CN104946892B

CN104946892B - 一种从微细粒沉降淤泥中富集有价组分的方法

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Publication number: CN104946892B
Application number: CN201510248159.XA
Authority: CN
Inventors: 柏亚林; 王李鹏; 李国栋; 孙运礼; 郭海宁; 何海涛; 李福兰; 袁艳; 沈广坤; 王章鹤
Original assignee: Northwest Research Institute of Mining and Metallurgy
Current assignee: Northwest Research Institute of Mining and Metallurgy
Priority date: 2015-05-15
Filing date: 2015-05-15
Publication date: 2017-04-26
Anticipated expiration: 2035-05-15
Also published as: CN104946892A

Abstract

本发明涉及化学选矿和湿法冶金技术领域，公开了一种从微细粒沉降淤泥中富集有价组分的方法，它包括造浆、稀盐酸一段反浸出、浓盐酸二段反浸出等步骤，采用稀盐酸一段反浸出，将脉石中碳酸盐溶解到矿浆中，依据金属硫化物的溶度积大小，在适宜酸度条件下，使被浸出的金属铜离子优先硫化反沉淀在矿浆中，再采用浓盐酸经二段反浸出，将矿浆中氧化物进一步溶解，经沉降、过滤，实现浸液与浸渣的分离，最终将铜金银富集于浸渣中，也避免了铜金属在浸出液中的损失。本发明所述的方法采用稀盐酸一段反浸——硫化铜反沉淀——浓盐酸二段反浸工艺，将铜、金、银等有价组分富集于浸渣中，使难处理的微细粒沉降淤泥得以综合回收，节约了资源。

Description

一种从微细粒沉降淤泥中富集有价组分的方法

技术领域

本发明涉及化学选矿和湿法冶金技术领域，具体的说是将铜、金、银等有价组分富集于浸渣中，避免铜金属损失的一种从微细粒沉降淤泥中富集有价组分的方法。

背景技术

冶炼企业的微细粒沉降淤泥具有以下特征：1）粒度微细，淤泥全部为-0.043mm粒级，其中-0.010mm粒级占60%以上，泥化严重；2）淤泥中有价组分性质复杂多变，试样含铜重量百分比含量为5%~7%、含金2g/t~5g/t、含银1000g/t~1700g/t，铜氧化率30%~60%，脉石中碳酸盐类占30%~50%，碱金属氧化物总含量达30%~40%。采用传统的泡沫浮选和硫酸浸出工艺均无法实现该淤泥中有价组分的富集，存在的问题具体表现为：1）传统的泡沫浮选法适宜的试样粒级为0.1mm~0.01mm，而该淤泥试样粒度微细（-0.010mm粒级占60%以上），造成浮选过程中泥化严重，因微细粒矿泥比表面积较大，矿泥竞争吸附大量的浮选药剂，致使浮选药剂消耗量大，且矿泥随泡沫上浮量大，矿化环境较差，铜金银等有价组分在泡沫产品和尾矿产品中含量相近，浮选泡沫产品基本无富集；2）采用硫酸浸出工艺，因淤泥中存在大量的硫化铜矿物，铜金属在浸液和浸渣中分流，致使铜浸出率较低，且浸出过程发生化学反应，淤泥中的碳酸盐和碱金属氧化物与硫酸反应生成硫酸盐，因硫酸盐化学分子式的摩尔质量比碳酸盐大，致使浸出渣率大于100%，铜金银在浸渣中品位无富集反而降低。

发明内容

本发明的目的是提供一种从微细粒沉降淤泥中富集有价组分的方法，以解决现有技术方案从冶炼企业的微细粒沉积淤泥中对铜、金、银等有价组分富集率低的问题。

为解决上述技术问题，本发明所采取的技术方案为：

一种从微细粒沉降淤泥中富集有价组分的方法，它包括以下步骤：

步骤一、造浆，将淤泥100g~200g加入搅拌桶中，加入水调浆，搅拌桶主轴转速为1000r/min，制备淤泥的质量浓度为15%~20%的矿浆；

步骤二、稀盐酸一段反浸出，向搅拌桶的矿浆中匀速加入10%体积浓度的稀盐酸，加入速度为30ml/min，搅拌浸出30min，在矿浆pH值为2～5的条件下，添加20%体积浓度的硫化钠溶液，再搅拌5min后停止搅拌，被浸出的铜离子沉淀在矿浆中，自然沉降30min，虹吸抽出上清液，留取下层浑浊液；

