CN104561528A

CN104561528A - 氯化焙烧法回收氰化尾渣中有价元素及尾渣无害化处理的工艺

Info

Publication number: CN104561528A
Application number: CN201510036316.0A
Authority: CN
Inventors: 宋伟书
Original assignee: Yantai Chenhao Zinc Industry Co Ltd
Current assignee: Yantai Chenhao Zinc Industry Co Ltd
Priority date: 2015-01-22
Filing date: 2015-01-22
Publication date: 2015-04-29

Abstract

本发明属于冶金领域，具体涉及一种氯化焙烧法回收氰化尾渣中有价元素及尾渣无害化处理的工艺。发明的关键点之一在于在焙烧之前将氯化剂与氰化尾渣混合制球。优选的是，先将氯化剂与氰化尾渣混合均匀，然后将两者的混合物料制备成直径5mm～15mm的圆球。发明的氰化尾渣回收处理工艺具备有价元素回收率高、污物零排放、工艺简洁易操作、成低易推广应用等优点。

Description

氯化焙烧法回收氰化尾渣中有价元素及尾渣无害化处理的工艺

技术领域

本发明属于冶金领域，具体涉及一种氯化焙烧法回收氰化尾渣中有价元素及尾渣无害化处理的工艺。

背景技术

氰化冶金法由于其具备的回收率高、对矿石适应性强、工艺流程简单、成本低等优点而被广泛的应用于黄金冶炼，目前已经成为最主要的黄金冶炼方法。氰化冶金法大量被应用的同时，其生产过程中产生的尾渣却没有得到有效处理。这些氰化尾渣中除却含有低品位的金和银之外，还含有一定量的铜、锌、铁等有价元素，直接排放会给环境造成很大负担。同时，基于氰化尾渣较高的综合利用价值，所以行业内大多会对氰化尾渣加以回收处理。然而，目前行业内的氰化尾渣回收处理方法金银铜锌等有价元素回收率普遍较低，重金属等含量偏高致使其废物直接排放仍会对环境照成危害，必须进入环保厂再处理；同时，行业内的氰化尾渣回收处理方法中多数添加了大量新的其他化学物质(例如强酸、强碱、)，产出废物较多，不符合原子经济学，对环境影响较大。

公布号为CN104046787A的中国发明专利申请即公布了一种焙烧氰化浸取氰化尾渣的回收工艺。该回收工艺中不仅使用了诸如NaOH等强碱性化学试剂，而且还使用了剧毒化学品NaCN。处理过程中安全隐患较大，且处理完毕之后的尾矿仍然毒性较高，不能直接排放，需送至污泥或污水厂再处理，成本较高。同时，该回收工艺回收效果仍不佳，如该工艺提供的2个实施例所述，Au的回收率为90.2％、81.7％，Ag的回收率为83.9％、79.4％，Au和Ag的回收率均较低，而且还未能获得纯度较高的金银；同时，尾矿中的TFe的品味为50％、49％，也未能将铁很好的从氰化尾渣中分离出来。

薛光等.从焙烧氰化尾渣中回收金、银[J].矿产综合利用,2002,(2):46-48.即公开了一种“采用添加剂进行尾渣焙烧——氰化浸出的工艺”。该工艺中不仅使用了尾料难以去除的添加剂SC，而且在氰化浸出步骤中势必使用到了剧毒氰化物，安全隐患较大、尾矿仍毒性较高不能直接排放。同时，如该文文中所述，该工艺的金银回收率仅能达到61.54％和76.81％，回收率较为低下。

公布号为CN101914683A的中国发明专利申请即公开了“一种氰化尾渣高值化无废利用的方法”。该方法相较之于前几种回收工艺的优异之处在于，污物排放量很少、基本可实现清洁生产。但是其存在的缺点是工艺步骤极端复杂，且工艺过程中有HCN产生，安全隐患较大，同时，该方法的有价元素回收率也较低。

综上，现有的氰化尾渣处理方法普遍存在有价元素回收率低、污物排放量大、无法实现清洁生产、工艺安全隐患大、对环境不友好、工艺复杂、处理成本高昂等等不足，因此亟待一种优异的氰化尾渣工艺方法解决前述的种种不足。

