CN101658819A - 一种多元素综合回收工艺 - Google Patents

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李学强
冯玉华
徐忠敏
崔秋华
冯金敏
李雪林
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Abstract

一种多元素综合回收工艺，由铅精矿回收、和铜锌精矿、硫精矿回收组成；其浮选主要工艺为一粗、二扫、二精，因而，工艺简单，回收率高，特别适合于从氰化尾渣中回收铜、铅、锌、硫等有价元素。

Description

一种多元素综合回收工艺
技术领域：
本发明涉及一种综合回收的工艺，特别是一种多元素综合回收的工艺。
背景技术：
我国采用金精矿氰化提金工艺直接生产黄金的方法占黄金工业生产的半壁江山。但是氰化尾渣中含有大量的铜、铅、锌等有价元素，目前，国内大多数氰化厂不具备多元素综合回收条件，造成大量的资源浪费，虽然，现在有部分厂家对这些元素进行回收，但是，其工艺复杂，回收率低。
发明内容：
本发明的目的就是要提供一种节约资源、工艺简单、回收率高的多元素综合回收的工艺。
本发明的目的是这样实现的：一种多元素综合回收的工艺，其特征在于它有以下步骤完成：
(1)铅精矿回收：氰化尾渣经软管泵打入压滤机缓冲槽中，经板框式压滤机脱含氰贫液，产生滤饼，贫液返回氰化***，滤饼由皮带输送至缓冲槽进行调浆，加入乙硫氮，乙硫氮与滤饼的比例为每吨滤饼加乙硫氮4.5-5.5g，调好的矿浆自流到充气搅拌浮选机中，经过一粗、二扫、二精浮选后，浮选得到铅精矿；
(2)铜锌精矿、硫精矿回收：浮选铅精矿后的尾渣通过渣浆泵打入活化槽加双氧水活化，双氧水活化时间为25-35分钟，再加入黄药和Z200，矿浆流入充气搅拌浮选机中，经过一粗、二扫、二精浮选后，得到铜锌精矿，其尾矿作为最终的硫精矿。
本发明与现有技术相比具有以下优点：
由于采用分段回收的方法，即先回收铅精矿、后回收铜锌精矿、硫精矿的方法，因而，节约资源、工艺简单、回收率高。
具体实施方式：
实施例一：
编号为Al批次的氰化尾渣处理。本尾渣为600吨，铜含量为0.31％、铅含量为0.71％、锌含量为0.68％、硫含量为27.49％。氰化尾渣经2RGB75软管泵打入Ф3*4压滤机缓冲槽，经XAZ240板框式压滤机脱含氰贫液，贫液返回氰化***，滤饼由皮带输送至Ф2*2缓冲槽进行调浆，加入乙硫氮后，自流到BSK-4充气搅拌浮选机中，经过一粗、二扫、二精浮选后，优先浮选得到铅精矿；其尾渣通过65EGB渣浆泵打入Ф4*5活化槽经双氧水活化，加入黄药和Z200后，自流入BSK-4充气搅拌浮选机中，经过一粗、二扫、二精浮选后，得到铜锌混合精矿，其尾矿作为最终的硫矿。
尾渣经压滤脱水调浆后，浓度为22％，乙硫氮用量按照5g/t的标准加入到矿浆中，经过一粗、二扫、二精浮选得到铅精矿，品位为41％，回收率为56.36％；铅精矿浮尾加入9-10kg/t的双氧水活化30分钟后，加入10g/t的丁基黄药、40-50g/tZ200，经过浮选后，得到铜锌混合精矿，铜含量为9.60％，锌含量为25.12％，其尾矿作为最终的硫矿，硫的含量为29.14％；混合精矿脱水调浆，浓度为10％，加入10kg/t硫酸锌和3kg/t***抑制锌搅拌60分钟后，加入30g/t的Z200，经浮选后，分别得到铜精矿和锌精矿，其含量分别为铜16.66％，锌45.21％。
实施例二：
