CN115505739A - 一种从氰化尾渣多元素浮选循环液回收有价元素的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明属于黄金选矿液处理技术领域,涉及一种从氰化尾渣多元素浮选循环液回收有价元素的方法,包括如下步骤:S1浓密沉淀;S2电积;S3调节pH、浓密沉淀;S4回收锌;S5回收铜;S6碳吸附。本发明采用电积、硫化沉淀和碳吸附工艺的结合,有效回收循环液中的铜、锌、金等有价元素,实现循环液循环利用;整个反应过程在弱酸性条件下进行,仅需小范围的酸碱调节,且返回氰化尾渣浮选工艺不需进行pH值调整;整个系统在常温、常压下反应,安全系数高。
Description
技术领域
本发明属于黄金选矿液处理技术领域,尤其涉及一种从氰化尾渣多元素浮选循环液回收有价元素的方法。
背景技术
在黄金生产中主要采用氰化法进行金银的提取,尽管氰化法提取金银是一种既经济又有效的方法,但氰化尾渣由于含有低含量的铜、铅、锌等有价元素,近20年来,黄金行业普遍采用浮选的方法,从中提取这些有价元素。其主要工艺是将压滤后的含水率为15wt%-20wt%的氰化尾渣利用氰化尾渣多元素浮选循环液进行调浆,然后加入硫酸调整pH值为6-7,再通过浮选工艺获得铅锌精矿;浮选铅锌的尾矿再次加入硫酸,调整pH值为5-6,再通过浮选工艺获得铜精矿;浮选铜尾矿压滤后,滤饼作为硫精矿用于制酸,滤液为氰化尾渣多元素浮选循环液,返回铅锌浮选前的氰化尾渣调浆。由于氰化尾渣压滤后含水率为15wt%-20wt%,这部分水含有0.1g/m3的黄金,长期积累,造成氰化尾渣多元素浮选循环液中的金含量达到0.4-0.5g/m3;同时,该循环液中锌的含量达到1500g/m3,铜的含量达到2000g/m3。循环液的体量大,这些有价元素不进行回收,不仅会影响生产技术指标,而且部分有价元素随着硫精矿中的水份流失。
在现有技术中,从循环液回收有价元素的工艺多是在pH>9的强碱性条件下或在pH<4的强酸性条件下进行的,但由于氰化尾渣多元素浮选工艺是在pH值为5-7的弱酸性条件下进行的,因此,若采用上述工艺,则循环液返回后需要进行大范围pH值的调节,这就会使成本升高。
发明内容
本发明针对上述的现有存在的不足,提供一种从氰化尾渣多元素浮选循环液回收有价元素的方法。
本发明解决上述技术问题的具体技术方案如下:
一种从氰化尾渣多元素浮选循环液回收有价元素的方法,包括如下步骤:
S1浓密沉淀:将氰化尾渣多元素浮选循环液进行沉降,去除循环液中的悬浮物,得溢流液一和沉降物一;
S2电积:将所述S1中沉降后的溢流液一进入电积工序,得电解后液体;
S3调节pH、浓密沉淀:将所述S2中所得的电解后液体加入石灰,调整pH值至6.5-7.5,进行沉淀,得溢流液二及沉降物二,所述沉降物二经压滤得石膏渣;
S4回收锌:将所述S3中所得的溢流液二加入硫化钠或硫氢化钠,并控制pH值为6.5-7.5进行反应;反应后的液体进行沉降,得溢流液三及沉降物三,所述沉降物三经压滤得锌精矿;
S5回收铜:将所述S4中所得的溢流液三调整pH值为6-6.5,再加入硫化钠或硫氢化钠,并控制pH值6-6.5进行反应;反应后的液体进行沉降,得溢流液四及沉降物四,所述沉降物四经压滤得铜精矿;
S6碳吸附:将所述S5中所得的溢流液四进行碳吸附,经碳吸附后返回氰化尾渣浮选工艺。
采用以上技术特征具有如下技术效果:
经过步骤S2后,所述S2中电积工序的阴极板附着物为铜精矿,所述铜精矿中的铜含量为70wt%-80wt%,金含量为500g/t-1000g/t;其电解后液体中铜的含量可降低至400g/m3-600g/m3,锌的含量降低至200g/m3-400g/m3,金含量降低至0.08g/m3-0.2g/m3;在所述S3中,是通过加入石灰,而不是氢氧化钠等强碱进行pH调节,因石灰中的钙离子溶解度低,可与液体中的硫酸根离子沉淀形成石膏,这样可以不带入其他阳离子;经过步骤S4后,溢流液三中锌的含量可降低至10g/m3以下,获得的锌精矿中的锌含量为50wt%-60wt%;经过步骤S5后,循环液溢流液四中铜的含量可降低至10g/m3以下,获得铜精矿中的铜含量为50wt%-60wt%;经过步骤S6碳吸附后,未检出循环液中金的含量;在实现有价元素的综合回收后的同时,也可实现循环液循环利用的目的。
