CN111411224B - 一种从低品位含锰矿石中综合回收结合银铜的选矿方法 - Google Patents

一种从低品位含锰矿石中综合回收结合银铜的选矿方法 Download PDF

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Abstract

本发明涉及一种从低品位含锰矿石中综合回收结合银铜的选矿方法。该选矿方法包括破碎，磨矿，硫酸介质下铁还原浸出铜锰，酸浸液置换铜，酸浸渣氰化浸出银，氰化贵液锌置换银铜等步骤。本发明根据锰矿物中以类质同象、晶格取代、胶态吸附等形式普遍存在的结合铜及结合银的矿物特性，采用低成本的铁，在硫酸介质下，实现锰、银、铜结合体的化学解离，各元素以离子形式溶出，实现了酸浸液中锰和铜的同步浸出；然后向酸浸液中加入铁进行置换，使得锰矿物中的结合铜得到回收，银离子以沉淀形式进入固相，再用氰化法浸出，使之进入液相，与其他矿物中结合铜，采用锌置换一并回收。

Description

一种从低品位含锰矿石中综合回收结合银铜的选矿方法
技术领域
本发明属于选矿技术领域，具体涉及一种从低品位含锰矿石中综合回收结合银铜的选矿方法。
技术背景
锰矿物通常与铁矿物共生，多在自然氧化淋滤等环境作用下，形成由纳米胶粒堆积聚集而成的固溶体。锰矿物粒间空隙多、比表面积大，银、铜等同族元素通过共沉淀或吸附扩散到锰的氢氧化物胶体中，形成与锰结合的难选银铜矿物，其中银与铜均以类质同象的形式，呈原子态进入锰的隧道结构和层状结构，物理选矿无法分离。
单一的锰银矿的处理方法有焙烧还原法、两矿加酸浸出法、二氧化硫浸出法、亚铁离子浸出法、连二硫酸钙浸出法等，其中湿法浸出是研究较多的方法，但普遍存在浸出率低、渣量大，二氧化硫气体来源不稳定，难操作，成本高等问题，严重制约着工程应用。
复杂的锰矿物中，通常有铜元素的存在，铜元素在湿法浸出中，在不同溶液介质及酸碱度的条件下会表现出不同的可溶性，首先铜会随着锰矿物结构的破坏，进入到液相中，但如果再沉淀至固相中，不仅不利于回收，而且会严重影响后续的氰化浸出，因此实现锰与铜的同步进出是保证资源综合利用的关键。
因此，研发一种针对锰结合银铜的低成本工程化处理方法，是解决该类型难选矿石的核心技术要求，具有重要的研究意义和经济价值。
发明内容
本发明的目的在于克服现有湿法浸出处理锰矿物存在高成本、回收金属种类单一、工业化程度低等缺陷或不足，提供一种从低品位含锰矿石中综合回收结合银铜的选矿方法。本发明根据锰矿物中以类质同象、晶格取代、胶态吸附等形式普遍存在的结合铜及结合银的矿物特性，采用低成本的铁，在硫酸介质下，实现锰、银、铜结合体的化学解离，各元素以离子形式溶出，实现了酸浸液中锰和铜的同步浸出；然后向酸浸液中加入铁进行置换，使得锰矿物中的结合铜得到回收，银离子以沉淀形式进入固相，再用氰化法浸出，使之进入液相，与其他矿物中结合铜，采用锌置换一并回收。
本发明与传统的锰银矿处理方法相比，本发明不仅在工程应用中实现了矿物银的低成本高效回收，并且对结合铜均有较好的回收效果，特别适用于含锰矿石中结合银和结合铜的综合回收。
为实现本发明的目的，本发明采取如下方案：
一种从低品位含锰矿石中综合回收结合银铜的选矿方法，包括如下步骤：
S1：含锰矿石经破碎，磨矿后得磨矿产品；
S2：向磨矿产品中加入含铁和硫酸的酸浸液搅拌均匀得酸浸矿浆，浸出，压滤，得酸浸滤液和酸浸渣；酸浸矿浆的浓度为30～40％；酸浸矿浆的pH为2～4；铁和磨矿产品的质量比值为10～30Kg/t；
