CN101333599A - 耐砷菌氧化预处理高砷复杂难处理金矿——氰化提金方法 - Google Patents
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Abstract
一种耐砷菌氧化预处理高砷复杂难处理金矿——氰化提金方法，包括耐砷细菌培养、浮选精矿调浆、细菌氧化浮选精矿、固液分离、氰化提金五个步骤，本发明采用了氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌和氧化亚铁微螺菌混合而成的特效耐砷菌，针对高砷复杂难处理金矿进行氧化预处理，可处理含砷8～20％的高砷复杂金矿，脱砷率85～98％，经过氰化浸出，金浸出率可达90～95％，本发明工艺方法浸矿菌种独特、大大节省降温成本、对含砷8～20％的高砷复杂金矿直接氧化，适应广泛、操作简单，环境友好，效益显著。
Description
技术领域
本发明属于生物冶金技术领域，特别涉及一种耐砷菌氧化预处理高砷复杂难处理金矿-氰化提金方法。
背景技术
难处理金矿石(又称难浸、难选冶金矿石、顽固金矿石)是指该矿石经磨细后直接浸金，金的浸出率较低或很低，一般以浸出率80％为界限，低于此者统称为难处理金矿石。有些矿石极其难处理，这类矿石直接浸出率仅为10％～30％。
世界上约2/3的金矿资源属难处理矿，目前，国外发达国家黄金的总产量已有1/3左右是产自于难处理金矿石，这一比例逐年增加。我国难处理金矿资源比较丰富，在已探明的地质储量中，约有1000t左右属于难处理金矿资源，约占探明储量的30％。这类资源分布广泛，在各个产金省中均有分布。
我国难处理金矿资源储量巨大，其中含砷复杂金矿是重要的类型。这类矿石中Au被毒砂、黄铁矿等硫化物包裹，采用传统工艺直接氰化提Au，其浸出率很低，所以在氰化前需进行氧化预处理，以提高Au的浸出率。目前工业上应用的氧化预处理工艺主要有：焙烧氧化预处理法、加压氧化预处理法和细菌氧化预处理法。
焙烧氧化预处理法主要优点是工艺成熟，适应性强，技术可靠，操作简单，但焙烧温度应控制在600～800℃之间，若炉内温度过高，会出现再结晶和烧结现象，造成金的二次包裹，降低金的浸出率。另外重要的一面是焙烧工艺过程会产生大量的有毒气体，例如SO2、As2O3，尽管后续有制酸和收白霜As2O3，但费用较高，而且往往造成SO2、As2O3对环境的严重污染，这是焙烧工艺的严重缺陷。
加压氧化预处理法是使原矿石或精矿连续通过一台高压釜进行处理，釜中的温度保持在200℃左右，剩余氧压力为500Kpa，停留时间45～200分钟。加压氧化法的特点是金的浸出率高，反应速度快，适应性强。但设备材料要求高，投资费用大，操作技术要求严格，工艺成本和设备维护费用高，对含有机碳较高的原料处理效果不良。
细菌氧化预处理法是微生物学、冶金学、矿物学多学科交叉的新型工艺，它是利用特定的浸矿细菌在酸性条件下，将包裹金的黄铁矿、砷黄铁矿等有害成分氧化成硫酸盐、碱式硫酸盐或砷酸盐，达到完全暴露金的目的。细菌氧化预处理法具有操作简单、投资少、环境友好、金浸出率高、经济效益好等优点。在环境污染问题日益受到重视的今天，细菌氧化预处理法被称为“绿色冶金工艺”而倍受青睐。
但对于细菌氧化含砷难处理金矿的预处理方法存在两个主要的瓶颈问题，其一是优良菌种的选择。根据温度范围，浸矿细菌主要可分为以下三类：(1)嗜中温细菌，最佳生长温度为30～45℃；(2)中等嗜热细菌，最佳生长温度为45～55℃；(3)高温嗜热菌，最佳生长温度为60～85℃。按形态分三类：杆菌、球菌、螺旋菌。目前研究的众多浸矿细菌中多以常温单一菌种为主。其二是砷对细菌的毒性问题。砷对细菌有毒害作用，砷含量是工艺中一个重要的指标，目前工业中应用的难处理金矿的砷含量控制在4～6％，据资料显示我国金矿矿石类型繁多、金精矿砷含量高(远远高于6％)且变化大，成份极其复杂。这样就阻碍了高砷复杂难处理金矿的应用。因此研发高效的优良菌种，来处理高砷复杂难处理金矿是十分重要的。