进一步地,所述氰化尾渣多元素浮选循环液的pH值为5-6。
进一步地,所述S1、S3、S4和S5中的沉降是在浓密机中进行沉降。
进一步地,所述S2中的电积工序的电解时间为1.5-3小时。
进一步地,所述S2中的电积工序是在电积反应槽中进行,所述电积反应槽为密闭装置。
进一步地,所述S4中的反应在锌反应槽中进行,所述锌反应槽为密闭装置。
进一步地,所述S5中的反应在铜反应槽中进行,所述铜反应槽为密闭装置。
进一步地,所述S4和S5中产生的气体采用集气装置进行回收处理。
本发明的有益效果为:
(1)本发明采用电积、硫化沉淀和碳吸附工艺的结合,有效的回收循环液中的铜、锌、金等有价元素,其回收率达到99%;
(2)本发明在整个反应过程的pH值控制在6-7.5,是在弱酸性条件下进行的,仅需小范围的酸碱调节,且处理后液体的pH值在6-6.5,则返回氰化尾渣浮选工艺不需要进行pH值的调整;
(3)本发明采用电积和硫化沉淀回收得到的铜精矿和锌精矿中铜和锌的含量高,可直接用于有色金属冶炼,且电积阴极板铜渣中金的含量达到500g/t-1000g/t,实现了有价元素铜、锌、金的综合回收;
(4)本发明的整个系统在常温、常压下反应,安全系数高,电积反应槽、铜反应槽、锌反应槽均密闭设计,且采用集气装置进行回收处理,无对外排放废气、废水,符合国家环保政策。
(5)本发明在实现有价元素的综合回收后的同时,也可实现循环液循环利用的目的。
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:
一种从氰化尾渣多元素浮选循环液回收有价元素的方法,包括如下步骤:
S1浓密沉淀:将500m3的氰化尾渣多元素浮选循环液输送至单层浓密机进行自然沉降,去除循环液中的悬浮物,浓密机溢流液一进入步骤S2;
所述氰化尾渣多元素浮选循环液pH值为5.5,其中铜的含量为2130g/m3,锌的含量为1480g/m3,金的含量为0.48g/m3;
S2电积:将所述S1中沉降后的溢流液一进入电积工序,电解时间为2小时,得电解后液体;
经步骤S2后,所述电积工序阴极板附着物为铜精矿,其中铜的含量为81.34wt%,金的含量782.55g/t;其循环液电解后液体中铜的含量由2130g/m3降低至383g/m3,锌的含量由1480g/m3降低至214g/m3,金的含量由0.48g/m3降低至0.12g/m3。
S3调节pH、浓密沉淀:将所述S2中所得的电解后液体加入石灰,对pH值进行调节,调整pH值至7,输送至单层浓密机进行沉淀,得溢流液二,浓密机底流经压滤机压滤后得石膏渣;
S4回收锌:将所述S3中浓密机溢流二液进入锌反应槽,加入硫化钠,并控制pH值为7进行反应;反应后的液体输入至浓密机进行沉降,得溢流液三,浓密机底流进入压滤机压滤后得锌精矿,其中锌的含量为56.78wt%;溢流液三中锌的含量由214g/m3降低至9g/m3,铜的含量由383g/m3降低至356g/m3,金的含量无明显变化;
S5回收铜:将所述S4中所得的溢流液三进入铜反应槽,调整pH值为6.5,再加入硫化钠,并控制pH值6-6.5进行反应;反应后的液体输入至浓密机进行沉降,得溢流液四,浓密机底流进入压滤机压滤后得铜精矿,其中铜的含量为52.14wt%,溢流液四中铜的含量由356g/m3降低至3g/m3,金的含量无明显变化;
S6碳吸附:将所述S5中所得的溢流液四进入碳吸附装置,经碳吸附后,直接返回氰化尾渣浮选工艺,经过步骤S6碳吸附后,未检出循环液中金的含量,实现循环液循环利用。
本实施例中回收循环液中的铜、锌、金等有价元素的回收率为99.67%。
实施例2:
一种从氰化尾渣多元素浮选循环液回收有价元素的方法,包括如下步骤:
S1浓密沉淀:将400m3的氰化尾渣多元素浮选循环液输送至单层浓密机进行自然沉降,去除循环液中的悬浮物,浓密机溢流液一进入步骤S2;
所述氰化尾渣多元素浮选循环液pH值为5.6,其中铜的含量为2057g/m3,锌的含量为1512g/m3,金的含量为0.53g/m3;
S2电积:将所述S1中沉降后的溢流液进入电积工序,电解时间为2小时,得电解后液体;
经步骤S2后,所述电积工序阴极板附着物为铜精矿,其中铜的含量为79.35wt%,金的含量624.43g/t;其循环液电解后液体中铜的含量由2057g/m3降低至553g/m3,锌的含量由1512g/m3降低至385g/m3,金的含量由0.53g/m3降低至0.15g/m3。
