CN101451194A - 含碳金精矿中金的回收方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种含碳金精矿中金的回收方法。将含碳金精矿600~680℃焙烧处理,焙烧后的含金碳粉末配制成浓度为35~52%的矿浆,加入含金碳粉末质量0.2~0.5%的氰化物,调整pH为10~12,加入活性炭吸附,搅拌浸出至少24h,后处理回收得金。本发明避免了金氰络合物被处理过程中进入尾矿的碳粉吸附而流失,提高了金的浸出率,总体上也提高了金的回收率,方法简单,能产生较大的经济效益。
Description
(一)技术领域
本发明涉及一种含碳金精矿中金的回收方法。
(二)背景技术
随着资源的匮乏,含金矿原料结构发生了根本变化,好处理的、杂质含量低的矿石越来越少,金精矿的处理也越来越难。含碳金精矿的处理问题尤其突出。目前比较先进的方法是将含碳金精矿进行焙烧预处理,然后氰化浸出、锌粉置换浸出液中的金。但是焙烧只是将原料中的40~50%的碳转化为气态,另外50%多的碳则留在焙砂中;留下来的碳中特别是其中的有机碳(腐植酸等)在氰化浸出金的过程中,经过酸浸、洗涤,碳被活化,在浸出槽充气的作用下,碳开始浮到液面,并在上升过程中吸附被浸出的金氰络合物,最高品位能达到3000g/t,严重影响了金的浸出率,浸出率只有80%左右。例如,以配矿中碳含量在1.5~2.2%计,每天处理130吨,没有灰化的碳中30%为有机酸,则每天损失的金最高可达1200g,造成了巨大浪费。
(三)发明内容
本发明的目的在于提供一种含碳金精矿中金的回收方法,特别考虑到在焙烧预处理中未被灰化的碳粉中有机碳对金氰络合物的吸附,提高金的总体浸出率和回收率。
本发明采用的技术方案如下:
含碳金精矿中金的回收方法,将含碳金精矿600~680℃焙烧处理,焙烧后的含金碳粉末配制成浓度为35~52%的矿浆,加入含金碳粉末质量0.2~0.5%的氰化物,调整PH为10~12,加入活性炭吸附,搅拌浸出至少24h,后处理回收得金。
较好的,所述的活性炭吸附剂的加入量为每升矿浆加入35~50g的活性炭。本发明是利用竞争吸附原理,以活性炭为吸附剂,由于活性炭对金氰络合物的吸附能力强于含碳矿浆的粉末碳,因此可竞争吸附出金氰络合物;由于普遍认为含碳金精矿中已经含有大量碳,因此存在认为不能通过活性炭吸附来浸出金的偏见,本发明反其道而行之,解决了含碳金精矿难以处理、金浸出率低的问题。后续再对活性炭进行解吸处理以回收金。具体后处理操作和其他金精矿活性炭解吸回收金的操作一致,为常规工艺,不再赘述。
进一步,氰化物加入的量为含金碳粉末质量的0.4~0.5%,氰化物可选择氰化钠、氰化钾等。
进一步,从成本考虑,可先将焙烧后的含金碳粉末按照常规工艺氰化浸出、锌粉置换,但是在氰化浸出的过程中收集浸出槽中浮到液面上的碳粉末,这部分碳粉是对浸出液中的金氰络合物形成吸附的源头,或直接利用氰化浸出的尾渣,再按照本发明的方法配成矿浆、加入氰化物、活性炭竞争吸附,最后解吸以回收金。
所述的氰化浸出、锌粉置换可参照以下条件进行:将焙烧后的含碳金精矿配制成浓度为30~45%的矿浆,加入氰化物的质量为矿浆质量的0.10%~0.15%,调PH值9~10,浸出液再进行锌粉置换。
对于其他各种矿石提金处理、活性炭多次解吸金后,吸附能力降低且金品位较高的载金炭粉末,也可以利用本发明的方法进行载金炭中金的进一步回收。
本发明相对于现有技术,有以下优点:
本发明利用竞争吸附原理,避免了金氰络合物被处理过程中进入尾矿的碳粉吸附而流失,提高了金的浸出率,总体上也提高了金的回收率,方法简单,能产生较大的经济效益。
(四)具体实施方式:
以下以具体实施例来说明本发明的技术方案,但本发明的保护范围不限于此:
实施例1
将含碳金精矿在600℃焙烧,然后收集含金碳粉末2Kg晾干,加入清水调成浓度38%的矿浆,调整PH为10,加入4g NaCN,每升矿浆加入35g的活性炭,搅拌浸出24h。浸出前碳末含金品位为103.18g/t,浸出24小时后水样中含金量为0.04g/m3,矿渣中金品位为8.66g/T,浸出率为91.6%。
