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    從含銅、鉛金精礦焙砂中綜合回收金、銀、銅、鉛、鐵的試驗研究

    2016-02-11 02:38:19任文生彭國敏俎小鳳
    中國有色冶金 2016年1期
    關鍵詞:鐵渣含銅氰化

    薛 光, 任文生, 彭國敏, 俎小鳳

    (1.中國人民武警部隊黃金第七支隊, 山東 煙臺 264003;2.河南中原黃金冶煉廠有限責任公司, 河南 三門峽 472000)

    從含銅、鉛金精礦焙砂中綜合回收金、銀、銅、鉛、鐵的試驗研究

    薛 光1, 任文生2, 彭國敏2, 俎小鳳2

    (1.中國人民武警部隊黃金第七支隊, 山東 煙臺 264003;2.河南中原黃金冶煉廠有限責任公司, 河南 三門峽 472000)

    提出了一個從含銅、鉛金精礦焙砂中綜合回收金、銀、銅、鉛、鐵的新工藝。試驗表明,含金、鉛金精礦焙砂經稀硫酸浸銅后,采用35%~40%硫酸浸出鐵,再經25%~30%氫氧化鈉浸鉛,最后用氰化法浸出金、銀,其浸出率分別為Au 98.73%、Ag 93.25%、Cu 91.37%、Pb 93.90%、Fe 88%,達到了從焙砂中綜合回收金、銀、銅、鉛、鐵等有價元素的目的。

    銅、鉛金精礦; 焙砂; 浸出; 綜合回收

    目前國內黃金冶煉公司對含銅、鉛金精礦通常采用焙燒氰化法回收金、銀、銅[1],其浸出率分別為[2]Au 94%~95%、Ag 65%~70%、Cu 75%~80%。文獻[3-4]指出,造成焙燒氰化法金、銀浸取率偏低,除砷的干擾外,氧化鐵和硫酸鉛的包裹是主要原因。本文針對工業(yè)生產中存在的問題,提出了一個從銅、鉛金精礦焙砂中綜合回收金、銀、銅、鉛、鐵的新工藝。該工藝是將含銅、鉛金精礦焙砂經2%硫酸浸銅后,在催化劑存在下采用35%~40%硫酸浸出鐵,再經25%~30%氫氧化鈉浸鉛,最后用氰化法浸取金、銀[7]。試驗表明,該工藝對某黃金冶煉廠提供的沸騰爐焙砂進行處理,其浸出率分別為Au 98.73%、Ag 93.25%、Cu 91.37%、Pb 93.90%、Fe 88%,不但大大提高了金、銀銅的浸出率,還可回收鉛和鐵,達到了從焙砂中綜合回收金、銀、銅、鉛、鐵等有價元素的目的。該工藝方法設備投資少,處理成本低,可綜合利用資源,具有較大的經濟效益和社會效益。

    1 焙砂的化學組成

    該焙砂是含銅、鉛金精礦經沸騰爐焙燒的產物,焙砂呈棕褐色,粒度較粗,-200目約占70%。經實驗室分析測定,其化學組成見表1。

    表1 焙砂的化學組成 %

    *單位1×10-6

    從表1可見,焙砂中銅、鉛含量較高,為充分利用資源,提高企業(yè)的經濟效益,從焙砂中綜合回收金、銀、銅、鉛、鐵等有價元素是必要的。

    2 從焙砂中浸取銅試驗

    稱取100 g焙砂于浸出槽中,加入200 ml 2%硫酸浸出液,加熱攪拌浸出4 h,固液分離后,將酸浸渣洗至中性,烘干、稱重、計算出渣率為24%,銅的浸出率為78.42%。

    3 從酸浸渣中浸取鐵試驗

    稱取100 g酸浸渣于浸出槽中,加入400 ml濃硫酸,攪勻,再加入100 ml水進行調漿,然后加入2 g銅粉,置于水浴上攪拌浸出6 h,將浸取液稀釋后,進行固液分離,濾液按選定的工藝條件制備鐵紅,浸鐵渣的化學組成見表2。

    試驗表明,經過硫酸浸鐵,渣的質量減少50%,使Au、Ag、Pb得到了富集,酸浸渣中的Cu、Zn、As也被部分浸出,鐵的含量降至3.05%,其浸出率為88%。

    表2 浸鐵渣的化學組成 %

    *單位:1×10-6

    4 從浸鐵渣中浸取鉛試驗

    浸鐵渣中的鉛主要以PbSO4形式存在,基于硫酸鉛在強堿性介質中轉化為可溶性鉛酸鹽的性質,選擇氫氧化鈉為浸鉛劑,從浸鐵渣中進行浸鉛試驗。其工藝流程如下:

    將浸鐵渣轉移到堿浸槽中,控制液固比1∶1,氫氧化鈉濃度30%,浸出溫度:室溫,攪拌,浸出時間6~8 h。堿浸結束進行固液分離,采用10%NaOH進行洗滌(可用經回收鉛的堿浸液洗滌)。經檢查,洗滌液無鉛存在,即洗滌完畢,最后用水洗滌一次。堿浸渣經烘干后,稱重,計算浸鉛率,試驗結果見表3。

    表3 浸鉛試驗結果 %

    從表3可見,采用氫氧化鈉從浸鐵渣中浸鉛,隨著堿量的增加,浸鉛率逐漸增加,為此在試驗時選擇30%NaOH濃度。

    4 浸鉛液中鉛的回收

    基于在堿性介質中,過氧化氫能夠將鉛鹽氧化成不溶性過氧化鉛的性質,采用過氧化氫為沉鉛劑,進行鉛的回收試驗。其工藝流程為:將浸鉛液轉移到沉淀槽中,在攪拌條件下,將配制成10% H2O2(工業(yè)品H2O2濃度為30%),緩慢地加入,此時有棕色的沉淀出現,當加入H2O2不再有棕色沉淀即沉淀完全。試驗表明,采用過氧化氫可有效地沉淀鉛。固液分離后,沉淀物為過氧化鉛,濾液為清沏透明的堿液,可作為浸鉛洗滌液或補加氫氧化鈉后進行浸鉛,反復利用。

