CN113798049B - 一种含金含锑氰化尾渣综合回收方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种含金含锑氰化尾渣综合回收方法，涉及湿法冶金领域。通过选冶联合工艺，将尾渣中残余的氰根以及硫化矿物表面的氧化膜通过湿法预处理后采用浮选工艺进行金和锑的富集，选出的精矿先经湿法脱锑工艺回收锑，脱锑后的金精矿再采用火法冶炼工艺回收金。实现含金含锑氰化尾渣中的金和锑的综合回收。
Description
技术领域
本发明涉及湿法冶金领域，尤其涉及一种含金含锑氰化尾渣综合回收方法。
背景技术
目前有这样一种氰化尾渣，其含锑3%左右，含金4-10g/t，金和锑均具有回收价值，该尾渣氰化前经过细菌氧化工艺预处理，导致其硫化矿物表面均有不同程度的氧化，金多为包裹金，主要被硫化矿物及氧化矿物包裹。该尾渣若直接采用氰化提金工艺，金的回收率仅为20-30%，若采用常规浮选工艺因可浮矿物表面氧化严重又会导致分离不清，无法进行有效的富集；若直接采用火法冶炼技术（造锍捕金），虽然金元素可以有效的回收，但也存在锑元素的回收困难，且生产成本较高的问题。
发明内容
本发明的目的是提供一种含金含锑氰化尾渣综合回收方法，通过选冶联合工艺，将尾渣中残余的氰根以及硫化矿物表面的氧化膜通过湿法预处理后采用浮选工艺进行金和锑的富集，选出的精矿先经湿法脱锑工艺回收锑，脱锑后的金精矿再采用火法冶炼工艺回收金。实现含金含锑氰化尾渣中的金和锑的综合回收。
为实现上述效果，本发明公开了一种含金含锑氰化尾渣综合回收方法，用于对含锑量为2～4%、含金量为4～10g/t的氰化尾渣的锑和金的回收，包括如下步骤：
（1）尾渣再磨，将尾渣与水混合成矿浆，球磨控制至合适细度；
（2）酸预浸处理，加水调整矿浆浓度至25～35%，升温至80～85℃并调整pH为1～2后加入酒石酸，保持液体中酒石酸根基团的浓度保持在100～200g/L，搅拌反应1.5～2h后获得预处理矿浆；
（3）尾渣混合浮选，预处理矿浆过滤洗涤至滤饼pH为5～6后，加入清水二次调浆至矿浆浓度30～35%后，进行混合浮选，浮选药剂包括：活化剂硫酸铜300g/t,捕收剂乙基钠黄药100g/t，丁铵黑药50g/t,浮选采用一粗两扫一精的浮选流程，获得浮选精矿；
（4）浮选精矿脱锑，将浮选精矿制浆后通入蒸汽加热至70～80℃，向矿浆中加入硫化钠和氢氧化钠，保持矿浆溶液中硫化钠浓度80～120g/L,氢氧化钠浓度20～30g/L，搅拌反应0.5～1h，得到浸出矿浆，浸出矿浆经过压滤机进行过滤洗涤，滤渣为脱锑金精矿，滤液进入隔膜电解工序产出阴极锑；
（5）火法回收贵金属，将脱锑金精矿采用常规火法冶炼工艺回收金、银等贵金属。
进一步的，步骤（1）中尾渣再磨的粒度控制在～400目90%以上。
进一步的，步骤（2）中矿浆浓度为25～35%，步骤（3）中调成的矿浆浓度为30～35%，步骤（4）中调成的矿浆浓度为50%。
进一步的，所述步骤（2）和步骤（4）中反应时的搅拌速度为200～300r/min。
本发明的有益效果在于：
1、本发明针对含砷含锑氰化尾渣采用先湿法预处理后浮选富集最后分别回收锑和金的方法，尾渣中的锑和金可以经济有效的回收，金的综合回收率在80%以上，锑的回收率在75%以上，使尾渣资源可以得到有效的开发利用，有效的减少了资金积压。该工艺主要采用湿法工艺，生产成本较低，设备结构简单、运行平稳、适应性强。
2、本发明加入硫酸和酒石酸作为预处理剂，针对性的破除了硫铁矿和辉锑矿表面的氧化膜，使这两种载金矿物变得可浮，从而将低品位二次资源变成了高品位优质资源，为后续的冶炼提供了必要条件。
3、采用湿法脱锑工艺可以有效的回收低品位锑金混合精矿中的锑元素，实现金锑的高效分离，脱锑后的金精矿满足火法冶炼要求。
4、本发明通过选冶的有效结合，无废水和危险固废的产生，满足环保要求。
具体实施方式
为使本发明实施例的目的、技术方案和优点更加清楚，下面将结合本实施例对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述。显然，所描述的实施例是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