实施例2
将含碳金精矿在650℃焙烧,然后收集焙烧后的粉末配制成浓度为45%的矿浆,加入氰化钠,调pH为10,然后搅拌浸出10h;在浸出液中加入锌粉置换金;收集氰化浸出过程中浸出槽液面上浮的含金碳粉末6Kg晾干,加入清水调成浓度为40%的矿浆,调整PH为11,加入2.4g NaCN,每升矿浆加入45g的活性炭,搅拌浸出48h,然后载金炭解吸回收金。浸出槽中收集的上浮碳末含金品位为55.73g/t,浸出48小时后水样中含金量为0.85g/m3,矿渣中金品位为6.43g/T,浸出率为88.5%。解析的回收金与锌粉置换回收的金汇总后,金总回收率为96.58%。
实施例3
将含碳金精矿在680℃焙烧,然后按照实施例2的方式氰化浸出、锌粉置换,收集氰化浸出的尾渣晾干,加入清水调成浓度为45%的矿浆,调整PH为12,加入尾渣质量0.5%的NaCN,每升矿浆加入40g的活性炭,搅拌浸出24h,然后载金炭解吸回收金。浸出前尾渣含金品位为73.2g/t,浸出24小时后水样中含金量为0.32g/m3,矿渣中金品位为7.61g/T,浸出率为89.6%。解析的回收金与锌粉置换回收的金汇总后,金总回收率为96.86%。
实施例4
将含碳金精矿在680℃焙烧,然后按照实施例2的方式氰化浸出、锌粉置换,收集氰化浸出过程中浸出槽液面上浮的含金碳粉末5Kg晾干,加入清水调成浓度为50%的矿浆,调整PH为10,加入含金碳粉末质量0.3%的NaCN,每升矿浆加入50g的活性炭,搅拌浸出24h,然后载金炭解吸回收金。浸出前碳末含金品位为87.6g/t,浸出24小时后水样中含金量为0.13g/m3,矿渣中金品位为8.41g/T,浸出率为90.4%。解析回收的金与锌粉置换回收的金汇总后,金总回收率为97.32%。
实施例5
同时处理两批含碳金精矿,两批含水量为17%;批1总重10.2t,干重8.466t,金品位为81.57g/T;批2总重4t,干重3.32t,金品位为52.38g/T;含碳量为23.88%;计算得总含金量为864.47g。
将两批含碳金精矿焙烧,然后将含金碳粉末按照实施例2的工艺进行处理,最后回收得到金846.67g,金回收率为97.94%。
Claims (5)
1.含碳金精矿中金的回收方法,其特征在于所述的方法为将含碳金精矿600~680℃焙烧处理,焙烧后的含金碳粉末配制成浓度为35~52%的矿浆,加入含金碳粉末质量0.2~0.5%的氰化物,调整PH为10~12,加入活性炭吸附,搅拌浸出至少24h,后处理回收得金。
2.如权利要求1所述的含碳金精矿中金的回收方法,其特征在于所述的活性炭的加入量为每升矿浆加入35~50g的活性炭。
3.如权利要求1所述的含碳金精矿中金的回收方法,其特征在于氰化物加入的量为含金碳粉末质量的0.4~0.5%。
4.如权利要求1~3之一所述的含碳金精矿中金的回收方法,其特征在于所述的含碳金精矿焙烧处理后,进行氰化浸出、锌粉置换浸出液中的金,收集氰化浸出过程中上浮的碳粉末或氰化浸出的尾渣,再配制成矿浆,加入氰化物,调PH值,活性炭吸附,搅拌浸出并后处理回收金。
5.如权利要求4所述的含碳金精矿中金的回收方法,其特征在于所述的氰化浸出的条件为:将焙烧后的含碳金精矿配制成浓度为30~45%的矿浆,加入氰化物的质量为矿浆质量的0.10%~0.15%,调PH值9~10。
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CN110184451A (zh) * | 2019-05-28 | 2019-08-30 | 西北矿冶研究院 | 一种微细粒蚀变型花岗斑岩氧化金矿石的选矿工艺 |
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