S3：S2得到的酸浸滤液作为酸浸液重复循环S2步骤至浸出20～48h后，加入2～5g/L的铁，搅拌反应，生成的沉淀过滤烘干后得海绵铜产品；
S4：S2得到的酸浸渣进行氰化浸出后压滤得氰化贵液；
S5：向氰化贵液中加入锌，置换反应即得银铜精粉。
本发明根据锰矿物中以类质同象、晶格取代、胶态吸附等形式普遍存在的结合铜及结合银的矿物特性，采用低成本的铁(如废铁屑)，在硫酸介质下，实现锰、银、铜结合体的化学解离，各元素以离子形式溶出，实现了酸浸液中锰和铜的同步浸出；然后向酸浸液中加入铁进行置换，使得锰矿物中的结合铜得到回收，银离子以沉淀形式进入固相，再用氰化法浸出，使之进入液相，与其他矿物中结合铜，采用锌置换一并回收。
本发明与传统的锰银矿处理方法相比，本发明不仅在工程应用中实现了矿物银的低成本高效回收，并且对结合铜均有较好的回收效果，特别适用于含锰矿石中结合银和结合铜的综合回收。
优选地，S1中磨矿至磨矿产品中细度为-0.074mm占65～85％。
优选地，S1中利用颚式破碎机破碎，利用球磨机磨矿。
优选地，S2的磨矿产品在加入酸浸液前还包括压滤处理，压滤处理得到的滤液重复S1的磨矿操作；得到的滤饼加入酸浸液。
该步骤可过滤掉磨矿后的水，使得酸浸液中的浓度更为可控。
更为优选地，利用陶氏过滤机进行压滤处理。
优选地，S2中加入的硫酸为质量浓度为98％的浓硫酸，浓硫酸的加入量为60～150Kg/t(以原矿计)。
优选地，S2中浸出的方式为强搅拌浸出；强搅拌的速率为4～6m/s，浸出的时间为2～5h。
优选地，S2中的铁为铁屑。
更为优选地，S2中的铁为废铁屑。利用废铁屑可进一步降低成本。
优选地，S3中的铁为铁粉。
优选地，S3中过滤后的滤液经中和处理后排放。
具体地，滤液经石灰处理至pH为中性后排放至尾矿库。
本领域中常规的氰化浸出操作可用于本发明中。
优选地，S4中的氰化浸出过程为：向S2得到的酸浸渣中加入石灰，调节pH为9～11，矿浆浓度为35～35％，加入氰化钠进行氰化浸出。
更为优选地，S4的酸浸渣中石灰的加入量为15～20Kg/t。
更为优选地，S4中氰化钠的加入量为2～4Kg/t，氰化浸出的时间为24～48h。
优选地，S5中的锌为锌丝。
与现有技术相比，本发明具有如下有益效果：
本发明根据锰矿物中以类质同象、晶格取代、胶态吸附等形式普遍存在的结合铜及结合银的矿物特性，采用低成本的铁(如废铁屑)，在硫酸介质下，实现锰、银、铜结合体的化学解离，各元素以离子形式溶出，实现了酸浸液中锰和铜的同步浸出；然后向酸浸液中加入铁进行置换，使得锰矿物中的结合铜得到回收，银离子以沉淀形式进入固相，再用氰化法浸出，使之进入液相，与其他矿物中结合铜，采用锌置换一并回收。
本发明与传统的锰银矿处理方法相比，本发明不仅在工程应用中实现了矿物银的低成本高效回收，并且对结合铜均有较好的回收效果，特别适用于含锰矿石中结合银和结合铜的综合回收。
具体实施方式
下面结合实施例进一步阐述本发明。这些实施例仅用于说明本发明而不用于限制本发明的范围。下例实施例中未注明具体条件的实验方法，通常按照本领域常规条件或按照制造厂商建议的条件；所使用的原料、试剂等，如无特殊说明，均为可从常规市场等商业途径得到的原料和试剂。本领域的技术人员在本发明的基础上所做的任何非实质性的变化及替换均属于本发明所要求保护的范围。
实施例1
原矿为中国滇西北铁锰多金属矿，原矿锰品位3.87％，银品位63.56g/t，铜品位0.39％。
