CN104646185B - 一种从超细复杂氰化尾渣中回收铜铅锌的方法 - Google Patents
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Abstract
一种从超细复杂氰化尾渣中回收铜铅锌的方法，属于矿物加工技术领域，包括以下步骤：（1）将超细复杂氰化尾渣经过浓密机浓缩，加入水和碳酸钠搅拌制成一次矿浆；（2）将一次矿浆送至浮选机组，采用一粗一精二扫浮选流程回收铅；二次扫选获得的尾矿为铅扫选尾矿；（3）将铅扫选尾矿浓缩后加水制成二次矿浆；将二次矿浆送至浮选机组，采用一粗二精二扫浮选流程回收铜，二次扫选获得的尾矿为铜扫选尾矿；（4）将铜扫选尾矿浓缩后加水制成三次矿浆，调节pH值；将采用一粗三精二扫浮选流程回收锌；三次精选获得的精矿为锌精矿。本发明的方法工艺过程操作简单，生产指标稳定，并实现了生产尾水的回收套用，减少了对环境的污染。
Description
技术领域
本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种从超细复杂氰化尾渣中回收铜铅锌的方法。
背景技术
目前，国内外黄金生产以低成本、规模化的氰化提金法为主，氰化提金法具有工艺成熟、成本低廉、矿石适应性强、 回收率高等优点，在百年的提金工业中占有支配性的地位，目前世界大约85%的黄金都是通过氰化提金法来生产。
由于金在原矿中含量较低，在冶炼过程中会产生大量的超细复杂氰化尾渣，这些氰化尾渣的化学成分较为复杂，含有铅、铜、锌等多种有价金属，这些有价金属具有巨大的利用价值，如果能对尾渣中的有价金属进行回收，不但能减少资源浪费，同时还极大降低这些金属对生态环境的破坏。氰化尾渣中通常含有大量的矿泥、氰化物以及过量的浮选药剂，现有回收铅铜锌的工艺操作复杂，损耗高，并且回收得到的铅铜锌矿物品位以及回收率较低；在全球矿产资源日益枯竭和环保问题日益加剧的大背景下，如何对矿石提金产生的超细复杂氰化尾渣中的各种有价金属元素进行有效地回收，使其变废为宝成为世界矿业共同的研究方向。
发明内容
针对现有氰化尾渣处理技术存在的上述问题，本发明提供一种工艺操作简单、生产指标稳定、铅铜锌品位及回收率高，并且尾水可回收套用的从超细复杂氰化尾渣中回收铜铅锌的方法。
本发明的方法包括以下步骤：
（1）搅拌调浆：将超细复杂氰化尾渣经过浓密机浓缩，浓缩得到的底流给入矿浆搅拌槽，向搅拌槽中加入水和碳酸钠，搅拌20~30min矿化，制成质量浓度为40~45%的一次矿浆；碳酸钠用量与超细复杂氰化尾渣中的固体比例为2kg/t；
（2）浮选回收铅：将一次矿浆送至浮选机组，采用一粗一精二扫浮选流程回收铅；其中一次粗选时加入的药剂为巯基乙酸钠、水玻璃、乙黄药和乙硫氮，加入量与一次矿浆中的固体的比例分别为200~400g/t、800~1000g/t、40~50g/t和40~50g/t；一次精选加入的药剂为巯基乙酸钠，加入量与粗选获得的精矿中固体的比例为50~150g/t；一次扫选和二次扫选加入的药剂为巯基乙酸钠，加入量与一次扫选和二次扫选原料中的固体的比例均为50~100 g/t；精选获得的精矿为铅精矿，二次扫选获得的尾矿为铅扫选尾矿；
（3）浮选回收铜：将铅扫选尾矿浓缩后加水进行调浆，制成质量浓度为30~35%的二次矿浆；将二次矿浆送至浮选机组，采用一粗二精二扫浮选流程回收铜； 其中一次粗选加入的药剂为乙黄药，乙黄药与二次矿浆中固体的比例为40~45g/t；二次精选获得的精矿为铜精矿，二次扫选获得的尾矿为铜扫选尾矿；
