CN114381611A - 一种从硫精矿氰化尾渣选铜后液中综合回收铜金的方法 - Google Patents

一种从硫精矿氰化尾渣选铜后液中综合回收铜金的方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种从硫精矿氰化尾渣选铜后液中综合回收铜金的方法，包括如下步骤：步骤1硫精矿氰化提金，步骤2氰化尾渣浮选铜精矿，步骤3选铜后液综合回收金铜，步骤4滤液循环利用。本发明的方法使金的回收率在90.00‑92.50％，铜的回收率在98.00‑99.00％，不仅能有效回收金铜、提高了资源综合利用效率；还实现了选铜后液的全部循环利用，解决了生产工艺繁琐、复杂、流程长的问题；也大大的降低了对周围环境的污染；最终提高了企业的经济效益。

Description

一种从硫精矿氰化尾渣选铜后液中综合回收铜金的方法
技术领域
本发明属于黄金冶炼和化工行业浮选铜精矿废液处理技术领域，尤其涉及一种从硫精矿氰化尾渣选铜后液中综合回收铜金的方法。
背景技术
近年来，在黄金冶炼行业，对直接氰化提金尾矿采用浮选工艺来得到硫精矿，硫精矿含金2g/t、含银10g/t，含铜0.5wt％、含铅0.3wt％、含锌0.3wt％，为了对其中有价金属进行综合回收，通常采用氰化提金工艺与浮选工艺联合处理，其中浮选铜精矿时得到的选铜后液，金的含量为0.3-0.4g/m3，铜的含量为3.0-6.0g/L，其排放量大，因而价值较大，使得对选铜后液金铜的综合回收，十分必要。
CN102430482B公开了一种从氰化提金尾渣选铜后液中综合回收铜金银的方法，通过对氰化提金尾渣采用预先浮选回收铅精矿，选铅尾矿采用浮选工艺回收铜精矿，过程中产出的含金、含铜的选铜后液采用酸化法处理回收铜，回收铜后含金液采用炭吸附技术回收金，该项发明专利存在将选铜后液进行硫酸酸化PH＝3-4，能够造成选铜后液中氰根分解破坏，易形成氰化氢气体挥发，造成影响作业环境的问题；同时由于酸化后回收金、铜的液体，难以返回生产系统直接使用，必须进行有效处理后方可循环利用，造成生产工艺繁琐、复杂、流程长的问题。
CN104498732B公开了一种利用含氰废液处理难选含铜矿物的方法，通过利用含氰废液作为难选含铜矿物的调浆用水，经磨矿-调浆-除氰活化，采用一次粗选二次扫选二次精选流程，将难选铜矿富集得到10.50-15.0％铜精矿，铜回收率达85％以上的高回收率，该项发明专利利用过程中采用含氰废液作为选铜系统液，通过添加焦亚硫酸钠与双氧水作为铜矿物的活化剂，硫酸作为PH值的调整剂，没有提及选铜系统液中金银铜等有价金属的回收内容。
因此，截止目前，还未出现一种能有效回收选铜后液中的金、铜，并实现循环利用的方法。
发明内容
本发明针对上述的现有技术存在的不足，提供一种从硫精矿氰化尾渣选铜后液中综合回收铜金的方法，以解决有效回收选铜后液中的金、银、铜，并实现循环利用的技术问题。
本发明具体的技术方案如下：
一种从硫精矿氰化尾渣选铜后液中综合回收铜金的方法，包括如下步骤：
步骤1硫精矿氰化提金：
将硫精矿采用采用PH＝9-9.5的氰化系统液调浆，调浆后加入氰化钠，在空气搅拌浸出槽进行氰化浸出，氰化浸出后进行过滤，滤液采用锌粉置换工艺回收金银，滤饼即为硫精矿氰化尾渣；
