CN102071310B

CN102071310B - 一种含金砷硫精矿综合利用的方法

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Publication number: CN102071310B
Application number: CN201010566763A
Authority: CN
Inventors: 刘志宏; 李玉虎; 刘智勇; 王勇; 李启厚; 何从行; 朱德庆
Original assignee: Hu'nan Nonferrous Metals Holding Group Co Ltd; Central South University
Current assignee: Hu'nan Nonferrous Metals Holding Group Co Ltd; Central South University
Priority date: 2010-12-01
Filing date: 2010-12-01
Publication date: 2012-10-24
Anticipated expiration: 2030-12-01
Also published as: CN102071310A

Abstract

一种含金砷硫精矿综合利用的方法，涉及从含有金砷的硫精矿及含有金砷的硫铁矿中提取金、砷、硫、铁的生产，及原料的预处理。通过浮选提高精矿品位，焙烧并回收砷和硫，焙烧矿磨细或/和苛性碱浸出，氰化浸金，最终氰化尾渣作为炼铁原料等工序，使各有价元素得到回收利用。本发明通过优化金砷硫精矿焙烧技术及焙烧渣的预处理技术，实现了金的高效浸出，同时对有害杂质铅、锌、砷等进行了深度脱除，使硫、砷、铁得到回收，资源综合利用率高，原料适用范围广，解决了传统工艺提取过程中的污染问题。

Description

一种含金砷硫精矿综合利用的方法

技术领域

本发明涉及从含有金砷的硫精矿及含有金砷的硫铁矿中提取金、砷、硫、铁的生产，及原料的预处理。

背景技术

金砷硫精矿一般系原矿开采后，采用浮选法分离富集得到，其粒度为小于74μm的占30％。其特征为金呈显微金形态被黄铁矿、砷黄铁矿所包裹；原料含金2～200g/t，其它成份(质量含量)为：硫20～40％，铁20～40％，砷2～25％，SiO₂12～25％，属于有价元素含量很高的矿物原料，但目前在金、砷、硫、铁的提取上存在困难。工艺矿物学研究表明，金砷硫精矿中的砷主要赋存于砷黄铁矿和黄铁矿中，其中，黄铁矿中的砷呈类质同相存在，含量波动在0～4.22％，平均含量为1.21％，由于金砷硫精矿中黄铁矿含量高，其含砷量占总量的约50％，因此，金砷硫精矿中的砷难以通过选矿降低至1.3％以下。金砷硫精矿中的金主要为金银系列固溶体，即金银矿或银金矿，主要有以下两种嵌布形式：一是以微细粒形式被黄铁矿、砷黄铁矿等矿物包裹，这是金矿物最主要的嵌布形式，其粒度大小不等，最细的小于0.5微米，一般为3～15微米，个别颗粒大于20微米。第二种是金矿物沿黄铁矿、砷黄铁矿的微细裂隙和晶粒间隙分布，这也是金矿物的主要嵌布形式，其粒度在0.5～18微米。金矿物粒度统计结果表明，约70％的颗粒小于10微米。因此，用直接氰化等常规方法难以回收。同时由于金砷硫精矿含砷高，处理不当会对环境造成污染，而且其烧渣中金的浸出率也低(仅50％左右)，导致其中的金不能得到有效提取。对于硫提取的问题是，由于制酸后的烧渣含砷大大超标，不仅制约了这种方式的生产，而且烧渣中的铁也无法得到回收，目前只能堆存。

另一方面，我国采用硫铁矿制酸年排放硫酸烧渣2200万吨，加上历年累积堆存，目前未得到有效利用的硫酸渣近10亿吨，不仅其铁资源没有得到利用，而且占用大量土地资源，严重污染环境。这类矿一般也是原矿开采后，采用浮选法分离富集得到的精矿，其中属于难处理的含金砷的硫铁矿及其烧渣大约占其中的35％。与此同时，我国钢铁工业铁矿资源严重短缺，如2009年对进口铁矿依存度已上升到69％，进口铁矿石高达6.3亿吨，由此导致近年铁矿石价格近年来翻了几倍，铁矿石资源短缺已经成为制约我国钢铁工业持续健康发展的瓶颈。

