本发明专利技术属于湿法冶金领域，具体涉及一种用高氰回水浮选回收超细氰化尾渣中有价金属的方法。本发明专利技术是首先利用氰化作业的高氰回水进行调浆，将矿浆送至浮选机组，用石灰调节矿浆pH值10~12，采用一粗二精二扫流程回收铅，将铅扫选尾矿浓缩后加入高氰回水进行调浆，采用一粗一精一扫流程回收锌铅精矿，将锌铅扫选尾矿浓缩后加入高氰回水进行调浆，采用一粗三精二扫流程回收铜精矿，将铜扫选尾矿再次进行两次扫选，最后进行浓缩，底流经过过滤机得到精矿产品。本发明专利技术利用高氰高碱回水并采用新型组合浮选和抑制药剂进行浮选，实现了铅、锌、铜和硫的分离回收，有效的利用了氰化尾渣中的多种有价金属。
【技术实现步骤摘要】
本专利技术属于湿法冶金领域，具体涉及。
技术介绍
氰化法提金是目前世界金矿提金普遍采用的技术。该方法的优点提金效果好，但缺点也很突出，主要是会产生大量的氰化尾渣。这些氰化尾渣粒度细，粘度大，矿物组成复杂，且含有剧毒的氰根及残留污染药剂，是一种量大面广、高污染但是综合利用价值较高的冶金废渣。随着矿产资源的日益贫乏，尾矿作为二次资源越来越受到重视。氰化尾渣除了含有未被浸出的金银外还含有大量的铜、铅、锌、铁等有价金属，其回收不仅符合循环经济的基本原则，还保护和改善了生态环境，促进矿山的可持续发展。 从氰化尾渣中回收金属不同于传统的从金属硫化矿中回收金属，其回收技术难度很大，主要原因包括:(1)金精矿经过超细磨后，比表面积增大，分散体系“类胶体”，导致浮选分离困难；(2)氰化过程部分金属矿物由于过度氧化而受到强烈抑制，较难活化； (3)矿物大多是共伴生状态，各元素之间相互影响作用，增加了各元素之间的分离难度。受上述各因素的影响，矿物之间的可浮性差异不明显，浮选回收有价金属元素困难。 目前国内外相关研究大多采用自来水浮选回收有价金属，并取得一定的成果。而事实上，工业现场通常需要采用氰化回水进行作业，一方面减少废水排放，另一方面节约成本。但是采用含氰废水由于引入大量的氰根和大量的浮选药剂从而加剧了氰化尾渣中的有价金属的过度氧化和缩小浮游能力的差距，增大了尾渣中各金属矿的回收难度。目前国内外含氰废水大多控制在氰根离子50mg/L以下，且一般不做为回水引入到浮选回收工序中，而是直接氧化处理或除氰处理。此外国内外氰化尾渣粒度大多控制在-325目占90%以上。这种高氰回水下的超细氰化渣的多金属回收难度很大甚至无法综合回收多种金属，给企业带来较大的经济损失。
技术实现思路
针对现有技术存在的问题，本专利技术提供，通过针对超细氰化尾渣的特殊性质，并结合高氰回水的特点，提出了新的工艺流程和浮选方法，特别是采用合适的药剂制度进行先抑铜、后选铜，实现了较好的浮选指标并产出了多种有价金属产品的目的。 实现本专利技术目的的技术方案按照以下步骤进行:(1)搅拌调浆:将氰化提金作业的尾渣经过浓密机浓缩，底流给入矿浆搅拌槽，利用氰化作业的高氰回水进行调浆，控制矿浆质量浓度为38~45%，搅拌2(T30min，使矿浆充分分散后进入铅锌铜分离作业； (2)优先浮铅:将矿浆送至浮选机组，用石灰调节矿浆pH值10-12，采用一粗二精二扫流程回收铅；其中所述的一次粗选条件是:加入硫酸锌f 3 kg/t，硫氢化钠10~120 g/t，丁黄药30~50g/t,乙硫氮10~20g/t,松醇油10~20g/t;所述的一次精选条件是:加入硫酸锌500~600 g/t，硫氢化钠50~70 g/t，二次精选条件是:加入硫氢化钠30~40g/t ；一次扫选和二次扫选的条件是:加入硫酸锌1~2 kg/t，硫氢化钠10~110 g/t，乙硫氮l0~20g/t，松醇油l0~20g/t，得到铅精矿和铅扫选尾矿；(3)浮选锌铅精矿:将铅扫选尾矿浓缩后加入高氰回水进行调浆，控制矿浆质量浓度为25~35%，用硫酸调节矿浆pH值至8~10，送至浮选机组，采用一粗一精一扫流程回收锌铅精矿；其中所述的粗选条件是:加入硫酸铜1~3 