步骤三、浓盐酸二段反浸出，将步骤二制得的下层浑浊液调节矿浆至质量浓度为20%～25%，以40ml/min的速度加入浓盐酸，搅拌30min，然后经自然沉降、过滤获得浸渣，铜、金、银等有价组分富集在所得浸渣中。

作为本发明的进一步改进，所述步骤二中稀盐酸的用量为淤泥给矿量的0.2~0.4倍。

作为本发明的更进一步改进，所述步骤二中硫化钠溶液用量为淤泥给矿量的0.005~0.01倍。

作为本发明的更进一步改进，所述步骤三中浓盐酸的用量为淤泥给矿量的0.5~0.75倍。

本发明所述方法的工作原理为：在淤泥制备成的矿浆中加入稀盐酸后，矿浆中的碳酸盐和部分氧化物被溶解为金属离子、气体和水，具体反应式如下：

经过稀盐酸一段反浸出完成后，在矿浆浓度为10%～15%、pH值为2～5的条件下，直接加入适量的硫化钠溶液，根据硫化铜的溶度积较小的特性，反沉降被浸出的铜离子，具体反应式如下：

被浸出的铜离子优先硫化反沉淀在矿浆中，矿浆经浸渣自然沉降、虹吸浸出液后，对下层浑浊液再次进行浓盐酸二段反浸出，具体化学反应式如下：

再次经自然沉降、过滤后，铜、金、银等有价组分富集于浸渣中。

本发明采用稀盐酸一段反浸出，将脉石中碳酸盐溶解到矿浆中，依据金属硫化物的溶度积大小，在适宜酸度条件下，使被浸出的金属铜离子优先硫化反沉淀在矿浆中，再采用浓盐酸经二段反浸出，将矿浆中脉石氧化物进一步溶解，经沉降、过滤，实现浸液与浸渣的分离，最终将铜金银富集于浸渣中，也避免了铜金属在浸出液中的损失。

本发明所述的方法采用稀盐酸一段反浸——硫化铜反沉淀——浓盐酸二段反浸工艺，将铜、金、银等有价组分富集于浸渣中，使难处理的微细粒沉降淤泥得以综合回收，节约了资源。

附图说明

图1是本发明的流程示意图。

具体实施方式

下面结合附图对本发明做进一步详细的说明。

实施例1

如图1所示的一种从微细粒沉降淤泥中富集有价组分的方法，它包括以下步骤：

步骤一、造浆，将从某一冶炼厂回收的淤泥100g加入搅拌桶中，加入水调浆，搅拌桶主轴转速为1000r/min，制备淤泥的质量浓度为15%的矿浆；

步骤二、稀盐酸一段反浸出，向搅拌桶的矿浆中匀速加入10%体积浓度的稀盐酸，加入速度为30ml/min，稀盐酸用量为150ml，搅拌30min，在矿浆pH值为2的条件下，添加20%体积浓度的硫化钠溶液50ml，再搅拌5min后停止搅拌，被浸出的铜离子沉淀在矿浆中，自然沉降30min，虹吸抽出上清液，留取下层浑浊液；

步骤三、浓盐酸二段反浸出，将步骤二制得的下层浑浊液调节矿浆至质量浓度为20%，以40ml/min的速度加入浓盐酸54ml，搅拌30min，然后经自然沉降、过滤获得浸渣，铜、金、银等有价组分富集在所得浸渣中。

经检测本实施例1所述的微细粒淤泥中铜品位为6.24%、金品位3.14g/t、银品位1428g/t，氧化铜占总铜重量的38.46%；经本发明所获得浸渣中铜品位为21.25%、金品位为11.23g/t、银品位为4246g/t，铜回收率90.24%、金回收率98.13%、银回收率95.45%。