发明内容

为了解决现有技术存在的上述问题，本发明提供了一种有价元素回收率高、污物排放量微少的氯化焙烧法回收氰化尾渣中有价元素及尾渣无害化处理的工艺。

本发明氯化焙烧法回收氰化尾渣中有价元素的工艺的核心关键点之一便在于：在焙烧之前将氯化剂与氰化尾渣混合制球。优选的是，先将氯化剂与氰化尾渣混合均匀，然后将两者的混合物料制备成直径5mm～15mm的圆球。

具体的，本文中提供一种本发明氯化焙烧法回收氰化尾渣中有价元素的工艺的具体实施方法，包括以下步骤：

a.混料：将待处理的氰化尾渣与氯化剂按照干重重量比1:0.05～0.07的比例均匀混合，得到混料；

b.制球：将步骤a所得混料制成直径5mm～15mm的圆球；

c.焙烧：将步骤b所得圆球置入回转窑内烘干、焙烧，焙烧温度控制在500℃～1100℃，焙烧时间控制在1.5h～3h，焙烧过程中产生尘气，焙烧完毕后得到焙烧残渣；

d.金银沉降：使用水吸收沉降步骤c焙烧过程中产生的尘气，得到浑浊液一，压滤浑浊液一得到滤饼一和滤液一；滤饼一即为含金银精粉；

e.铜锌沉降：向步骤d所得滤液一中加入氧化钙直至溶液pH＝7～7.8，得到浑浊液二，压滤浑浊液二得到滤饼二和滤液二；滤饼二即为含铜锌精粉。

进一步优选的是，氯化剂为氯化钙。氯化钙相较之于氯化钠，具有一定程度的吸湿性，能够提高与湿润的氰化尾渣的混合效果，也有利于下步骤的制球操作。

进一步优选的是，待处理的氰化尾渣的含水量为15～20wt％。过高或者过低的含水量均不利于氯化剂与氰化尾渣的混合制球。含水量控制在15～20wt％内效果最佳。

进一步优化后的技术方案是：该工艺还包括金银精制的步骤f，具体为：

f.将步骤d所得滤饼一调浆，加入锌粉置换出金银，过滤；用水氯化法将滤饼中的金银溶解进入溶液，过滤；滤液加入草酸还原以使金银析出，再过滤，既得海绵金银。通过步骤f的金银精制，可以获得纯度高达95wt％的海绵金和海绵银。

更进一步优化后的技术方案是：所述步骤d中的滤液一继续吸收焙烧过程中产生的尘气，再压滤，滤液再吸附尘气，如此循环，直至压滤滤液处于饱和状态，再进行步骤e的操作。该段的技术方案设计，是为了使滤液一能够得到充分利用，避免资源和能源浪费。

更进一步优化后的技术方案是：所述步骤e中还包含将滤液二浓缩的步骤，浓缩之后得到的固体主成分为氯化钙，所得氯化钙固体返回步骤a再利用。优选的，使用步骤c中所得焙烧残渣的余热为所述步骤e中滤液二的浓缩提供热量。

更进一步优化后的技术方案是：对余热利用完毕的焙烧残渣进行磁选，获得铁精粉和尾矿，将尾矿制作成气孔砖。

如上，本发明氯化焙烧法回收氰化尾渣中有价元素的工艺具有如下有益效果：

其一，本发明氰化尾渣回收处理工艺的有价元素回收率高，依照本发明提供的回收工艺，Au的回收率可达96.2％～97.4％，Ag的回收率可达93.6％～94.7％，尾矿中Fe的重量份含量可降至8％以下。

其二，本发明的氰化尾渣回收处理工艺，未使用氰化物等剧毒品，对环境友好，而且能够真正实现无污染零排放。尾矿各项环保指标合格，可直接制作成气孔砖再利用。

其三，本发明的氰化尾渣回收处理工艺，工艺步骤简洁、简便易行适于规模化工业生产推广。整个工艺过程中使用的添加剂较少，且诸如氯化钙等皆可循环使用，焙烧残渣预热还可以通过热交换为滤液二的浓缩提供热量，能够进一步降低生产成本，实现循环可持续生产。

