一种焙烧氰化尾渣中金银铁回收及同步无害化的方法与流程

文档序号:12109524阅读:956来源:国知局

本发明涉及冶金废渣资源化技术领域,特别是指一种焙烧氰化尾渣中金银铁回收及同步无害化的方法。



背景技术:

我国连续九年成为全球最大黄金生产国,2015年黄金产量超过450吨,氰化尾渣排放量已超过1000万t/年,在不同氰化工艺产生的氰化尾渣中,以金精矿焙烧-氰化浸出工艺产生的焙烧氰化尾渣为主。焙烧氰化尾渣中铁多以赤铁矿存在,TFe含量在25~40wt%,Au含量在1.5~5g/t、Ag含量在20~80g/t,此外,还有Pb、Cu等有价成分。焙烧氰化尾渣中大部分金银被铁矿物包裹,少量金银被石英或其它硅酸盐矿物包裹,金银暴露率低,尾渣再次氰化浸出,金银的浸出率极低。焙烧氰化尾渣泥化严重,赤铁矿粒度细,-0.074mm含量≥90%,磁性很弱,常规选矿方法难以回收细粒赤铁矿获得合格铁精粉。因此,焙烧氰化尾渣利用率低,大多未加利用而堆存在废渣场,仅有少部分以低价卖给水泥厂作为水泥生产的原料。

氰化尾渣残留有大量未反应氰化物,氰化物是典型剧毒化合物,其生产、运输和使用受到公安机关的严格管制,因此,若不脱除氰化尾渣中残留的氰化物,氰化尾渣就被归属为危险固体废弃物,按照国家和地方环保法律规定,危险固体废弃物的收集、运输、堆存和处理有着特殊的要求,企业处理危险固体废弃物的成本和难度较一般固体废弃物要高得多。因此,大量堆存的氰化尾渣会使残留的氰化物和重金属离子流入水中或土壤中引起污染,括起的扬尘也会污染周围空气,造成严重的环境污染;此外,黄金冶炼企业为了管理氰化尾渣这类危险固体废弃物,需要投入大量人力和物力,增加了企业的经营成本。因此,有必要对氰化尾渣进行处理,变废为宝,并实现尾渣的无害化。

公布号为CN102912116A的中国发明专利,介绍了“一种冶炼废渣闪速磁化焙烧综合回收利用工艺”,该工艺将干燥的冶炼废渣进行750~780℃闪速磁化焙烧,焙砂磨矿分级后全泥氰化浸出金银,浸渣再磁选回收铁精粉,金银的回收率≥60%,铁精粉的TFe≥62wt%,铁回收率≥78%。该工艺的金银回收率较低,焙砂氰化浸出-磁选后产生了二次氰化尾渣,仍属于危险固体废弃物,会带来剧毒氰化物的二次污染。

公布号为CN101942566A的中国发明专利,介绍了“一种金精矿焙烧氰化后的尾渣中金银的回收方法”,该工艺将干燥尾渣与还原剂和脱硫剂混合,于900~1200℃下还原10~30h,隔绝空气冷却后出料,磁选得到含金银的金属铁粉,将金属铁粉以硫酸溶解制成硫酸亚铁,酸浸渣以碳浆氰化或全泥氰化的方法提取金银,金银回收率≥70%,铁的回收率≥98%,有价金属回收指标较高。该工艺还原温度高,还原时间长,能耗极大;酸浸渣用氰化法提取金银,仍会产生二次氰化尾渣,造成生态环境的污染。

