CN104046783A

CN104046783A - 一种回收氰化尾渣中金、银和铅的方法

Info

Publication number: CN104046783A
Application number: CN201410317041.3A
Authority: CN
Inventors: 张朝晖; 刘佰龙; 鲁慧慧
Original assignee: Xian University of Architecture and Technology
Current assignee: Xian University of Architecture and Technology
Priority date: 2014-07-04
Filing date: 2014-07-04
Publication date: 2014-09-17
Anticipated expiration: 2034-07-04
Also published as: CN104046783B

Abstract

本发明涉及一种回收氰化尾渣中金、银和铅的方法，具体步骤如下：步骤一、焙烧：按质量比，将氰化尾渣：氯化剂：熔盐＝1:0.05-0.5:0.5-1的原料混匀，混匀后的原料在300-800℃下进行焙烧，焙烧时间为20-150分钟，焙烧气氛为氧化气氛；步骤二、收集焙烧烟气：将焙烧步骤一中产生的烟气喷淋冷却至20℃-50℃，过滤回收析出的固体。在焙烧过程中，通过熔盐氯化焙烧使氰化尾渣中的金、银、铅等以氯化物气体形式挥发，具有工艺简单、效率高、能耗低的特点，可以在较低温度下实现氰化尾渣资源的综合利用。

Description

一种回收氰化尾渣中金、银和铅的方法

技术领域

本发明涉及黄金冶炼行业大量氰化尾渣的治理技术，属循环经济和综合利用领域，具体涉及一种回收氰化尾渣中金、银和铅的方法。

背景技术

我国黄金冶金企业很多，氰化尾渣是黄金企业采用氰化法提金工艺过程中产生的含酸碱性、毒性、放射性或重金属成分的废渣，一般作为固体废弃物以尾矿库的形式堆存。长期以来，由于技术和生产成本原因，大量氰化尾渣一直弃之未用，堆积如山，不仅严重污染环境，而且也是巨大的资源浪费。因此，如何有效治理和综合利用，势在必行。

氰化尾渣中具有很大的综合利用价值，除含有较高价值的Au、Ag外，还有Fe、Pb、Cu、Si等有价成分，其中Fe主要以Fe₂O₃形式存在，含量约为30％～40％左右，Au含量约为1.5～5g/t、Ag含量约为50～5100g/t，Pb含量约为2-6％。近年来，围绕氰化尾渣的综合利用，公布了诸多专利，主要以浮选法为主，但氰化尾渣经过长时间的高温焙烧和氰化物作用，可溶的硫化物和氧化物己经基本被溶解，矿物表面性质发生了很大变化，造成矿物之间的可浮性差异明显减小，浮选法处理氰化尾渣的难度增大，氰化尾渣综合回收效果降低。

专利200810017447.4公布了磁化氯化法从酸化焙烧渣中回收金、银、铁和铅的方法，在氯化焙烧的同时实现磁化还原焙烧，回收效率高，但因在氯化焙烧前需造粒和固结，同时焙烧温度为900-1250℃，能耗过大，一直没有实现工业化生产。

发明内容

针对现有技术中的缺陷和不足，本发明提出了一种采用氰化尾渣作原料，添加适量熔盐和氯化剂对氰化尾渣进行氯化焙烧、冷却等手段的回收氰化尾渣中金、银和铅的方法。

为达到上述目的，本发明采取的技术方案为：

一种回收氰化尾渣中金、银和铅的方法，具体步骤如下：

步骤一、焙烧：按质量比，将氰化尾渣：氯化剂：熔盐＝1:0.05-0.5:0.5-1的原料混匀，混匀后的原料在300-800℃下进行焙烧，焙烧时间为20-150分钟，焙烧气氛为氧化气氛；

步骤二、收集焙烧烟气：将焙烧步骤一中产生的烟气喷淋冷却至20℃-50℃，过滤回收析出的固体。

优选的，所述的氯化剂为NaCl、CaCl₂和盐酸中的一种或两种以上的混合物；所述的熔盐为NaNO₃、KNO₃、NaOH和KOH中的一种或两种以上的混合物。

优选的，所述的熔盐为质量比是NaOH：NaNO₃＝2.2:1的混合物。

优选的，所述的熔盐为质量比是KOH：KNO₃＝2.2:1的混合物。

优选的，所述的氰化尾渣为焙烧预处理—酸浸提铜—氰化提金后的尾渣，该氰化尾渣中含有1.5-5g/t的金、50-100g/t的银和质量百分比为2％-6％的铅。

与现有技术相比，本发明的优点在于：

(1)采用氰化尾渣作原料，添加适量熔盐和氯化剂对氰化尾渣进行氯化焙烧，使氰化尾渣中金、银、铅以其氯化物的形式挥发，再对焙烧烟气进行冷却，过滤回收产出的金、氯化银、氯化铅固体，操作过程简单且所用原料廉价，适于在工业中大规模生产；

