CN102974467A - 一种从铜阳极泥中分离回收贵金属的选矿药剂及使用方法 - Google Patents

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Abstract

本发明属于贵金属冶金领域，具体涉及一种从铜阳极泥中分离回收贵金属的选矿药剂及使用方法。本发明的选矿药剂，按照重量配比，由捕收剂松醇黄药和松醇黑药1~10重量份、抑制剂六偏磷酸钠1~10重量份和起泡剂松醇油1~10重量份组成，使用选矿药剂分离回收贵金属的方法是：首先进行酸浸预处理，然后将酸浸渣配制成矿浆，加入选矿药剂进行粗选，然后进行两次精选，得到贵金属矿。本发明的选矿药剂选择性强，对贵金属分离效率高，金银的回收率高，降低了成本，减少了污染。

Description

一种从铜阳极泥中分离回收贵金属的选矿药剂及使用方法
技术领域
本发明属于贵金属冶金领域，具体涉及一种从铜阳极泥中分离回收贵金属的选矿药剂及使用方法。 
背景技术
铜阳极泥是铜电解精炼的副产品，是回收贵金属的重要原料，在铜电解过程中，金、银及铂族金属其电位较正，在铜阳极上不进行电化学溶解而以极细的颗粒从阳极上脱落于电解槽底；硫、硒、碲等元素在阳极上以稳定的化合物形态存在，不进行电化学反应沉入电解槽底；不溶的镍以化合物状态沉于电解槽底。国内外从阳极泥中回收金银等贵金属具有代表性的工艺主要有三大类：一是全湿法工艺流程，为“阳极泥－加压浸出铜、碲－氯化浸出硒、金－碱浸分铅-氨浸分银－金银电解”；二是以湿法为主，火法、湿法相结合的(半)湿法工艺流程，为国内目前大多数厂家所采用，主干流程为“阳极泥-硫酸化焙烧蒸硒-稀酸分铜－氯化分金－亚钠分银－金银电解”；三是以火法为主，湿法－火法相结合的火法流程，主干流程为“阳极泥－加压浸出铜、碲－火法熔炼、吹炼－银电解－银阳极泥处理金”，其主要设备为卡尔多炉和加压浸出釜。在现有工艺中，普遍存在以下缺点：贵金属在各工序中分散损失十分严重；贵金属的直接回收率低；工序复杂，返料多；尾料金含量高，而且贵金属产品中铜碲铋等杂质含量多，铅砷等毒害元素残留严重；设备自动化程度低，能耗大。采用浮选工艺进行处理铜阳极泥，可大大地提高铜阳极泥的处理能力，为冶炼创造了有利条件、减少熔剂消耗，而国内采用此方法去处理铜阳极泥还极少，相关的试验研究并不充分，特别是对用于阳极泥的选矿药剂和选矿方法的研究不成熟，导致选冶效果不理想，尾矿贵金属含量高。 
发明内容
针对现有铜阳极泥中贵金属分离回收技术存在的问题，本发明提供一种从铜阳极泥中分离回收贵金属的选矿药剂及使用方法，目的是通过本发明的高效的选矿药剂，特别是阳极泥捕收剂，再结合合适的选冶工艺方法从阳极泥中高效分离出贵金属。 
一种从铜阳极泥中分离回收贵金属的选矿药剂，按照重量配比，由捕收剂1~10重量份、 抑制剂1~10重量份和起泡剂1~10重量份组成，其中所述的捕收剂是松醇黄药和松醇黑药，松醇黄药和松醇黑药的摩尔比为1：（0.01~25），抑制剂是六偏磷酸钠，起泡剂是松醇油。 
所述的松醇黄药是 
Figure 2012104207365100002DEST_PATH_IMAGE002
