CN103447143B - 一种从金银转炉废镁砖中回收贵金属的方法 - Google Patents

一种从金银转炉废镁砖中回收贵金属的方法 Download PDF

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Abstract

本发明涉及化工贵金属回收技术领域,具体涉及是一种从金银转炉废镁砖中回收贵金属的方法。本发明包含废镁砖试料磨细、浮选、浮选尾矿重选、浮选和重选精矿盐酸剔镁等工序。本发明避免了单一采用重选方法,精矿含镁高、无法入炉、回收率低等问题;也避免了单一采用硫酸浸出过程中精矿富集比不高、硫酸用量大、浸渣难过滤等困难。采用该方法可以最大限度的剔除精矿中氧化镁含量,得到高品质的金银精矿,金回收率大于99%,银回收率大于98%,氧化镁总剔出率可达98%以上。回收率明显较其他工艺高,处理成本较低,便于工业化推广使用。

Description

一种从金银转炉废镁砖中回收贵金属的方法
技术领域
本发明涉及化工贵金属回收技术领域,具体涉及是一种从金银转炉废镁砖中回收贵金属的方法。
技术背景
目前,金银熔炼工艺中多采用金银熔炼转炉进行反应,金银熔炼转炉内侧腔体由镁砖砌成,使用时金银熔炼转炉的内侧腔体与熔炼金属液体直接接触经常出现炉料黏结、金属液渗透的现象,镁砖中夹杂了金、银等贵金属。金银熔炼转炉检修中会拆卸更换废旧的镁砖,对废旧镁砖内部的贵金属主要采用重选和硫酸浸出两种方法进行回收。上述方法存在以下问题:1、采用重选方法时一般多采用摇床、螺旋溜槽等设备,根据矿物与脉石之间比重的差异进行分选,分选出的精矿中氧化镁含量仍较高约占总重的45%,无法直接入炉,严重影响金银的回收率,回收率仅为80%左右。2、采用硫酸浸出方法将废镁砖中的氧化镁经化学反应生成硫酸镁溶于溶液中,虽然可明显降低氧化镁含量,但是金银的富集较低,还含有部分杂质难以浸出,且硫酸用量较大。另外在硫酸浸出过程中易形成硅酸盐胶体,胶体难沉降、阻碍过滤,影响金银回收的正常进行。
发明内容
为了克服上述现有技术中存在的不足,本发明的目的在于提供一种操作简便、贵金属回收率高、加工成本低的从金银转炉废镁砖中回收贵金属的方法。
本发明解决其技术问题所采用的技术方案为:
一种从金银转炉废镁砖中回收贵金属的方法,具体步骤如下:
步骤1
将废镁砖磨碎制备粉料,取粉料加水制浆;
步骤2
将矿浆导入浮选机的浮选槽中,在此浮选槽中加入硫酸1000~4000g/t,搅拌2~6分钟,加入酯类药剂作为捕收剂和起泡剂搅拌1~2分钟进行金银粗选,粗选刮泡6~20分钟收集粗精矿;
步骤3
粗精矿导入另一浮选机的浮选槽中,向浮选槽内补加水至浮选机的工作液面,搅拌2分钟,对粗精矿进行精选作业;精选刮泡4~10分钟收集精选精矿;                 
步骤4
将收集粗精矿后剩余的浮选尾矿导入摇床,摇床的各工况调整如下:床面坡度5~12°、冲程为8~14mm、冲次为280~340次/min,摇床分选得到摇床精矿和尾矿;
步骤5
将浮选精矿进行浓缩,浓缩后的质量浓度为20%~30%,加入质量浓度95%的浓盐酸60~100kg/t,搅拌浸出16~20个小时,静置待液体分层后,吸出上层清液,将下层浸渣倒入真空过滤机进行过滤得到滤饼,将滤饼倒入恒温烘箱中烘干得到金银精矿;
步骤6
将摇床精矿进行浓缩,浓缩后的质量浓度为16%~20%,加入质量浓度95%的浓盐酸80~150kg/t,搅拌浸出10~14个小时,静置待液体分层后,吸除上清液,再加入质量浓度25%的稀盐酸100~200kg/t,倒入搅拌浸出8~16个小时,静置待液体分层后,吸除上层清液,将下层浸渣倒入真空过滤机进行过滤得到滤饼,将滤饼放入恒温烘箱中烘干得到金银精矿。
所述步骤1中将废镁砖磨碎制备粉料,颗粒细度≤0.074mm的粉料占整个粉料的65~80%,取粉料加水制浆,矿浆的质量浓度为30~35%。
所述步骤2中在矿浆中加入硫酸1000~4000k/t,搅拌2~6分钟,加入酯类药剂作为捕收剂和起泡剂,搅拌1~2分钟进行金银粗选,加入丁基黄药100~600g/t搅拌2~3min后辅助金银粗选,粗选刮泡6~20分钟收集粗精矿;
