尾矿的资源化利用方法 |
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| 申请号 | CN202010546767.X | 申请日 | 2020-06-16 | 公开(公告)号 | CN111647750B | 公开(公告)日 | 2022-02-01 |
| 申请人 | 江西一元再生资源有限公司; | 发明人 | 王金虎; 王梦成; 熊先学; 张平; 涂勇; | ||||
| 摘要 | 本 发明 提供了一种 尾矿 的资源化利用方法，该方法从金精矿的 浸出 残渣中回收 铜 ，包括以下步骤：(1)对氰渣进行浮选操作，获得包含 银 、铜、金、铅和锌中的一种或多种的精矿，弃去尾矿；(2)用 水 将所述精矿进行浆化处理，以获得具有预定固液比的浆料；(3)在搅拌压 力 反应器中将所述浆料进行浸出，获得浸出液和固体残余物；(4)用石灰石将所述浸出液的pH值调节至2.0‑3.5，除去沉淀，然后采用 溶剂 萃取和电积回收铜。该方法具有非常高的铜回收率，从而可获得高的经济收益。 | ||||||
| 权利要求 | 1.尾矿的资源化利用方法，该方法从氰渣的浸出残渣中回收铜，所述氰渣为高含砷金精矿的氰渣，其中所述方法包括以下步骤： |
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| 说明书全文 | 尾矿的资源化利用方法技术领域[0001] 本发明属于资源回收技术领域，涉及尾矿的资源化利用方法，特别涉及含砷金精矿回收金之后的尾矿的资源化利用方法。 背景技术[0002] 我国金矿资源丰富，采金历史悠久。目前我国黄金储量仅次于南非、俄罗斯、美国、加拿大，居世界第五位。近年广泛采用堆浸法处理低品位金矿石，及含金废料，吸附浸出工艺、富氧或其他氧化剂助浸工艺等大大扩展了氰化浸出的适用范围然而，对于硫化物包裹的难处理金矿，必须经过专门的预氧化处理。 [0003] 对于复杂多金属含硫金精粉在直接氰化浸出之后的尾渣中，除了含有少量的残存的金、银等元素之外，还含有铅、锌、铜等有回收价值的矿物，如何综合回收利用尾渣中的各种有价值矿物，提高综合经济效益已在行业中受到广泛关注。不少黄金冶炼企业为此不断地进行技术革新和工艺改造，通过选矿和其他手段，将氰渣中的有用组分，尽可能地富集分离出来，产出多种价值的精矿，以此提升工艺流程对原料的适应性和提高企业经济效益，目前主要做法是对氰化后尾渣采用浮选法综合回收铅铜锌等有价元素，浮选出来的产品按铜、铅、锌精矿进行销售，精矿中的金可以作为副产销售，其计价标准往往要高于按金精矿销售的计价，从而实现更大的增值和矿产资源的综合利用，因此，如何能生产出来合格的铜、铅、锌精矿就显得尤为重要。 [0004] CN101214470A公开了一种用氰化贫液浮选回收氰化尾渣中铜铅锌的方法，其工艺步骤包括：(1)调浆，氰化尾渣中加氰化贫液，搅拌形成矿浆，其矿浆浓度为35～40％；(2)铅锌优先浮选，将调好的矿浆送至浮选机组，加入石灰、乙硫氮和丁基黄药，采用一次粗选－两次扫选－两次精选流程回收铅和锌；(3)铜硫分离，将铅锌混合浮选的尾矿浓缩后用氰化贫液调到35～40％的矿浆浓度，送至浮选机组，加入硫酸、亚硫酸钠、Z－200和丁铵黑药，采用一次粗选－两次扫选－两次精选流程回收铜，尾矿作为硫精矿出售；(4)选矿尾水回用，铅锌混合精矿压滤液、浓缩池溢流液、铜精矿压滤液、硫精矿压滤液全部返回氰化贫液缓冲槽，用做调浆补充液。 [0005] CN101451192A公开了一种多金属金精矿直接氰化强化浸出综合回收方法，包括以下步骤：将金精矿经调浆、分级、磨矿，合格的磨矿分级产品经脱水脱药作业，底流进行预碱浸作业；碱浸后矿浆进行碱浸压滤；一次氰化浸出后矿浆进行一次洗涤，产出99.9％的成品金锭/银锭；一次洗涤的底流进行二次浸出作业；浸出的矿浆进行逆流洗涤；洗涤的底流矿浆经压滤，调浆后的矿浆进入氰渣浮选作业，分别浮选回收的金铅精矿、铜精矿及硫精矿，作为精矿商品外售，浮选尾矿经压滤后作为废弃尾渣排放。 [0006] CN101856635A公开了一种利用选矿回水浮选回收金矿氰化尾渣中金、银、铅、锌的方法，它包括以下工序：(1)矿浆预处理阶段：在氰化尾渣中加入选矿回水，然后加入浓硫酸搅拌5分钟，待浓硫酸与矿浆反应冒完烟后加入活性炭脱药55分钟，然后泵至浮选工段。(2)混合浮选阶段：将预处理好的矿浆泵入3米搅拌缓冲槽，继续搅拌30分钟，自流入1号、2号加药槽，依次加入硫酸铜、异戊基黄药+乙硫氮，充分搅拌后，矿浆进入浮选机组进行粗选，经粗选的获得的粗精矿经过进一步逐级的精选，可得到合格的含金银的铅锌混合精矿，经粗选的尾矿经过进一步的逐级扫选后，得到浮选的尾矿，尾矿即硫精矿。 [0007] CN102002601A公开了一种金、银的提取方法，浮选精矿后用贫液进行调浆，加入氰化钠和石灰，然后进入球磨机磨矿，球磨排矿通过旋流器分级，分级沉砂返回球磨机再磨；分级溢流经浓密机洗涤浓缩，底流进入浸出作业，继续加氰化钠和石灰浸出，氰渣洗涤，作为硫精矿外售；浓密机溢流水形成贵液，经净化、脱氧、锌粉置换金银后，成为贫液，贫液返回流程作为浮选精矿调浆水和洗水。 [0008] CN102319629A公开了一种在有色多金属硫化矿石的分选和金矿氰化尾渣有价元素的综合回收中，被氰根离子强烈抑制的硫化矿物的活化浮选方法。该方法包括如下步骤：(1)在矿浆中加入可溶性盐，和/或在矿浆中充入含O2气体和/或含SO2气体，以将被抑制的目标矿物活化；(2)进行浮选获得目标硫化矿物精矿；步骤(1)中所述可溶性盐为无机亚硫酸盐、焦亚硫酸盐或硫代硫酸盐中的一种或2种以上的混合物。 [0009] US4786323A公开了通过对带有硅酸盐脉石和/或硅酸盐和黄铁矿脉石的、含有含碳物质的砷黄铁精矿(FeAsS2)的直接氧化硫酸煮解的湿法冶炼回收金和银的方法，由此方法，砷和铁完全溶解，贵金属大量地富集在硅酸盐残渣中，在有氧存在下进行煮解之前，使精矿经受机械化学应力，以便产生结构变形，在残渣脱碳后，可以用氰化物浸去回收金和银而不由于吸附作用遭受损失。 [0010] “混合浮选法回收氰渣中铅锌银的生产实践”，张耀军等，矿业研究与开发，2009年01期，介绍了混合浮选工艺回收氰渣中铅锌银的生产实践。生产中采用一粗两扫两精的混合浮选流程，选用ATTA药剂作活化剂,丁基黄药与乙硫氮混合使用作捕收剂,获得了铅、锌和银回收率分别为69.25％、86.54％和67.15％，品位分别为17.55％、27.13％和877.26g/t的混合精矿。 [0011] 然而，在上述现有技术中，对金精矿提取后的尾渣即氰渣中的铜的回收缺乏针对性，铜的回收效率不高，且需要大量回收药剂，导致铜的回收成本非常高。 [0012] 因此，本领域需要一种对金精矿提取后的尾渣中的铜具有高回收效果的成本有效的方法。 发明内容[0014] 在本发明的一方面，提供了一种尾矿的资源化利用方法，该方法从金精矿的浸出残渣中回收铜，并且任何地还回收银、铅和锌中的一种或多种。 [0015] 优选地，所述金精矿为含砷金精矿。更优选地，所述金精矿为高含砷金精矿。 [0016] 优选地，所述方法包括以下步骤：(1)对氰渣进行浮选操作，获得包含银、铜、铅和锌中的一种或多种的精矿，弃去尾矿；(2)(优选用水)将所述精矿进行浆化处理，以获得具有预定固液比的浆料；(3)在搅拌压力反应器中将所述浆料进行浸出，获得浸出液和固体残余物；(4)用石灰石将所述浸出液的pH值调节至2.0‑3.5，除去沉淀，然后采用溶剂萃取和电积回收铜。 [0017] 任选地，在步骤(4)之后还包括步骤(5)，步骤(5)从所述固体残余物回收银、铅中的至少一种。 [0018] 优选地，在所述步骤(1)中，所述浮选包括以下步骤：将氰渣至于浮选机中进行粗选，粗选矿浆浓度为20‑40wt％，在搅拌状态下依次加入氧化钙、活化剂、抑制剂、捕收剂及起泡剂，然后开启充气阀门进行浮选。 [0019] 优选地，所述活化剂包括硫酸铜。 [0020] 优选地，所述抑制剂为ZnSO4和Na2CO3。更优选地，为300‑600g/t ZnSO4+250‑300g/t Na2CO3。 [0021] 优选地，所述捕收剂为乙硫氮、丁基黄药和下式(1)所示的捕收剂。更优选地，为80‑150g/t乙硫氮+30‑60g/t丁基黄药+5‑20g/t式(1)所示捕收剂。最优选地，为100g/t乙硫氮+50g/t丁基黄药+10g/t式(1)所示捕收剂。 [0022] [0023] 当使用式(1)所示捕收剂时，在达到相同的捕收效果时，能够大幅降低乙硫氮和丁基黄药的用量，通常能够将乙硫氮和丁基黄药的用量降低1/2，甚至2/3以上，使捕收剂的总用量降低1/2以上。或者，换言之，如果采用相同的总捕收剂量，即如果不降低乙硫氮和丁基黄药的用量，且另外添加式(1)所示捕收剂，则能够显著提高捕收效果，特别是对铜矿物质的捕收效果。 [0024] 本发明人经研究发现，关于在式(1)所示捕收剂(即浮选剂)，直链烷基链的长短决定了浮选药剂的溶解度和表面活性，与药剂对矿物的作用能力也有密切关系。直链烷基有机同系物的溶解度随烷基链长的增长呈指数关系减小，即每增加一个CH2单元，浮选药剂的表面活性增加3‑5倍。研究还发现，上述带异构基团的浮选药剂除了像直链烷基浮选药剂那样随碳链增长，疏水性增强，表面活性加大以外，由于供电子诱导效应和空间位阻较大，往往还具有溶解分散性好、作用活性好和选择性高等特点。然而如果直链烷基过长的话，会导致式(1)所示捕收剂的pKa偏离浮选体系的pKa，导致在矿物表面矿物分子与捕收剂离子之间难以发生共吸附，导致浮选效果变差。基于此，本发明人设计并使用出所述特定结构的捕收剂。 [0025] 优选地，在浮选中还加入2#油，其可以起到起泡剂作用。 [0026] 优选地，所述起泡剂为2#油、按树油或甲酚酸。 [0027] 优选地，在所述步骤(2)中，用水进行浆化处理至固液比为1:1‑1:10(kg/L)。 [0028] 优选地，在浮选中还加入调整剂。更优选地，所述调整剂为CaO。优选地，CaO的用量为1200g/t。 [0029] 优选地，在所述步骤(2)中，用水进行浆化处理。 [0030] 优选地，在所述步骤(3)中，在浸出过程中向浆料中注入氧气，维持氧的分压为约2 5‑20Kg/cm。 [0031] 优选地，在所述步骤(3)中，浸出温度为160‑200℃。 [0032] 优选地，在步骤(1)之后和步骤(2)之前，还包括对有价值金属、特别是铜的含量进行检测的步骤。 [0033] 优选地，在所述步骤(2)中，用水进行浆化处理至固液比为1:1‑1:10(kg/L)，优选1:2‑1:5(kg/L)。 [0034] 优选地，溶剂萃取和电积回收铜后的残渣作为锌高品位矿进行回收。 [0035] 优选地和任选地，在步骤(4)中，在回收铜之后，通过阴离子交换工艺和最终电解回收锌。 [0036] 优选地，所述步骤(5)包括以下依次的子步骤：(a)三级精选；(b)混选；和(c)二次精选。 [0037] 如流程图1所示，通过所述二次精选分离出银精矿和铅精矿。 [0039] 优选地，三级精选的条件各自独立地为：异丙基乙基硫氨酯用量为50‑100g/t；CaO用量为200‑500g/t；水玻璃用量为500‑900g/t；硫酸锌+亚硫酸钠用量为1000+500g/t。 [0040] 固体残渣中残存的Cu2+能与矿中的S2‑生成比溶度积非常小的硫化物，从而可以作为有效活化剂，可以有效提高粗精矿中银和铅的品位和回收率。 [0041] 优选地，混选的条件为：乙基黄药用量为50‑100g/t；CaO用量为200‑500g/t；水玻璃用量为500‑900g/t；碳酸钠用量为800‑1200g/t；硫酸锌+亚硫酸钠用量为500+200g/t；松醇油用量为10g/t。 [0042] 优选地，二次精选的条件为：矿浆浓度20‑30wt％，优选25wt％；Na2CO3，100‑500g/t；CaO 800‑1000g/t；水玻璃500‑800g/t；乙硫氮30‑50g/t。 [0043] 更优选地，精选III的条件为：异丙基乙基硫氨酯100g/t；CaO 500g/t；水玻璃用量为600g/t；硫酸锌+亚硫酸钠用量为1000+500g/t。 [0044] 更优选地，精选II的条件为：异丙基乙基硫氨酯80g/t；CaO 300g/t；水玻璃用量为700g/t；硫酸锌+亚硫酸钠用量为800+400g/t。 [0045] 更优选地，精选I的条件为：异丙基乙基硫氨酯60g/t；CaO 200g/t；水玻璃用量为800g/t；硫酸锌+亚硫酸钠用量为700+300g/t。 [0046] 在所述精选步骤中，随着硫酸锌+亚硫酸钠用量的降低，铅粗精矿铅、银品位下降，但是铅、银回收率上升。因此，在后续增加混选和二次精选，来分离出银精矿和铅精矿，并提高精矿中铅、银品位。 [0047] 本发明人发现，由于铅银的紧密共生关系，简单的浮选流程并不能将二者进行有效分离和综合回收，必须设计有效的流程来解决该问题，为此设计出上述包括子步骤(a)‑(c)的方案。上述步骤(5)的各个子步骤的设计需要综合整体考虑，各步骤的设计需要考虑对后续步骤的影响。通过所述工艺设计，能够提高银回收率，银回收率提高21.8％，极大地增加了金精矿的综合价值。铅精矿的品位提高1至2个品级，每吨铅精矿的价格因而提高500‑1500元/吨，其产生的经济效益非常明显。 附图说明 [0048] 图1是根据本发明任选的回收银精矿和铅精矿的流程图。 具体实施方式[0049] 以下是说明本发明的具体实施例和对比例，但本发明并不限于此。 [0050] 实施例1 [0051] 取氰渣(得自山东黄金红岭矿业公司)，进行氰渣化学元素进行分析，在浮选机中对该氰渣进行浮选操作，具体步骤和条件如下：将氰渣至于浮选机中进行粗选，粗选矿浆浓度为30wt％，在搅拌状态下依次加入CaO 800g/t，硫酸铜，500g/t ZnSO4+300g/t Na2CO3，100g/t乙硫氮+50g/t丁基黄药+10g/t式(1)所示捕收剂及起泡剂为2#油，然后开启充气阀门进行浮选，获得包含银、铜、铅和锌中的一种或多种的精矿。弃去尾矿，用水将所述精矿进行浆化处理，获得固液比为1:3(kg/L)的浆料，在搅拌压力反应器中将所述浆料进行浸出，获得浸出液和固体残余物，用石灰石将所述浸出液的pH值调节至2.5，除去沉淀，然后采用溶剂萃取(萃取溶剂为LIX84，汉高公司)和电积回收铜，通过其它工艺从所述固体残余物回收银和铅。经检测，铜的回收率为86.5％。 [0052] 实施例2 [0053] 取氰渣(得自甘肃阳山高含砷金矿)，进行氰渣化学元素进行分析，在浮选机中对该氰渣进行浮选操作，具体步骤和条件如下：将氰渣至于浮选机中进行粗选，粗选矿浆浓度为20wt％，在搅拌状态下依次加入CaO 700g/t，硫酸铜，500g/t ZnSO4+300g/t Na2CO3，120g/t乙硫氮+50g/t丁基黄药+10g/t式(1)所示捕收剂及起泡剂为2#油，然后开启充气阀门进行浮选，获得包含银、铜、铅和锌中的一种或多种的精矿。弃去尾矿，用水将所述精矿进行浆化处理，获得固液比为1:2(kg/L)的浆料，在搅拌压力反应器中将所述浆料进行浸出，获得浸出液和固体残余物，用石灰石将所述浸出液的pH值调节至2.5，除去沉淀，然后采用溶剂萃取(萃取溶剂为LIX84，汉高公司)和电积回收铜，通过其它工艺从所述固体残余物回收银和铅。经检测，铜的回收率为84.1％。 [0054] 由该实施例可以看出，本发明的方法即使对于高含砷金精矿的氰渣，也有非常优异的铜回收效果。 [0055] 对比例1 [0056] 重复实施例，其与实施例1的区别仅在于式(1)所示捕收剂用等重量的丁基黄药替代。经检测，铜的回收率为71.9％。 [0057] 由上面实施例和对比例可以清楚地看出，当使用式(1)所示捕收剂时，能够显著提高铜的回收率。 |
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