对照例1

采用传统稀硫酸浸出工艺，将从同一冶炼厂回收的淤泥100g倒入搅拌桶中，调节矿浆质量浓度15%，设定搅拌槽主轴转速1000r/min；向矿浆中匀速（30ml/min）加入10%体积浓度的稀硫酸，稀硫酸用量为150ml，搅拌30min后经自然沉降、过滤获得浸渣和废液。

经检测本对照例1所述的微细粒淤泥铜品位为6.24%、金品位为3.14g/t、银品位为1428g/t，氧化铜占总铜重量的38.46%；获得浸液中铜离子含量2.7g/L，铜浸出率30.21%，浸渣中铜品位3.15%、金品位2.83克/吨、银品位1324克/吨。与实施例1相比，铜浸出率较低，且因渣率质量百分数大于100%，浸渣中铜金银品位反而下降，即出现了贫化现象。

对照例2

采用传统浮选法，将从同一冶炼厂回收的淤泥100g调浆至30%的矿浆质量浓度，加入碳酸钠1000g/t、水玻璃1000g/t，搅拌3min后再加入异戊基黄药200 g/t、松醇油40 g/t，搅拌2min，然后充气浮选5min，粗选泡沫经一次空白精选3min。

经检测本对照例2所述的微细粒淤泥铜品位6.24%、金品位3.14 g/t、银品位1428g/t，氧化铜占总铜重量的38.46%；获得铜精矿中铜品位8.11%、金品位4.25g/t、银品位1623g/t，与实施例1相比，由于淤泥粒度微细造成浮选环境恶化，铜、金、银基本无富集，无法获得合格精矿产品。

实施例2

步骤一、造浆，将从另一冶炼厂回收的淤泥100g加入搅拌桶中，加入水调浆，搅拌桶主轴转速为1000r/min，制备淤泥的质量浓度为15%的矿浆；

步骤二、稀盐酸一段反浸出，向搅拌桶的矿浆中匀速加入10%体积浓度的稀盐酸，加入速度为30ml/min，稀盐酸用量为200ml，搅拌30min，在矿浆pH值为3的条件下，添加20%体积浓度的硫化钠溶液75ml，再搅拌5min后停止搅拌，被浸出的铜离子沉淀在矿浆中，自然沉降30min，虹吸抽出上清液，留取下层浑浊液；

经检测本实施例2所述的微细粒淤泥中铜品位为5.03%、金品位2.76g/t、银品位1142g/t，氧化铜占总铜重量的45.46%；经本发明所获得浸渣中铜品位为20.03%、金品位为9.37g/t、银品位为3567g/t，铜回收率88.23%、金回收率98.34%、银回收率94.12%。

对照例3

采用传统稀硫酸浸出工艺，将从同一冶炼厂回收的淤泥100g倒入搅拌桶中，调节矿浆质量浓度15%，设定搅拌槽主轴转速1000r/min；向矿浆中匀速（30ml/min）加入10%体积浓度的稀硫酸，稀硫酸用量为200ml，搅拌30min后经自然沉降、过滤获得浸渣和废液。

经检测本对照例3所述的微细粒淤泥铜品位为5.03%、金品位为2.76g/t、银品位为1142g/t，氧化铜占总铜重量的45.46%；获得浸液中铜离子含量3.6g/L，铜浸出率41.23%，浸渣中铜品位2.18%、金品位1.89克/吨、银品位762克/吨。与实施例2相比，由于铜金属在浸液和浸渣中的分流，铜浸出率较低，且因渣率质量百分数大于100%，浸渣中铜金银品位反而下降，即出现了贫化现象。

对照例4

采用传统浮选法，将从同一冶炼厂回收的淤泥调浆至30%的矿浆质量浓度，加入碳酸钠1000g/t、水玻璃1000g/t，搅拌3min后再加入异戊基黄药300 g/t、松醇油40 g/t，搅拌2min，然后充气浮选5min，粗选泡沫经一次空白精选3min。

