专利名称：一种闭路循环高效综合回收金精矿多元素的方法
技术领域：
本发明贵金属、有 色金属冶金化工技术领域，特别涉及一种闭路循环高效综合回收金精矿多元素的方法。
背景技术：
含铜、硫、砷、碳、银、金精矿属于难处理的金精矿，金赋存于在硫化铁矿物、黄铜矿物、毒砂、碳酸盐矿物、有机碳等矿物中，由于金的赋存状态复杂，金颗粒被矿物包裹封闭，采用常规氰化工艺处理，碳质物能够不同程度的从氰化物溶液中吸附金的络合物，在金的表面形成各种化合物的保护层，金银的回收率很低，一般在10-50%之间，特别是当含碳量较高时，金银的回收率几乎为零，采用普通的一段焙烧氰化提金方法时，砷化物以砷酸盐的形式存在，砷酸盐会包裹金银等贵金属，不仅金银的回收率很低，而且还会产生氧化砷等有剧毒气体，使生产难以进行；采用两段焙烧氰化提金方法，虽然能够有效利用矿物中的硫元素，生产制取硫酸，砷元素转变生产固体三氧化二砷产品得到回收，但仍由于沸腾焙烧工艺技术条件的限制，焙烧脱除硫、脱炭不完全，金精矿中的微细粒金在两段焙烧过程中形成二次包裹，致使氰化过程中金的浸出率仅能达到85-90%，氰化尾渣含金仍高达5g/t以上，造成资源的综合利用效率低，经济效益不佳。
发明内容
本发明的目的在于解决上述现有技术存在的不足之处，提供一种闭路循环高效综合回收金精矿多元素的工艺方法。本发明解决上述技术问题的技术方案如下一种闭路循环高效综合回收金精矿多元素的工艺方法，包括以下步骤I)调浆对含硫金精矿进行配矿，将配矿后的含硫金精矿调制成矿浆；2)两段焙烧(即利用一段的还原气氛在一定温度下焙烧，产出物料再进行二段氧化气氛在一定温度下焙烧，使含硫金精矿中的砷、碳、硫分别在还原气氛、氧化气氛下进行焙烧达到脱砷、脱碳、脱硫的目的，为后续工序的铜、金、银的浸出创造有利条件):将步骤I)所得的含硫金精矿矿浆先后进行一段焙烧(是在弱氧条件下的还原气氛和一定温度下的焙烧，所述还原气氛是指焙烧时的氧气用量为指矿物中硫、砷、碳等各种化学元素氧化生成氧化物所需要的理论氧量的80-90%)和二段焙烧(是在富氧条件下的氧化气氛和一定温度下的焙烧，所述氧化气氛是指焙烧时的氧气用量为指矿物中硫、砷、碳等各种化学元素氧化生成氧化物所需要的理论氧量的110-130%)，得到二段焙砂；3)烟气除尘将步骤2)两段焙烧产生的烟气进行烟气除尘处理，得到除尘烟气和矿尘；其中，所述烟气除尘处理具体为将步骤2)两段焙烧产生的烟气先后经过旋风除尘装置(利用离心力的作用进行除尘方法的装置)和静电除尘装置(静电除尘的作用机理是炉气在不均匀的电场中，利用高压直流电(负高压)，使气体电离；含尘炉气通过含有大量电子，正负离子的电场时，使尘粒荷电；在高压电场的作用下，使含有负电荷的尘粒在收尘极板(阳极)上沉积，而少量含有正电荷的尘粒在阴极上沉积(电晕极);利用机械振动和尘粒团的重力，使尘粒从收尘极板上)，进行烟气除尘处理；4)烟气除砷将步骤3)所得的除尘烟气进行烟气除砷处理，得到三氧化二砷和除砷烟气；其中，所述烟气除砷处理具体为将步骤3)所得的除尘烟气先后进入喷雾塔和布袋收砷装置(利用布袋过滤装置进行收砷)，进行烟气除砷处理，得到三氧化二砷和除砷烟气；其中，喷雾塔和布袋收砷装置是联通的，得到的三氧化二砷为低品级三氧化二砷产品，可直接对外出售；5)生产浓硫酸将步骤3)所得的除砷烟气生产浓硫酸；其中，具体步骤为将步骤
