CN104498732A - 一种利用含氰废液处理难选含铜矿物的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种利用含氰废液处理难选含铜矿物的方法，本方法包括：含氰废液的产出、磨矿、调浆、除氰活化、采用一次粗选二次扫选二次精选等步骤，本发明实现含氰废液综合回收与循环利用，从而创新性的实现废液水平衡与利用，具有较高的应用价值和较高的经济效益、社会效益。

Description

一种利用含氰废液处理难选含铜矿物的方法
技术领域
本发明涉及一种利用含氰废液处理难选含铜矿物的方法，属于黄金冶炼与选矿领域废液水平衡利用的技术领域。
背景技术
氰化浸金过程是用含氧的氰化物溶液把矿石中的金溶解出来的过程，实质上是一个电化学腐蚀过程，是黄金冶炼中的主要生产方法，含氰废液主要是金属锌置换沉淀金银后所得的提金后液，包括澄清的贫液、氰尾液、滤液以及澄清水，主要含大量的氰根离子、锌及其他金银等金属离子。由于行业不同、工艺不同，含氰废液的组成、含量有很大差别。一般说来，含氰废液中除含有氰化物外，还可能含有重金属、硫氰酸盐等无机化合物、酚等有机化合物。含氰废液毒性大，分布广，必须严格加以处理，使外排水中氰化物达到国家环保部门规定的要求，否则，将对人、畜及自然环境造成危害。为了达到一定的处理效果，同时要求考虑处理成本低、基建投资少、操作容易、无二次污染等因素，将含氰废液“变废为宝”，充分利用废水的有价组份，必须对废水的来源、组成成分、各组分含量以及产生废水之具体工艺情况有深入的了解，依此制定出合适的处理方案。
难选含铜矿物主要包括硫化物，硫化物衍生物，铜的氧化物，自然铜和铜的硫酸盐、碳酸盐、硅酸盐类等矿物，硫化铜主要有黄铜矿[CuFeS2]、辉铜矿[CuS]、斑铜矿[Cu5FeS4]、铜蓝[CuS]、黝铜矿[4Cu2S·Sb2S3]、砷黝铜矿[4Cu2S·As2S3]等，氧化铜矿物主要有孔雀石[CuCO3·Cu(OH)2]、硅孔雀石[CuSiO3·2H2O]、蓝铜矿[2CuCO3·Cu(OH)2]、赤铜矿[Cu2O]等。由于氧化铜矿物的可浮性较差，尤其当矿石中的铜呈难浮的硅孔雀石、赤铜矿以及呈被氢氧化铁、铝硅酸锰所浸染的铜矿物或呈结合铜形态存在，铜矿物嵌布粒度极细，结合铜含量高，矿泥含量多，含铜量为1-2％。
发明内容
本发明所要解决的技术问题是提供一种利用含氰废液处理难选含铜矿物的方法，本发明根据含氰废液与许多铜矿物间的激烈反应的特征，采用较低氰化物浓度的浸出液来处理含铜矿物，实现含氰废液综合回收与循环利用，从而创新性的实现废液水平衡与利用，具有较高的应用价值和较高的经济效益、社会效益。
本发明解决上述技术问题的技术方案如下：一种利用含氰废液处理难选含铜矿物的方法，包括：
1)含氰废液的产出：在氰化提金生产中，氰化含金浸出液经过锌粉置换或锌丝置换后产出含氰贫液，由于含氰贫液在氰化系统中循环使用，导致其中的杂质离子(主要含有铜、铁、硫氰根离子、氰金属络合物、游离氰化物、钠、铅、锌等)大量积累，使含氰贫液的浸金能力降低，因此需要对含氰贫液进行净化处理，本申请将需要净化处理的含氰贫液作为含氰废液，含氰废液的成分：氰化钠6-10g/l,铜3-6g/l，金0.01-0.03mg/l，银0.10-0.50mg/l；
2)磨矿：用1)产出的含氰废液与难选含铜矿物调浆，控制矿浆浓度为60％-65％(即固含量占矿浆总重量的60％-65％)，矿浆在磨矿机中磨矿，经螺旋分级机分级后排料产品中-200目产品重量占排料产品总重量的65％-75％；