所述酯类药剂由乙硫氨酯与黄原酸酯混合组成,其质量比1:1~1:2,酯类药剂的用量为40~80g/t。
本发明所带来的有益效果为:1、将废旧镁砖将废镁砖磨碎制备粉料,取粉料加水制浆,并加入少量稀硫酸充分搅拌,可使贵金属更有利于跟随泡沫上浮至精矿中,使浮选介质和效果达到最佳。2、制备粉料时控制颗粒细度≤0.074mm的粉料占整个粉料的65~80%,便于粉料制浆,控制矿浆的质量浓度为30~35%,不仅方便与调整剂稀硫酸的混合搅拌,而且便于与捕收剂和起泡剂反应粗选金银。3、所述酯类药剂由乙硫氨酯与黄原酸酯混合组成,酯类药剂能起到捕收剂和起泡剂的双重作用,药剂添加工序简单。此外辅助添加丁基黄药,可以更好地粗选出金银。4、处理摇床精矿采用两段浸出工艺,摇床精矿浓缩后浓度已经达到16~20%,前段反应加入质量浓度95%的浓盐酸使反应迅速进行并吸除上清液,后段反应加入质量浓度25%稀盐酸,使其浸出液固比更加符合浸出作业要求,同时有助于控制化学药剂的使用量。
综上所述本发明提供方法避免了单一采用重选方法,精矿含镁高、无法入炉、回收率低等问题;也避免了单一采用硫酸浸出过程中精矿富集比不高、硫酸用量大、浸渣难过滤等困难;引入浮选法,形成了浮选-重选-盐酸浸出的联合方法,采用该方法可以最大限度的剔除精矿中氧化镁含量,得到高品质的金银精矿,金回收率大于99%,银回收率大于98%,氧化镁总剔出率可达98%以上。回收率明显较其他工艺高,处理成本较低,便于工业化推广使用。
具体实施方式
一种从金银转炉废镁砖中回收贵金属的方法,具体步骤如下:
步骤1
将废镁砖磨碎制备粉料,颗粒细度≤0.074mm的粉料占整个粉料的65~80%,取粉料加水制浆,矿浆的质量浓度为30~35%;
步骤2
在矿浆中加入硫酸1000~4000g/t,搅拌2~6分钟,加入酯类药剂作为捕收剂和起泡剂进行金银粗选,加入丁基黄药100~600g/t辅助金银粗选,搅拌2~3min后,粗选刮泡6~20分钟后收集粗选出的粗精矿;所述酯类药剂由乙硫氨酯与黄原酸酯混合组成,其质量比1:1~1:2,酯类药剂的用量为40~80g/t;
步骤3
粗精矿导入另一浮选机的浮选槽中,向浮选槽内补加水至浮选机的工作液面,搅拌2分钟,对粗精矿进行精选作业;精选刮泡4~10分钟后收集精选得到浮选精矿;                 
步骤4
将收集粗精矿后剩余的浮选尾矿导入摇床,摇床的各工况调整如下:床面坡度5~12°、冲程为8~14mm、冲次为280~340次/min,摇床分选得到摇床精矿和尾矿;
步骤5
将浮选精矿进行浓缩,浓缩后的质量浓度为20%~30%,加入质量浓度95%的浓盐酸60~100kg/t,搅拌浸出16~20个小时,静置待液体分层后,吸出上层清液,将下层浸渣倒入真空过滤机进行过滤得到滤饼,将滤饼倒入恒温烘箱中烘干得到金银精矿;
步骤6
将摇床精矿进行浓缩,浓缩后的质量浓度为16%~20%,加入质量浓度95%的浓盐酸80~150kg/t,搅拌浸出10~14个小时,静置待液体分层后,吸除上清液,再加入质量浓度25%的稀盐酸100~200kg/t,倒入搅拌浸出8~16个小时,静置待液体分层后,吸除上层清液,将下层浸渣倒入真空过滤机进行过滤得到滤饼,将滤饼放入恒温烘箱中烘干得到金银精矿。
以下结合实施例具体详细说明:
实施例1
将废镁砖磨碎制备粉料,颗粒细度≤0.074mm的粉料占整个粉料的65%,取粉料加水制浆,矿浆的质量浓度为30%;在矿浆中加入硫酸1000g/t,搅拌2分钟,加入酯类药剂作为捕收剂和起泡剂进行金银粗选,酯类药剂中乙硫氨酯与黄原酸酯按质量比1:1混合组成,酯类药剂的用量为40g/t,搅拌2min后,粗选刮泡6分钟后收集粗选出的粗精矿;粗精矿导入另一浮选机的浮选槽中,向浮选槽内补加水至浮选机的工作液面,搅拌2分钟,对粗精矿进行精选作业;精选刮泡4分钟后收集精选得到浮选精矿;将收集粗精矿后剩余的浮选尾矿导入摇床,摇床的各工况调整如下:床面坡度5°、冲程为8mm、冲次为280次/min,摇床分选得到摇床精矿