CN105330064A - 含锌氰化贫液处理方法 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种含锌氰化贫液处理方法，包括如下工艺步骤与条件：硫化酸化反应，先向含锌氰化贫液加入可溶性硫化物，再加入浓硫酸进行酸化反应，调节溶液pH值，加入PAM，静置沉降，固液分离Ⅰ，分出沉渣Ⅰ、尾气和上清液，沉渣Ⅰ输往锌冶炼企业综合回收利用；中和沉淀，先向第一步产生的上清液加入碱，调节pH值至9.0～11.5进行中和沉淀，再固液分离Ⅱ，分出沉渣Ⅱ和尾水，沉渣Ⅱ与氰化尾渣一并处理，尾水返回氰化系统回用，尾气回收，通过负压将第一步产生的尾气送至吸收塔内，添加碱液，分出吸收液和排空净化气，吸收液返回中和沉淀，它具有高效去除氰化贫液中的Zn、Cu、Fe等金属、高效回收氰化物、有毒有害气体吸收处理、综合回收沉渣中Zn与Cu、工艺流程短、操作简单安全、易于实施等优点，适于黄金冶炼行业含锌氰化贫液的处理应用。

Description

含锌氰化贫液处理方法

技术领域

本发明涉及一种湿法冶金方法，特别涉及一种含锌氰化贫液处理方法，适于黄金冶炼行业含锌氰化贫液的处理应用。

背景技术

氰化提金工艺被广泛用于黄金生产领域，如“原矿石→磨矿→氰化→锌粉置换”和“金精矿→焙烧→氰化→锌粉置换”等生产工艺中均产生大量氰化贫液，绝大多数黄金生产企业对氰化贫液进行闭路循环，贫液中的铜、锌等重金属离子逐渐累积，将导致氰化提金回收率指标偏低，氰化钠用量增加，严重影响正常生产。

为实现氰化贫液循环使用，目前，公知的氰化贫液处理方法有两种，即二步沉淀法和三步沉淀法。二步沉淀法以中国专利CN1144194A公开的“酸化沉淀法处理含氰废水工艺”为代表，它包括酸化沉淀和中和沉淀两个过程，两个过程pH分别控制pH值在1.5～2.5与9.5～10.5范围内，可除去氰化贫液中的部分杂质，回收氰根及部分有价金属，但存在无法有效除锌，以致氰化贫液中锌的累计将影响氰化提金指标等不足；三步沉淀法以中国专利CN101386454B公开的“含氰氰化贫液三步沉淀处理工艺”为代表，它是在二步沉淀法基础上进行优化，增加了一道除锌沉淀过程，即酸化沉淀、除锌沉淀、中和沉淀，三个过程分别控制pH值在1.5～3.0、5.5～6.5和10.0～13.0范围内，三步沉淀法弥补了二步沉淀法不能有效除锌的缺点，但其存在工艺过程涉及三道固液分离、除锌pH控制工艺参数范围窄、操作不方便、控制不精确等不足。

为此寻求一种除锌效果好、工艺短、操作简单、氰回收率高、对环境友好的含锌氰化贫液处理方法就显得尤为迫切。

发明内容

本发明的任务是为了克服现有工艺的不足，提供一种含锌氰化贫液处理方法。

本发明的任务是通过以下技术方案来完成的：

含锌氰化贫液处理方法，依次按如下工艺步骤与条件进行：

第一步：硫化酸化，先向盛有含锌氰化贫液的混合器中加入可溶性硫化物并泵至反应池，可溶性硫化物的摩尔用量不小于含锌氰化贫液[1]中Zn、Cu摩尔质量之和，再加入浓硫酸进行酸化反应，调节溶液pH值至3.0～6.0，反应后加入PAM[4]约1～2mg/L，静置沉降使含锌氰化贫液中Zn、Cu、Fe金属离子形成ZnS、Cu₂S、Zn(CN)₂、CuCN、FeS等难溶沉淀物，然后进行固液分离Ⅰ，分出沉渣Ⅰ、尾气和上清液，沉渣Ⅰ输往锌冶炼企业综合回收利用；

第二步A：中和沉淀，先向第一步产生的上清液加入碱，调节pH值至9.0～11.5进行中和沉淀，氰化物以CN^-形式存在于溶液中，再固液分离Ⅱ，分出沉渣Ⅱ和尾水，沉渣Ⅱ与氰化尾渣一并处理，尾水返回氰化系统回用；