（4）浮选回收锌：将铜扫选尾矿浓缩后加水进行调浆，制成质量浓度为20~30%的三次矿浆，并加入硫酸调节矿浆pH值在9.0~11.0；将调完pH值的三次矿浆送至浮选机组，采用一粗三精二扫浮选流程回收锌；其中一次粗选加入的药剂为异戊基黄药和硫酸铜，加入量与三次矿浆中的固体的比例分别为40~45g/t和1000g/t；三次精选获得的精矿为锌精矿，二次扫选获得的尾矿为硫精矿。
上述的铅精矿、铜精矿、锌精矿和硫精矿分别给入浓密机进行浓缩，底流经过过滤机得到精矿产品；浓缩后得到的溢流，返回到步骤（1）、（3）和（4）中作为调浆用水。
所述的超细复杂氰化尾渣为金精矿氰化提金作业产生的尾渣，粒度-500目的部分占90%以上。
所述的超细复杂氰化尾渣中固体部分含金1.9~2.8 g·t-1，银210~310 g·t-1，按质量百分比含铅17~23%，铜1.5~2.3%，锌2~2.5%，铁26~32%。
所述的铅精矿的品位为51.04~51.89%，所述的铜精矿的品位为12.16~12.94%，所述的锌精矿的品位为27.12~28.42%。
铅的回收率为95.08~95.88%，铜的回收率为64.58~69.36%，锌的回收率为60.52~61.75%。
本发明的浮选流程由粗选、1~3级精选和2级扫选组成，粗选获得的精矿进行1~3级精选，粗选获得的尾矿进行2级扫选；每级精选获得的尾矿返作为上一级浮选的原料，最后一级精选获得的精矿分别为铅精矿、铜精矿、锌精矿；每级扫选获得的精矿作为上一级浮选的原料，最后一级扫选获得的尾矿分别为铅扫选尾矿，铜扫选尾矿和硫精矿。
本发明提供的从超细复杂氰化尾渣中回收铅铜锌的方法，工艺过程操作简单，生产指标稳定，浮选获得的铅铜锌精矿品位较高，铅铜锌的回收率分别达到95%、64%以及60%以上，并且该工艺实现了生产尾水的回收套用，减少了对环境的污染。
附图说明
图1为本发明的从超细复杂氰化尾渣中回收铅铜锌方法流程示意图。
具体实施方式
本发明实施采用的碳酸钠、巯基乙酸钠、水玻璃、乙黄药、乙硫氮、异戊基黄药和硫酸铜均为市售产品。
本发明实施选用的超细复杂氰化尾渣来源于黄金冶炼厂氰化提金产生的尾渣。
实施例1
金精矿氰化提金作业的尾渣如表1 所示，粒度为-500目的占总重90%以上；
表1金精矿氰化提金作业的尾渣成分分析
| 元素 | Au（g·t-1） | Ag（g·t-1） | Cu（%） | Pb（%） | Zn（%） | Fe（ %） |
| 含量 | 2.75 | 673.92 | 1.70 | 22.35 | 2.45 | 29.42 |
（1）搅拌调浆：将金精矿氰化提金作业产生的超细复杂氰化尾渣经过浓密机浓缩，浓缩得到的底流给入矿浆搅拌槽，加水和碳酸钠，控制矿浆质量浓度，搅拌使矿浆充分矿化；其中矿浆质量浓度为40%，碳酸钠用量为2kg/t，搅拌时间为20min；
（2）浮选回收铅：将矿浆送至浮选机组，采用一粗一精二扫流程回收铅，得到铅精矿铅品位为51.04%，铅的回收率为95.08%，扫选尾矿铅品位为2.03%；其中一次粗选加入巯基乙酸钠、水玻璃、乙黄药和乙硫氮，加入量分别为200g/t、800g/t、40g/t和40g/t；一次精选加入巯基乙酸钠，加入量为50g/t；一次扫选和二次扫选加入巯基乙酸钠，加入量为50g/t；
（3）浮选回收铜：将铅扫选尾矿浓缩后加入水进行调浆，控制矿浆质量浓度，将矿浆送至浮选机组，采用一粗二精二扫流程回收铜，得到铜精矿铜品位为12.16%，铜回收率为65.25%，扫选尾矿铜品位为0.65%； 其中矿浆质量浓度为30%，一次粗选加入乙黄药，加入量为40g/t；