步骤2氰化尾渣浮选铜精矿：
将步骤1得到的硫精矿氰化尾渣加入步骤4处理后返回的选铜后液处理系统液进行调浆，然后向矿浆中加入焦亚硫酸钠，调整矿浆的PH为7.5-8.5，再向矿浆中加入丁基黄药作捕收剂，进行闭路浮选，经一级粗选、二级闭路扫选、二级闭路精选、压滤得到铜精矿和选铜后液，铜精矿经过铜冶炼系统回收生产电解铜，选铜后液进行下一步处理；
步骤3选铜后液综合回收金铜：
选铜后液先后进入二级搅拌处理槽，在一级搅拌槽中缓慢加入草酸，搅拌；在二级搅拌槽中缓慢加入硼氢化钠、硼氢化钾、明矾，搅拌；搅拌后过滤，得滤液和滤饼，滤饼经金精矿焙烧氰化工艺综合回收产出电解铜、金产品，滤液进入下一步处理；
步骤4滤液循环利用：
将步骤3所得的滤液，添加亚硫酸钠、碳酸钠，调整至PH＝7.5-8.5，处理后得选铜后液处理系统液，用泵入输送至氰化尾渣浮选铜精矿系统。
本发明采用上述技术特征具有如下技术效果：
采用上述方法使金的回收率在90.00-92.50wt％，铜的回收率在98.00-99.00％，不仅能有效回收金铜、提高了资源综合利用效率，实现了选铜后液的全部循环利用，大大的降低了对周围环境的污染。
本技术方案还可以做如下优化：
进一步地，步骤1中的调浆矿浆浓度60-65wt％，氰化钠浓度0.10-0.15wt％；
进一步地，步骤1中空气搅拌中空气量为30-40m3/h，搅拌10-12小时；
进一步地，步骤2中的调浆矿浆浓度30-35wt％；
进一步地，步骤2中加入焦亚硫酸钠的量为1-2kg/t，加入丁基黄药捕收剂的量为0.003-0.005wt％；
采用此进一步技术特征具有如下技术效果：焦亚硫酸钠的作用为分解脱除一定量的氰化钠，同时改善被氰化物抑制的铜矿物，提高铜矿物的活性。
进一步地，步骤3中加入草酸的量为2-4kg/m3，加入草酸后的搅拌时间为2-4小时；
采用此进一步技术特征具有如下技术效果：草酸加入的目的是脱除选铜后液中的钙镁等部分杂质，同时微调整PH值，改变系统液的性质。
进一步地，步骤3中加入硼氢化钠的量为1-2kg/t，加入硼氢化钾的量为1-2kg/m3，加入明矾的量为3-5kg/m3，加入明矾后的搅拌时间为2-4小时；
采用此进一步技术特征具有如下技术效果：硼氢化钠、硼氢化钾具有较强的还原性，提高铜氰络离子、金氰络离子的还原沉淀效果；明矾作为一种絮凝沉淀反应剂，同时起到共沉淀和吸附固体微粒物的作用。
进一步地，步骤4中加入亚硫酸钠的量为1-2kg/m3、加入碳酸钠的量为3-5kg/m3；
采用此进一步技术特征具有如下技术效果：两种化学试剂的配用，保障了系统液的稳定，亚硫酸钠同时具有抑制硫铁矿矿物、活化铜矿物的作用，提高铜矿物的可浮性，提高铜矿物浮选效果。
本发明提供的一种从硫精矿氰化尾渣选铜后液中综合回收铜金的方法，使金的回收率在90.00-92.50％，铜的回收率在98.00-99.00％，不仅能有效回收金铜、提高了资源综合利用效率；还实现了选铜后液的全部循环利用，解决了生产工艺繁琐、复杂、流程长的问题；也大大的降低了对周围环境的污染；最终提高了企业的经济效益。
具体实施方式
以下结合实例对本发明的原理和特征进行描述，所举实例只用于解释本发明，并非用于限定本发明的范围。
实施例1：
一种从硫精矿氰化尾渣选铜后液中综合回收铜金的方法，包括如下步骤：