发明内容
针对上述细菌氧化预处理法存在的问题，本发明提供一种耐砷菌氧化预处理高砷复杂难处理金矿-氰化提金方法，本发明采用耐砷菌将高砷复杂难处理金矿中包裹金的黄铁矿、砷黄铁矿等载金矿物氧化，使金完全暴露，从而提高金的浸出率。本发明中所应用的耐砷浸矿细菌是由氧化亚铁硫杆菌(CCTCC NO：M207216)、氧化硫硫杆菌(CCTCC NO：M207215)和氧化亚铁微螺菌(CCTCC NO：M207217)三种混合而成，以上三种细菌均已在中国典型培养物保藏中心保藏，保藏日期：2007年4月30日，地址：中国.武汉.武汉大学。本发明采用的三种菌混合在一起具有协同作用、优势互补的特点。该浸矿细菌的耐砷能力可达到20g/L。
本发明包括以下工艺步骤：
(1)细菌培养：将含有氧化氩铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌和氧化亚铁微螺菌的混合菌液，在带有搅拌装置的氧化槽中，接种至9K培养基(成分见表1)中，进行扩大培养，接种量为：菌种∶培养基＝1∶10～20，培养温度为44～60℃，培养液pH值为1.0～2.0，培养时间24小时；
表19K培养基成分
将表1中的溶液I、II混合即为9K培养基。
(2)浮选精矿调浆：将浮选精矿经水洗脱药，加水调整成浓度为20～30％的矿浆；
该高砷复杂难处理浮选金矿的成分：Au含量20g/t以上，S含量8％～30％，Fe含量10％～40％，As含量8％～20％。
(3)细菌氧化浮选精矿：将调整好的矿浆加入到细菌氧化槽中，充气并搅拌，充气量为0.3～0.5m3/h，搅拌转数为600～1400rpm，温度保持在44～60℃，用浓度为30～40％的硫酸调整pH值为1.0～2.0，氧化时间为90～200小时，氧化的时间与精矿的含量、粒度以及细菌氧化的矿浆浓度有关，氧化过程中定时检测浸出液酸度、电位以及砷含量的变化。当固砷含量＜0.3％结束氧化；
(4)固液分离：将氧化槽中的矿浆采用浓密机进行固液分离，分离后的固体氧化渣转到下一流程，进行氰化提金；含砷细菌氧化液进入中和槽中，加Ca(OH)2(石灰)中和降砷；
本步骤发生的中和反应如下式：
2H3AsO4+3Ca(OH)2＝Ca3(AsO4)2+6H2O
H2SO4+Ca(OH)2＝CaSO4·2H2O
2FeAsO4+3Ca(OH)2＝Ca3(AsO4)2+2FeO(OH)+2H2O
(5)氰化提金：将氧化渣加水调成20～30％的渣浆，再加Ca(OH)2石灰，将氧化渣的矿浆酸度调整到11～13之间，酸度稳定后加入氰化钠，氰化钠用量为5～16Kg/t，反应过程pH值保持11～13之间，氰化时间24小时，得到含金的贵液。
本步骤发生的氰化反应如下式：
4Au+8CN-+O2+H2O＝4Au(CN)2 -+4OH-
本发明具有下述显著优点：
1、温度特点：目前工业上的操作温度是30～40℃，由于该工艺是放热反应必须采用循环冷水降温，以保持温度的平稳。与现行的常温浸矿细菌相比，本发明中应用的浸矿细菌具有较高的生长温度，在44～60℃温度条件下，该菌具有良好的活性和氧化能力，可大大节约循环冷水降温的动力消耗。
2、耐砷特点：本发明中的浸矿菌为三种混合细菌：氧化亚铁硫杆菌(CCTCC NO：M207216)、氧化硫硫杆菌(CCTCC NO：M207215)和氧化亚铁微螺菌(CCTCC NO：M207217)，该混合菌具有很强的耐砷性能，可达到20g/L。三种混合菌种在不同氧化阶段有各自的优势菌种，各菌种间发挥协同作用，促进了矿石中矿物的快速有效的氧化。
3、可处理高砷金矿：目前工业中广泛应用的细菌处理金矿的砷含量一般在2～3％，不能高于4～6％，否则浸矿细菌将活性大大降低甚至死亡。通过20个矿山样品实验表明，采用本发明的工艺可以处理含砷8～20％的高砷复杂金矿，脱砷率85～98％，此指标大大高于目前工艺的操作指标。本发明扩大了细菌氧化预处理工艺所用原料的适用范围，将原来无法处理的含砷8～20％的高砷复杂金矿，通过本发明加以利用。
