子的浓度，估算总摩尔量，加入1.05-1倍该摩尔量的锌粉，置换出铜和Cd等氧化性金属，经过滤后，回收金属单质。滤液中主要为硫酸锌，加入苛性钠溶液，转入水热反应釜中，在150～220℃下水热反应5～12h，分离得到氧化锌沉淀。水热反应后的滤液中大量硫酸盐，可用于制备硫酸铵或硫酸氢铵、硫酸钠，在整个工艺流程中循环使用。
[0096]
发明人已在实验室规模试验上述方法，经测，可使铜尾矿减量达70％，回收了铜尾矿中的铝、硅、铁元素，制备白炭黑或者硅胶，同时将重金属铅、铜、镉等固定下来，避免其对放对矿产地区周围土壤及水质的污染。
[0097] 最后应说明的是：以上所述的各实施例仅用于说明本发明的技术方案，而非对其限制；尽管参照前述实施例对本发明进行了详细的说明，本领域的普通技术人员应当理解：其依然可以对前述实施例所记载的技术方案进行
修改，或者对其中部分或全部技术特征进行等同替换，但本质上都不脱离本发明各实施例技术方案的范围。