3)所得的除砷烟气经文丘里洗涤器、泡沫洗涤塔、电除雾器和二次转化二次吸收，生产浓硫酸(即浓度为98%的浓硫酸)；6)焙砂酸浸将步骤2)所得的二段焙砂和步骤3)所得的矿尘进入酸浸搅拌装置， 调制成矿浆，调节矿浆PH=1_2 (采用如稀硫酸等可调节PH值的酸性溶液调节即可)，酸浸处理后进行液固分离，得到含铜酸浸液和含金、银酸浸渣；7)萃取产出生产阴极铜的电积原液将步骤6)所得的含铜酸浸液先后经多级逆流混合澄清器和二级萃取一级反萃萃取，得到含铜的电积原液；具体步骤为将步骤6)所得的含铜酸浸液先后经多级逆流混合澄清器(为溶剂萃取工业中应用的一种装置，由两个彼此相连的容器，即混合室和澄清室组成。在分批间歇操作，混合器和澄清器可以是同一个设备。混合时开动槽中的搅拌器，混合操作完成后停止搅拌，料液靠本身的密度差而分层，澄清后可分别排放出萃取相与萃余相。工业上常用多级连续操作的混合澄清装置。萃取剂由最后一级加入，原料液由第一级加入，二者逆向流动，由澄清器得到的萃余相作为下一级混合器的料液。)和二级萃取一级反萃萃取(属于铜萃取一电积工艺专属名称，是采用含铜酸浸液与萃取剂在一级萃取槽进行萃取过程，产出高浓度电积原液和低品位含铜酸浸液，高浓度电积原液进入电积系统，低品位含铜酸浸液进入二级萃取槽，产出最终萃铜余液的过程)8) 一次氰化提金将步骤6)所得的含金、银酸浸渣进入一次磨矿氰化提金系统(对上述焙烧、酸浸产出的酸浸渣在球磨中进行磨矿，在搅拌槽添加氰化钠，完成氰化过程，目的是提高金的比表面积，加快金的溶解速度，提高金氰化的浸出率)，调制成矿浆，调节PH=9-10 (采用如石灰等可调节PH值的碱性物质调节即可)，氰化处理后经液固分离得到含金、银氰化液和一次氰化渣，含金、银氰化液经置换得到金泥、银泥；其中，所述的置换得到的金泥中金的质量份数为10-50%，所得金泥经金银精炼车间产出金、银贵金属产品；9)二次焙烧、氰化提金将步骤8)所得的一次氰化渣配制成含硫质量份数18-25%的原料，将所述原料进行焙烧，焙烧所得的烟气经烟气除尘处理后得到的除尘烟气生产浓硫酸；经烟气除尘处理后得到的矿尘和焙烧所得的焙砂返回一次磨矿氰化提金系统。本发明的有益效果是通过两段焙烧工艺综合利用矿物中的硫、砷元素，生产硫酸、固体三氧化二砷；通过酸浸、萃取、电积工艺综合回收矿物中铜元素生产阴极铜；通过一次磨矿氰化综合回收矿物中的金银元素生产金银；对一次氰化尾渣配入低金硫黄铁矿进行二次焙烧，尾渣中被包裹的金、银得到进一步充分裸露，通过二次氰化提金工艺使有价元素金银的浸出率提高5-8%，提高了资源综合利用效率，实现了浮选系统液的闭路循环利用，实现了废水零排放，减少了对周围环境的污染，最终提高了企业的经济效益。
在上述技术方案的基础上，本发明还可以做如下改进。进一步，步骤I)所述的配矿后的含硫金精矿中含硫质量份数20-30%、含砷质量份数5-8%、含铜质量份数I. 5-3. 5% (以使后面得到的含铜酸浸液达到萃取电积的要求)，所述的矿浆中含溶质总质量份数为63-70% (以保证焙烧过程中的热量平衡，达到焙烧最佳化)；其中，所述配矿根据各种含硫金精矿中的硫、砷、铜主要成分进行配置，使之满足焙烧要求，并且选取细度在200 400目，以保证金颗粒充分暴露，增加金的比表面积，使金与氰化钠充分反应完全，提高金银的浸出率。进一步，步骤2)所述的一段焙烧的焙烧条件为在还原气氛下(是指焙烧时的氧气用量为指矿物中硫、砷、碳等各种化学元素氧化生成氧化物所需要的理论氧量的80-90%)，焙烧温度为550-600°C，焙烧时间20分钟；步骤2)所述的二段焙烧的焙烧条件为在氧化气氛下(是指焙烧时的氧气用量为指矿物中硫、砷、碳等各种化学元素氧化生成氧化物所需要的理论氧量的110-130%)，焙烧温度600-700°C，焙烧时间30分钟。