4、高的金浸出率：细菌氧化处理后的细菌氧化渣，经过氰化浸出，金的浸出率大幅提高，金浸出率可达90～95％，可以提高50～80％，经济效益十分显著。
5、环境友好：本发明较之焙烧和加压氧化预处理工艺，细菌氧化预处理工艺方法操作简单、投资少、环境温和友好、经济效益明显。
附图说明
图1为本发明的工艺流程图
具体实施方式
以下实施例的细菌培养均采用相同方法。
细菌培养：将含有氧化氩铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌和氧化亚铁微螺菌的混合菌液，在带有搅拌装置的氧化槽中，接种至9K培养基中，进行扩大培养，接种量为：菌种∶培养基＝1∶10～20，培养温度为44～60℃，培养液pH值为1.0～2.0，培养时间24小时；
例1：
本例所处理的浮选精矿成分如表2：
表2实施例1精矿化学成分分析(％)
*单位：(g/t)
此矿属于高砷复杂难处理精矿，矿物中的金主要被毒砂和黄铁矿等硫化物包裹，金的直接氰化浸出率仅为21.91％。
1、浮选精矿调浆：高砷复杂难处理浮选金精矿按20～30％矿浆浓度进行调浆。
2、细菌氧化浮选精矿：将调整好的矿浆加入到细菌氧化槽中，氧化槽中矿浆浓度分别为15％，充气及搅拌(充气量0.3～0.5m3/h，搅拌转数600～1400rpm)，温度保持在44～60℃，pH值保持在1.0～2.0之间，氧化时间192小时。氧化的时间与精矿的砷含量、粒度以及细菌氧化的矿浆浓度有关。氧化过程中定时检测浸出液酸度、电位以及砷含量的变化。当固砷含量小于0.3％结束氧化。
3、固液分离：将氧化槽中的矿浆采用浓密机进行固液分离，分离后的固体氧化渣转到下一流程，进行氰化提金；含砷细菌氧化液进入中和槽中，加石灰中和降砷；
4、氰化提金：将氧化渣加水调成20～30％的渣浆，用石灰将渣浆酸度调整到11～13之间，酸度稳定后加入氰化钠，氰化钠用量8.00kg/t，反应过程pH值保持在11～13之间，氰化时间24小时。
经过上述步骤的细菌氧化预处理-氰化提金，得到表3结果。
表3实施例1细菌氧化预处理-氰化提金结果
经过本发明处理后，金的浸出率比直接氰化浸出提高68.59％。
例2
本例所处理的浮选精矿成分如表4：
表4实施例2精矿化学成分分析(％)
*单位：(g/t)
此矿属于高砷复杂难处理精矿，矿物中的金主要被毒砂和黄铁矿等硫化物包裹，金的直接氰化浸出率仅为27.2％。
1、浮选精矿调浆：高砷复杂难处理浮选金精矿按20～30％矿浆浓度进行调浆。
2、细菌氧化浮选精矿：将调整好的矿浆加入到细菌氧化槽中，氧化槽中矿浆浓度分别为15％，充气及搅拌(充气量0.3～0.5m3/h，搅拌转数600～1400rpm)，温度保持在44～60℃，pH值保持在1.0～2.0之间，氧化时间96小时。氧化的时间与精矿的砷含量、粒度以及细菌氧化的矿浆浓度有关。氧化过程中定时检测浸出液酸度、电位以及砷含量的变化。当固砷含量小于0.3％结束氧化。
3、固液分离：将氧化槽中的矿浆采用浓密机进行固液分离，分离后的固体氧化渣转到下一流程，进行氰化提金；含砷细菌氧化液进入中和槽中，加石灰中和降砷；
4、氰化提金：将氧化渣加水调成20～30％的渣浆，用石灰将渣浆酸度调整到11～13之间，酸度稳定后加入氰化钠，氰化钠用量8.23kg/t，反应过程pH值保持在11～13之间，氰化时间24小时。
经过上述步骤的细菌氧化预处理-氰化提金，得到表5结果。
表5 实施例2细菌氧化预处理-氰化提金结果
经过本发明处理后，金的浸出率比直接氰化浸出提高65.63％。
例3：
本例所处理的浮选精矿成分如表6：
表6实施例3精矿化学成分分析(％)
*单位：(g/t)
此矿属于极高砷复杂难处理精矿，矿物中的金主要被毒砂和黄铁矿等硫化物包裹，金的直接氰化浸出率仅为21.52％。