长期以来，如何实现金砷硫精矿与金砷硫铁矿的综合利用，一直是亟待解决的重大科技难题。自上世纪八十年代后期开始，国内多家科研单位开展了大量实验研究。例如：昆明冶金研究所研究的限氧焙烧脱砷-氧化焙烧脱硫-氰化浸金技术，该工艺无污染，焙烧后矿石含砷降至0.5％以下，但仍有以下不足：金、银氰化浸出率低，焙烧矿中铅锌砷含量不能满足炼铁要求，铁资源不能回收利用。湖南有色金属研究院进行的氧化焙烧-氯化挥发工艺，金、银回收率高，可收集绝大部分的Pb、Zn、Cu。但是，该方法中的高温氯化原料准备工作复杂，收尘系统防腐要求高，投资大，生产操作难度高。

发明内容

本发明的目的为，针对金砷硫精矿与金砷硫铁矿综合利用存在的技术问题，实现金砷硫精矿与金砷硫铁矿中金、硫、铁和砷等有价元素的全面综合利用。

本发明的方案为：

第一步，浮选。

将含金2～200g/t，含硫20～40％，含铁20～40％，含砷2～25％，含SiO₂12～25％，其粒度为小于74μm的占30％的原料，通过磨细至小于74μm的占80％后，调整矿浆pH值在5～7范围内，加入丁基黄药80～210g/t、松油醇20～60g/t、硫化钠200～2000g/t进行浮选，将SiO₂含量降低至2～10％，铁和硫含量提升至40％以上，金提升至5g/t以上。

第二步，焙烧。

采用一段焙烧或两段焙烧。焙烧温度为500～800℃，焙烧时间为1～5h；焙烧中脱除的砷和硫从烟气中回收，用冷凝法生产白砷，用两转两吸工艺制硫酸。

第三步，焙烧矿预处理。

将焙烧矿磨细，粒度控制在小于74μm的占90％以上；或者用NaOH浸出，浓度为20～300g/L，溶液温度为室温至300℃，浸出时间在0.5～5h；或者磨细和NaOH浸出同时进行。

第四步，氰化浸金。

氰化钠浓度为0.05～0.5g/L，氰化时间为11～36h，氰化浸金温度为室温至100℃，矿浆pH 9～12，矿浆液固质量比为1∶1～10∶1，氰化浸出液采用置换工艺回收金。

第五步，将氰化尾渣洗涤后，获得可用于制备铁矿球团的铁精矿。

本发明方法的优点和积极效果：

1、采用浮选手段部分脱除含金砷硫精矿中硅，提高了金、硫、铁的品位，使得其烧渣中铁含量高，可用于制备铁矿球团的铁精矿粉，实现了铁资源的回收利用。

2、针对金砷硫精矿金浸出率低的难题，通过优化金砷硫精矿焙烧技术及焙烧渣的磨细或/和苛性碱浸出预处理脱除砷、铅、锌等对炼铁有害元素，实现金的高效浸出及有害杂质砷、铅、锌的深度脱除，且在焙烧过程中回收白砷和硫酸，全面实现了砷、硫、金、铁等多元素的综合回收。

3、不但资源综合回收利用率高，而且解决了多年来传统工艺提取过程中的污染问题。

4、该工艺不但能处理含金砷的硫精矿和硫铁矿，还可以用于处理硫铁矿烧渣，原料适应范围广。

附图说明

图1为本发明的原则流程图。

具体实施方式

以下对本发明的技术方案详细描述，其中所述百分含量均为质量数。

本发明涉及的原料含金波动在2～200g/t，含硫20～40％，含铁20～40％，通常含有砷，其量波动在2～25％，含SiO₂12～25％，其粒度小于74μm的占30％。

