【技术实现步骤摘要】
本专利技术属于冶金，尤其涉及一种利用湿法浸锑高盐废液提高银铜回收率的方法。
技术介绍
1、碱法湿法浸锑工艺通常采用硫化钠和氢氧化钠作为锑的浸出介质，随着液体的不断循环，液体中硫化钠及杂盐的含量会不断升高，杂盐的存在会对电积工段造成很大的影响，目前电积废液中含有硫化钠约90g/l，氢氧化钠20-30g/l，硫酸钠80-90g/l，亚硫酸钠20-30g/l，硫代硫酸钠20-30g/l。由于长期的循环使用，部分硫化钠会不断氧化生成硫酸钠、亚硫酸钠和硫代硫酸钠，在电积过程中，会在电积槽上方形成一层钠盐，严重干扰生产和药品数量的判断，也会对阴极锑产品的纯度造成严重的影响。电积完的电积贫液又会继续对浸出造成影响，降低浸出效果，直接影响到生产成本。常规的蒸发结晶工艺和冷却结晶工艺很难将硫化钠与其他杂盐进行有效的分离，因此迫切需要一种浸锑高盐废液的高值化综合利用方法，使浸锑高盐废液得到高效利用。
2、目前，含银铜金精矿焙烧氰化生产工艺仍是当今世界应用的重要工艺，工艺流程稳定，金、硫等元素的回收率已经达到较高水平，但是银的回收率较低，只有35％左右，同时铜的回收率虽然较高，但浸渣的铜含量仍只是达到0.40～0.50％。因此，迫切需要一种提高金精矿中银、铜的回收率的方法，提高金精矿资源的综合利用水平。
3、所以，需要一种能够实现浸锑高盐废液的高值化综合利用，同时实现含银铜金精矿中银、铜高效回收，提高资源综合利用水平的方法。
技术实现思路
1、针对上述现有技术存在的不足，实现浸锑
2、一种利用湿法浸锑高盐废液提高银铜回收率的方法，包括如下步骤：
3、(1)一级含银铜金精矿配矿：对含银铜金精矿进行配矿，配矿后各元素成分含量：金30～50g/t，银200～500g/t，铜2～4w％，硫23～28w％，含铅0.3～0.5w％，含砷0.30～0.50w％；
4、(2)二级高盐废液产出：将含锑矿物用水调浆至矿浓为40～50w％，采用氢氧化钠和硫化钠进行搅拌浸出后得含锑液，含锑液经高温氧化处理得到含锑沉淀物和高盐废液，含锑沉淀物经过洗涤、干燥、产出焦锑酸钠；
5、(3)三级湿法调浆：向步骤(1)配矿后的含银铜金精矿添加高盐废液，然后添加水调整矿浆浓度为68～72w％；
6、(4)四级硫酸化焙烧：将调整后的矿浆输送至沸腾焙烧炉焙烧，得焙烧烟气和焙砂；
7、(5)五级酸浸浸铜：将步骤(4)得到的焙砂采用硫酸、高锰酸钾和双氧水进行酸浸得酸浸渣和酸浸液；
8、(6)六级氰化浸出金银：对步骤(5)得到的酸浸渣加水调浆至30～40％，添加氢氧化钠进行碱浸后过滤得到滤饼，滤饼添加氰化浸出液调整矿浆浓度为33～43w％，添加碳酸氢铵、氰化钠浸出得浸出渣和浸出液。
9、本专利技术利用湿法浸锑高盐废液提高银铜回收率的方法的步骤(2)得到的高盐废液主要含有硫化钠含量20～40g/l，且氢氧化钠含量12～15g/l，硫酸钠100-150g/l，亚硫酸钠20-30g/l，硫代硫酸钠20-30g/l；步骤(5)得到的酸浸渣含金40～70g/t，含银300～700g/t，含硫0.20～0.50w％，含铜0.10～0.20w％，铜浸出率达到96～98％；最终步骤(6)得到的浸出渣含金0.5～1.5g/t，含银20～50g/t，银浸出率达到90～96％。
10、本专利技术利用湿法浸锑高盐废液提高银铜回收率的方法使湿法浸锑高盐废液中的盐类得到高值化利用具有极大的经济效益，在焙烧过程中发挥了重要作用，有效提高了含银铜金精矿的银化合物、铜化合物的转化程度，使得银、铜资源得到高效回收；通过含银铜金精矿与湿法浸锑高盐废液混合高温硫酸化焙烧的方式得到有效处置和高值化利用，解决了高盐废水无法有效处置的技术难题，同时提高了含银铜金精矿的银铜回收率的理想效果。
11、进一步地，所述步骤(2)中，所述含锑矿物含锑2～20w％、细度-0.037mm占88～90％。
12、进一步地，所述步骤(2)中，所述氢氧化钠用量为20～40kg/t，所述硫化钠用量为20～140kg/t，所述浸出的温度为50～70℃，搅拌转速50～150r/min，浸出时间为60～180min。
13、进一步地，所述步骤(2)中，高温氧化处理的温度为70～90℃，纯氧气进行氧化，氧气流量为10～30m3/h。
14、进一步地，所述步骤(3)中，所述配矿后的含银铜金精矿与高盐废液的质量比为1:0.10～0.20。
15、进一步地，所述步骤(4)中，所述沸腾焙烧炉的炉底压力为11000～14000pa，焙烧温度为600～650℃，焙烧时间为20～30min。
16、进一步地，所述步骤(4)中，所述沸腾焙烧炉的炉温的控制通过向沸腾焙烧炉内添加高盐废水来调节，所述高盐废水的添加量为0.1～0.3m3/t。
17、进一步地，所述步骤(4)中，所述焙烧烟气二氧化硫浓度控制4～6v％，所述焙烧烟气用于生产工业硫酸。