步骤1硫精矿氰化提金：
将含金2g/t、含银10g/t，含铜0.7wt％、含铅0.3wt％、含锌0.3wt％的硫精矿采用PH＝9.0的氰化系统液调浆，调浆矿浆浓度60wt％；调浆后进入氰化浸出搅拌槽，氰化钠浓度0.10wt％，空气量为30m3/h，搅拌10小时；搅拌后进入新型高压吹风洗涤压滤机，滤液采用锌粉置换工艺回收金银，滤饼即为硫精矿氰化尾渣，氰化尾渣含金1.3g/t、含银3g/t、含铜0.5wt％、含铅0.3wt％、含锌0.3wt％；
步骤2氰化尾渣浮选铜精矿：
将步骤1浮选得到的硫精矿氰化尾渣投入浮选机内，加入步骤4处理后返回的选铜后液处理系统液进行调浆，得到浓度为30wt％的矿浆，然后向矿浆中加入焦亚硫酸钠1.0kg/t，将矿浆的PH调整到7.5，再向矿浆中加入0.003wt％的丁基黄药作捕收剂，进行闭路浮选，经一级粗选、二级闭路扫选、二级闭路精选、压滤得到铜精矿和选铜后液，铜精矿含铜5.0wt％，含铅3.0wt％，含锌3.0wt％，铜精矿经过铜冶炼系统回收生产电解铜，选铜后液含金0.3g/m3，含铜3.0g/l，进行下一步处理；
步骤3选铜后液综合回收金铜：
选铜后液先后进入二级搅拌处理槽，在一级搅拌槽中缓慢加入草酸，草酸加入量为2kg/m3，搅拌2小时；在二级搅拌槽中缓慢加入硼氢化钠、硼氢化钾、明矾，硼氢化钠加入量1.0kg/t，硼氢化钾加入量1.0kg/m3，明矾加入量为3.0kg/m3，搅拌2小时；搅拌后含有沉淀物的料浆经过过滤，得滤液和滤饼，滤饼含铜量为10wt％，含金10g/t，将滤饼返回金精矿焙烧氰化工艺综合回收产出电解铜、黄金产品；滤液含金0.01g/m3，含铜0.01g/L，进入下一步处理；
步骤4滤液循环利用：
将步骤3所得的滤液，采用添加亚硫酸钠1kg/m3、碳酸钠3kg/m3调整至PH＝7.5，用泵入输送至氰化尾渣浮选铜精矿系统，使选铜后液得到全部闭路循环利用。
最终得到的金的回收率为90.00％，铜的回收率为98.00％。
实施例2：
一种从硫精矿氰化尾渣选铜后液中综合回收铜金的方法，包括如下步骤：
步骤1硫精矿氰化提金：
将含金2g/t、含银10g/t，含铜0.7wt％、含铅0.3wt％、含锌0.3wt％的硫精矿采用PH＝9.25的氰化系统液调浆，调浆矿浆浓度62.5wt％；调浆后进入氰化浸出搅拌槽，氰化钠浓度0.13wt％，空气量为35m3/h，搅拌11小时；搅拌后进入新型高压吹风洗涤压滤机，滤液采用锌粉置换工艺回收金银，滤饼即为硫精矿氰化尾渣，氰化尾渣含金1.3g/t、含银3g/t、含铜0.5wt％、含铅0.3wt％、含锌0.3wt％；
步骤2氰化尾渣浮选铜精矿：
将步骤1浮选得到的硫精矿氰化尾渣投入浮选机内，加入步骤4处理后返回的选铜后液处理系统液进行调浆，得到浓度为33wt％的矿浆，然后向矿浆中加入焦亚硫酸钠1.5kg/t，将矿浆的PH调整到8.0，再向矿浆中加入0.004wt％的丁基黄药作捕收剂，进行闭路浮选，经一级粗选、二级闭路扫选、二级闭路精选、压滤得到铜精矿和选铜后液，铜精矿含铜7.5wt％，含铅4.0wt％，含锌4.0wt％，铜精矿经过铜冶炼系统回收生产电解铜，选铜后液含金0.35g/m3，含铜4.50g/l，进行下一步处理；
步骤3选铜后液综合回收金铜：