如图1所示：

1.浮选工序是对含SiO₂等脉石高的矿石原料，通过磨细后浮选，将SiO₂含量降低至2～10％，铁和硫含量提升至40％以上。处理后的矿石成分一例为：S 40～45.42％，Au 5～8g/t，Ag 50～100g/t，Fe 40～42％，As 1.5～20％，SiO₂ 3.5～5.5％，CaO 0.5～5％，Zn 0.3～0.5％，Pb0.3～0.5％。

2.焙烧工序是对浮选得到的高品位含金砷硫精矿进行焙烧，焙烧的作用为脱除原料中的砷和硫并回收利用，产出含金烧渣以进一步处理。焙烧可采用沸腾焙烧炉(包括循环焙烧炉)、床式炉、回转窑等设备。焙烧温度为500～800℃，一般在600～750℃，焙烧时间为1～5h，一般为3h左右，当含砷低于5％时采用一段焙烧，当含砷高于5％时采用两段焙烧。焙烧中脱除的砷和硫在高温烟气中分别以SO₂和As₂O₃气体形态存在。高温烟气含尘高达约300g/Nm³，先经旋风和静电收尘后，进入雾化冷却塔，冷却至温度120℃，As₂O₃气体急速冷凝为As₂O₃粉末，再采用布袋收尘器收集，雾化冷却塔和布袋收尘器收集的As₂O₃，直接或进一步提纯后作为白砷产品销售。脱除As₂O₃后的含SO₂烟气，采用“两转两吸”工艺制硫酸，即SO₂在五氧化二钒催化剂催化作用下，氧化为SO₃，再用稀酸吸收产出商品硫酸。产出的烧渣，含铁在60％以上，主要为赤铁矿，也有少量磁铁矿、硅酸铁、硫化铁和硫酸铁存在；含硫在0.1～2％，含砷在0.1～2％，还含有铜、铅、锌等杂质元素及SiO₂、Al₂O₃、CaO、MgO等脉石成分；烧渣含金在2～250g/t。焙烧中，应控制条件，尽可能使砷和硫完全脱除。以下为一例含金砷的硫精矿烧渣的化学成分：Fe 55～65％，Pb 0.5～1.5％，Zn 0.5～2％，S 0.25～1.5％，As1～3％，Cu 0.05～0.8％，P 0.02～0.05％，SiO₂ 2～10％，Al₂O₃ 1～1.5％，MgO 0.05～1％，CaO 1～2，Au 5～15g/t。

3.通过磨细和苛性碱溶液浸出，对焙烧矿进行预处理。烧渣磨细和苛性碱溶液浸出预处理的目的为，消除焙烧中产生的金的二次包裹，使砷、铅、锌、硫、SiO₂等有害杂质部分脱除，提高金的氰化率，有利于氰化尾渣作为铁资源利用。磨细可采用干式、也可采用湿式，设备可采用球磨、棒磨、搅拌磨等。磨细粒度控制在小于74μm的占90％以上，以38～50μm占85％以上较佳。苛性碱浸出采用NaOH，浓度为20～300g/L，以50～100g/L较佳，温度为室温至300℃，以50～100℃较佳，浸出时间在0.5～5h，以2～3h为佳。浸出后，液固分离，滤渣采用多级逆流洗涤至pH9～12后，送氰化处理，滤液及洗液返回循环使用。磨细和苛性碱浸出可以同步进行，如采用搅拌磨、球磨等设备，在间接加热或料浆外加热后循环进入磨机的情况下，边磨细边浸出，以提高浸出脱除杂质的效果，此时固含量控制在20～60％，湿磨时间在0.5～3h，温度从室温至150℃。

4.在氰化浸金工序对预处理后的烧渣矿浆进行氰化浸金，溶液温度为室温至100℃，一般采用室温，矿浆pH 9～12，以10.5至11.5为佳，矿浆液固质量比为1∶1～10∶1，一般控制在3∶1～5∶1，氰化钠浓度为0.05～0.5g/L，以0.1～0.2g/L较佳，氰化时间为11～36h，一般20～24h即可，氰化浸出液采用常规的置换工艺回收金，即在20～50℃下，加入锌板或锌粉，或铝板或铝粉，或铁板或铁粉，置换时间为10～50h。