，其制备方法是：按摩尔比松醇油：氢氧化钠：二硫化碳=1:1:1.2配料，在15～40℃下反应1～3h，得到松醇黄药。 
  
所述的松醇黑药是
Figure 2012104207365100002DEST_PATH_IMAGE004
，其制备方法是：按照摩尔比松醇油：五硫化二磷：氢氧化钠=4:1:2配料，在20～80℃下反应1～3h，得到松醇黑药。
采用上述选矿药剂从铜阳极泥中分离回收贵金属的方法，按照以下步骤进行： 
（1）预处理：预处理：将铜阳极泥与硫酸按照重量比1：（0.1~5）混合，于450～850℃焙烧1～3h，将所得焙渣与硫酸按照重量比1：（0.1~5）混合，于20～90℃酸浸时间1～3h，得到的酸浸渣经洗涤后烘干；所述的硫酸浓度为50～450g/L；
（2）浮选：将烘干后的酸浸渣加水配制成重量浓度为5%～45%的矿浆，调节矿浆pH为0.5～13.5，向矿浆中加入选矿药剂：捕收剂松醇黄药和松醇黑药1～10kg/t，抑制剂六偏磷酸钠1～10kg/t，起泡剂松醇油1～10kg/t进行粗选，获得粗精矿和粗尾矿；
将粗精矿加水配制成质量浓度为15～35%的矿浆，调节矿浆pH为0.5～7.5，向矿浆中加入捕收剂松醇黄药和松醇黑药1～3kg/t进行一次精选，获得一次精选精矿和一次精选尾矿，对一次精选精矿重复上述过程，获得二次精选精矿和二次精选尾矿，二次精选精矿即贵金属精矿；
将粗尾矿加水配制成重量浓度为15～35%的矿浆，调节矿浆pH为2.5～12.5，加入捕收剂松醇黄药和松醇黑药1～4kg/t，获得扫选精矿和尾矿；
所述的扫选精矿和上述一次精选尾矿返回粗选步骤再次进行粗选；
所述的二次精选尾矿返回一次精选步骤再次进行一次精选。
所述的捕收剂松醇黄药和松醇黑药的摩尔比为1：（0.01~25）。 
与现有技术相比，本发明的特点和有益效果是： 
以往的选矿药剂中的捕收剂是单纯的黄药或者黑药，而本发明的选矿药剂是自制的松醇黄药和松醇黑药，由于松醇黄药和松醇黑药的疏水性碳链长，而且链中含有环状结构，其空间位阻大，而在浮选过程中，捕收剂和矿物之间形成的胶束与烃链长度和结构相关，烃链越长所需捕收剂浓度越低，空间位阻越大，适合捕收剂捕收的矿物类型越有限，因此松醇黑药和松醇黑药的选择性强，对贵金属分离效率高，金银的回收率高。
采用本发明的选矿药剂结合选冶工艺流程，能够省去传统工艺中的贵铅炉并提高生产力，降低了成本，而且大量的贱金属杂质进入到尾矿，减少了铅的污染和烟尘污染，改善了劳动条件，具有很高的推广价值。 
附图说明
附图1为本发明从铜阳极泥中分离回收贵金属的方法的工艺流程图。 
具体实施方式
下面结合实施例对本发明作进一步详细说明。本发明所用的铜阳极泥为传统冶炼厂的铜阳极泥，其主要有价金属铜、铅、银和金的重量含量分别为16.35%，13.74%，9.94%和0.21%。 
实施例1 
一种从铜阳极泥中分离回收贵金属的选矿药剂，按照重量配比，由捕收剂3重量份、抑制剂10重量份和起泡剂10重量份，其中所述的捕收剂是松醇黄药和松醇黑药，松醇黄药和松醇黑药的摩尔比为2：1，抑制剂是六偏磷酸钠，起泡剂是松醇油。
所述的松醇黄药的制备方法是：按摩尔比松醇油：氢氧化钠：二硫化碳=1:1:1.2配料，在15℃下反应3h，得到松醇黄药。 