选铜后液先后进入二级搅拌处理槽，在一级搅拌槽中缓慢加入草酸，草酸加入量为3kg/m3，搅拌3小时；在二级搅拌槽中缓慢加入硼氢化钠、硼氢化钾、明矾，硼氢化钠加入量1.5kg/t，硼氢化钾加入量1.5kg/m3，明矾加入量为4.5kg/m3，搅拌3小时；搅拌后含有沉淀物的料浆经过过滤，得滤液和滤饼，滤饼含铜量为15wt％，含金15g/t，将滤饼返回金精矿焙烧氰化工艺综合回收产出电解铜、黄金产品；滤液含金0.02g/m3，含铜0.02g/L，进入下一步处理；
步骤4滤液循环利用：
将步骤3所得的滤液，采用添加亚硫酸钠、碳酸钠调整至PH＝8.0，用泵入输送至氰化尾渣浮选铜精矿系统，使选铜后液得到全部闭路循环利用。
最终得到的金的回收率为91.00％，铜的回收率为98.00％。
实施例3：
一种从硫精矿氰化尾渣选铜后液中综合回收铜金的方法，包括如下步骤：
步骤1硫精矿氰化提金：
将含金2g/t、含银10g/t，含铜0.7wt％、含铅0.3wt％、含锌0.3wt％的硫精矿采用PH＝9.5的氰化系统液调浆，调浆矿浆浓度65wt％；调浆后进入氰化浸出搅拌槽，氰化钠浓度0.15wt％，空气量为40m3/h，搅拌12小时；搅拌后进入新型高压吹风洗涤压滤机，滤液采用锌粉置换工艺回收金银，滤饼即为硫精矿氰化尾渣，氰化尾渣含金1.3g/t、含银3g/t、含铜0.5wt％、含铅0.3wt％、含锌0.3wt％；
步骤2氰化尾渣浮选铜精矿：
将步骤1浮选得到的硫精矿氰化尾渣投入浮选机内，加入步骤4处理后返回的选铜后液处理系统液进行调浆，得到浓度为35wt％的矿浆，然后向矿浆中加入焦亚硫酸钠2kg/t，将矿浆的PH调整到8.5，再向矿浆中加入0.005wt％的丁基黄药作捕收剂，进行闭路浮选，经一级粗选、二级闭路扫选、二级闭路精选、压滤得到铜精矿和选铜后液，铜精矿含铜9.9wt％，含铅5.0wt％，含锌5.0wt％，铜精矿经过铜冶炼系统回收生产电解铜，选铜后液含金0.4g/m3，含铜6.0g/l，进行下一步处理；
步骤3选铜后液综合回收金铜：
选铜后液先后进入二级搅拌处理槽，在一级搅拌槽中缓慢加入草酸，草酸加入量为4kg/m3，搅拌4小时；在二级搅拌槽中缓慢加入硼氢化钠、硼氢化钾、明矾，硼氢化钠加入量2kg/t，硼氢化钾加入量2kg/m3，明矾加入量为5kg/m3，搅拌4小时；搅拌后含有沉淀物的料浆经过过滤，得滤液和滤饼，滤饼含铜量为20wt％，含金20g/t，将滤饼返回金精矿焙烧氰化工艺综合回收产出电解铜、黄金产品；滤液含金0.03g/m3，含铜0.03g/L，进入下一步处理；
步骤4滤液循环利用：
将步骤3所得的滤液，采用添加亚硫酸钠2kg/m3、碳酸钠5kg/m3调整至PH＝8.5，用泵入输送至氰化尾渣浮选铜精矿系统，使选铜后液得到全部闭路循环利用。
最终得到的金的回收率为92.00％，铜的回收率为99.00％。
综上所述，本发明提供的一种从硫精矿氰化尾渣选铜后液中综合回收铜金的方法，使金的回收率在90.00-92.50％，铜的回收率在98.00-99.00％，不仅能有效回收金铜、提高了资源综合利用效率；还实现了选铜后液的全部循环利用，解决了生产工艺繁琐、复杂、流程长的问题；也大大的降低了对周围环境的污染；最终提高了企业的经济效益。