5.将氰化尾渣洗涤后，即可作为制备铁矿球团的铁精矿利用。

以下是本发明的实施例。

实施例1：

金砷硫精矿成分为：Fe 32％，Pb 0.69％，Zn 0.8％，S 35.46％，As 2.81％，Cu 0.03％，SiO₂15.1％，Al₂O₃ 1.5％，MgO 0.094％，CaO 1.01％，Au 5.9/t，调整矿浆pH值为6.5，加入丁基黄药150g/t、松油醇40g/t、硫化钠800g/t进行浮选，使金品位提高到6.5g/t，铁品位提高到42％，硫品位提高到47％。

将该金砷硫精矿在750℃下焙烧2.5h，砷脱除率为95％，硫脱除率为95％，从烟气中回收砷、硫。焙烧后的烧渣成分为：Fe 60.22％，Pb 0.78％，Zn 0.77％，S 0.9％，As 0.363％，Cu 0.061％，SiO₂ 5.8％，Al₂O₃ 1.0％，MgO 0.09％，CaO 1.0％，Au 8.28g/t。

将该焙烧矿进行碱溶液浸出，采用2mol/LNaOH，液固质量比为3∶1，温度为80℃，浸出2h，砷脱除率为90％，铅脱除率60％，锌脱除率为50％，过滤洗涤。渣的成分为：Fe 60.5％，Pb 0.3％，Zn 0.4％，S 0.8％，As 0.04％，Cu 0.041％，SiO₂ 5.6％，Al₂O₃ 0.98％，MgO 0.08％，CaO 0.98％，Au 8.31g/t。

将预浸渣调浆，控制液固质量比为3∶1，调整pH值在10～12，氰化钠浓度为0.1g/L，搅拌浸出24h，金的回收率为80％。氰化尾渣的成分为(％)：Fe 60.8％，Pb 0.2％，Zn 0.35％，S 0.78％，As 0.035％，Cu 0.04％，SiO₂ 5.7％，Al₂O₃ 1％，MgO 0.07％，CaO 0.93％，Au 2g/t，可用作铁矿球团原料。

实施例2：

金砷硫精矿成分为：Fe 32.2％，Pb 0.5％，Zn 0.82％，S 34.46％，As 5.5％，Cu 0.03％，SiO₂ 16.94％，Al₂O₃ 2.51％，MgO 0.074％，CaO 1.21％，Au 4.4g/t，调整矿浆pH值为6.5，加入丁基黄药200g/t、松油醇50g/t、硫化钠1200g/t进行浮选，使金品位提高到5g/t，铁品位提高到43％，硫品位提高到49％。

将该金砷硫精矿采用两段焙烧，先在550℃下焙烧1.5h脱砷，砷脱除率为92％，然后在750℃下焙烧1.5h，硫的脱除率为98％，从烟气中回收砷和硫。焙烧后的烧渣成分为：Fe61.0％，Pb 0.7％，Zn 0.75％，S 0.23％，As 0.40％，Cu 0.06％，SiO₂ 5％，Al₂O₃ 0.9％，MgO 0.1％，CaO 1.0％，Au 5.3g/t。

将该焙烧矿，采用3mol/LNaOH，液固质量比为3∶1，温度为80℃，浸出2h，砷脱除率为90％，铅脱除率60％，锌脱除率为50％，过滤洗涤。渣的成分为：Fe 61.5％，Pb 0.3％，Zn 0.39％，S 0.24％，As 0.004％，Cu 0.04％，SiO₂ 5.58％，Al₂O₃ 0.95％，MgO 0.09％，CaO 0.89％，Au 6g/t。

将预浸渣调浆，控制液固质量比为3∶1，调整pH值在10～12，氰化钠浓度为0.1g/L，搅拌浸出24h，金的回收率为86％。氰化尾渣的成分为：Fe 61.6％，Pb 0.2％，Zn 0.35％，S 0.20％，As 0.004％，Cu 0.04％，SiO₂ 5.68％，Al₂O₃ 0.9％，MgO 0.09％，CaO 0.9％，Au 0.6g/t，可用作铁矿球团原料。