公布号为CN104404261A的中国发明专利,介绍了“一种金精矿氰化尾渣氯化焙烧同步还原回收金、铁的方法”,该方法以反浮选法将氰化尾渣预先脱硅富集,干燥后的粗精矿与氯化剂、还原剂、脱磷剂、脱硫剂等混合进行造球,烘干的球团于1050~1250℃下进行氯化挥发同步深度还原脱硫磷,将烟气收集回收金,再将焙烧后的球团破碎-磨矿-磁选,得到海绵铁。该方法的金回收率达92~96%,可得TFe品位90~92.5wt%、硫含量<0.06wt%、磷含量<0.07wt%、铁回收率88~93%的海绵铁产品。该方法采用高温氯化法挥发金,金的回收率高,但高温氯化挥发工艺产生大量强腐蚀性且剧毒的氯气和氯化氢气体,设备腐蚀严重,烟气收尘净化工艺复杂,工业化应用难度大,需要防止有毒气体的泄漏,以防人员受到伤害。

综上所述,现在的焙烧氰化尾渣处理方法普遍存在能耗高、无法实现清洁生产、工艺安全隐患大、处理成本高等缺点,提出添加助熔剂磁化焙烧-非氰浸金银-磁选的联合选冶工艺,这一清洁生产工艺的应用,将有效解决现有黄金冶炼生产中广泛存在的焙烧氰化尾渣重污染难题,并高效回收有价金属元素。



技术实现要素:

本发明要解决的技术问题是提供一种焙烧氰化尾渣中金银铁回收及同步无害化的方法,以高效回收有价金属,实现资源综合利用,并同步实现焙烧氰化尾渣的无害化处理。

该方法具体步骤如下:

(1)将焙烧氰化尾渣在70~90℃下烘干并打散,得到水分≤5wt%、-0.074mm≥80%的暗红色粉状物料;将得到的粉状物料与助熔剂、还原剂按质量比1:(0.01~0.05):(0.15~0.30)混合均匀,装入石墨坩埚中,在700~900℃下还原焙烧2~5h,焙烧结束后将热焙砂水淬冷却;

(2)将步骤(1)得到的水淬焙砂进行一段磨矿,一段磨矿浓度为60~70wt%,一段磨矿细度-0.074mm占80~90%;将一段磨矿产品加水调节矿浆浓度至30~40wt%,加入煤油100~300g/t,搅拌3~5min,再加入2号油80~150g/t,搅拌3~5min,充气进行浮选脱碳;

(3)将步骤(2)得到的含碳物料返回步骤(1)焙烧,将步骤(2)得到的浮选脱碳物料调节液固比至(2~5):1,加石灰乳调节矿浆pH值至10.5~12.5,投加环保浸金剂4~20g/t,搅拌浸出30~48h,过滤得到含金银贵液和浸渣;

(4)将步骤(3)得到的浸渣进行磁选,得到TFe≥61wt%的铁精粉和尾矿。

其中,步骤(1)中助熔剂为碳酸钠、硫酸钠、硝酸钠中的一种。

步骤(1)中还原剂为烟煤、无烟煤、褐煤中的一种。

步骤(3)中环保浸金剂为工业品,是由黄血盐、尿素和碱经高温熔融反应得到的灰白色块状贵金属浸金剂,易溶于水,呈碱性,主要为聚合氰胺钠和硫代硫酸盐的混合物。

步骤(4)中磁选为二段磁选,一段磁选的磁场强度为100~150kA/m,得到一段磁选精矿和一段磁选尾矿;将一段磁选精矿进行二段磨矿,二段磨矿细度为-0.045mm占60~80%;二段磨矿产品进行二段磁选,二段磁选的磁场强度为80~100kA/m,得到铁精粉,将一段磁选尾矿与二段磁选尾矿合并,作为最终尾矿。

本发明的上述技术方案的有益效果如下:

(1)采用添加助熔剂的磁化焙烧工艺,将包裹金银的赤铁矿还原转化成磁铁矿,改变铁矿物颗粒的化学成分和晶体结构,增加被铁矿物包裹金银的暴露率;通过助熔剂与石英及其它硅酸盐矿物之间的固相反应,将硅酸盐矿物部分转化成可溶性硅酸盐,经水淬冷却和磨矿处理,可将可溶性硅酸盐除去,将被硅酸盐矿物包裹的金银暴露出来,以提高金银的浸出率。