进一步，步骤6)所述的含铜酸浸液中含铜浓度为2-8g/L，所述矿浆含溶质总质量份数为35-50%的，所述酸浸处理时间为2-4小时。进一步，步骤7)所述的含铜酸浸液经多级逆流混合澄清器(为溶剂萃取工业中应用的一种装置，由两个彼此相连的容器，即混合室和澄清室组成。在分批间歇操作，混合器和澄清器可以是同一个设备。混合时开动槽中的搅拌器，混合操作完成后停止搅拌，料液靠本身的密度差而分层，澄清后可分别排放出萃取相与萃余相。工业上常用多级连续操作的混合澄清装置。萃取剂由最后一级加入，原料液由第一级加入，二者逆向流动，由澄清器得至IJ的萃余相作为下一级混合器的料液)后，得到水相和有机相的两相溶液，所述水相与所述有机相的体积比为0. 8-1. 0，所述水相与所述有机相的接触时间为5-10分钟，控制(氰化过程进行跟踪监测，采用硝酸银滴定法测定氰化钠浓度，根据浓度变化情况进行补加控制)所述有机相中铜萃取剂的质量浓度为30-50% ;步骤7)所得到的含铜的电积原液中含铜浓度为 30-55g/l。进一步，步骤8)所述的矿浆含溶质总质量份数20-40%，氰化时间处理为72-96小时；氰化处理前，还须控制(氰化过程进行跟踪监测，采用硝酸银滴定法测定氰化钠浓度，根据浓度变化情况进行补加控制)所述矿浆中氰化钠所占质量份数在0. 2-0. 6%。进一步,步骤9)所述的一次氰化洛中含金浓度为3-10g/t。进一步，步骤9)所述的原料是将所述一次氰化渣与含金2_5g/t、含硫质量份数45-50%的硫黄铁矿(该硫黄铁矿为天然存在或从市场购买即可得到)混合配制。进一步，步骤9)所述的烟气除尘处理为将焙烧所得的烟气先后经过旋风除尘装置(利用离心力的作用进行除尘的方法)和静电除尘装置(静电除尘的作用机理是炉气在不均匀的电场中，利用高压直流电(负高压)，使气体电离；含尘炉气通过含有大量电子，正负离子的电场时，使尘粒荷电；在高压电场的作用下，使含有负电荷的尘粒在收尘极板(阳极)上沉积，而少量含有正电荷的尘粒在阴极上沉积(电晕极)；利用机械振动和尘粒团的重力，使尘粒从收尘极板上)，进行烟气除尘处理，得到除尘烟气和矿尘。进一步，步骤9)所述的焙烧条件为在氧化气氛下(是指焙烧时的氧气用量为指矿物中硫、砷、碳等各种化学元素氧化生成氧化物所需要的理论氧量的110-130%)，焙烧时间为50分钟。
具体实施例方式以下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II)调浆在调浆槽内对含硫金精矿采用不同成分的硫化矿进行配矿，要求金精矿细度200目，得到含硫质量份数20-30%、含砷质量份数5-8%、含铜质量份数I. 5-3. 