kg/t, 丁黄药30~60g/t,硫氢化钠50~100g/t,松醇油10~30 g/t ；所述的精选条件是:加入硫氢化钠l0~50g/t ；所述的扫选条件是:硫酸铜100~500g/t,硫氢化钠2(T50g/t, 丁黄药20~60g/t,松醇油l0~20g/t，得到锌铅精矿和锌铅扫选尾矿；(4)浮选铜精矿:将锌铅扫选尾矿浓缩后加入高氰回水进行调浆，控制矿浆质量浓度为20-30%，用硫酸调节矿浆pH值至5~8，将矿浆送至浮选机组，采用一粗三精二扫流程回收铜精矿；所述的一次粗选条件是:加入硫酸铜1~3 kg/t, 丁黄药60~90g/t,乙硫氨酯Z20040~120g/t，松醇油 10~30 g/t ；所述的一次精选、二次精选和三次精选的条件是:加入丁黄药2(T50g/t，Z20020~60g/t ；所述的一次扫选和二次扫选条件是:加入硫酸铜100~2(K) g/t，丁黄药20~50g/t，Z200 20~60g/t，松醇油10~30 g/t，得到铜精矿和铜扫选尾矿；(5)浮选尾矿硫精矿:将铜扫选尾矿再次进行两次扫选，一次扫选和二次扫选条件是:加入硫酸铜100~200 g/t，丁黄药2(T50g/t，Z200 20~60g/t，松醇油10~30 g/t，得到浮选尾矿硫精矿；(6)精矿脱水:将上述铅精矿、锌铅精矿、铜精矿和浮选尾矿硫精矿分别给入浓密机进行浓缩，底流经过过滤机得到精矿产品。 所述的高氰回水中氰根离子的浓度> lg/L。 所述的氰化提金作业的尾渣中，粒度为-400目的占总重95%以上，且粒度< 10微米的氰化尾渣占总重30%以上。 所述的铅精矿、锌铅精矿、铜精矿和浮选尾矿硫精矿浓缩后得到的溢流作为回水用于调浆和洗矿。 所述的精选和扫选过程中得到的中矿，按照顺序返回前一浮选作业。 与现有技术相比，本专利技术的特点和有益效果是:本专利技术的基本原理是遵循各金属矿物之间的浮游特性差异，采用微控制药剂制度的方法对各金属矿进行有效抑制和捕收。 本专利技术是为了解决高氰高细度下的多金属回收工艺难题，首先采用抑铜浮铅工艺，使易收的铅矿先进行富集，为了更好的抑制铜矿，加入了硫氢化钠作为铜抑制剂，硫酸锌作为锌抑制剂，丁黄药和乙硫氮作为复合捕收剂，松醇油作为起泡剂；然后后采用浮锌抑铜工序，以硫酸铜为活化剂，硫氢化钠继续抑铜，丁黄药为捕收剂，松醇油为起泡剂；针对超细氰化尾渣的特性，随后采用抑硫浮铜工序，以硫酸铜为活化剂，丁黄药和乙硫氨酯为混合捕收剂，松醇油为起泡剂进行浮选回收铜金属。通过采用本专利技术的工艺流程，能够实现对超微细粒的铜实行有效抑制，并实现铜铅、铜锌和铜硫的分离。 本专利技术中高氰高碱回水经过浓密的溢流水浓缩过滤后调浆使用，节约水资源，也减少了药剂外排特别是氰根的污染。 本专利技术具有管理操作简单、工艺流程和生产指标稳定等特点。 本专利技术利用高氰高碱回水并采用新型组合浮选和抑制药剂进行浮选，实现了铅、锌、铜和硫的分离回收，有效的利用了氰化尾渣中的多种有价金属，特别是铜精矿的回收并实现计价销售，为企业增加大量的新产值；未被浸出的金和银富集在铜精矿中，进一步被回收；选矿回水全部被利用，所产的矿物产品全都以精矿计价销售，经济效益高。实现了废水废渣零排放，节约了成本，实现经济环境的双赢，具有很高的推广价值。 【附图说明】 图1为本专利技术用高氰回水浮选回收超细氰化尾渣中有价金属的工艺流程图。 【具体实施方式】 下面结合实施例对本专利技术作进一步详细说明，工艺流程参阅图1，并结合I个月的工业实践来实现。 工艺矿物学研究表明，本氰化尾渣样品中绝大部分为金属硫化物均绝大部分以单体形式产出，铜绝大部分以黄铜矿的形式存在，另有少量的铜赋存于银黝铜矿、铜蓝、蓝辉铜矿等矿物中。锌绝大部分以闪锌矿的形式产出，另有微量的锌赋存于银黝铜矿中。铅则以方铅矿的形式产出。单体解离非常充分，但其整体粒度很细，颗粒-400目的占总重95%以上，且本文档来自技高网...
