CN102703713A - 提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法 - Google Patents

提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN102703713A
CN102703713A CN2012102296307A CN201210229630A CN102703713A CN 102703713 A CN102703713 A CN 102703713A CN 2012102296307 A CN2012102296307 A CN 2012102296307A CN 201210229630 A CN201210229630 A CN 201210229630A CN 102703713 A CN102703713 A CN 102703713A
Authority
CN
China
Prior art keywords
gold
leaching
aqueous alkali
obtains
cyanide
Prior art date
Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
Pending
Application number
CN2012102296307A
Other languages
English (en)
Inventor
寇文胜
陈国民
李秀兰
孙文忠
池上荣
周若水
李玉保
蒙有言
都安治
刘恩义
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
GUANGXI DIBO MINE GROUP CO Ltd
Original Assignee
GUANGXI DIBO MINE GROUP CO Ltd
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by GUANGXI DIBO MINE GROUP CO Ltd filed Critical GUANGXI DIBO MINE GROUP CO Ltd
Priority to CN2012102296307A priority Critical patent/CN102703713A/zh
Publication of CN102703713A publication Critical patent/CN102703713A/zh
Pending legal-status Critical Current

Links

Classifications

    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明公开了一种提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法,该方法包括配制强碱液、强碱磨浸酸浸渣和常规提金银。应用本发明可深度脱除砷、铅、锌、硫等有害杂质,使高砷高硫难处理金精矿的金浸出率提高了2~3个百分点,同时大大减少了氰化浸金过程中氰化钠的消耗量,降低了生产成本,提高了经济效益。