（4）浮选回收锌：将铜扫选尾矿浓缩后加入水进行调浆，控制矿浆质量浓度，加入硫酸调节矿浆pH值，将调完pH值的矿浆送至浮选机组，采用一粗三精二扫流程回收锌，得到锌精矿锌品位为27.12%，锌的回收率为60.52%，扫选尾矿硫精矿硫品位为42.3%；其中矿浆质量浓度为20%，pH值为9.0，一次粗选条件加入异戊基黄药和硫酸铜，加入量分别为40g/t和1000g/t；
铅精矿、铜精矿、锌精矿和硫精矿分别给入浓密机进行浓缩，底流经过过滤机得到精矿产品；浓缩后得到的溢流，返回到步骤（1）、（3）和（4）中作为调浆用水。
实施例2
金精矿氰化提金作业的尾渣如表2 所示，粒度为-500目的占总重95%以上，且粒度＜10微米的氰化尾渣占总重30%以上；
表2金精矿氰化提金作业的尾渣成分分析
（1）搅拌调浆：将金精矿氰化提金作业产生的超细复杂氰化尾渣经过浓密机浓缩，浓缩得到的底流给入矿浆搅拌槽，加入水和碳酸钠，控制矿浆质量浓度，搅拌使矿浆充分矿化；其中矿浆质量浓度为43%，碳酸钠用量为2kg/t，搅拌时间为25min；
（2）浮选回收铅：将矿浆送至浮选机组，采用一粗一精二扫流程回收铅，得到铅精矿铅品位为51.68%，铅的回收率为95.23%，扫选尾矿铅品位为2.88%；其中一次粗选加入巯基乙酸钠、水玻璃、乙黄药和乙硫氮，加入量分别为300g/t、900g/t、45g/t和43g/t；一次精选加入巯基乙酸钠，加入量为100g/t；一次扫选和二次扫选加入巯基乙酸钠，加入量为75g/t；
（3）浮选回收铜：将铅扫选尾矿浓缩后加水进行调浆，控制矿浆质量浓度，将矿浆送至浮选机组，采用一粗二精二扫流程回收铜，得到铜精矿铜品位为12.64%，铜回收率为64.58%，扫选尾矿铜品位为0.42%； 其中矿浆质量浓度为32%，一次粗选加入乙黄药，加入量为43g/t；
（4）浮选回收锌：将铜扫选尾矿浓缩后加水进行调浆，控制矿浆质量浓度，加入硫酸调节矿浆pH值，将调完pH值的矿浆送至浮选机组，采用一粗三精二扫流程回收锌，得到锌精矿锌品位为27.37%，锌的回收率为61.75%，扫选尾矿硫精矿硫品位为41.6%；其中矿浆质量浓度为25%；pH值为10.0；一次粗选加入异戊基黄药和硫酸铜，加入量分别为43g/t和1000g/t；
铅精矿、铜精矿、锌精矿和硫精矿分别给入浓密机进行浓缩，底流经过过滤机得到精矿产品；浓缩后得到的溢流，返回到步骤（1）、（3）和（4）中作为调浆用水。
实施例3
金精矿氰化提金作业的尾渣如表3 所示，粒度为-500目的占总重95%以上，且粒度＜10微米的氰化尾渣占总重30%以上；
表3金精矿氰化提金作业的尾渣成分分析
（1）搅拌调浆：将金精矿氰化提金作业产生的超细复杂氰化尾渣经过浓密机浓缩，浓缩得到的底流给入矿浆搅拌槽，加水和碳酸钠，控制矿浆质量浓度，搅拌使矿浆充分矿化；其中矿浆质量浓度为45%；碳酸钠用量为2kg/t；搅拌时间为30min；
（2）浮选回收铅：将矿浆送至浮选机组，采用一粗一精二扫流程回收铅，得到铅精矿铅品位为51.89%，铅的回收率为95.88%，扫选尾矿铅品位为1.91%；其中一次粗选加入巯基乙酸钠、水玻璃、乙黄药和乙硫氮，加入量分别为400g/t、1000g/t、50g/t和50g/t；一次精选加入巯基乙酸钠，加入量为150g/t；一次扫选和二次扫选加入巯基乙酸钠，加入量为100g/t；
（3）浮选回收铜：将铅扫选尾矿浓缩后加入生产回水进行调浆，控制矿浆质量浓度，将矿浆送至浮选机组，采用一粗二精二扫流程回收铜，得到铜精矿铜品位为12.94%，铜回收率为69.36%，扫选尾矿铜品位为0.35%； 矿浆质量浓度为35%；其中一次粗选加入乙黄药，加入量为45g/t；