编号为A2批次的氰化尾渣处理。本尾渣为600吨，铜含量为0.29％、铅含量为0.69％、锌含量为0.78％、硫含量为28.63％。氰化尾渣经2RGB75软管泵打入Ф3*4压滤机缓冲槽，经XAZ240板框式压滤机脱含氰贫液，贫液返回氰化***，滤饼由皮带输送至Ф2*2缓冲槽进行调浆，加入乙硫氮后，自流到BSK-4充气搅拌浮选机中，经过一粗、二扫、二精浮选后，优先浮选得到铅精矿；其尾渣通过65EGB渣浆泵打入Ф4*5活化槽经双氧水活化，加入黄药和Z200后，自流入BSK-4充气搅拌浮选机中，经过一粗、二扫、二精浮选后，得到铜锌混合精矿，其尾矿作为最终的硫矿。
尾渣经压滤脱水调浆后，浓度为22％，乙硫氮用量按照5g/t的标准加入到矿浆中，经过一粗、二扫、二精浮选得到铅精矿，品位为40.91％，回收率为55.27％；铅精矿浮尾加入9-10kg/t的双氧水活化30分钟后，加入10g/t的丁基黄药、40-50g/tZ200，经过浮选后，得到铜锌混合精矿，铜含量为8.90％，锌含量为27.53％，其尾矿作为最终的硫矿，硫的含量为28.74％；混合精矿脱水调浆，浓度为10％，加入10kg/t硫酸锌和3kg/t***抑制锌搅拌59分钟后，加入30g/t的Z200，经浮选后，分别得到铜精矿和锌精矿，其含量分别为铜15.94％，锌43.75％。
实施例三：
编号为A3批次的氰化尾渣处理。本尾渣为800吨，铜含量为0.30％、铅含量为0.74％、锌含量为0.81％、硫含量为25.47％。氰化尾渣经2RGB75软管泵打入Ф3*4压滤机缓冲槽，经XAZ240板框式压滤机脱含氰贫液，贫液返回氰化***，滤饼由皮带输送至Ф2*2缓冲槽进行调浆，加入乙硫氮后，自流到BSK-4充气搅拌浮选机中，经过一粗、二扫、二精浮选后，优先浮选得到铅精矿；其尾渣通过65EGB渣浆泵打入Ф4*5活化槽经双氧水活化，加入黄药和Z200后，自流入BSK-4充气搅拌浮选机中，经过一粗、二扫、二精浮选后，得到铜锌混合精矿，其尾矿作为最终的硫矿。
尾渣经压滤脱水调浆后，浓度为21％，乙硫氮用量按照5g/t的标准加入到矿浆中，经过一粗、二扫、二精浮选得到铅精矿，品位为44.38％，回收率为55.69％；铅精矿浮尾加入9-10kg/t的双氧水活化30分钟后，加入10g/t的丁基黄药、40-50g/tZ200，经过浮选后，得到铜锌混合精矿，铜含量为9.11％，锌含量为26.98％，其尾矿作为最终的硫矿，硫的含量为28.58％；混合精矿脱水调浆，浓度为10％，加入10kg/t硫酸锌和3kg/t***抑制锌搅拌65分钟后，加入30g/t的Z200，经浮选后，分别得到铜精矿和锌精矿，其含量分别为铜15.97％，锌43.67％。

Claims (1)

  1. 一种多元素综合回收的工艺，其特征在于它有以下步骤完成：
    1、铅精矿回收：氰化尾渣经软管泵打入压滤机缓冲槽中，经板框式压滤机脱含氰贫液，产生滤饼，贫液返回氰化***，滤饼由皮带输送至缓冲槽进行调浆，加入乙硫氮，乙硫氮与滤饼的比例为每吨滤饼加乙硫氮4.5-5.5g，调好的矿浆自流到充气搅拌浮选机中，经过一粗、二扫、二精浮选后，浮选得到铅精矿；
    2、铜锌精矿、硫精矿回收：浮选铅精矿后的尾渣通过渣浆泵打入活化槽加双氧水活化，双氧水活化时间为25-35分钟，再加入黄药和Z200，矿浆流入充气搅拌浮选机中，经过一粗、二扫、二精浮选后，得到铜锌精矿，其尾矿作为最终的硫精矿。
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