第二步B：尾气回收，通过负压将第一步产生的的尾气送至吸收塔内，添加浓度为1～10％碱液，分出吸收液和排空净化气，吸收液返回中和沉淀。

本发明所涉及的百分比均为重量百分比。

本发明与现有技术相比具有以下优点和效果：

1.仅一步沉淀，就能高效地去除氰化贫液中的Zn、Cu、Fe等金属，Cu去除率不低于99％，Zn去除率不低于97％，Fe去除率不低于95％。

2.可高效回收氰化物，回收率不低于95％，处理后氰化贫液可以返回氰化系统，且不影响金的浸出。

3.工序中可能溢出的有毒有害气体，均统一收集并回收，对环境友好。

4.产渣中Zn、Cu品位较高，可综合回收利用。

5.工艺流程短、操作简单安全、易于实施。

附图说明

图1是根据本发明提出的一种含锌氰化贫液处理方法工艺流程图。

附图中各标示分别表示：

1.含锌氰化贫液2.可溶性硫化物3.浓硫酸4.PAM5.沉渣Ⅰ6.上清液7.碱8.沉渣Ⅱ9.尾水10.尾气11.碱液12.排空净化气

以下结合附图对说明作进一步详细地描述。

具体实施方式

如图1所示，本发明的一种含锌氰化贫液处理方法，依次按如下工艺步骤与条件进行：

第一步：硫化酸化，先向盛有含锌氰化贫液1的混合器中加入可溶性硫化物2并泵至反应池，可溶性硫化物2的摩尔用量不小于含锌氰化贫液1中Zn、Cu摩尔质量之和，再加入浓硫酸3进行酸化反应，调节溶液pH值至3.0～6.0，反应后加入PAM[4]约1～2mg/L，静置沉降使含锌氰化贫液中Zn、Cu、Fe金属离子形成ZnS、Cu₂S、Zn(CN)₂、CuCN、FeS等难溶沉淀物，然后进行固液分离Ⅰ，分出沉渣Ⅰ5、尾气10和上清液6，沉渣Ⅰ5输往锌冶炼企业综合回收利用；

第二步A：中和沉淀，先向第一步产生的上清液6加入碱7，调节pH值至9.0～11.5进行中和沉淀，氰化物以CN^-形式存在于溶液中，再固液分离Ⅱ，分出沉渣Ⅱ8和尾水9，沉渣Ⅱ8与氰化尾渣一并处理，尾水9返回氰化系统回用；

第二步B：尾气回收，通过负压将第一步产生的的尾气10送至吸收塔内，添加浓度为1～10％碱液11，分出吸收液和排空净化气12，吸收液返回中和沉淀。

所述的第一步硫化酸化的pH值优选4.5。

所述的第二步A中和沉淀的pH值优选10.0。

所述的第一步硫化酸化的可溶性硫化物2可以是硫化钠、硫氢化钠、硫化氢中的一种或任一组合。

所述的第二步A中和沉淀的碱7可以是氢氧化钠、碳酸钠、碳酸氢钠中的一种或任一组合。

所述的两道固液分离可以是混凝沉淀、浓密沉淀、过滤和压滤中的一种或任一组合。

所述的碱液11是氢氧化钠溶液。

所述的第二步B碱液11浓度低于1.0％时，将碱液11返回中和沉淀，重新补加新的碱液11。

所述含锌氰化贫液为pH不小于7.0，Zn含量10～2500mg/L，Cu含量10～2500mg/L，总氰含量10～3500mg/L。

实施例1：取某金矿含锌氰化贫液，其水质指标见表1。

表1某金矿含锌氰化贫液水质分析结果

取50L该氰化贫液采用本发明工艺处理：

第一步：硫化酸化过程，往氰化贫液中加入1.4g/L纯度60％的工业硫化钠，搅拌混匀5min，泵至反应器，用浓硫酸调节其pH至4.5，搅拌反应10min，加入1～2mg/LPAM，于沉降池静置30min，固液分离Ⅰ，分离出上清液6和干重为1.08g/L沉渣Ⅰ5，沉渣Ⅰ中锌品位38.04％，铜品位24.15％。沉渣Ⅰ5与氰化尾渣一并另行处理；

第二步：中和沉淀过程，向上述已分离的上清液6中添加碱7，调节pH至10，搅拌10min，于沉降池中静置30min，Ⅱ，分出沉渣Ⅱ8和尾水9，沉渣Ⅱ8与氰化尾渣一并处理，尾水9返回氰化系统回用。尾水9水质见表2。