18、进一步地，所述步骤(5)中，所述酸浸的过程中控制酸浸矿浓35～50w％，酸浸温度为80～90℃，硫酸为浓度2～5w％，高锰酸钾添加量为1～3kg/t，双氧水加入量为1～3kg/t，酸浸时间为120～240min。
19、进一步地，所述步骤(6)中，氢氧化钠的添加量为10～20kg/t，碱浸的时间为2～6h。
20、进一步地，所述步骤(6)中，氰化浸出液中的氰化钠浓度为0.20～0.50w％，ph＝9～11。
21、进一步地，所述步骤(6)中，碳酸氢铵添加量为0.5～1.5kg/t，氰化钠浓度为0.50～1.0w％，浸出时间为48～96h。
22、本专利技术的有益效果为：
23、本专利技术通过含银铜金精矿与湿法浸锑高盐废液混合高温硫酸化焙烧的方式实现了含银铜金精矿综合回收和高盐废水的高值化利用，无废水和危险固废的产生，满足环保要求；且本专利技术设备结构简单、运行平稳、适应性强，有效解决了高盐废水的循环湿法浸锑对系统的影响，为后续生产提供了便利；工艺生产成本较低，使用人员较少，有效的降低了成本。
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1.一种利用湿法浸锑高盐废液提高银铜回收率的方法，其特征在于，包括如下步骤：
2.根据权利要求1所述的利用湿法浸锑高盐废液提高银铜回收率的方法，其特征在于，所述步骤(2)中，所述含锑矿物含锑2～20w％、细度-0.037mm占88～90％。
3.根据权利要求2所述的利用湿法浸锑高盐废液提高银铜回收率的方法，其特征在于，所述步骤(2)中，所述氢氧化钠用量为20～40kg/t，所述硫化钠用量为20～140kg/t，所述浸出的温度为50～70℃，搅拌转速50～150r/min，浸出时间为60～180min。
4.根据权利要求1所述的利用湿法浸锑高盐废液提高银铜回收率的方法，其特征在于，所述步骤(3)中，所述配矿后的含银铜金精矿与高盐废液的质量比为1:0.10～0.20。
5.根据权利要求4所述的利用湿法浸锑高盐废液提高银铜回收率的方法，其特征在于，所述步骤(4)中，所述沸腾焙烧炉的炉底压力为11000～14000Pa，焙烧温度为600～650℃，焙烧时间为20～30min。
6.根据权利要求5所述的利用湿法浸锑高盐废液提高银铜
7.根据权利要求6所述的利用湿法浸锑高盐废液提高银铜回收率的方法，其特征在于，所述步骤(4)中，所述焙烧烟气二氧化硫浓度控制4～6v％，所述焙烧烟气用于生产工业硫酸。
8.根据权利要求1所述的利用湿法浸锑高盐废液提高银铜回收率的方法，其特征在于，所述步骤(5)中，所述酸浸的过程中控制酸浸矿浓35～50w％，酸浸温度为80～90℃，硫酸为浓度2～5w％，高锰酸钾添加量为1～3kg/t，双氧水加入量为1～3kg/t，酸浸时间为120～240min。
9.根据权利要求1所述的利用湿法浸锑高盐废液提高银铜回收率的方法，其特征在于，所述步骤(6)中，氢氧化钠的添加量为10～20kg/t，碱浸的时间为2～6h。
10.根据权利要求9所述的利用湿法浸锑高盐废液提高银铜回收率的方法，其特征在于，所述步骤(6)中，碳酸氢铵添加量为0.5～1.5kg/t，氰化钠浓度为0.50～1.0w％，浸出时间为48～96h。
...【技术特征摘要】
1.一种利用湿法浸锑高盐废液提高银铜回收率的方法，其特征在于，包括如下步骤：
2.根据权利要求1所述的利用湿法浸锑高盐废液提高银铜回收率的方法，其特征在于，所述步骤(2)中，所述含锑矿物含锑2～20w％、细度-0.037mm占88～90％。
3.根据权利要求2所述的利用湿法浸锑高盐废液提高银铜回收率的方法，其特征在于，所述步骤(2)中，所述氢氧化钠用量为20～40kg/t，所述硫化钠用量为20～140kg/t，所述浸出的温度为50～70℃，搅拌转速50～150r/min，浸出时间为60～180min。
4.根据权利要求1所述的利用湿法浸锑高盐废液提高银铜回收率的方法，其特征在于，所述步骤(3)中，所述配矿后的含银铜金精矿与高盐废液的质量比为1:0.10～0.20。
5.根据权利要求4所述的利用湿法浸锑高盐废液提高银铜回收率的方法，其特征在于，所述步骤(4)中，所述沸腾焙烧炉的炉底压力为11000～14000pa，焙烧温度为600～650℃，焙烧时间为20～30min。
6.根据权利要求5所述的利用湿法浸锑高盐废液提高银铜回收率的...
【专利技术属性】
技术研发人员：邵京明，王建军，孙仁锋，薛希刚，郭建东，梁志伟，
申请(专利权)人：山东国大黄金股份有限公司，
类型：发明
国别省市：
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