Description

提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法
技术领域
本发明涉及黄金生产的两段焙烧-氰化浸金工艺,尤其是一种提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法。
背景技术
高硫高砷难处理金精矿中的金主要是金银系列固溶体,即金银矿或银金矿,主要有两种嵌布形式:一是以微细颗粒形式被黄铁矿、砷黄铁矿等矿物包裹,这是金矿物最主要的嵌布形式;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。
近年来针对高砷高硫难处理金精矿开发出的两段沸腾焙烧工艺在黄金冶炼行业得到了广泛应用,但是,该工艺在对高砷高硫难处理金精矿的预处理过程中会产生一定的二次包裹,现在普遍采用常规酸浸方法处理,然而并不能达到将砷、铅、锌、硫等有害杂质深度脱除的目的。
发明内容
本发明要解决的技术问题是提供一种提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法,以消除两段沸腾焙烧工艺处理高砷高硫难处理金精矿的过程中产生的金的二次包裹,深度脱除砷、铅、锌、硫等有害杂质,提高金的浸出率。
为解决上述技术问题,本发明采用以下技术方案:
提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法,其特征在于该方法包括以下步骤:
<1>配制强碱液
按照质量比1:1~5,将碳酸氢铵和氢氧化钠在搅拌槽中混匀,加水配成氢氧化钠质量百分比为4%~10%的强碱液;
<2>强碱磨浸酸浸渣
在步骤<1>制成的强碱液中加入经过过滤洗涤的酸浸渣,配成浓度为30%~60%的矿浆,搅拌均匀后进入塔磨机进行细磨0.5~3小时,细磨结束后进行洗涤过滤得到滤液和滤渣。
该方法还包括以下步骤:
<3>采用常规方法从步骤<2>得到的滤渣中提取金和银。
步骤<2>得到的滤液循环使用于步骤<2>中配制矿浆。
滤液按强碱液的浓度补充已消耗的碱后,继续用于步骤<2>中配制矿浆,无需每次都配制新的溶液,这样可大大节省生产成本,即所谓的循环使用。
针对高砷高硫难处理金精矿两段焙烧-氰化浸金工艺中,砷、铅、锌、硫等有害杂质对金包裹的问题,发明人设计了本发明的预处理方法,作为对两段焙烧-氰化浸金工艺的优化改进和补充。通过将酸浸渣进行强碱磨浸,使得砷、铅、锌、硫等有害杂质得以深度脱除,打开了这部分金包裹,使高砷高硫难处理金精矿的金浸出率提高了2~3个百分点;由于脱除了砷、铅、锌、硫等有害杂质,大大减少了氰化浸金过程中氰化钠的消耗量,降低了生产成本,提高了经济效益。
具体实施方式
实施例1
酸浸渣的主要成分为:Au 76.15g/t,Ag 35.2 g/t,S 0.58%,As 0.65%,Cu 0.15%,Pb 1.8%,Sb 1.17%,C 0.11%。采用常规方法提取金和银,金浸出率为82.67%。
常规方法包括以下步骤:
a.将焙烧渣用水洗涤至PH值在6~7后,加水调整矿浆浓度在65%左右,使用球磨机进行球磨,控制球磨后细度达到-400目大于90%。
b.加水调整矿浆浓度在35%左右,加碱调整PH值在9~10,加入氰化钠调整氰化物浓度在1.5~2mg/l,充气搅拌浸出36h后过滤洗涤得到氰化尾渣和滤液,滤液采用活性碳或锌粉置换法提取金银。
应用本发明提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法,步骤如下:
<1>配制强碱液
按照质量比1:1,将碳酸氢铵和氢氧化钠在搅拌槽中混匀,加水配成氢氧化钠质量百分比为4%的强碱液;
<2>强碱磨浸酸浸渣
在步骤<1>制成的强碱液中加入经过过滤洗涤的酸浸渣,配成浓度为40%的矿浆,搅拌均匀后进入塔磨机进行细磨2小时,细磨结束后进行洗涤过滤得到滤液和滤渣。
<3>采用常规方法从步骤<2>得到的滤渣中提取金和银,金浸出率为85.29%;步骤<2>得到的滤液循环使用于步骤<2>中配制矿浆,以节约生产成本,同时不断少量补加新水以使循环部分滤液中的杂质离子浓度保持在较低水平,多余的滤液打入污水处理系统用以中和酸性废水,实现综合利用。
实施例2
酸浸渣的主要成分为:Au 64.5g/t,Ag 61.35 g/t,S 0.77%,As 0.66%,Cu 0.1%,Pb 0.47%,Sb 0.19%,C 0.08%。采用实施例1的常规方法提取金和银,金浸出率为81.83%。
应用本发明提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法,步骤如下:
<1>配制强碱液
按照质量比1:3,将碳酸氢铵和氢氧化钠在搅拌槽中混匀,加水配成氢氧化钠质量百分比为7%的强碱液;
<2>强碱磨浸酸浸渣
在步骤<1>制成的强碱液中加入经过过滤洗涤的酸浸渣,配成浓度为50%的矿浆,搅拌均匀后进入塔磨机进行细磨3小时,细磨结束后进行洗涤过滤得到滤液和滤渣。
<3>采用常规方法从步骤<2>得到的滤渣中提取金和银,金浸出率为84.09%;步骤<2>得到的滤液循环使用于步骤<2>中配制矿浆。
实施例3
酸浸渣的主要成分为:Au 78.4g/t,Ag 37.25 g/t,S 1.14%,As 0.73%,Cu 0.13%,Pb 0.7%,Sb 0.61%,C 0.16%。采用实施例1的常规方法提取金和银,金浸出率为83.12%。
应用本发明提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法,步骤如下:
<1>配制强碱液
按照质量比1:5,将碳酸氢铵和氢氧化钠在搅拌槽中混匀,加水配成氢氧化钠质量百分比为10%的强碱液;
<2>强碱磨浸酸浸渣
在步骤<1>制成的强碱液中加入经过过滤洗涤的酸浸渣,配成浓度为60%的矿浆,搅拌均匀后进入塔磨机进行细磨1.5小时,细磨结束后进行洗涤过滤得到滤液和滤渣。
<3>采用常规方法从步骤<2>得到的滤渣中提取金和银,金浸出率为86.55%;步骤<2>得到的滤液循环使用于步骤<2>中配制矿浆。
实施例4
酸浸渣的主要成分为:Au 68.45g/t,Ag 66.85 g/t,S 1.24%,As 0.49%,Cu 0.09%,Pb 0.57%,Sb 0.19%,C 0.12%。采用常规方法提取金和银,金浸出率为82.13%。
应用本发明提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法,步骤如下:
<1>配制强碱液
按照质量比1:2,将碳酸氢铵和氢氧化钠在搅拌槽中混匀,加水配成氢氧化钠质量百分比为5%的强碱液;
<2>强碱磨浸酸浸渣
在步骤<1>制成的强碱液中加入经过过滤洗涤的酸浸渣,配成浓度为55%的矿浆,搅拌均匀后进入塔磨机进行细磨0.5小时,细磨结束后进行洗涤过滤得到滤液和滤渣。
<3>采用常规方法从步骤<2>得到的滤渣中提取金和银,金浸出率为84.95%;步骤<2>得到的滤液循环使用于步骤<2>中配制矿浆。