实施例3：

金砷硫精矿成分为：Fe 32.2％，Pb 0.5％，Zn 0.82％，S 34.46％，As 5.5％，Cu 0.03％，SiO₂16.94％，Al₂O₃ 2.51％，MgO 0.074％，CaO 1.21％，Au 4.4g/t，调整矿浆pH值为6.5，加入丁基黄药100g/t、松油醇30g/t、硫化钠300g/t进行浮选，使金品位提高到6.3g/t，铁品位提高到41.5％，硫品位提高到45.6％。

将该金砷硫精矿采用两段焙烧，先在600℃下焙烧1.5h脱砷，砷脱除率为93％，然后在750℃下焙烧2h，硫的脱除率为99％，从烟气中回收砷和硫。焙烧后的烧渣成分为：Fe61.22％，Pb 0.7％，Zn 0.71％，S 0.25％，As 0.063％，Cu 0.061％，SiO₂ 5.8％，Al₂O₃ 1％，MgO0.09％，CaO 1％，Au 8.28g/t。

将该焙烧矿，机械球磨，粒度90％＜400目，在液固比为3ml/g，调整pH值在10～12，氰化钠浓度为0.15g/L，搅拌浸出24h，金的回收率为82％。氰化尾渣的成分为：Fe 61.25％，Pb 0.7％，Zn 0.70％，S 0.23％，As 0.060％，Cu 0.060％，SiO₂ 5.8％，Al₂O₃ 1％，MgO 0.09％，CaO 1％，Au 1.5g/t，可用作铁矿球团原料。

实施例4：

金砷硫精矿成分为：Fe 32.2％，Pb 0.5％，Zn 0.82％，S 34.46％，As 5.5％，Cu 0.03％，SiO₂16.94％，Al₂O₃ 2.51％，MgO 0.074％，CaO 1.21％，Au 4.4g/t，调整矿浆pH值为5.5，加入丁基黄药150g/t、松油醇40g/t、硫化钠800g/t进行浮选，使金品位提高到6.6g/t，铁品位提高到43％，硫品位提高到50％。

将该金砷硫精矿采用两段焙烧，先在550℃下焙烧1h脱砷，砷脱除率为91％，然后在750℃下焙烧2h，硫的脱除率为99％，从烟气中回收砷和硫。焙烧后的烧渣成分为：Fe61.22％，Pb 0.7％，Zn 0.71％，S 0.25％，As 0.063％，Cu 0.061％，SiO₂ 5.8％，Al₂O₃ 1％，MgO0.09％，CaO 1％，Au 8.28g/t。

将该焙烧矿，加入5mol/L NaOH进行球磨2h，固含量60％，温度20℃。砷脱除率为99％，铅脱除率80％，锌脱除率为80％，过滤洗涤。预浸渣的成分为：Fe 62.5％，Pb 0.14％，Zn 0.14％，S 0.2％，As 0.001％，Cu 0.03％，SiO₂ 5％，Al₂O₃ 0.92％，MgO 0.08％，CaO 0.85％，Au 8.58g/t，

将预浸渣调浆，在液固比为3ml/g，调整pH值在10～12，氰化钠浓度为0.1g/L，搅拌浸出24h，金的回收率为93％。氰化尾渣的成分为：Fe 62.5％，Pb 0.1％，Zn 0.1％，S 0.2％，As 0.001％，Cu 0.02％，SiO₂ 5.1％，Al₂O₃ 0.90％，MgO 0.081％，CaO 0.85％，Au 0.6g/t，可用作铁矿球团原料。

实施例5：

金砷硫精矿成分为：Fe 28％，Pb 1.1％，Zn 0.95％，S 30.5％，As 6.1％，Cu 0.03％，SiO₂22.1％，Al₂O₃ 1.5％，MgO 0.1％，CaO 1.21％，Au 5g/t，调整矿浆pH值为6，加入丁基黄药150g/t、松油醇40g/t、硫化钠800g/t进行浮选，使金品位提高到6.5g/t，铁品位提高到40％，硫品位提高到45％。