所述的松醇黑药的制备方法是：按照摩尔比松醇油：五硫化二磷：氢氧化钠=4:1:2配料，在80℃下反应1h，得到松醇黑药。 
采用上述选矿药剂从铜阳极泥中分离回收贵金属的方法，按照以下步骤进行： 
（1）预处理：将铜阳极泥与硫酸按照重量比1：1混合，于450℃焙烧3h，将所得焙渣与硫酸按照重量比1：1混合，于20℃酸浸时间3h，得到的酸浸渣经洗涤后烘干；硫酸的浓度为50g/L；
（2）浮选：将烘干后的酸浸渣加水配制成重量浓度为45%的矿浆，调节矿浆pH为0.5，向矿浆中加入选矿药剂：捕收剂松醇黄药和松醇黑药3kg/t，抑制剂六偏磷酸钠10kg/t，起泡剂松醇油10kg/t进行粗选，获得粗精矿和粗尾矿；
将粗精矿加水配制成质量浓度为35%的矿浆，调节矿浆pH为0.5，向矿浆中加入捕收剂松醇黄药和松醇黑药1kg/t进行一次精选，获得一次精选精矿和一次精选尾矿，对一次精选精矿重复上述过程，获得二次精选精矿和二次精选尾矿，二次精选精矿即贵金属精矿；
将粗尾矿加水配制成重量浓度为35%的矿浆，调节矿浆pH为2.5，加入捕收剂松醇黄药和松醇黑药1kg/t进行扫选，获得扫选精矿和尾矿；
所述的扫选精矿和上述一次精选尾矿返回粗选步骤再次进行粗选；
所述的二次精选尾矿返回一次精选步骤再次进行一次精选。
所述的捕收剂松醇黄药和松醇黑药的摩尔比为2：1。 
对比例1 
（1）阳极泥捕收剂的选矿药剂：阳极泥选矿药剂是以市售黄药和市售黑药为捕收剂，六偏磷酸钠为抑制剂，松醇油为起泡剂的组合配方，捕收剂黄药和黑药的摩尔比为2：1。
（2）从阳极泥分离回收贵金属的选矿方法：同实施例1，不同之处在于选矿药剂的捕收剂为市售黄药和黑药。 
将精矿和尾矿进行分析结果见表1。 
由表1可知，采用本发明提供的阳极泥的选矿药剂及工艺流程，能够实现高效分离回收贵金属的效果，金的回收率能达到95%以上，银的回收率能够达到94%以上，阳极泥贵金属中的铅含量降低到15%以下。并且与商业化药剂相比，自制的药剂在各项指标上均表现出明显的优异性。 
实施例2 
一种从铜阳极泥中分离回收贵金属的选矿药剂，按照重量配比，由捕收剂10重量份、抑制剂1重量份和起泡剂1重量份，其中所述的捕收剂是松醇黄药和松醇黑药，松醇黄药和松醇黑药的摩尔比为100：1，抑制剂是六偏磷酸钠，起泡剂是松醇油。
所述的松醇黄药的制备方法是：按摩尔比松醇油：氢氧化钠：二硫化碳=1:1:1.2配料，在40℃下反应1h，得到松醇黄药。 
所述的松醇黑药的制备方法是：按照摩尔比松醇油：五硫化二磷：氢氧化钠=4:1:2配料，在20℃下反应3h，得到松醇黑药。 
采用上述选矿药剂从铜阳极泥中分离回收贵金属的方法，按照以下步骤进行： 
（1）预处理：将铜阳极泥与硫酸，于850℃焙烧1h，将所得焙渣与硫酸按照重量比1：5混合，于90℃酸浸时间1h，得到的酸浸渣经洗涤后烘干；硫酸的浓度为450g/L； 
（2）浮选：将烘干后的酸浸渣加水配制成重量浓度为20%的矿浆，调节矿浆pH为13.5，向矿浆中加入选矿药剂：捕收剂松醇黄药和松醇黑药10kg/t，抑制剂六偏磷酸钠1kg/t，起泡剂松醇油1kg/t进行粗选，获得粗精矿和粗尾矿；