（4）浮选回收锌：将铜扫选尾矿浓缩后加入生产回水进行调浆，控制矿浆质量浓度，加入硫酸调节矿浆pH值，将调完pH值的矿浆送至浮选机组，采用一粗三精二扫流程回收锌，得到锌精矿锌品位为28.42%，锌的回收率为60.79%，扫选尾矿硫精矿硫品位为42.8%；其中矿浆质量浓度为30%；pH值为11.0；一次粗选加入异戊基黄药和硫酸铜，加入量分别为45g/t和1000g/t；
铅精矿、铜精矿、锌精矿和硫精矿分别给入浓密机进行浓缩，底流经过过滤机得到精矿产品；浓缩后得到的溢流，返回到步骤（1）、（3）和（4）中作为调浆用水。
Claims (5)
1.一种从超细复杂氰化尾渣中回收铜铅锌的方法，其特征在于包括以下步骤：
(1)搅拌调浆：将超细复杂氰化尾渣经过浓密机浓缩，浓缩得到的底流给入矿浆搅拌槽，向搅拌槽中加入水和碳酸钠，搅拌20～30min矿化，制成质量浓度为40～45％的一次矿浆；碳酸钠用量与超细复杂氰化尾渣中的固体比例为2kg/t；
(2)浮选回收铅：将一次矿浆送至浮选机组，采用一粗一精二扫浮选流程回收铅；其中一次粗选时加入的药剂为巯基乙酸钠、水玻璃、乙黄药和乙硫氮，加入量与一次矿浆中的固体的比例分别为200～400g/t、800～1000g/t、40～50g/t和40～50g/t；一次精选加入的药剂为巯基乙酸钠，加入量与粗选获得的精矿中固体的比例为50～150g/t；一次扫选和二次扫选加入的药剂为巯基乙酸钠，加入量与一次扫选和二次扫选原料中的固体的比例均为50～100g/t；精选获得的精矿为铅精矿，二次扫选获得的尾矿为铅扫选尾矿；
(3)浮选回收铜：将铅扫选尾矿浓缩后加水进行调浆，制成质量浓度为30～35％的二次矿浆；将二次矿浆送至浮选机组，采用一粗二精二扫浮选流程回收铜；其中一次粗选加入的药剂为乙黄药，乙黄药与二次矿浆中固体的比例为40～45g/t；二次精选获得的精矿为铜精矿，二次扫选获得的尾矿为铜扫选尾矿；
(4)浮选回收锌：将铜扫选尾矿浓缩后加水进行调浆，制成质量浓度为20～30％的三次矿浆，并加入硫酸调节矿浆pH值在9.0～11.0；将调完pH值的三次矿浆送至浮选机组，采用一粗三精二扫浮选流程回收锌；其中一次粗选加入的药剂为异戊基黄药和硫酸铜，加入量与三次矿浆中的固体的比例分别为40～45g/t和1000g/t；三次精选获得的精矿为锌精矿，二次扫选获得的尾矿为硫精矿；
(5)将获得的铅精矿、铜精矿、锌精矿和硫精矿分别给入浓密机进行浓缩，底流经过过滤机得到精矿产品；浓缩后得到的溢流，返回到步骤(1)、(3)和(4)中作为调浆用水。
2.根据权利要求1所述的一种从超细复杂氰化尾渣中回收铜铅锌的方法，其特征在于所述的超细复杂氰化尾渣为金精矿氰化提金作业产生的尾渣，粒度-500目的部分占90％以上。
3.根据权利要求1所述的一种从超细复杂氰化尾渣中回收铜铅锌的方法，其特征在于所述的超细复杂氰化尾渣中固体部分含金1.9～2.8g·t-1，银210～310g·t-1，按质量百分比含铅17～23％，铜1.5～2.3％，锌2～2.5％，铁26～32％。
4.根据权利要求1所述的一种从超细复杂氰化尾渣中回收铜铅锌的方法，其特征在于所述的铅精矿的品位为51.04～51.89％，所述的铜精矿的品位为12.16～12.94％，所述的锌精矿的品位为27.12～28.42％。
5.根据权利要求1所述的一种从超细复杂氰化尾渣中回收铜铅锌的方法，其特征在于铅的回收率为95.08～95.88％，铜的回收率为64.58～69.36％，锌的回收率为60.52～61.75％。
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