    當循環(huán)使用的堿浸液金屬離子濃度增加,可加入硫化鈉進行沉淀處理,可獲得純度較高的堿浸液。

    5 浸銅、鐵液中銅的回收

    基于在硫酸介質中,還原鐵粉可將Cu2+離子還原為金屬銅的性質進行試驗,同時也可將溶液中的Fe3+離子還原為Fe2+離子。其工藝流程如下:

    將浸鐵液轉移到還原槽中,在攪拌條件下,加入適量的還原鐵粉,控制還原溫度70~80 ℃,待硫酸銅的蘭色消失即為還原完全。此時溶液中的Fe3+被還原為Fe2+。固液分離后沉淀物為粗銅,濾液為硫酸鐵溶液。用氨水調pH≈4.0,溶液中的Fe2+則生成Fe(OH)2沉淀,過濾出Fe(OH)2沉淀物,經烘干煅燒后可制得鐵紅。

    6 從浸鉛渣中氰化回收金銀

    將浸鉛渣轉移到氰化浸出槽中,按液固比2∶1加入水調漿,加入適量的碳酸氫銨(2~3 kg/t)控制氰化鈉濃度0.2%,攪拌浸出36 h,氰化結束后固液分離,氰化渣洗滌、烘干后,送實驗室測定金、銀,其結果見表4。

    表4 氰化浸出結果

    從表5可見,焙砂經硫酸浸銅、鐵后,再經浸鉛處理,影響氰化浸取金、銀、的有害元素大部分除去,為氰化浸出金、銀創(chuàng)造了條件,致使金、銀的氰化浸出率大大提高。

    7 制備的鐵紅和氧化鉛的質量檢測

    將制備的鐵紅氧化鉛送往河南黃金冶煉廠有限責任公司中心化驗室進行檢測,結果如表5。

    表5 鐵紅質量檢測結果

    注:采用的標樣為:華源顏料A-130(杭德廠產),制備的氧化鉛測定結果:PbO含量為90.5%

    8 經濟效益分析

    采用新工藝方法與原工藝相比,每t金精礦多回收1 g金,30 g銀,按市場價格折合人民幣350元。

    新工藝方法處理費用約為300元,回收的鐵紅、氧化鉛及硫化銨,按目前市場價格,每t可獲得經濟效益,初步計算約為400元,足以滿足新工藝方法處理費的支出。

    總之,新工藝方法不但節(jié)約了資源,綜合回收了Au、Ag、Fe、Pb,減少了對環(huán)境的污染,且大大提高了企業(yè)的經濟效益。

    9 結語

    (1)含銅、鉛金精礦經沸騰爐焙燒制得的焙砂經稀硫酸除銅后,采用35%~40%硫酸浸取鐵,再經25%~30%NaOH浸鉛,最后用氰化法浸取金、銀。

    (2)采用擬定的工藝方法進行試驗,結果表明,其浸出率分別為:Au 98.73%、Ag 93.25%、Cu 91.37%、Pb 93.90%、Fe 88%。該工藝方法操作簡便,設備投資少,處理成本低,可綜合利用資源,具有較大的經濟效益和社會效益。

    [1] 薛光,任文生.我國金精礦焙燒氰化浸出工藝的發(fā)展[J].中國有色冶金,2007,(3):44-49.

    [2] 李希科,王安理,何輝.中源黃金冶煉廠回收金銀金屬等生產實踐[J].黃金,1998,19(2):39-41.

    [3] 薛光,任文生,薛元昕.金銀濕法冶金及分析測試方法[M]. 北京,科學出版社, 2009.

    [4] 薛光.提高金銀銅回收率的焙燒一氰化研究[J].黃金,2002,23(5):26-28.

    [5] 薛光,于永江.采用SF法預處理一氧化浸出工藝從酸浸渣中提取金銀的試驗研究[C].全國黃金礦山技術交流會論文集,2005.

    [6] 薛光,任文生.含銅、鉛、砷金精礦焙燒氰化法提高金、銀、銅、鉛新工藝方法的試驗研究[J].世界有色金屬,2008,(3):23-25.

    [7] 薛光,于永江,任文生.金精礦焙燒氰化工藝中新型調整劑的研究[J].中國有色冶金,2006,(1):36-38.

    Experimental study on comprehensive recovery of gold, silver, copper, lead and iron from calcine of gold concentrate containing copper, lead

    XUE Guang, REN Wen-sheng, PENG Guo-min, ZU Xiao-feng

    A new technology for comprehensive recovery of gold, silver, copper, lead and iron from calcine of the gold concentrate containing copper and lead was put forward. The experimental results showed that the calcine of gold concentrate containing copper, lead was treated by 25%~30% sulfuric acid for leaching copper and then by 35%~40% sodium hydroxide for leaching lead, and final use of cyanide for leaching of gold and silver. The leaching rate was of Au 98.73%, Ag 93.25%, Cu 91.37%, Pb 93.90%, Fe 88% respectively, the purpose of comprehensive recovery of gold, silver, copper, lead, iron, etc. was reached.

    gold concentrate containing copper and lead; calcine; leaching; comprehensive recovery

    薛 光(1939—),男,山東臨清市人,高級工程師。

    2015-07-07

    2015-08-03

    TF831

    B

    1672-6103(2016)01-0083-03

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