将粗精矿加水配制成质量浓度为20%的矿浆，调节矿浆pH为7.5，向矿浆中加入捕收剂松醇黄药和松醇黑药3kg/t进行一次精选，获得一次精选精矿和一次精选尾矿，对一次精选精矿重复上述过程，获得二次精选精矿和二次精选尾矿，二次精选精矿即贵金属精矿；
将粗尾矿加水配制成重量浓度为15%的矿浆，调节矿浆pH为12.5，加入捕收剂松醇黄药和松醇黑药4kg/t，获得扫选精矿和尾矿；
所述的扫选精矿和上述一次精选尾矿返回粗选步骤再次进行粗选；
所述的二次精选尾矿返回一次精选步骤再次进行一次精选。
所述的捕收剂松醇黄药和松醇黑药的摩尔比为20：1。 
对比例2 
（1）阳极泥捕收剂的选矿药剂：阳极泥选矿药剂是以市售黄药为捕收剂，六偏磷酸钠为抑制剂，松醇油为起泡剂的组合配方。
（2）从阳极泥分离回收贵金属的选矿方法同实施例2，不同之处在于选矿药剂中的捕收剂是市售黄药。 
将精矿和尾矿进行分析结果见表1。 
由表1可知，采用本发明提供的阳极泥的选矿药剂及工艺流程，能够实现高效分离回收贵金属的效果，金的回收率能达到95%以上，银的回收率能够达到94%以上，阳极泥贵金属中的铅含量降低到15%以下。并且与商业化药剂相比，自制的药剂在各项指标上均表现出明显的优异性。 
实施例3 
一种从铜阳极泥中分离回收贵金属的选矿药剂，按照重量配比，由捕收剂1重量份、抑制剂5重量份和起泡剂5重量份，其中所述的捕收剂是松醇黄药和松醇黑药，松醇黄药和松醇黑药的摩尔比为1：25，抑制剂是六偏磷酸钠，起泡剂是松醇油。
所述的松醇黄药的制备方法是：按摩尔比松醇油：氢氧化钠：二硫化碳=1:1:1.2配料，在30℃下反应1.5h，得到松醇黄药。 
所述的松醇黑药的制备方法是：按照摩尔比松醇油：五硫化二磷：氢氧化钠=4:1:2配料，在60℃下反应2h，得到松醇黑药。 
采用上述选矿药剂从铜阳极泥中分离回收贵金属的方法，按照以下步骤进行： 
（1）预处理：将铜阳极泥与硫酸按照重量比10：1混合，于650℃焙烧2h，将所得焙渣中与硫酸按照重量比10：1混合，于60℃酸浸时间2h，得到的酸浸渣经洗涤后烘干；硫酸的浓度为250g/L；
（2）浮选：将烘干后的酸浸渣加水配制成重量浓度为30%的矿浆，调节矿浆pH为2，向矿浆中加入选矿药剂：捕收剂松醇黄药和松醇黑药1kg/t，抑制剂六偏磷酸钠5kg/t，起泡剂松醇油5kg/t进行粗选，获得粗精矿和粗尾矿；
将粗精矿加水配制成质量浓度为5%的矿浆，调节矿浆pH为13.5，向矿浆中加入捕收剂松醇黄药和松醇黑药2kg/t进行一次精选，获得一次精选精矿和一次精选尾矿，对一次精选精矿重复上述过程，获得二次精选精矿和二次精选尾矿，二次精选精矿即贵金属精矿；
将粗尾矿加水配制成重量浓度为20%的矿浆，调节矿浆pH为5，加入捕收剂松醇黄药和松醇黑药3kg/t，获得扫选精矿和尾矿；
所述的扫选精矿和上述一次精选尾矿返回粗选步骤再次进行粗选；
所述的二次精选尾矿返回一次精选步骤再次进行一次精选。
所述的捕收剂松醇黄药和松醇黑药的摩尔比为1：25。 
对比例3 
（1）阳极泥捕收剂的选矿药剂：阳极泥选矿药剂是以商业化黑药为捕收剂，六偏磷酸钠为抑制剂，松醇油为起泡剂的组合配方。
（2）从阳极泥分离回收贵金属的选矿方法：同实施例3。 