一种含金含锑氰化尾渣综合回收方法，包括如下步骤：
（1）尾渣再磨：将尾渣与水按质量比1:1混合制成矿浆，矿浆经泵输送至球磨机进行磨矿，磨矿后细度测试-400目92%
（2）酸浸预处理：将磨矿后的矿浆加水调整矿浆浓度至25%，通入蒸汽使矿浆温度为80℃，加入硫酸使矿浆PH=1，加入酒石酸，保持液体中酒石酸根基团的浓度保持在100g/l，搅拌转速200r/min条件下，反应1.5h，得预处理矿浆；
（3）尾渣混合浮选：将预处理矿浆经胶带过滤机过滤洗涤，使滤饼的PH=5，加入清水二次调浆后（矿浆浓度30%），经软管泵输送浮选工段进行混合浮选，浮选药剂：活化剂（硫酸铜）300g/t,捕收剂（乙基钠黄药）100g/t，丁铵黑药50g/t,浮选流程采用一粗两扫一精，浮选精矿为混合精矿进入后续脱锑工序，浮选尾矿经压滤机脱水后堆存；
（4）混合精矿脱锑：将混合精矿加入搅拌槽中并加入水调成矿浆，混合精矿与水的质量比为1:1，将矿浆通入蒸汽至温度70℃，向矿浆中加入硫化钠和氢氧化钠，保持矿浆溶液中硫化钠浓度80g/l,氢氧化钠浓度20g/l，转速200r/min条件下，反应0.5h，得到浸出矿浆，浸出矿浆经过过滤洗涤，滤渣为脱锑金精矿，滤液进入隔膜电积工序产出阴极锑；
（5）火法回收贵金属，将脱锑金精矿采用常规火法冶炼工艺回收金、银等贵金属。
实验数据：
试验原料为氰化尾渣，原料成分如表1：
表1
注：Au,Ag含量单位为g/t,其余元素含量单位为%
经过步骤（2）和步骤（3）后
结果与分析见表2：
表2
将浮选精矿经步骤（4）处理后
结果与分析见表3：
表3
回收率计算：
锑回收率=浮选回收率*浸出回收率=82.89%*91.5%=75.84%
金回收率=浮选回收率*火法冶炼回收率=90.19%*95%=85.68%
另外，步骤（5）所使用的火法冶炼回收率比较稳定一般为95%以上。最终金的综合回收率约为81.4%，在80%以上。
以上所述的实施例仅仅是对本发明的优选实施方式进行描述，并非对本发明的范围进行限定，在不脱离本发明精神的前提下，本领域普通技术人员对本发明的技术方案作出的各种变形和改进，均应落入本发明权利要求书确定的保护范围内。
Claims (4)
1.一种含金含锑氰化尾渣综合回收方法，其特征在于：用于对含锑量为2～4%、含金量为4～10g/t的氰化尾渣的锑和金的回收，包括如下步骤：
（1）尾渣再磨，将尾渣与水混合成矿浆，球磨控制至合适细度；
（2）酸预浸处理，加水调整矿浆浓度至25～35%，升温至80～85℃并调整pH为1～2后加入酒石酸，保持液体中酒石酸根基团的浓度保持在100～200g/L，搅拌反应1.5～2h后获得预处理矿浆；
（3）尾渣混合浮选，预处理矿浆过滤洗涤至滤饼pH为5～6后，加入清水二次调浆至矿浆浓度30～35%后，进行混合浮选，浮选药剂包括：活化剂硫酸铜300g/t,捕收剂乙基钠黄药100g/t，丁铵黑药50g/t,浮选采用一粗两扫一精的浮选流程，获得浮选精矿；
（4）浮选精矿脱锑，将浮选精矿制浆后通入蒸汽加热至70～80℃，向矿浆中加入硫化钠和氢氧化钠，保持矿浆溶液中硫化钠浓度80～120g/L,氢氧化钠浓度20～30g/L，搅拌反应0.5～1h，得到浸出矿浆，浸出矿浆经过压滤机进行过滤洗涤，滤渣为脱锑金精矿，滤液进入隔膜电解工序产出阴极锑；
（5）火法回收贵金属，将脱锑金精矿采用常规火法冶炼工艺回收金、银等贵金属。
2.根据权利要求1所述的一种含金含锑氰化尾渣综合回收方法，其特征在于：步骤（1）中尾渣再磨的粒度控制在～400目90%以上。
3.根据权利要求1所述的一种含金含锑氰化尾渣综合回收方法，其特征在于：步骤（2）中矿浆浓度为25～35%，步骤（3）中调成的矿浆浓度为30～35%，步骤（4）中调成的矿浆浓度为50%。
4.根据权利要求1所述的一种含金含锑氰化尾渣综合回收方法，其特征在于：所述步骤（2）和步骤（4）中反应时的搅拌速度为200～300r/min。
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