(2)焙烧氰化尾渣经700~900℃下磁化焙烧,残留的剧毒氰化物已在高温下被彻底分解;焙砂用环保浸金剂浸出金银,环保浸金剂毒性低,其小鼠急性经口毒性LD50为50.1mg/kg,远低于氰化钠的毒性,属于一般化工产品,以环保浸金剂浸出焙砂中的金银,浸渣不再含有剧毒的氰化物,最终尾矿属于一般工业固体废弃物,实现了氰化尾渣的无害化处理。

(3)采用本发明对焙烧氰化尾渣进行金、银和铁的协同回收,金的回收率≥90%,银的回收率≥60%,磁选铁精粉TFe≥61wt%,铁的回收率在72~83%。

附图说明

图1为本发明的焙烧氰化尾渣中金银铁回收及同步无害化的方法流程示意图。

具体实施方式

为使本发明要解决的技术问题、技术方案和优点更加清楚,下面将结合附图及具体实施例进行详细描述。

本发明提供一种焙烧氰化尾渣中金银铁回收及同步无害化的方法。

如图1所示,该方法包括添加助熔剂磁化焙烧、浮选脱碳、非氰浸出金银、磁选等步骤。

实施例1

某焙烧氰化尾渣的主要化学成分为:金品位3.62g/t、银品位53.79g/t、铁品位26.43wt%、硫品位1.02wt%、二氧化硅含量39.35wt%。主要金属矿物为赤铁矿,含有少量磁铁矿和黄铁矿,主要脉石矿物为石英。

按图1所示工艺流程进行金、银和铁回收及同步无害化处理,具体步骤如下:

(1)添加助熔剂磁化焙烧

将焙烧氰化尾渣于90℃下烘干并打散,得到水分4.5wt%、-0.074mm 82%的暗红色粉状物料;将粉状物料与碳酸钠、烟煤按质量比1:0.02:0.25混合均匀,装入石墨坩埚中于箱式电炉中800℃下还原焙烧5h,焙砂水淬冷却。

(2)磨矿-浮选脱碳

将水淬焙砂进行一段磨矿,一段磨矿浓度为60wt%,一段磨矿细度-0.074mm占85%;将一段磨矿产品加水调节矿浆浓度为30wt%,加入煤油300g/t,搅拌5min,再加入2号油150g/t,搅拌3min,充气浮选脱碳,得到浮选脱碳物料供非氰浸出金银,浮选含碳物料返回磁化焙烧。

(3)非氰浸出金银

将浮选脱碳物料调节液固比至3:1,加石灰乳调节矿浆pH值至11.5,投加环保浸金剂15g/t,于矿用搅拌浸出槽中搅拌浸出36h,过滤得到含金银贵液和浸渣。

(4)磁选回收铁

将浸渣进行一段磁选,一段磁选的磁场强度150kA/m,得到一段磁选精矿和一段磁选尾矿;将一段磁选精矿再磨矿,二段磨矿细度为-0.045mm占80%;二段磨矿产品进行二段磁选,二段磁选的磁场强度80kA/m,得到铁精粉和二段磁选尾矿,将一段磁选尾矿与二段磁选尾矿合并,得到最终尾矿。

通过上述工艺流程的实施,金的回收率为92.6%,银的回收率为62.4%,铁精粉的铁品位为61.3wt%,铁回收率78.3%,最终尾矿不含剧毒氰化物,属于一般工业固体废弃物。

实施例2

某焙烧氰化尾渣的化学成分如下:金品位5.26g/t、银品位68.24g/t、铁品位32.85wt%、硫品位0.91wt%、二氧化硅含量32.72wt%。主要金属矿物为赤铁矿,主要脉石矿物为石英。

按图1所示工艺流程进行金、银和铁回收及同步无害化处理,具体步骤如下:

(1)添加助熔剂磁化焙烧

将焙烧氰化尾渣于80℃下烘干并打散,得到水分4.1wt%、-0.074mm占85%的暗红色粉状物料;将粉状物料与硝酸钠、烟煤按质量比1:0.015:0.20混合均匀,装入石墨坩埚中于箱式电炉中750℃下还原焙烧4h,焙砂水淬冷却。