3)调浆：用1)产出的含氰废液对3)产出的排料产品调浆，控制矿浆浓度为35％-40％(即固含量占矿浆总重量的35％-40％)，搅拌4-6小时后矿浆进入除氰搅拌槽；
4)除氰：向除氰搅拌槽中添加焦亚硫酸钠和双氧水，通过空压机提供高压空气曝气，空气流量为120-150m3/h，在搅拌状态下反应2-4h后，矿浆中游离氰根含量为20-50mg/l；
5)活化：采用硫酸控制矿浆pH值，搅拌2-4小时；
6)浮选：对活化后矿浆进行浮选，浮选过程采用一次粗选二次扫选二次精选，最终产出含铜10.50-15.00％(质量分数)的铜精矿与含铜0.15-0.28％(质量分数)的选铜尾矿。
在上述技术方案的基础上，本发明还可以做如下改进。
进一步，在4)中，所述焦亚硫酸钠的添加量为每立方米矿浆加入3-5kg焦亚硫酸钠。
进一步，在4)中，所述双氧水的添加量为每立方米矿浆加入3-5kg浓度30％(质量百分数)的双氧水。
进一步，在5)中，所述硫酸控制矿浆pH值为5-6。
进一步，在6)中，所述粗选所加药剂为丁基黄药、丁胺黑药和松醇油，每吨矿浆加丁基黄药60-100g，每吨矿浆加丁胺黑药25-50g，每吨矿浆加松醇油30-60g；
进一步，在6)中，所述扫选所加药剂为丁基黄药和丁胺黑药，每吨矿浆加丁基黄药30-50g，每吨矿浆加丁胺黑药15-30g。
本发明的有益效果是：
本发明利用含氰废液作为难选含铜矿物的调浆用水，经磨矿-调浆-除氰活化，采用一次粗选二次扫选二次精选流程，将难选铜矿富集得到10.50-15.0％铜精矿，铜回收率达85％以上的高回收率，从而实现含氰废液综合回收与循环利用，创新性的实现废液水平衡与利用，具有较高的应用价值和较高的经济效益、社会效益。
具体实施方式
以下对本发明的原理和特征进行描述，所举实例只用于解释本发明，并非用于限定本发明的范围。
实施例1
1)含氰废液的产出：在氰化提金生产中，氰化含金浸出液经过锌粉置换或锌丝置换后产出含氰贫液，由于含氰贫液在氰化系统中循环使用，导致其中的杂质离子(主要含有铜、铁、硫氰根离子、氰金属络合物、游离氰化物、钠、铅、锌等)大量积累，使含氰贫液的浸金能力降低，因此需要对含氰贫液进行净化处理，本申请将需要净化处理的含氰贫液作为含氰废液，含氰废液的成分：氰化钠6g/l,铜3g/l，金0.01mg/l，银0.10mg/l；
难选含铜矿物：由于氧化铜矿物的可浮性较差，尤其当矿石中的铜呈难浮的硅孔雀石、赤铜矿以及呈被氢氧化铁、铝硅酸锰所浸染的铜矿物或呈结合铜形态存在，铜矿物嵌布粒度极细，结合铜含量高，矿泥含量多，含铜量为1％；
2)磨矿：用1)产出的含氰废液与难选含铜矿物调浆，控制矿浆浓度为60％(即固含量占矿浆总重量的60％)，矿浆在磨矿机中磨矿，经螺旋分级机分级后排料产品中-200目产品重量占排料产品总重量的65％；
3)调浆：用1)产出的含氰废液对3)产出的排料产品调浆，控制矿浆浓度为35％(即固含量占矿浆总重量的35％，搅拌4小时后矿浆进入除氰搅拌槽；
4)除氰：向除氰搅拌槽中添加焦亚硫酸钠和双氧水，所述焦亚硫酸钠的添加量为每立方米矿浆加入3kg焦亚硫酸钠。所述双氧水的添加量为每立方米矿浆加入3kg浓度30％(质量百分数)的双氧水，然后通过空压机提供高压空气曝气，空气流量为120m3/h，在搅拌状态下反应2h后，矿浆中游离氰根含量为20mg/l；
5)活化：采用硫酸控制矿浆pH值5，搅拌2小时；