和尾矿;将浮选精矿进行浓缩,浓缩后的质量浓度为20%,加入质量浓度95%浓盐酸60kg/t,搅拌浸出16个小时,静置待液体分层后,吸出上层清液,将下层浸渣倒入真空过滤机进行过滤得到滤饼,将滤饼倒入恒温烘箱中烘干得到金银精矿;将摇床精矿进行浓缩,浓缩后的质量浓度为16%,加入质量浓度95%的浓盐酸80kg/t,搅拌浸出10个小时,静置待液体分层后,吸除上清液,再加入质量浓度25%的稀盐酸100kg/t,倒入搅拌浸出8个小时,静置待液体分层后,吸除上层清液,将下层浸渣倒入真空过滤机进行过滤得到滤饼,将滤饼放入恒温烘箱中烘干得到金银精矿。将浮选精矿和摇床精矿制的金银精矿统一收集检测金、银、氧化镁含量,并与废镁砖的各物质含量进行比较发现:金总回收率99.08%,银总回收率98.64%,氧化镁总剔除率达98.21%。
实施例2
将废镁砖磨碎制备粉料,颗粒细度≤0.074mm的粉料占整个粉料的80%,取粉料加水制浆,矿浆的质量浓度为35%;在矿浆中加入硫酸4000g/t,搅拌6分钟,加入酯类药剂作为捕收剂和起泡剂进行金银粗选,酯类药剂乙硫氨酯与黄原酸酯按质量比1:2混合组成,用量为80g/t,同时加入丁基黄药600g/t辅助金银粗选,搅拌3min后,粗选刮泡20分钟后收集粗选出的粗精矿;粗精矿导入另一浮选机的浮选槽中,向浮选槽内补加水至浮选机的工作液面,搅拌2分钟,对粗精矿进行精选作业;精选刮泡10分钟后收集精选得到浮选精矿;将收集粗精矿后剩余的浮选尾矿导入摇床,摇床的各工况调整如下:床面坡度12°、冲程为14mm、冲次为340次/min,摇床分选得到摇床精矿和尾矿;将浮选精矿进行浓缩,浓缩后的质量浓度为30%,加入浓盐酸100kg/t,搅拌浸出20个小时,静置待液体分层后,吸出上层清液,将下层浸渣倒入真空过滤机进行过滤得到滤饼,将滤饼倒入恒温烘箱中烘干得到金银精矿;将摇床精矿进行浓缩,浓缩后的质量浓度为20%,加入质量浓度95%的浓盐酸150kg/t,搅拌浸出14个小时,静置待液体分层后,吸除上清液,再加入质量浓度25%的稀盐酸200kg/t,倒入搅拌浸出16个小时,静置待液体分层后,吸除上层清液,将下层浸渣倒入真空过滤机进行过滤得到滤饼,将滤饼放入恒温烘箱中烘干得到金银精矿。将浮选精矿和摇床精矿制的金银精矿统一收集检测金、银、氧化镁含量,并与废镁砖的各物质含量进行比较发现:金总回收率99.28%,银总回收率98.86%,氧化镁总剔除率达98.40%。
实施例3
将废镁砖磨碎制备粉料,颗粒细度≤0.074mm的粉料占整个粉料的70%,取粉料加水制浆,矿浆的质量浓度为33%;在矿浆中加入硫酸2000g/t,搅拌4分钟,加入酯类药剂作为捕收剂和起泡剂进行金银粗选,酯类药剂乙硫氨酯与黄原酸酯按质量比1:1.5混合组成,用量为60g/t,加入丁基黄药400g/t辅助金银粗选,搅拌2min后,粗选刮泡10分钟后收集粗选出的粗精矿;酯类药剂的;粗精矿导入另一浮选机的浮选槽中,向浮选槽内补加水至浮选机的工作液面,搅拌2分钟,对粗精矿进行精选作业;精选刮泡8分钟后收集精选得到浮选精矿;将收集粗精矿后剩余的浮选尾矿导入摇床,摇床的各工况调整如下:床面坡度10°、冲程为12mm、冲次为320次/min,摇床分选得到摇床精矿和尾矿;将浮选精矿进行浓缩,浓缩后的质量浓度为25%,加入质量浓度95%的浓盐酸80kg/t,搅拌浸出18个小时,静置待液体分层后,吸出上层清液,将下层浸渣倒入真空过滤机进行过滤得到滤饼,将滤饼倒入恒温烘箱中烘干得到金银精矿;将摇床精矿进行浓缩,浓缩后的质量浓度为18%,加入质量浓度95%的浓盐酸120kg/t,搅拌浸出12个小时,静置待液体分层后,吸除上清液,再加入质量浓度25%的稀盐酸150kg/t,倒入搅拌浸出12个小时,静置待液体分层后,吸除上层清液,将下层浸渣倒入真空过滤机进行过滤得到滤饼,将滤饼放入恒温烘箱中烘干得到金银精矿。将浮选精矿和摇床精矿制的金银精矿统一收集检测金、银、氧化镁含量,并与废镁砖的各物质含量进行比较发现:金总回收率99.22%,银总回收率98.79%,氧化镁总剔除率达98.62%。