经检测本对照例4所述的微细粒淤泥铜品位5.03%、金品位2.76g/t、银品位1142g/t，氧化铜占总铜重量的45.46%；获得铜精矿中铜品位7.23%、金品位3.45 g/t、银品位1321g/t，与实施例2相比，由于淤泥粒度微细造成浮选环境恶化，无法实现淤泥中铜、金、银的富集。

实施例3

步骤一、造浆，将从另一冶炼厂回收的淤泥100g加入搅拌桶中，加入水调浆，搅拌桶主轴转速为1000r/min，制备淤泥的质量浓度为20%的矿浆；

步骤二、稀盐酸一段反浸出，向搅拌桶的矿浆中匀速加入10%体积浓度的稀盐酸，加入速度为30ml/min，稀盐酸用量为125ml，搅拌30min，在矿浆pH值为5的条件下，添加20%体积浓度的硫化钠溶液100ml，再搅拌5min后停止搅拌，被浸出的铜离子沉淀在矿浆中，自然沉降30min，虹吸抽出上清液，留取下层浑浊液，；

经检测本实施例3所述的微细粒淤泥中铜品位为6.89%、金品位4.23g/t、银品位1557g/t，氧化铜占总铜重量的56.34%；经本发明所获得浸渣中铜品位为23.03%、金品位为12.65g/t、银品位为4449g/t，铜回收率87.23%、金回收率98.64%、银回收率95.88%。

对照例5

采用传统稀硫酸浸出工艺，将从同一冶炼厂回收的淤泥100g倒入搅拌桶中，调节矿浆质量浓度20%，设定搅拌槽主轴转速1000r/min；向矿浆中匀速（30ml/min）加入10%体积浓度的稀硫酸，稀硫酸用量为125ml，搅拌30min后经自然沉降、过滤获得浸渣和废液。

经检测本对照例5所述的微细粒淤泥铜品位为6.89%、金品位4.23g/t、银品位1557g/t，氧化铜占总铜重量的56.34%；获得浸液中铜离子含量3.3g/L，铜浸出率51.23%，浸渣中铜品位2.45%、金品位3.02克/吨、银品位1112克/吨。与实施例3相比，由于铜金属在浸液和浸渣中的分流，铜浸出率较低，且因渣率质量分数大于100%，浸渣中铜金银品位反而下降，未实现该淤泥中有价组分的有效富集。

对照例6

经检测本对照例6所述的微细粒淤泥铜品位6.89%、金品位4.23g/t、银品位1557g/t，氧化铜占总铜重量的56.34%；获得浮选泡沫产品铜品位8.16%、金品位5.12 g/t、银品位1879 g/t，与实施例3相比，由于淤泥粒度微细造成浮选环境恶化，无法实现淤泥中铜、金、银等有价组分的富集。

Claims

1.一种从微细粒沉降淤泥中富集有价组分的方法，其特征在于：它包括以下步骤：

步骤二、稀盐酸一段反浸出铜离子，向搅拌桶的矿浆中匀速加入10%体积浓度的稀盐酸，加入速度为30ml/min，搅拌浸出30min，在矿浆pH值为2～5的条件下，添加20%体积浓度的硫化钠溶液，再搅拌5min后停止搅拌，被浸出的铜离子沉淀在矿浆中，自然沉降30min，虹吸抽出上清液，留取下层浑浊液；

步骤三、浓盐酸二段反浸出，将步骤二制得的下层浑浊液调节矿浆至质量浓度为20%～25%，以40ml/min的速度加入浓盐酸，搅拌30min，然后经自然沉降、过滤获得浸渣，铜、金、银有价组分富集在所得浸渣中。

2.根据权利要求1所述的一种从细微粒沉降淤泥中富集有价组分的方法，其特征在于：所述步骤二中稀盐酸的用量为淤泥给矿量的0.2~0.4倍。

3.根据权利要求1所述的一种从微细粒沉降淤泥中富集有价组分的方法，其特征在于：所述步骤二中硫化钠溶液用量为淤泥给矿量的0.005~0.01倍。

4.根据权利要求1所述的一种从微细粒沉降淤泥中富集有价组分的方法，其特征在于：所述步骤三中浓盐酸的用量为淤泥给矿量的0.5~0.75倍。