原矿经颚式破碎机破碎后进入球磨机磨矿获得产品，磨矿细度为-0.074mm占70％。磨矿产品进入陶瓷过滤机，滤液返回磨矿作业，滤饼加入循环的酸浸液，浓度保证在35％，每吨原矿先加入20Kg废铁屑搅拌均匀后，再加入浓硫酸130Kg，保证每一槽酸碱度为3.5，进行强搅拌浸出，搅拌浸出时间为4h，搅拌叶轮末端线速度为4m/s。酸浸矿浆由耐酸砂泵给入压滤机，压滤液体转入酸液储存桶，由砂泵给入酸浸作业前搅拌桶循环，滤饼由胶带或螺旋运输机，输送至造浆搅拌桶。酸浸液循环30小时后，转入提铜搅拌桶，在酸浸液中加入还原铁粉3g/L，搅拌反应3小时后，沉淀过滤烘干，得到海绵铜产品。酸浸渣滤饼早浆搅拌桶内，每吨酸浸渣中加入15Kg的石灰，调整pH值至11，矿浆浓度40％进入氰化浸出作业，每吨矿加入氰化钠3Kg，氰化浸出36小时。氰化后的矿浆经过压滤，获得贵液，在贵液中加入锌丝30g/L，置换出银铜精粉。
本实施例全流程的银金属总回收率为92.31％，铜金属总回收率为50.89％。
实施例2
原矿为中国滇西北铁锰多金属矿，原矿锰品位2.21％，银品位43.66g/t，铜品位0.28％。
原矿经颚式破碎机破碎后进入球磨机磨矿获得产品，磨矿细度为-0.074mm占80％。磨矿产品进入陶瓷过滤机，滤液返回磨矿作业，滤饼加入循环的酸浸液，浓度保证在35％，每吨原矿先加入17Kg废铁屑搅拌均匀后，再加入浓硫酸100Kg，保证每一槽酸碱度为3.5，进行强搅拌浸出，搅拌浸出时间为5h，搅拌叶轮末端线速度为5m/s。酸浸矿浆由耐酸砂泵给入压滤机，压滤液体转入酸液储存桶，由砂泵给入酸浸作业前搅拌桶循环，滤饼由胶带或螺旋运输机，输送至造浆搅拌桶。酸浸液循环48小时后，转入提铜搅拌桶，在酸浸液中加入还原铁粉2g/L，搅拌反应3小时后，沉淀过滤烘干，得到海绵铜产品。酸浸渣滤饼早浆搅拌桶内，每吨酸浸渣中加入12Kg的石灰，调整pH值至11，矿浆浓度35％进入氰化浸出作业，每吨矿加入氰化钠4Kg，氰化浸出48小时。氰化后的矿浆经过压滤，获得贵液，在贵液中加入锌丝35g/L，置换出银铜精粉。
本实施例全流程的银金属总回收率为90.57％，铜金属总回收率为52.48％。
实施例3
原矿为中国广西某锰多金属矿，原矿锰品位4.91％，银品位78.35g/t，铜品位0.43％。
原矿经颚式破碎机破碎后进入球磨机磨矿获得产品，磨矿细度为-0.074mm占75％。磨矿产品进入陶瓷过滤机，滤液返回磨矿作业，滤饼加入循环的酸浸液，浓度保证在40％，每吨原矿先加入25Kg废铁屑搅拌均匀后，再加入浓硫酸150Kg，保证每一槽酸碱度为3，进行强搅拌浸出，搅拌浸出时间为4h，搅拌叶轮末端线速度为4.3m/s。酸浸矿浆由耐酸砂泵给入压滤机，压滤液体转入酸液储存桶，由砂泵给入酸浸作业前搅拌桶循环，滤饼由胶带或螺旋运输机，输送至造浆搅拌桶。酸浸液循环24小时后，转入提铜搅拌桶，在酸浸液中加入还原铁粉5g/L，搅拌反应4小时后，沉淀过滤烘干，得到海绵铜产品。酸浸渣滤饼早浆搅拌桶内，每吨酸浸渣中加入18Kg的石灰，调整pH值至11，矿浆浓度40％进入氰化浸出作业，每吨矿加入氰化钠3.5Kg，氰化浸出48小时。氰化后的矿浆经过压滤，获得贵液，在贵液中加入锌丝40g/L，置换出银铜精粉。
本实施例全流程的银金属总回收率为93.73％，铜金属总回收率为54.57％。
本领域的普通技术人员将会意识到，这里的实施例是为了帮助读者理解本发明的原理，应被理解为本发明的保护范围并不局限于这样的特别陈述和实施例。本领域的普通技术人员可以根据本发明公开的这些技术启示做出各种不脱离本发明实质的其它各种具体变形和组合，这些变形和组合仍然在本发明的保护范围内。