(2)磨矿-浮选脱碳

将水淬焙砂进行一段磨矿,一段磨矿浓度为65wt%,一段磨矿细度-0.074mm占83%;将磨矿产品加水调节矿浆浓度为36wt%,加入煤油200g/t,搅拌5min,再加入2号油120g/t,搅拌4min,充气浮选脱碳,得到浮选脱碳物料供非氰浸出金银,浮选含碳物料返回磁化焙烧。

(3)非氰浸出金银

将浮选脱碳物料调节液固比至2.5:1,加石灰乳调节矿浆pH值至12.0,投加环保浸金剂12g/t,于矿用搅拌浸出槽中搅拌浸出42h,过滤得到含金银贵液和浸渣。

(4)磁选回收铁

将浸渣进行一段磁选,一段磁选的磁场强度135kA/m,得到一段磁选精矿和一段磁选尾矿;将一段磁选精矿再磨矿,二段磨矿细度为-0.045mm占75%;二段磨矿产品进行二段磁选,二段磁选的磁场强度85kA/m,得到铁精粉和二段磁选尾矿,将一段磁选尾矿与二段磁选尾矿合并,得到最终尾矿。

通过上述工艺流程的实施,金的回收率为91.2%,银的回收率为64.7%,铁精粉的铁品位为62.6wt%,铁回收率80.9%,最终尾矿不含剧毒氰化物,属于一般工业固体废弃物。

实施例3

某焙烧氰化尾渣的化学成分如下:金品位2.78g/t、银品位41.37g/t、铁品位36.59wt%、硫品位1.38wt%、二氧化硅含量30.48wt%。主要金属矿物为赤铁矿,含有少量磁铁矿,主要脉石矿物为石英,还有少量长石和云母。

按图1所示工艺流程进行金、银和铁回收及同步无害化处理,具体步骤如下:

(1)添加助熔剂磁化焙烧

将焙烧氰化尾渣于85℃下烘干并打散,得到水分3.8wt%、-0.074mm占88%的尾渣物料;将尾渣物料与硫酸钠、褐煤按质量比1:0.025:0.30混合均匀,装入石墨坩埚中于箱式电炉中850℃下还原焙烧4h,焙砂水淬冷却。

(2)磨矿-浮选脱碳

将水淬焙砂进行一段磨矿,一段磨矿浓度为70wt%,一段磨矿细度-0.074mm占85%;将磨矿产品加水调节矿浆浓度为40wt%,加入煤油250g/t,搅拌4min,再加入2号油100g/t,搅拌4min,充气浮选脱碳,得到浮选脱碳物料供非氰浸出金银,浮选含碳物料返回磁化焙烧。

(3)非氰浸出金银

将浮选脱碳物料调节液固比至3.5:1,加石灰乳调节矿浆pH值至11.0,投加环保浸金剂8g/t,于矿用搅拌浸出槽中搅拌浸出48h,过滤得到含金银贵液和浸渣。

(4)磁选回收铁

将浸渣进行一段磁选,一段磁选的磁场强度150kA/m,得到一段磁选精矿和一段磁选尾矿;将一段磁选精矿再磨矿,二段磨矿细度为-0.045mm占72%;二段磨矿产品进行二段磁选,二段磁选的磁场强度90kA/m,得到铁精粉和二段磁选尾矿,将一段磁选尾矿与二段磁选尾矿合并,得到最终尾矿。

通过上述工艺流程的实施,金的回收率为90.4%,银的回收率为62.8%,铁精粉的铁品位为61.9wt%,铁回收率75.5%,最终尾矿不含剧毒氰化物,属于一般工业固体废弃物。

以上所述是本发明的优选实施方式,应当指出,对于本技术领域的普通技术人员来说,在不脱离本发明所述原理的前提下,还可以做出若干改进和润饰,这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。

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