S3调节pH、浓密沉淀:将所述S2中所得的电解后液体加入石灰,对pH值进行调节,调整pH值至6.8,输送至单层浓密机进行沉淀,得溢流液二,浓密机底流经压滤机压滤后得石膏渣;
S4回收锌:将所述S3中浓密机溢流液二进入锌反应槽,加入硫化钠,并控制pH值为6.5-7进行反应;反应后的液体输入至浓密机进行沉降,得溢流液三,浓密机底流进入压滤机压滤后得锌精矿,其中锌的含量为51.88wt%;溢流液三中锌的含量由385g/m3降低至5g/m3,铜的含量由553g/m3降低至493g/m3,金的含量无明显变化;
S5回收铜:将所述S4中所得的溢流液进入铜反应槽,调整pH值为6,再加入硫化钠,并控制pH值6-6.5进行反应;反应后的液体输入至浓密机进行沉降,得溢流液四,浓密机底流进入压滤机压滤后得铜精矿,其中铜的含量为58.23wt%,溢流液四中铜的含量由493g/m3降低至4g/m3,金的含量无明显变化;
S6碳吸附:将所述S5中所得的溢流液四进入碳吸附装置,经碳吸附后,直接返回氰化尾渣浮选工艺,经过步骤S6碳吸附后,“未检出”循环液中金的含量,实现循环液循环利用。
本实施例中回收循环液中的铜、锌、金等有价元素的回收率为99.75%。
实施例3:
一种从氰化尾渣多元素浮选循环液回收有价元素的方法,包括如下步骤:
S1浓密沉淀:将700m3的氰化尾渣多元素浮选循环液输送至单层浓密机进行自然沉降,去除循环液中的悬浮物,浓密机溢流液一进入步骤S2;
所述氰化尾渣多元素浮选循环液pH值为5.7,其中铜的含量为1976g/m3,锌的含量为1545g/m3,金的含量为0.45g/m3;
S2电积:将所述S1中沉降后的溢流液进入电积工序,电解时间为2小时,得电解后液体;
经步骤S2后,所述电积工序阴极板附着物为铜精矿,其中铜的含量为83.47wt%,金的含量623.44g/t;其循环液电解后液体中铜的含量由1976g/m3降低至587g/m3,锌的含量由1545g/m3降低至378g/m3,金的含量由0.45g/m3降低至0.17g/m3。
S3调节pH、浓密沉淀:将所述S2中所得的电解后液体加入石灰,对pH值进行调节,调整pH值至7,输送至单层浓密机进行沉淀,得溢流液二,浓密机底流经压滤机压滤后得石膏渣;
S4回收锌:将所述S3中溢流液二进入锌反应槽,加入硫氢化钠,并控制pH值为6.5-7.5进行反应;反应后的液体输入至浓密机进行沉降,得溢流液三,浓密机底流进入压滤机压滤后得锌精矿,其中锌的含量为50.23wt%;溢流液三中锌的含量由378g/m3降低至8g/m3,铜的含量由587g/m3降低至544g/m3,金的含量无明显变化;
S5回收铜:将所述S4中所得的溢流液三进入铜反应槽,调整pH值为6,再加入硫氢化钠,并控制pH值6-6.5进行反应;反应后的液体输入至浓密机进行沉降,得溢流液四,浓密机底流进入压滤机压滤后得铜精矿,其中铜的含量为53.27wt%,循环液流液四中铜的含量由544g/m3降低至4g/m3,金的含量无明显变化;
S6碳吸附:将所述S5中所得的溢流液四进入碳吸附装置,经碳吸附后,直接返回氰化尾渣浮选工艺,经过步骤S6碳吸附后,“未检出”循环液中金的含量,实现循环液循环利用。
本实施例中回收循环液中的铜、锌、金等有价元素的回收率为99.66%。
以上实施例中的电积反应槽、铜反应槽、锌反应槽均密闭设计,且采用集气装置进行回收处理,无对外排放废气、废水,符合国家环保政策。
通过以上实施例可以看出,本发明采用电积、硫化沉淀和碳吸附工艺结合,可有效的回收循环液中的铜、锌、金等有价元素,其回收率达到99%以上。最终,经步骤S2得到的电积工序中阴极板附着的铜精矿中的铜含量为70wt%-80wt%,金含量为500g/t-1000g/t;采用电积和硫化沉淀回收得到的铜精矿和锌精矿中,铜精矿的铜含量为50wt%-60wt%,锌精矿的锌含量为50wt%-60wt%,铜和锌的含量高,可直接用于有色金属冶炼,实现有价元素的综合回收。循环液中锌的含量可降低至10g/m3以下,循环液中铜的含量可降低至10g/m3以下,经过步骤S6碳吸附后,未检出循环液中金的含量;同时,也可实现循环液循环利用的目的。