【技术保护点】
一种用高氰回水浮选回收超细氰化尾渣中有价金属的方法，其特征在于按照以下步骤进行：（1）搅拌调浆：将氰化提金作业的尾渣经过浓密机浓缩，底流给入矿浆搅拌槽，利用氰化作业的高氰回水进行调浆，控制矿浆质量浓度为38~45%，搅拌20~30min，使矿浆充分分散后进入铅锌铜分离作业；（2）优先浮铅：将矿浆送至浮选机组，用石灰调节矿浆pH值10~12，采用一粗二精二扫流程回收铅；其中所述的一次粗选条件是：加入硫酸锌1~3 kg/t，硫氢化钠 10~120 g/t，丁黄药 30~50g/t，乙硫氮 10~20g/t，松醇油 10~20g/t；所述的一次精选条件是：加入硫酸锌500~600 g/t，硫氢化钠 50~70 g/t，二次精选条件是：加入硫氢化钠 30~40g/t；一次扫选和二次扫选的条件是：加入硫酸锌1~2 kg/t，硫氢化钠 10~110 g/t ，乙硫氮 10~20g/t，松醇油 10~20g/t，得到铅精矿和铅扫选尾矿； （3）浮选锌铅精矿：将铅扫选尾矿浓缩后加入高氰回水进行调浆，控制矿浆质量浓度为25~35%，用硫酸调节矿浆pH值至8~10，送至浮选机组，采用一粗一精一扫流程回收锌铅精矿；其中所述的粗选条件是：加入硫酸铜 1~3 kg/t，丁黄药 30~60g/t，硫氢化钠 50~100 g/t，松醇油 10~30 g/t；所述的精选条件是：加入硫氢化钠 10~50g/t；所述的扫选条件是：硫酸铜 100~500g/t，硫氢化钠 20~50g/t，丁黄药20~60g/t，松醇油 10~20g/t，得到锌铅精矿和锌铅扫选尾矿； （4）浮选铜精矿：将锌铅扫选尾矿浓缩后加入高氰回水进行调浆，控制矿浆质量浓度为20~30%，用硫酸调节矿浆pH值至5~8，将矿浆送至浮选机组，采用一粗三精二扫流程回收铜精矿；所述的一次粗选条件是：加入硫酸铜 1~3 kg/t，丁黄药 60~90g/t，乙硫氨酯Z200 40~120g/t，松醇油 10~30 g/t；所述的一次精选、二次精选和三次精选的条件是：加入丁黄药 20~50g/t，Z200 20~60g/t；所述的一次扫选和二次扫选条件是：加入硫酸铜 100~200 g/t，丁黄药 20~50g/t，Z200 20~60g/t，松醇油 10~30 g/t，得到铜精矿和铜扫选尾矿；（5）浮选尾矿硫精矿：将铜扫选尾矿再次进行两次扫选，一次扫选和二次扫选条件是：加入硫酸铜 100~200 g/t，丁黄药 20~50g/t，Z200 20~60g/t，松醇油 10~30 g/t，得到浮选尾矿硫精矿；（6）精矿脱水：将上述铅精矿、锌铅精矿、铜精矿和浮选尾矿硫精矿分别给入浓密机进行浓缩，底流经过过滤机得到精矿产品。...
【技术特征摘要】
1.一种用高氰回水浮选回收超细氰化尾渣中有价金属的方法，其特征在于按照以下步骤进行: (1)搅拌调浆:将氰化提金作业的尾渣经过浓密机浓缩，底流给入矿浆搅拌槽，利用氰化作业的高氰回水进行调浆，控制矿浆质量浓度为38~45%，搅拌2(T30min，使矿浆充分分散后进入铅锌铜分离作业； (2)优先浮铅:将矿浆送至浮选机组，用石灰调节矿浆pH值10-12，采用一粗二精二扫流程回收铅； 其中所述的一次粗选条件是:加入硫酸锌f 3 kg/t，硫氢化钠1(T120 g/t，丁黄药30~50g/t,乙硫氮10~20g/t,松醇油10~20g/t; 所述的一次精选条件是:加入硫酸锌5(Κ1~600 g/t，硫氢化钠5(T70 g/t，二次精选条件是:加入硫氢化钠3(T40g/t ； 一次扫选和二次扫选的条件是:加入硫酸锌广2 kg/t，硫氢化钠1(T110 g/t，乙硫氮l(T20g/t，松醇油l(T20g/t，得到铅精矿和铅扫选尾矿； (3)浮选锌铅精矿:将铅扫选尾矿浓缩后加入高氰回水进行调浆，控制矿浆质量浓度为25~35%，用硫酸调节矿浆pH值至8~10，送至浮选机组，采用一粗一精一扫流程回收锌铅精矿； 其中所述的粗选条件是:加入硫酸铜1~3 kg/t, 丁黄药3(T60g/t,硫氢化钠5(T100g/t,松醇油10~30 g/t ； 所述的精选条件是:加入硫氢化钠l(T50g/t ； 所述的扫选条件是:硫酸铜10(T500g/t,硫氢化钠2(T50g/t, 丁黄药2(T60g/t,松醇油l(T20g/t，得到锌铅精矿和锌铅扫选尾矿； (4)浮选铜精矿:将锌铅扫选尾矿浓缩后加入高氰回水进行调浆，控制矿浆质量浓度为20-30%，用硫酸调节矿浆pH...
【专利技术属性】
技术研发人员：杨洪英，刘子龙，陈国宝，王德煜，郭键柄，丘学民，金哲男，佟琳琳，
申请(专利权)人：东北大学，
类型：发明
国别省市：辽宁;21
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