6)浮选：对活化后矿浆进行浮选，浮选过程采用一次粗选二次扫选二次精选，所述粗选所加药剂为丁基黄药、丁胺黑药和松醇油，每吨矿浆加丁基黄药60g，每吨矿浆加丁胺黑药25g，每吨矿浆加松醇油30g；所述扫选所加药剂为丁基黄药和丁胺黑药，每吨矿浆加丁基黄药30g，每吨矿浆加丁胺黑药15g。最终产出含铜10.50％(质量分数)的铜精矿与含铜0.15％(质量分数)的选铜尾矿，铜回收率可达85.00％，结果如表1。
表1
入选铜品位％ 铜精矿品位％ 尾矿铜品位％ 铜回收率％
1.00 10.50 0.15 85.00
实施例2
1)含氰废液的产出：在氰化提金生产中，氰化含金浸出液经过锌粉置换或锌丝置换后产出含氰贫液，由于含氰贫液在氰化系统中循环使用，导致其中的杂质离子(主要含有铜、铁、硫氰根离子、氰金属络合物、游离氰化物、钠、铅、锌等)大量积累，使含氰贫液的浸金能力降低，因此需要对含氰贫液进行净化处理，本申请将需要净化处理的含氰贫液作为含氰废液，含氰废液的成分：氰化钠8g/l,铜5g/l，金0.02mg/l，银0.3mg/l；
难选含铜矿物：由于氧化铜矿物的可浮性较差，尤其当矿石中的铜呈难浮的硅孔雀石、赤铜矿以及呈被氢氧化铁、铝硅酸锰所浸染的铜矿物或呈结合铜形态存在，铜矿物嵌布粒度极细，结合铜含量高，矿泥含量多，含铜量为1.5％；
2)磨矿：用1)产出的含氰废液与难选含铜矿物调浆，控制矿浆浓度为62％(即固含量占矿浆总重量的62％，矿浆在磨矿机中磨矿，经螺旋分级机分级后排料产品中-200目产品重量占排料产品总重量的70％；
3)调浆：用1)产出的含氰废液对3)产出的排料产品调浆，控制矿浆浓度为37％(即固含量占矿浆总重量的37％)，搅拌5小时后矿浆进入除氰搅拌槽；
4)除氰：向除氰搅拌槽中添加焦亚硫酸钠和双氧水，所述焦亚硫酸钠的添加量为每立方米矿浆加入4kg焦亚硫酸钠。所述双氧水的添加量为每立方米矿浆加入4kg浓度30％(质量百分数)的双氧水，然后通过空压机提供高压空气曝气，空气流量为130m3/h，在搅拌状态下反应3h后，矿浆中游离氰根含量为30mg/l；
5)活化：采用硫酸控制矿浆pH值5.5，搅拌3小时；
6)浮选：对活化后矿浆进行浮选，浮选过程采用一次粗选二次扫选二次精选，所述粗选所加药剂为丁基黄药、丁胺黑药和松醇油，每吨矿浆加丁基黄药80g，每吨矿浆加丁胺黑药40g，每吨矿浆加松醇油40g；所述扫选所加药剂为丁基黄药和丁胺黑药，每吨矿浆加丁基黄药40g，每吨矿浆加丁胺黑药20g。最终产出含铜13.50％(质量分数)的铜精矿与含铜0.21％(质量分数)的选铜尾矿，铜回收率可达86.00％，结果如表2。
表2
入选铜品位％ 铜精矿品位％ 尾矿铜品位％ 铜回收率％
1.50 13.50 0.21 86.00
实施例3
1)含氰废液的产出：在氰化提金生产中，氰化含金浸出液经过锌粉置换或锌丝置换后产出含氰贫液，由于含氰贫液在氰化系统中循环使用，导致其中的杂质离子(主要含有铜、铁、硫氰根离子、氰金属络合物、游离氰化物、钠、铅、锌等)大量积累，使含氰贫液的浸金能力降低，因此需要对含氰贫液进行净化处理，本申请将需要净化处理的含氰贫液作为含氰废液，含氰废液的成分：氰化钠10g/l,铜6g/l，金0.03mg/l，银0.5mg/l；
难选含铜矿物：由于氧化铜矿物的可浮性较差，尤其当矿石中的铜呈难浮的硅孔雀石、赤铜矿以及呈被氢氧化铁、铝硅酸锰所浸染的铜矿物或呈结合铜形态存在，铜矿物嵌布粒度极细，结合铜含量高，矿泥含量多，含铜量为2％；
2)磨矿：用1)产出的含氰废液与难选含铜矿物调浆，控制矿浆浓度为65％(即固含量占矿浆总重量的65％，矿浆在磨矿机中磨矿，经螺旋分级机分级后排料产品中-200目产品重量占排料产品总重量的75％；