而且,本发明在整个反应过程的pH值控制在6-7.5,是在弱酸性条件下进行的,仅需小范围的酸碱调节,且处理后液体的pH值在6-6.5,则返回氰化尾渣浮选工艺不需要进行pH值的调整;本发明的整个系统在常温、常压下反应,安全系数高,电积反应槽、铜反应槽、锌反应槽均密闭设计,且采用集气装置进行回收处理,无对外排放废气、废水,符合国家环保政策。
由此可见,本发明从氰化尾渣多元素浮选循环液回收有价元素的方法,具有显著的效果。
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 (8)
1.一种从氰化尾渣多元素浮选循环液回收有价元素的方法,其特征在于,包括如下步骤:
S1浓密沉淀:将氰化尾渣多元素浮选循环液进行沉降,去除循环液中的悬浮物,得溢流液一和沉降物一;
S2电积:将所述S1中沉降后的溢流液一进入电积工序,得电解后液体;
S3调节pH、浓密沉淀:将所述S2中所得的电解后液体加入石灰,调整pH值至6.5-7.5,进行沉淀,得溢流液二及沉降物二,所述沉降物二经压滤得石膏渣;
S4回收锌:将所述S3中所得的溢流液二加入硫化钠或硫氢化钠,并控制pH值为6.5-7.5进行反应;反应后的液体进行沉降,得溢流液三及沉降物三,所述沉降物三经压滤得锌精矿;
S5回收铜:将所述S4中所得的溢流液三调整pH值为6-6.5,再加入硫化钠或硫氢化钠,并控制pH值6-6.5进行反应;反应后的液体进行沉降,得溢流液四及沉降物四,所述沉降物四经压滤得铜精矿;
S6碳吸附:将所述S5中所得的溢流液四进行碳吸附,经碳吸附后返回氰化尾渣浮选工艺。
2.根据权利要求1所述的从氰化尾渣多元素浮选循环液回收有价元素的方法,其特征在于,所述氰化尾渣多元素浮选循环液的pH值为5-6。
3.根据权利要求1所述的从氰化尾渣多元素浮选循环液回收有价元素的方法,其特征在于,所述S1、S3、S4和S5中的沉降是在浓密机中进行。
4.根据权利要求1所述的从氰化尾渣多元素浮选循环液回收有价元素的方法,其特征在于,所述S2中的电积工序的电解时间为1.5-3小时。
5.根据权利要求4所述的从氰化尾渣多元素浮选循环液回收有价元素的方法,其特征在于,所述S2中的电积工序是在电积反应槽中进行,所述电积反应槽为密闭装置。
6.根据权利要求1所述的从氰化尾渣多元素浮选循环液回收有价元素的方法,其特征在于,所述S4中的反应在锌反应槽中进行,所述锌反应槽为密闭装置。
7.根据权利要求1所述的从氰化尾渣多元素浮选循环液回收有价元素的方法,其特征在于,所述S5中的反应在铜反应槽中进行,所述铜反应槽为密闭装置。
8.根据权利要求1所述的从氰化尾渣多元素浮选循环液回收有价元素的方法,其特征在于,所述S4和S5中产生的气体采用集气装置进行回收处理。
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Citations (9)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4053305A (en) * | 1976-10-15 | 1977-10-11 | The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior | Recovery of copper and silver from sulfide concentrates |
CN101008090A (zh) * | 2006-12-27 | 2007-08-01 | 清华大学 | 从含氰废水中回收铜以及相应的废水处置方法 |
US20110089045A1 (en) * | 2008-04-11 | 2011-04-21 | Francois Cardarelli | Electrochemical process for the recovery of metallic iron and sulfuric acid values from iron-rich sulfate wastes, mining residues and pickling liquors |
CN105457742A (zh) * | 2015-11-11 | 2016-04-06 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 高砷含铜难处理金矿选冶方法 |