Claims (4)

1.一种从金银转炉废镁砖中回收贵金属的方法,其特征在于具体步骤如下:
步骤1
将废镁砖磨碎制备粉料,取粉料加水制浆;
步骤2
在矿浆中加入硫酸1000~4000g/t,搅拌2~6分钟,加入酯类药剂作为捕收剂和起泡剂进行金银粗选,粗选刮泡6~20分钟收集粗精矿; 
步骤3
粗精矿导入另一浮选机的浮选槽中,向浮选槽内补加水至浮选机的工作液面,搅拌2分钟,对粗精矿进行精选作业;精选刮泡4~10分钟后收集精选得到浮选精矿;                 
步骤4
将收集粗精矿后剩余的浮选尾矿导入摇床,摇床的各工况调整如下:床面坡度5~12°、冲程为8~14mm、冲次为280~340次/min,摇床分选得到摇床精矿和尾矿; 
步骤5
将浮选精矿进行浓缩,浓缩后的质量浓度为20%~30%,加入质量浓度95%的浓盐酸60~100kg/t,搅拌浸出16~20个小时,静置待液体分层后,吸出上层清液,将下层浸渣倒入真空过滤机进行过滤得到滤饼,将滤饼倒入恒温烘箱中烘干得到金银精矿;
步骤6
将摇床精矿进行浓缩,浓缩后的质量浓度为16%~20%,加入质量浓度95%的浓盐酸80~150kg/t,搅拌浸出10~14个小时,静置待液体分层后,吸除上清液,再加入质量浓度25%的稀盐酸100~200kg/t,倒入搅拌浸出8~16个小时,静置待液体分层后,吸除上层清液,将下层浸渣倒入真空过滤机进行过滤得到滤饼,将滤饼放入恒温烘箱中烘干得到金银精矿。
2.根据权利要求1所述的一种从金银转炉废镁砖中回收贵金属的方法,其特征在于:所述步骤1中将废镁砖磨碎制备粉料,颗粒细度≤0.074mm的粉料占整个粉料的65~80%,取粉料加水制浆,矿浆的质量浓度为30~35%。
3.根据权利要求1所述的一种从金银转炉废镁砖中回收贵金属的方法,其特征在于:所述步骤2中在矿浆中加入硫酸1000~4000g/t,搅拌2~6分钟,加入酯类药剂作为捕收剂和起泡剂进行金银粗选,加入丁基黄药100~600g/t辅助金银粗选,搅拌2~3min后,粗选刮泡6~20分钟后收集粗选出的粗精矿。
4.根据权利要求3所述的一种从金银转炉废镁砖中回收贵金属的方法,其特征在于:所述酯类药剂由乙硫氨酯与黄原酸酯混合组成,其质量比1:1~1:2,酯类药剂的用量为40~80g/t。
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