3)调浆：用1)产出的含氰废液对3)产出的排料产品调浆，控制矿浆浓度为40％(即固含量占矿浆总重量的40％)，搅拌6小时后矿浆进入除氰搅拌槽；
4)除氰：向除氰搅拌槽中添加焦亚硫酸钠和双氧水，所述焦亚硫酸钠的添加量为每立方米矿浆加入5kg焦亚硫酸钠。所述双氧水的添加量为每立方米矿浆加入5kg浓度30％(质量百分数)的双氧水，然后通过空压机提供高压空气曝气，空气流量为150m3/h，在搅拌状态下反应4h后，矿浆中游离氰根含量为50mg/l；
5)活化：采用硫酸控制矿浆pH值6，搅拌4小时；
6)浮选：对活化后矿浆进行浮选，浮选过程采用一次粗选二次扫选二次精选，所述粗选所加药剂为丁基黄药、丁胺黑药和松醇油，每吨矿浆加丁基黄药100g，每吨矿浆加丁胺黑药50g，每吨矿浆加松醇油60g；所述扫选所加药剂为丁基黄药和丁胺黑药，每吨矿浆加丁基黄药50g，每吨矿浆加丁胺黑药30g。最终产出含铜15.00％(质量分数)的铜精矿与含铜0.28％(质量分数)的选铜尾矿，铜回收率可达86.00％，结果如表3。
表3
入选铜品位％ 铜精矿品位％ 尾矿铜品位％ 铜回收率％
2.00 15.00 0.28 86.00
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。

Claims (4)

1.一种利用含氰废液处理难选含铜矿物的方法，其特征在于，包括：
1)含氰废液的产出：在氰化提金生产中，氰化含金浸出液经过锌粉置换或锌丝置换后产出含氰贫液，含氰贫液在氰化系统中循环使用，使含氰贫液的浸金能力降低，因此需要对含氰贫液进行净化处理，将需要净化处理的含氰贫液作为含氰废液，含氰废液的成分：氰化钠6-10g/l,铜3-6g/l，金0.01-0.03mg/l，银0.10-0.50mg/l；
2)磨矿：用1)产出的含氰废液与难选含铜矿物调浆，控制矿浆浓度为60％-65％，矿浆在磨矿机中磨矿，经螺旋分级机分级后排料产品中-200目产品重量占排料产品总重量的65％-75％；
3)调浆：用1)产出的含氰废液对3)产出的排料产品调浆，控制矿浆浓度为35％-40％，搅拌4-6小时后矿浆进入除氰搅拌槽；
4)除氰：向除氰搅拌槽中添加焦亚硫酸钠和双氧水，通过空压机提供高压空气曝气，空气流量为120-150m3/h，在搅拌状态下反应2-4h后，矿浆中游离氰根含量为20-50mg/l；
5)活化：采用硫酸控制矿浆pH值，搅拌2-4小时；
6)浮选：对活化后矿浆进行浮选，浮选过程采用一次粗选二次扫选二次精选，最终产出含铜10.50-15.00％的铜精矿与含铜0.15-0.28％的选铜尾矿。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在4)中，所述焦亚硫酸钠的添加量为每立方米矿浆加入3-5kg焦亚硫酸钠；双氧水的添加量为每立方米矿浆加入3-5kg浓度30％的双氧水。
3.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，在5)中，所述硫酸控制矿浆pH值为5-6。
4.根据权利要求3所述的方法，其特征在于，在6)中，所述粗选所加药剂为丁基黄药、丁胺黑药和松醇油，每吨矿浆加丁基黄药60-100g，每吨矿浆加丁胺黑药25-50g，每吨矿浆加松醇油30-60g；所述扫选所加药剂为丁基黄药和丁胺黑药，每吨矿浆加丁基黄药30-50g，每吨矿浆加丁胺黑药15-30g。
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