5%的含硫金精矿,加水将含硫金精矿调制成含溶质总质量份数63%的矿浆；2)两段焙烧矿浆输送至一段焙烧装置，进行一段焙烧，焙烧时的氧气用量为 矿物中硫、砷、碳等各种化学元素氧化生成氧化物所需要的理论氧量的80-90%，焙烧温度为550°C，焙烧20分钟；经一段焙烧后所得的焙砂进入二段焙烧装置，进行二段焙烧，焙烧时的氧气用量为矿物中硫、砷、碳等各种化学元素氧化生成氧化物所需要的理论氧量的110-130%，焙烧温度为620°C，焙烧30分钟，得到二段焙砂；3)烟气除尘将步骤2)两段焙烧产生的烟气先后经过旋风除尘装置和静电除尘装置，进行烟气除尘处理，得到除尘烟气和矿尘；4)烟气除砷将步骤3)所得的除尘烟气先后进入喷雾塔和布袋收砷装置，进行烟气除砷处理，得到三氧化二砷和除砷烟气；其中，得到的三氧化二砷为低品级三氧化二砷产品，可直接对外出售；5)生产浓硫酸将步骤3)所得的除砷烟气经文丘里洗涤器、泡沫洗涤塔、电除雾器和二次转化二次吸收，生产浓硫酸(即浓度为98%的浓硫酸)；6)焙砂酸浸将步骤2)所得的二段焙砂和步骤3)所得的矿尘进入酸浸搅拌装置，调制成含溶质总质量份数35%的矿浆，用稀硫酸调节矿浆PH=1，酸浸2小时后进行液固分离，得到含金、银酸浸渣和含铜浓度2g/L的含铜酸浸液；7)萃取产出生产阴极铜的电积原液将步骤6)所得的含铜酸浸液先后经多级逆流混合澄清器，得到水相和有机相的两相溶液，控制有机相中铜萃取剂质量浓度30%，水相与有机相的体积比为0. 8,两相接触时间为5分钟,然后采用二级萃取一级反萃萃取,得到含铜浓度为30g/L的电积原液，该电积原液经过电积装置后，产出标准2#阴极铜；8) 一次氰化提金将步骤6)所得的含金、银酸浸渣进入一次磨矿氰化提金系统，用400目标准筛将含金、银酸浸渣细度磨制400目，调制成含溶质总质量份数20%的矿浆，采用石灰调节PH=9，控制所述矿浆中氰化钠所占质量份数在0. 2%，一次磨矿氰化提金系统的氰化时间为72小时，经液固分离得到含金、银氰化液和含金浓度3g/t —次氰化渣，含金、银氰化液经置换得到金泥、银泥；其中，所述的置换得到的金泥中金的质量份数为10%，所得金泥经金银精炼车间产出金、银贵金属产品。9) 二次焙烧、氰化提金将步骤8)所得的一次氰化渣通过与含金2g/t、含硫质量份数45-50%的硫黄铁矿混合配制成含硫质量份数18-25%的原料，将所述原料经一台沸腾焙烧炉进行焙烧，焙烧时的氧气用量为矿物中硫、砷、碳等各种化学元素氧化生成氧化物所需要的理论氧量的110-130%，焙烧时间50分钟，焙烧所得的烟气经烟气除尘处理后得到的除尘烟气返回步骤5)，经烟气除尘处理后得到的矿尘和焙烧所得的焙砂返回步骤8)。表I :实施例I综合(对原矿)技术指标表
权利要求
1.一种氰化尾渣浮选后液多元素回收与循环利用的方法，其特征在于，包括以下步骤 1)调浆对含硫金精矿进行配矿，将配矿后的含硫金精矿调制成矿浆； 2)两段焙烧将步骤I)所得的含硫金精矿矿浆先后进行一段焙烧和二段焙烧，得到二段焙砂； 3)烟气除尘将步骤2)两段焙烧产生的烟气进行烟气除尘处理，得到除尘烟气和矿/I、土 ； 4)烟气除砷将步骤3)所得的除尘烟气进行烟气除砷处理，得到三氧化二砷和除砷烟气; 5)生产浓硫酸将步骤3)所得的除砷烟气生产浓硫酸；6)焙砂酸浸将步骤2)所得的二段焙砂和步骤3)所得的矿尘进入酸浸搅拌装置，调制成矿浆，调节矿浆PH=1_2，酸浸处理后进行液固分离，得到含铜酸浸液和含金、银酸浸渣； 7)萃取产出生产阴极铜的电积原液将步骤6)所得的含铜酸浸液先后经多级逆流混合澄清器和二级萃取一级反萃萃取，得到含铜的电积原液； 8)一次氰化提金将步骤6)所得的含金、银酸浸渣进入一次磨矿氰化提金系统，调制成矿浆，调节PH=9-10，氰化处理后经液固分离得到含金、银氰化液和一次氰化渣，含金、银氰化液经置换得到金泥、银泥； 9)二次焙烧、氰化提金将步骤8)所得的一次氰化渣配制成含硫质量份数18-25%的原料，将所述原料进行焙烧，焙烧所得的烟气经烟气除尘处理后得到的除尘烟气生产浓硫酸；经烟气除尘处理后得到的矿尘和焙烧所得的焙砂返回一次磨矿氰化提金系统。