CN107034359A (zh) * | 2017-04-28 | 2017-08-11 | 山东国大黄金股份有限公司 | 一种利用含氰废水回收中和废渣中有价金属的方法 |
CN108866335A (zh) * | 2018-07-24 | 2018-11-23 | 山东国大黄金股份有限公司 | 一种从金精矿的酸浸液中有效回收铜和锌的方法 |
CN109112304A (zh) * | 2017-06-22 | 2019-01-01 | 生命地带有限公司 | 一种提取贵、贱、稀有元素的湿法冶金处理方法 |
CN109881022A (zh) * | 2019-01-30 | 2019-06-14 | 东北大学 | 一种含氰贫液全流程绿色循环利用的方法 |
CN111762927A (zh) * | 2020-06-15 | 2020-10-13 | 唐山周行科技发展有限公司 | 一种高酸度化工含汞废酸液联合脱汞的方法和装置 |
-
2022
- 2022-09-14 CN CN202211115968.XA patent/CN115505739B/zh active Active
Patent Citations (9)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US4053305A (en) * | 1976-10-15 | 1977-10-11 | The United States Of America As Represented By The Secretary Of The Interior | Recovery of copper and silver from sulfide concentrates |
CN101008090A (zh) * | 2006-12-27 | 2007-08-01 | 清华大学 | 从含氰废水中回收铜以及相应的废水处置方法 |
US20110089045A1 (en) * | 2008-04-11 | 2011-04-21 | Francois Cardarelli | Electrochemical process for the recovery of metallic iron and sulfuric acid values from iron-rich sulfate wastes, mining residues and pickling liquors |
CN105457742A (zh) * | 2015-11-11 | 2016-04-06 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 高砷含铜难处理金矿选冶方法 |
CN107034359A (zh) * | 2017-04-28 | 2017-08-11 | 山东国大黄金股份有限公司 | 一种利用含氰废水回收中和废渣中有价金属的方法 |
CN109112304A (zh) * | 2017-06-22 | 2019-01-01 | 生命地带有限公司 | 一种提取贵、贱、稀有元素的湿法冶金处理方法 |
CN108866335A (zh) * | 2018-07-24 | 2018-11-23 | 山东国大黄金股份有限公司 | 一种从金精矿的酸浸液中有效回收铜和锌的方法 |
CN109881022A (zh) * | 2019-01-30 | 2019-06-14 | 东北大学 | 一种含氰贫液全流程绿色循环利用的方法 |
CN111762927A (zh) * | 2020-06-15 | 2020-10-13 | 唐山周行科技发展有限公司 | 一种高酸度化工含汞废酸液联合脱汞的方法和装置 |
Non-Patent Citations (1)
Title |
---|
丘学民;陈国宝;张勤;杨洪英;: "从超细粒高铅锌氰化尾渣中浮选回收有价金属的试验研究", 黄金科学技术, no. 06, pages 65 - 71 * |
Also Published As
Publication number | Publication date |
---|---|
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