Claims (4)

1.一种提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法,其特征在于该方法包括以下步骤:
<1>配制强碱液
按照质量比1:1~5,将碳酸氢铵和氢氧化钠在搅拌槽中混匀,加水配成氢氧化钠质量百分比为4%~10%的强碱液;
<2>强碱磨浸酸浸渣
在步骤<1>制成的强碱液中加入经过过滤洗涤的酸浸渣,配成浓度为30%~60%的矿浆,搅拌均匀后进入塔磨机进行细磨0.5~3小时,细磨结束后进行洗涤过滤得到滤液和滤渣。
2.根据权利要求1所述的提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法,其特征在于该方法还包括以下步骤:
<3>采用常规方法从步骤<2>得到的滤渣中提取金和银。
3.根据权利要求1所述的提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法,其特征在于:所述步骤<2>得到的滤液循环使用于步骤<2>中配制矿浆。
4.根据权利要求3所述的提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法,其特征在于:所述滤液按所述强碱液的浓度补充已消耗的碱后,继续用于步骤<2>中配制矿浆。
CN2012102296307A 2012-07-04 2012-07-04 提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法 Pending CN102703713A (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN2012102296307A CN102703713A (zh) 2012-07-04 2012-07-04 提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN2012102296307A CN102703713A (zh) 2012-07-04 2012-07-04 提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法

Publications (1)

Publication Number Publication Date
CN102703713A true CN102703713A (zh) 2012-10-03

Family

ID=46896758

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN2012102296307A Pending CN102703713A (zh) 2012-07-04 2012-07-04 提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN102703713A (zh)

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN103290232A (zh) * 2013-06-27 2013-09-11 成都理工大学 一种用铁氰化钾提取含金矿石中金的方法
CN105689108A (zh) * 2016-01-27 2016-06-22 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 一种浮选金精矿氰化浸出过程中铅的综合回收方法
CN107541607A (zh) * 2016-06-28 2018-01-05 中国科学院过程工程研究所 一种高砷金矿两段焙烧‑转化处理‑氰化浸金的方法
CN108285984A (zh) * 2017-12-20 2018-07-17 甘肃招金贵金属冶炼有限公司 一种提高含锑金精矿氰化回收率的方法

Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1228480A (zh) * 1998-03-05 1999-09-15 中国科学院金属研究所 含砷含硫难浸金矿的强化碱浸提金工艺
WO2000017407A1 (en) * 1998-09-21 2000-03-30 M.I.M. Holdings Limited Method for treating precious metal bearing minerals
RU2008109264A (ru) * 2008-03-11 2009-09-20 Открытое акционерное общество "Красноярский завод цветных металлов имени В.Н. Гулидова" (ОАО "Красцветмет") (RU) Способ переработки концентрата пыли аффинажного производства
CN101935754A (zh) * 2010-09-17 2011-01-05 山东恒邦冶炼股份有限公司 一种含铅高银金精矿的处理方法
CN102071310A (zh) * 2010-12-01 2011-05-25 中南大学 一种含金砷硫精矿综合利用的方法