附图说明

图1是本发明氯化焙烧法回收氰化尾渣中有价元素的工艺流程框图。

具体实施方式

下面结合附图及具体实施例对本发明作进一步阐述。

某金矿氰化尾渣的相关主要元素检测指标如下表1所示。

表1

实施例1：

本实施例的氯化焙烧法回收氰化尾渣中有价元素的工艺步骤如下：

a.混料：将待处理的含水量15wt％的氰化尾渣与氯化钙按照干重1:0.05的重量份比例均匀混合，得到混料；

b.制球：将步骤a所得混料制成直径5mm的圆球；

c.焙烧：将步骤b所得圆球置入回转窑内烘干、焙烧，焙烧温度控制在500℃，焙烧时间控制在1.5h，焙烧过程中产生尘气，焙烧完毕后得到焙烧残渣；

d.金银沉降：使用水吸收沉降步骤c焙烧过程中产生的尘气，得到浑浊液一，压滤浑浊液一得到滤饼一和滤液一；滤饼一即为含金银精粉；滤液一继续吸收焙烧过程中产生的尘气，再压滤，滤液再吸附尘气，如此循环，直至压滤滤液处于饱和状态；

e.铜锌沉降：向步骤d所得饱和状态的压滤滤液中加入氧化钙直至溶液pH＝7，得到浑浊液二，压滤浑浊液二得到滤饼二和滤液二；滤饼二即为含铜锌精粉；浓缩滤液二得到氯化钙固体，将所得氯化钙固体返回步骤a再利用；使用步骤c所得焙烧残渣的余热为滤液二的浓缩提供热量；

f.将步骤d所得滤饼一调浆，加入锌粉置换出金银，过滤；用水氯化法将滤饼中的金银溶解进入溶液，过滤；滤液加入草酸还原以使金银析出，再过滤，既得海绵金银。

g.对余热利用完毕的焙烧残渣进行磁选，获得铁精粉和尾矿，将尾矿制作成气孔砖。

本实施例1的回收工艺完成之后最终获得的排放废物为尾矿，尾矿的相关主要元素检测指标列于下表2：

表2

结合表1表2可知，本实施例1的金银回收率分别为96.2％和93.6％，铁精粉也回收了大部分的铁。尾矿铁的重量份含量仅余8％，且其他各项环保指标合格，可用于制作气孔砖再利用，实现无污物零排放。

实施例2：

a.混料：将待处理的含水量17wt％的氰化尾渣与氯化钙按照干重1:0.06的重量份比例均匀混合，得到混料；

b.制球：将步骤a所得混料制成直径10mm的圆球；

c.焙烧：将步骤b所得圆球置入回转窑内烘干、焙烧，焙烧温度控制在750℃，焙烧时间控制在2h，焙烧过程中产生尘气，焙烧完毕后得到焙烧残渣；

e.铜锌沉降：向步骤d所得饱和状态的压滤滤液中加入氧化钙直至溶液pH＝7.5，得到浑浊液二，压滤浑浊液二得到滤饼二和滤液二；滤饼二即为含铜锌精粉；浓缩滤液二得到氯化钙固体，将所得氯化钙固体返回步骤a再利用；使用步骤c所得焙烧残渣的余热为滤液二的浓缩提供热量；

本实施例2的回收工艺完成之后最终获得的排放废物为尾矿，尾矿的相关主要元素检测指标列于下表3：

表3

结合表1和表3可知，本实施例2的金银回收率分别为97.4％和94.7％，铁精粉也回收了大部分的铁。尾矿铁的重量份含量仅余6.6％，且其他各项环保指标合格，可用于制作气孔砖再利用，实现无污物零排放。

实施例3：

a.混料：将待处理的含水量20wt％的氰化尾渣与氯化钙按照干重1:0.07的重量份比例均匀混合，得到混料；

b.制球：将步骤a所得混料制成直径15mm的圆球；

c.焙烧：将步骤b所得圆球置入回转窑内烘干、焙烧，焙烧温度控制在1100℃，焙烧时间控制在3h，焙烧过程中产生尘气，焙烧完毕后得到焙烧残渣；

e.铜锌沉降：向步骤d所得饱和状态的压滤滤液中加入氧化钙直至溶液pH＝7.8，得到浑浊液二，压滤浑浊液二得到滤饼二和滤液二；滤饼二即为含铜锌精粉；浓缩滤液二得到氯化钙固体，将所得氯化钙固体返回步骤a再利用；使用步骤c所得焙烧残渣的余热为滤液二的浓缩提供热量；