2.根据权利要求I所述的氰化尾渣浮选后液多元素回收与循环利用的方法，其特征在于，步骤I)所述的配矿后的含硫金精矿中含硫质量份数20-30%、含砷质量份数5-8%、含铜质量份数I. 5-3. 5%，所述的矿浆中含溶质总质量份数为63-70%。
3.根据权利要求I所述的氰化尾渣浮选后液多元素回收与循环利用的方法，其特征在于，步骤2)所述的一段焙烧的焙烧条件为在还原气氛下，焙烧温度为550-600°C，焙烧时间20分钟；步骤2)所述的二段焙烧的焙烧条件为在氧化气氛下，焙烧温度600-700°C，焙烧时间30分钟。
4.根据权利要求I至3任一所述的氰化尾渣浮选后液多元素回收与循环利用的方法，其特征在于，步骤6)所述的含铜酸浸液中含铜浓度为2-8g/L，所述矿浆含溶质总质量份数为35-50%的，所述酸浸处理时间为2-4小时。
5.根据权利要求I至3任一所述的氰化尾渣浮选后液多元素回收与循环利用的方法，其特征在于，步骤7)所述的含铜酸浸液经多级逆流混合澄清器后，得到水相和有机相的两相溶液，所述水相与所述有机相的体积比为0. 8-1. 0，所述水相与所述有机相的接触时间为5-10分钟，控制所述有机相中铜萃取剂的质量浓度为30-50%;步骤7)所得到的含铜的电积原液中含铜浓度为30-55g/l。
6.根据权利要求5所述的氰化尾渣浮选后液多元素回收与循环利用的方法，其特征在于，步骤8)所述的矿浆含溶质总质量份数20-40%，氰化时间处理为72-96小时；氰化处理前，还须控制所述矿浆中氰化钠所占质量份数在0. 2-0. 6%。
7.根据权利要求I或2或3或6任一所述的氰化尾渣浮选后液多元素回收与循环利用的方法，其特征在于，步骤9)所述的一次氰化渣中含金浓度为3-10g/t。
8.根据权利要求7所述的氰化尾渣浮选后液多元素回收与循环利用的方法，其特征在于，步骤9)所述的原料是将所述一次氰化渣与含金2-5g/t、含硫质量份数45-50%的硫黄铁矿混合配制。
9.根据权利要求7或8所述的氰化尾渣浮选后液多元素回收与循环利用的方法，其特征在于，步骤9)所述的烟气除尘处理为将焙烧所得的烟气先后经过旋风除尘装置和静电除尘装置，进行烟气除尘处理，得到除尘烟气和矿尘。
10.根据权利要求9所述的氰化尾渣浮选后液多元素回收与循环利用的方法，其特征在于，步骤9)所述的焙烧条件为在氧化气氛下，焙烧时间为50分钟。
全文摘要
本发明涉及一种氰化尾渣浮选后液多元素回收与循环利用的方法，属于黄金冶炼和氰化尾渣浮选铅、铜精矿、硫精矿废液处理技术领域。本发明通过浮选得到铅精矿、选铅后液综合回收金银、浮选得到铜精矿、选铜后液综合回收金银铜、浮选得到硫精矿和载金活性炭解吸电积回收金银等步骤，提高了资源综合利用效率，实现了浮选系统液的闭路循环利用，实现了废水零排放，减少了对周围环境的污染，最终提高了企业的经济效益。
文档编号C22B3/06GK102828020SQ20121029777
公开日2012年12月19日 申请日期2012年8月20日 优先权日2012年8月20日
发明者徐永祥, 吕寿明, 王立新, 刘占林, 梁志伟, 郭建东 申请人:山东国大黄金股份有限公司