可以理解，本发明是通过一些实施例进行描述的，本领域技术人员知悉的，在不脱离本发明的精神和范围的情况下，可以对这些特征和实施例进行各种改变或等效替换。另外，在本发明的教导下，可以对这些特征和实施例进行修改以适应具体的情况及材料而不会脱离本发明的精神和范围。因此，本发明不受此处所公开的具体实施例的限制，所有落入本申请的权利要求范围内的实施例都属于本发明所保护的范围内。

Claims (9)

1.一种从硫精矿氰化尾渣选铜后液中综合回收铜金的方法，其特征在于，包括如下步骤：
步骤1硫精矿氰化提金：将硫精矿采用采用PH＝9-9.5的氰化系统液调浆，调浆后加入氰化钠，空气搅拌氰化浸出，氰化浸出后进行过滤，滤液采用锌粉置换工艺回收金银，滤饼即为硫精矿氰化尾渣；
步骤2氰化尾渣浮选铜精矿：将步骤1得到的硫精矿氰化尾渣加入步骤4处理后返回的选铜后液处理系统液进行调浆，然后向矿浆中加入焦亚硫酸钠，调整矿浆的PH为7.5-8.5，再向矿浆中加入丁基黄药作捕收剂，进行闭路浮选，经一级粗选、二级闭路扫选、二级闭路精选、压滤得到铜精矿和选铜后液，铜精矿经过铜冶炼系统回收生产电解铜，选铜后液进行下一步处理；
步骤3选铜后液综合回收金铜：选铜后液先后进入二级搅拌处理槽，在一级搅拌槽中缓慢加入草酸，搅拌；在二级搅拌槽中缓慢加入硼氢化钠、硼氢化钾、明矾，搅拌；搅拌后过滤，得滤液和滤饼，滤饼经金精矿焙烧氰化工艺综合回收产出电解铜、金产品，滤液进入下一步处理；
步骤4滤液循环利用：将步骤3所得的滤液，添加亚硫酸钠、碳酸钠，调整至PH＝7.5-8.5，处理后得选铜后液处理系统液，用泵入输送至氰化尾渣浮选铜精矿系统。
2.根据权利要求1所述的从硫精矿氰化尾渣选铜后液中综合回收铜金的方法，其特征在于，所述步骤1中调浆后矿浆浓度为60-65wt％。
3.根据权利要求1或2所述的从硫精矿氰化尾渣选铜后液中综合回收铜金的方法，其特征在于，所述步骤1中氰化钠浓度为0.10-0.15wt％。
4.根据权利要求3所述的从硫精矿氰化尾渣选铜后液中综合回收铜金的方法，其特征在于，所述步骤1中空气搅拌中空气量为30-40m3/h，搅拌10-12小时。
5.根据权利要求2所述的从硫精矿氰化尾渣选铜后液中综合回收铜金的方法，其特征在于，所述步骤2中的调浆后矿浆浓度为30-35wt％。
6.根据权利要求4所述的从硫精矿氰化尾渣选铜后液中综合回收铜金的方法，其特征在于，所述步骤2中加入焦亚硫酸钠的量为1-2kg/t，加入丁基黄药捕收剂的量为0.003-0.005wt％。
7.根据权利要求5所述的从硫精矿氰化尾渣选铜后液中综合回收铜金的方法，其特征在于，所述步骤3中加入草酸的量为2-4kg/m3，加入草酸后的搅拌时间为2-4小时。
8.根据权利要求6所述的从硫精矿氰化尾渣选铜后液中综合回收铜金的方法，其特征在于，所述步骤3中加入硼氢化钠的量为1-2kg/t，加入硼氢化钾的量为1-2kg/m3，加入明矾的量为3-5kg/m3，加入明矾后的搅拌时间为2-4小时。
9.根据权利要求8所述的从硫精矿氰化尾渣选铜后液中综合回收铜金的方法，其特征在于，所述步骤4中加入亚硫酸钠的量为1-2kg/m3、加入碳酸钠的量为3-5kg/m3。
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