Patent Citations (5)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1228480A (zh) * 1998-03-05 1999-09-15 中国科学院金属研究所 含砷含硫难浸金矿的强化碱浸提金工艺
WO2000017407A1 (en) * 1998-09-21 2000-03-30 M.I.M. Holdings Limited Method for treating precious metal bearing minerals
RU2008109264A (ru) * 2008-03-11 2009-09-20 Открытое акционерное общество "Красноярский завод цветных металлов имени В.Н. Гулидова" (ОАО "Красцветмет") (RU) Способ переработки концентрата пыли аффинажного производства
CN101935754A (zh) * 2010-09-17 2011-01-05 山东恒邦冶炼股份有限公司 一种含铅高银金精矿的处理方法
CN102071310A (zh) * 2010-12-01 2011-05-25 中南大学 一种含金砷硫精矿综合利用的方法

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN103290232A (zh) * 2013-06-27 2013-09-11 成都理工大学 一种用铁氰化钾提取含金矿石中金的方法
CN105689108A (zh) * 2016-01-27 2016-06-22 中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所 一种浮选金精矿氰化浸出过程中铅的综合回收方法
CN107541607A (zh) * 2016-06-28 2018-01-05 中国科学院过程工程研究所 一种高砷金矿两段焙烧‑转化处理‑氰化浸金的方法
CN108285984A (zh) * 2017-12-20 2018-07-17 甘肃招金贵金属冶炼有限公司 一种提高含锑金精矿氰化回收率的方法

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN103555938A (zh) 一种高含泥氧化铜矿的选冶方法
CN103589873B (zh) 一种回收银锌渣中有价金属的方法
CN103572322A (zh) 一种从含铜氧化金矿中回收金铜的方法
CN102703713A (zh) 提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法
CN102230084B (zh) 低品位含砷难浸金矿的包覆生物氧化预处理方法
CN104232890A (zh) 一种低品位氧化锌矿的湿法冶金工艺
CN101580902A (zh) 石灰乳中和法酸浸萃取提钒工艺
CN102031371B (zh) 一种从湿法炼锌系统中富集锗的方法
CN109590107B (zh) 一种从铜氧压浸出渣中回收硫磺和有价金属的工艺
CN102134653B (zh) 处理难选含铜硫化金矿石选冶联合工艺
CN102505077A (zh) 氰化尾渣中有价元素的回收方法
CN104745833A (zh) 一种用于高泥金矿石的处理工艺
CN103243226A (zh) 一种以低品位轻稀土尾矿制备稀土精矿的方法
CN102643987A (zh) 一种从稀土矿浸出液中降低氨氮需氧量(COD)调整pH值制取稀土的方法
CN101824546B (zh) 一种铜阳极泥分银渣分铅液回收银的方法
CN107746961B (zh) 一种从锑渣中回收锑的方法
CN105330064A (zh) 含锌氰化贫液处理方法
CN102560130A (zh) 一种废杂铜冶炼渣中的铜锌选择性浸出工艺
CN104152669A (zh) 一种从低品位硫酸渣提取高品位铁精粉的方法
CN104561580A (zh) 一种从难选冶的氧化型锰银矿中浸出银的方法
CN104195347B (zh) 一种硫酸烧渣中金银富集工艺及提取金银的方法
CN114774687A (zh) 从氧硫混合型含铜含砷难处理金矿中回收金、铜的方法
CN102505079A (zh) 氰化浸出前的金精矿预处理方法
CN103451439B (zh) 硫酸锌溶液净化后渣的处理方法
CN103255286B (zh) 一种抑制原生硫化铜在金精矿氰化过程中溶解的方法

Legal Events

Date Code Title Description
C06 Publication
PB01 Publication
C10 Entry into substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
C12 Rejection of a patent application after its publication
RJ01 Rejection of invention patent application after publication

Application publication date: 20121003