表2某金矿含锌氰化贫液处理后尾水分析结果

本发明工艺处理含锌氰化贫液过程中锌、铜金属平衡，见表3。

表3本发明工艺过程中锌、铜金属平衡计算表

表4氰化浸出对比试验结果

从表1～4中可知，采用本发明工艺，Zn去除率达98.21％，Cu去除率达99.40％，Fe去除率达95.63％，总氰回收率达97.16％。整个工艺过程Zn、Cu金属平衡率分别达98.80％、99.29％。本发明方法处理后尾水金的浸出率与采用新水氰化浸出时相当，都优于直接采用贫液氰化时金的浸出率。

实施例2：

按实例1的相同步骤重复进行含锌氰化贫液的处理，但不同的是原含锌氰化贫液水质不同(见表5)，第一步可溶性硫化物2硫化钠用量为5.83g/L，其它各项技术参数和步骤与实施例1相同。

表5含锌氰化贫液水质分析结果

实施例2经上述方法处理后，出水水质分析结果见表6。

表6某氧化矿选冶厂氰化废水除氰后水质分析结果

第一步产干重沉渣Ⅰ5为4.32g/L，沉渣Ⅰ中锌品位36.80％，铜品位27.38％。

本发明工艺处理含锌氰化贫液过程中锌、铜金属平衡，见表7。

表7本发明工艺过程中锌、铜金属平衡计算表

从表5～8中可知，采用本发明工艺，Zn去除率达97.60％，Cu去除率达99.18％，Fe去除率达95.47％，总氰回收率达98.61％。整个工艺过程Zn、Cu金属平衡率分别达96.88％、98.12％。本发明方法处理后水样金的浸出率与采用新水氰化浸出时相当，都优于直接采用贫液氰化时金的浸出率。

如上所述，便可较好地实现本发明。上述实施例仅为本发明较佳的实施方式，但本发明的实施方式并不受上述实施例的限制，其他未背离本发明的精神实质与原理下所做的改变、修饰、替换、组合、简化，均应为等效的置换方式，都包含在本发明的保护范围内。

Claims (8)

1.含锌氰化贫液处理方法，依次按如下工艺步骤与条件进行：

第一步：硫化酸化，先向盛有含锌氰化贫液[1]的混合器中加入可溶性硫化物[2]并泵至反应池，可溶性硫化物[2]的摩尔用量不小于含锌氰化贫液[1]中Zn、Cu摩尔质量之和，再加入浓硫酸[3]进行酸化反应，调节溶液pH值至3.0～6.0，反应后加入PAM[4]约1～2mg/L，静置沉降使含锌氰化贫液中Zn、Cu、Fe金属离子形成ZnS、Cu₂S、Zn(CN)₂、CuCN、FeS等难溶沉淀物，然后进行固液分离Ⅰ，分出沉渣Ⅰ[5]、尾气[10]和上清液[6]，沉渣Ⅰ[5]输往锌冶炼企业综合回收利用；

第二步A：中和沉淀，先向第一步产生的上清液[6]加入碱[7]，调节pH值至9.0～11.5进行中和沉淀，氰化物以CN^-形式存在于溶液中，再固液分离Ⅱ，分出沉渣Ⅱ[8]和尾水[9]，沉渣Ⅱ[8]与氰化尾渣一并处理，尾水[9]返回氰化系统回用；

第二步B：尾气回收，通过负压将第一步产生的的尾气[10]送至吸收塔内，添加浓度为1～10％碱液[11]，分出吸收液和排空净化气[12]，吸收液返回中和沉淀。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征是所述的第一步硫化酸化的pH值优选4.5。

3.根据权利要求1所述的方法，其特征是所述的第二步A中和沉淀的pH值优选10.0。

4.根据权利要求1或2所述的方法，其特征是所述的第一步硫化酸化的可溶性硫化物[2]可以是硫化钠、硫氢化钠、硫化氢中的一种或任一组合。

5.根据权利要求1或3所述的方法，其特征是所述的第二步A中和沉淀的碱[7]可以是氢氧化钠、碳酸钠、碳酸氢钠中的一种或任一组合。

6.根据权利要求1所述的方法，其特征是所述的两道固液分离可以是混凝沉淀、浓密沉淀、过滤和压滤中的一种或任一组合。

7.根据权利要求1所述的方法，其特征是所述的碱液[11]是氢氧化钠溶液。

8.根据权利要求1或7所述的方法，其特征是所述的第二步B碱液[11]浓度低于1.0％时，将碱液[11]返回中和沉淀，重新补加新的碱液[11]。