本实施例3的回收工艺完成之后最终获得的排放废物为尾矿，尾矿的相关主要元素检测指标列于下表4：

表4

结合表1和表4可知，本实施例3的金银回收率分别为96.8％和94.2％，铁精粉也回收了大部分的铁。尾矿铁的重量份含量仅余7.2％，且其他各项环保指标合格，可用于制作气孔砖再利用，实现无污物零排放。

实施例4：

a.混料：将待处理的含水量16wt％的氰化尾渣与氯化钙按照干重1:0.06的重量份比例均匀混合，得到混料；

b.制球：将步骤a所得混料制成直径12mm的圆球；

c.焙烧：将步骤b所得圆球置入回转窑内烘干、焙烧，焙烧温度控制在750℃，焙烧时间控制在2.5h，焙烧过程中产生尘气，焙烧完毕后得到焙烧残渣；

e.铜锌沉降：向滤液一中加入氧化钙直至溶液pH＝7.3，得到浑浊液二，压滤浑浊液二得到滤饼二和滤液二；滤饼二即为含铜锌精粉；

本实施例4的步骤c中焙烧完毕后的焙烧残渣的相关主要元素检测指标列于下表5：

表5

结合表1和表5可知，本实施例4的氰化尾渣的金银回收率已分别达到97.2％和94.4％，有价元素回收率显著提升。

本发明不局限于上述最佳实施方式，任何人在本发明的启示下都可得出其他各种形式的产品，但不论在其形状或结构上作任何变化，凡是具有与本申请相同或相近似的技术方案，均落在本发明的保护范围之内。

Claims

1.氯化焙烧法回收氰化尾渣中有价元素的工艺，其特征在于：该工艺在焙烧之前还包括将氯化剂与氰化尾渣混合制球的步骤。

2.根据权利要求1所述的氯化焙烧法回收氰化尾渣中有价元素的工艺，其特征在于，所述混合制球具体为：将氯化剂与氰化尾渣混合均匀后，将两者的混合物料制备成直径5mm～15mm的圆球。

3.根据权利要求2所述的氯化焙烧法回收氰化尾渣中有价元素的工艺，其特征在于，该工艺具体包括以下步骤：

a.混料：将待处理的氰化尾渣与氯化剂按照干重重量份1:0.05～0.07的比例均匀混合，得到混料；

b.制球：将步骤a所得混料制成直径5mm～15mm的圆球；

4.根据权利要求3所述的氯化焙烧法回收氰化尾渣中有价元素的工艺，其特征在于：所述氯化剂为氯化钙。

5.根据权利要求4所述的氯化焙烧法回收氰化尾渣中有价元素的工艺，其特征在于：所述待处理的氰化尾渣的含水量为15～20wt％。

6.根据权利要求5所述的氯化焙烧法回收氰化尾渣中有价元素的工艺，其特征在于，该工艺还包括金银精制的步骤f，具体为：

7.根据权利要求6所述的氯化焙烧法回收氰化尾渣中有价元素的工艺，其特征在于：所述步骤d中的滤液一继续吸收焙烧过程中产生的尘气，再压滤，滤液再吸附尘气，如此循环，直至压滤滤液处于饱和状态，再进行步骤e的操作。

8.根据权利要求7所述的氯化焙烧法回收氰化尾渣中有价元素的工艺，其特征在于：所述步骤e中还包含将滤液二浓缩的步骤，浓缩之后得到的固体主成分为氯化钙，所得氯化钙固体返回步骤a再利用。

9.根据权利要求8所述的氯化焙烧法回收氰化尾渣中有价元素的工艺，其特征在于：使用步骤c中所得焙烧残渣的余热为所述步骤e中滤液二的浓缩提供热量。

10.根据权利要求9所述的氯化焙烧法回收氰化尾渣中有价元素的工艺，其特征在于：对余热利用完毕的焙烧残渣进行磁选，获得铁精粉和尾矿，将尾矿制作成气孔砖。