(2)熔盐的加入不仅可以降低焙烧温度，减少能耗，而且可以更好的使氰化尾渣中的硅酸盐释放出包裹的金、银，增加金、银回收率。

附图说明

图1为本发明的工艺流程图。

以下结合具体实施方式及说明书附图对本发明进行具体说明。

具体实施方式

本发明中所述的氰化尾渣为焙烧预处理—酸浸提铜—氰化提金后的尾渣。焙烧预处理—酸浸提铜—氰化提金工艺是通过焙烧使金精矿中的硫、铜、铁等元素氧化，焙烧烟气用于生产硫酸，焙烧后的焙砂经酸浸回收铜可以减小铜对氰化工艺的影响，脱铜后的浸渣再经过洗涤过滤、脱酸、脱铜后，加入氰化物浸出剂，使金、银浸出后形成铬合物进入溶液，所剩尾渣即为本发明所述的氰化尾渣。

本发明所述方法的步骤一中的焙烧可以在马弗炉中进行；步骤二中的烟气经喷淋冷却后，析出金单质、氯化银晶体和氯化铅晶体，通过过滤的方法将喷淋后的固液混合物进行分离，从而将金、银和铅以固体的形式收集；步骤一中焙烧后的残渣可以通过磁铁浮选等方式对铁进行回收。

本发明中所述的盐酸为质量分数大于37％的盐酸。

为进一步了解本发明的内容，结合附图和实施例对本发明作详细描述。

实施例1：

按本发明所示实施方案进行试验，对所用氰化尾渣进行多元素化学分析，其结果如表1所示：

表1：氰化尾渣中化学元素分析结果

结合附图1，本实施例所选的熔盐为NaNO₃，所选的氯化剂为NaCl。按质量比，将氰化尾渣：NaCl：NaNO₃＝1:0.05:1的原料进行混匀，对混匀后的原料进行焙烧，其焙烧的工艺条件为：焙烧温度300℃，焙烧时间150分钟，在氧化气氛中进行焙烧，焙烧后的烟气通过喷淋冷却至20℃后，过滤回收金、氯化银及氯化铅固体，金回收率为82％，银回收率为87％，铅回收率为81％。

实施例2：

按本发明所示实施方案进行试验，对所用氰化尾渣进行多元素化学分析，其结果如表2所示：

表2：氰化尾渣化学多元素分析结果

结合附图1，本实施例所选熔盐为NaOH：NaNO₃＝2.2：1的固体混合物，所选氯化剂为NaCl固体。将氰化尾渣、NaCl固体和NaOH：NaNO₃＝2.2：1的固体混合物按质量比为1:0.1:0.5的比例进行混匀，对混匀后的原料进行焙烧，其焙烧的工艺条件为：焙烧温度630℃，焙烧时间100分钟，在氧化气氛中进行焙烧，焙烧烟气喷淋冷却至30℃，过滤回收金、氯化银及氯化铅，金回收率为87％，银回收率为91％，铅回收率为84％。

实施例3：

按本发明所示实施方案进行试验，对所用氰化尾渣进行多元素化学分析，其结果如表3所示：

表3：氰化尾渣中化学多元素的分析结果

结合附图1，本实施例所选熔盐为KNO₃，所选氯化剂为盐酸(质量分数大于37％)。按质量比，将氰化尾渣：盐酸：KNO₃＝1:0.5:0.8的比例进行混匀，对混匀后的原料进行焙烧，其焙烧的工艺条件为：焙烧温度800℃，焙烧时间20分钟，在氧化气氛中进行焙烧，焙烧烟气冷却至50℃，过滤回收金、氯化银及氯化铅，金回收率为74％，银回收率为68％，铅回收率为77％。

对比例：

该实施例进行了不加入熔盐的工艺试验，对所用氰化尾渣进行多元素化学分析，其结果如表4所示：

表4：氰化尾渣中化学多元素的分析结果

所选氯化剂为NaCl。按质量比，氰化尾渣：氯化剂＝1:0.2的比例进行配混匀，对混匀后的原料进行焙烧，其焙烧的工艺条件为：焙烧温度650℃，焙烧时间120分钟，在氧化气氛中进行焙烧，焙烧烟气喷淋冷却至30℃，过滤回收金、氯化银及氯化铅固体，金回收率为42％，银回收率为51％，铅回收率为38％。

Claims

1.一种回收氰化尾渣中金、银和铅的方法，其特征在于具体步骤如下：

2.如权利要求1所述的回收氰化尾渣中金、银和铅的方法，其特征在于，所述的氯化剂为NaCl、CaCl₂和盐酸中的一种或两种以上的混合物；所述的熔盐为NaNO₃、KNO₃、NaOH和KOH中的一种或两种以上的混合物。

3.如权利要求1所述的回收氰化尾渣中金、银和铅的方法，其特征在于，所述的熔盐为质量比是NaOH：NaNO₃＝2.2:1的混合物。

4.如权利要求1所述的回收氰化尾渣中金、银和铅的方法，其特征在于，所述的熔盐为质量比是KOH：KNO₃＝2.2:1的混合物。

5.如权利要求1所述的回收氰化尾渣中金、银和铅的方法，其特征在于，所述的氰化尾渣为焙烧预处理—酸浸提铜—氰化提金后的尾渣，该氰化尾渣中含1.5-5g/t的金、50-100g/t的银和质量百分比为2％-6％的铅。