将精矿和尾矿进行分析结果见表1。 
由表1可知，采用本发明提供的阳极泥的选矿药剂及工艺流程，能够实现高效分离回收贵金属的效果，金的回收率能达到95%以上，银的回收率能够达到94%以上，阳极泥贵金属中的铅含量降低到15%以下。并且与商业化药剂相比，自制的药剂在各项指标上均表现出明显的优异性。 
  
表1 采用本发明的选矿剂从铜阳极泥分离贵金属与现有药剂对阳极泥选矿效果的影响
Figure 1

Claims (5)

1.一种从铜阳极泥中分离回收贵金属的选矿药剂，其特征在于按照重量配比，由捕收剂1~10重量份、 抑制剂1~10重量份和起泡剂1~10重量份组成，其中所述的捕收剂是松醇黄药和松醇黑药，松醇黄药和松醇黑药的摩尔比为1：（0.01~25），抑制剂是六偏磷酸钠，起泡剂是松醇油。
2.根据权利要求1所述的一种从铜阳极泥中分离回收贵金属的选矿药剂，其特征在于所述的松醇黄药是                                               
Figure 2012104207365100001DEST_PATH_IMAGE002
，其制备方法是：按摩尔比松醇油：氢氧化钠：二硫化碳=1:1:1.2配料，在15～40℃下反应1～3h，得到松醇黄药。
3.根据权利要求1所述的一种从铜阳极泥中分离回收贵金属的选矿药剂，其特征在于所述的松醇黑药是
Figure 2012104207365100001DEST_PATH_IMAGE004
，其制备方法是：按照摩尔比松醇油：五硫化二磷：氢氧化钠=4:1:2配料，在20～80℃下反应1～3h，得到松醇黑药。
4.使用如权利要求1所述的选矿药剂从铜阳极泥中分离回收贵金属的方法，其特征在于按照以下步骤进行：
（1）预处理：将铜阳极泥与硫酸按照重量比1：（0.1~5）混合，于450～850℃焙烧1～3h，将所得焙渣与硫酸按照重量比1：（0.1~5）混合，于20～90℃酸浸时间1～3h，得到的酸浸渣经洗涤后烘干；所述的硫酸浓度为50～450g/L；
（2）浮选：将烘干后的酸浸渣加水配制成重量浓度为5%～45%的矿浆，调节矿浆pH为0.5～13.5，向矿浆中加入选矿药剂：捕收剂1～10kg/t，抑制剂六偏磷酸钠1～10kg/t，起泡剂松醇油1～10kg/t进行粗选，获得粗精矿和粗尾矿；
将粗精矿加水配制成质量浓度为15～35%的矿浆，调节矿浆pH为0.5～7.5，向矿浆中加入捕收剂1～3kg/t进行一次精选，获得一次精选精矿和一次精选尾矿，对一次精选精矿重复上述过程，获得二次精选精矿和二次精选尾矿，二次精选精矿即贵金属精矿；
将粗尾矿加水配制成重量浓度为15～35%的矿浆，调节矿浆pH为2.5～12.5，加入捕收剂1～4kg/t，获得扫选精矿和尾矿；
所述的扫选精矿和上述一次精选尾矿返回粗选步骤再次进行粗选；
所述的二次精选尾矿返回一次精选步骤再次进行一次精选。
5.根据权利要求4所述的从铜阳极泥中分离回收贵金属的方法，其特征在于所述的捕收剂松醇黄药和松醇黑药的摩尔比为1：（0.01~25）。
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