1、浮选精矿调浆：高砷复杂难处理浮选金精矿按20～30％矿浆浓度进行调浆。
2、细菌氧化浮选精矿：将调整好的矿浆加入到细菌氧化槽中，氧化槽中矿浆浓度分别为15％，充气及搅拌(充气量0.3～0.5m3/h，搅拌转数600～1400rpm)，温度保持在44～60℃，pH值保持在1.0～2.0之间，氧化时间168小时。氧化的时间与精矿的砷含量、粒度以及细菌氧化的矿浆浓度有关。氧化过程中定时检测浸出液酸度、电位以及砷含量的变化。当固砷含量小于0.3％结束氧化。
3、固液分离：将氧化槽中的矿浆采用浓密机进行固液分离，分离后的固体氧化渣转到下一流程，进行氰化提金；含砷细菌氧化液进入中和槽中，加石灰中和降砷；
4、氰化提金：将氧化渣加水调成20～30％的渣浆，用石灰将渣浆酸度调整到11～13之间，酸度稳定后加入氰化钠，氰化钠用量15.62kg/t，反应过程pH值保持在11～13之间，氰化时间24小时。
经过上述步骤的细菌氧化预处理-氰化提金，得到表7结果。
表7实施例3细菌氧化预处理-氰化提金结果
经过本发明处理后，金的浸出率比直接氰化浸出提高73.69％。
例4
本例所处理的浮选精矿成分如表8：
表8实施例4精矿化学成分分析(％)
*单位：(g/t)
此矿属于极高砷复杂难处理精矿，矿物中的金主要被毒砂和黄铁矿等硫化物包裹，金的直接氰化浸出率仅为18.94％。
1、浮选精矿调浆：高砷复杂难处理浮选金精矿按20～30％矿浆浓度进行调浆。
2、细菌氧化浮选精矿：将调整好的矿浆加入到细菌氧化槽中，氧化槽中矿浆浓度分别为15％，充气及搅拌(充气量0.3～0.5m3/h，搅拌转数600～1400rpm)，温度保持在44～60℃，pH值保持在1.0～2.0之间，氧化时间144小时。氧化的时间与精矿的砷含量、粒度以及细菌氧化的矿浆浓度有关。氧化过程中定时检测浸出液酸度、电位以及砷含量的变化。当固砷含量小于0.3％结束氧化。
3、固液分离：将氧化槽中的矿浆采用浓密机进行固液分离，分离后的固体氧化渣转到下一流程，进行氰化提金；含砷细菌氧化液进入中和槽中，加石灰中和降砷；
4、氰化提金：将氧化渣加水调成20～30％的渣浆，用石灰将渣浆酸度调整到11～13之间，酸度稳定后加入氰化钠，氰化钠用量11.88kg/t，反应过程pH值保持在11～13之间，氰化时间24小时。
表9实施例4细菌氧化预处理-氰化提金结果
经过本发明处理后，金的浸出率比直接氰化浸出提高77.44％。
Claims (1)
1、一种耐砷菌氧化预处理高砷复杂难处理金矿-氰化提金方法，其特征在于包括以下步骤：
(1)细菌培养：将含有氧化氩铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌和氧化亚铁微螺菌的混合菌液，在带有搅拌装置的氧化槽中，接种至9K培养基中，进行扩大培养，接种量为：菌种：培养基＝1：10～20，培养温度为44～60℃，培养液PH值为1.0～2.0，培养时间24小时；
(2)浮选精矿脱药及调浆：将浮选精矿经水洗脱药加水调整成浓度为20～30％的矿浆；
(3)细菌氧化浮选精矿：将调整好的矿浆加入到细菌氧化槽中，充气并搅拌，充气量为0.3～0.5m3/h，搅拌转数为600～1400rpm，温度保持在44～60℃，用浓度为30～40％的硫酸调整pH值为1.0～2.0，氧化时间为90～200小时，当固砷含量＜0.3％结束氧化；
(4)固液分离：将氧化槽中的矿浆采用浓密机进行固液分离，分离后的固体氧化渣转到下一流程，进行氰化提金；含砷细菌氧化液进入中和槽中，加石灰中和降砷；
(5)氰化提金：将氧化渣加水调成20～30％的渣浆，再加石灰，将氧化渣的矿浆酸度调整到11～13之间，酸度稳定后加入氰化钠，氰化钠用量为5～16Kg/t，反应过程pH值保持11～13之间，氰化时间24小时，得到含金的贵液。
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