Claims (10)

1.一种从低品位含锰矿石中综合回收结合银铜的选矿方法，其特征在于，包括如下步骤：
S1：含锰矿石经破碎，磨矿后得磨矿产品；
S2：向磨矿产品中加入含铁和硫酸的酸浸液搅拌均匀得酸浸矿浆，浸出，压滤，得酸浸滤液和酸浸渣；酸浸矿浆的浓度为30～40％；酸浸矿浆的pH为2～4；铁和磨矿产品的质量比值为10～30Kg/t；
S3：S2得到的酸浸滤液作为酸浸液重复循环S2步骤至浸出20～48h后，加入2～5g/L的铁，搅拌反应，生成的沉淀过滤烘干后得海绵铜产品；
S4：S2得到的酸浸渣进行氰化浸出后压滤得氰化贵液；
S5：向氰化贵液中加入锌，置换反应即得银铜精粉；
所述低品位含锰矿石为锰结合银铜型低品位含锰矿石。
2.根据权利要求1所述选矿方法，其特征在于，S1中磨矿至磨矿产品中细度为-0.074mm占65～85％。
3.根据权利要求1所述选矿方法，其特征在于，S1中利用颚式破碎机破碎，利用球磨机磨矿。
4.根据权利要求1所述选矿方法，其特征在于，S2的磨矿产品在加入酸浸液前还包括压滤处理，压滤处理得到的滤液重复S1的磨矿操作；得到的滤饼加入酸浸液。
5.根据权利要求1所述选矿方法，其特征在于，S2中加入的硫酸为质量浓度为98％的浓硫酸，浓硫酸的加入量为60～150Kg/t。
6.根据权利要求1所述选矿方法，其特征在于，S2中浸出的方式为强搅拌浸出；强搅拌的速率为4～6m/s，浸出的时间为2～5h。
7.根据权利要求1所述选矿方法，其特征在于，S3中过滤后的滤液经中和处理后排放。
8.根据权利要求1所述选矿方法，其特征在于，S4中的氰化浸出过程为：向S2得到的酸浸渣中加入石灰，调节pH为9～11，矿浆浓度为35～35％，加入氰化钠进行氰化浸出。
9.根据权利要求8所述选矿方法，其特征在于，S4的酸浸渣中石灰的加入量为15～20Kg/t。
10.根据权利要求8所述选矿方法，其特征在于，S4中氰化钠的加入量为2～4Kg/t，氰化浸出的时间为24～48h。
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