将该金砷硫精矿采用两段焙烧，先在550℃下焙烧2h脱砷，砷脱除率为90％，然后在800℃下焙烧1h，硫的脱除率为99％，从烟气中回收砷和硫。焙烧后的烧渣成分为：Fe 60％，Pb 0.75％，Zn 0.67％，S 0.18％，As 0.05％，Cu 0.05％，SiO₂ 8.5％，Al₂O₃ 1％，MgO 0.09％，CaO 1％，Au 8g/t。

将该焙烧矿，加入4mol/L NaOH进行球磨，固含量60％，湿磨1h，温度80℃，砷脱除率为99％，铅脱除率80％，锌脱除率为80％，过滤洗涤。预浸渣的成分为：Fe 60.1％，Pb 0.15％，Zn 0.1％，S 0.18％，As 0.001％，Cu 0.03％，SiO₂ 8.3％，Al₂O₃ 0.92％，MgO 0.08％，CaO 0.85％，Au 8g/t，

将预浸渣调浆，在液固比为3ml/g，调整pH值在11，氰化钠浓度为0.2g/L，搅拌浸出24h，金的回收率为95％，氰化渣的成分为：Fe 60.15％，Pb 0.1％，Zn 0.09％，S 0.18％，As0.001％，Cu 0.03％，SiO₂ 8.2％，Al₂O₃ 0.90％，MgO 0.08％，CaO 0.86％，Au 0.5g/t，可用作铁矿球团原料。

Claims

1.一种含金砷硫精矿综合利用的方法，适用于含金2～200g/t，硫质量百分含量20～40％，铁质量百分含量20～40％，砷质量百分含量1～25％的硫精矿和硫铁矿的处理，其特征在于包括以下步骤，

(1)浮选：

将含金砷硫精矿磨细至小于74μm的占80％后，调整矿浆pH值在5～7范围内，加入丁基黄药80～210g/t、松油醇20～60g/t、硫化钠200～2000g/t进行浮选，将SiO₂含量降低至质量百分含量2～10％，铁和硫的质量百分含量提升至40％以上，金提升至5g/t以上，得到高品位含金砷硫精矿；

(2)焙烧：

将高品位含金砷硫精矿在焙烧温度为500～800℃，焙烧时间为1～5h条件下脱除砷和硫，得到焙烧矿；从烟气中回收砷和硫，用冷凝法生产白砷，用两转两吸工艺制硫酸；

(3)焙烧矿预处理：

将焙烧矿磨细或者用NaOH浸出：磨细的粒度控制在小于74μm的占90％以上；NaOH浸出的溶液浓度为20～300g/L，温度为室温至300℃，浸出时间在0.5～5h，液固分离后滤渣洗涤至pH＝9～12；或者磨细和氢氧化钠浸出同时进行，控制工艺条件为NaOH浓度为20-300g/L，固含量为20～60％，湿磨时间为0.5～3h，温度从室温至150℃；

(4)氰化浸金：

将上一工序获得的产物进行氰化浸金，氰化钠浓度为0.05～0.3g/L，氰化时间为11～36h；溶液温度为室温至100℃，矿浆pH＝9～12，矿浆液固质量比为1∶1～10∶1；液固分离后，浸出液采用置换提金；

(5)氰化尾渣洗涤后，获得适用于制备铁矿球团的铁精矿。

2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述含金砷硫精矿含金2～200g/t，硫质量百分含量20～40％，铁质量百分含量20～40％，砷质量百分含量1～25％，SiO₂质量百分含量12～25％，铅质量百分含量0.2～5％，锌质量百分含量0.2～5％。

3.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，所述焙烧采用沸腾炉、床式炉或回转窑进行。

4.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，所述磨细和NaOH浸出同时进行时，固含量控制在20～60％，湿磨时间在0.5～3h，温度从室温至150℃。