CN103290231A - 含砷物料酸浸除铁提高金浸出率的方法 - Google Patents
含砷物料酸浸除铁提高金浸出率的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN103290231A CN103290231A CN2013102376950A CN201310237695A CN103290231A CN 103290231 A CN103290231 A CN 103290231A CN 2013102376950 A CN2013102376950 A CN 2013102376950A CN 201310237695 A CN201310237695 A CN 201310237695A CN 103290231 A CN103290231 A CN 103290231A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- leaching
- liquid
- acid
- yield
- rate
- 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
Links
Images
Classifications
-
- Y—GENERAL 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
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明公开了一种含砷物料酸浸除铁提高金浸出率的方法,按照如下步骤:(1)在液固比为0.25-1.5的条件下将含砷物料进行调浆,控制水浴温度在40-100℃;(2)将步骤(1)所得浆料进行搅拌10-30min,然后在浆料中加入硫酸,使浆料中酸浓度保持在20%-85%之间;(3)将步骤(2)所得浆料搅拌0.5-5h后,进行抽滤,将滤饼烘干、进行氰化试验,往滤液中加入铁粉、进行置换实验,置换后液体作为返液进行调浆;(4)重复步骤(1)-(3)。该方法通过对脱砷酸浸渣进行除铁预处理实验,通过初步提高除铁率,从而达到提高金的氰化浸出率的目的。
Description
技术领域
本发明属于有色冶金领域,涉及一种含砷物料酸浸除铁提高金浸出率的方法。
背景技术
目前,我国金精矿提金前的预处理主要采用两段焙烧工艺处理含硫含砷的难处理金精矿,在第一段炉内还原气氛焙烧脱砷产生的三氧化二砷作为白砷产品,在第二段炉内氧化焙烧脱硫产生的二氧化硫烟气制硫酸,烧渣用于氰化浸金。
2000年以来,国内在金精矿沸腾氧化焙烧基础上发展起来的针对含砷难处理金精矿处理的两段焙烧技术得到了迅速发展,相继建成六家专业黄金冶炼企业并投产运行。
虽然我国国内两段焙烧在难处理含砷金精矿焙烧提金方面发展较快,但目前运行的两段焙烧黄金冶炼工艺中氰化尾渣含金基本平均在4g/t以上,针对一些特别难处理的含砷金精矿,其氰化尾渣金品位更高。
潼关中金冶炼有限责任公司2008年引进瑞典奥图泰公司两段焙烧处理含砷金精矿技术,2010年项目建成投产,目前系统运行正常,处理量、开车率、脱砷率、环保指标等主要指标已达到设计要求,但由于含砷原料的复杂性,即使充分脱砷后金回收率仍然较低,2011年1~5月统计数据表明金回收率在85~88%之间。含砷金精粉经两次焙烧后浸出率一直不太理想。为探明原因,通过对焙烧过程各种物料做了物相分析。发现一段焙烧的原料中磁铁矿连生金和氧化铁中包裹金占20%以上,而氰渣中的金有很大一部分也是这种包裹金。由此可判定,造成这类矿粉金浸出率不高的重要原因是铁矿物的包裹对金浸出的影响。
发明内容
本发明的目的在于克服上述现有技术的缺点,提供一种含砷物料酸浸除铁提高金浸出率的方法,该方法通过对脱砷酸浸渣进行除铁预处理实验,通过初步提高除铁率,从而达到提高金的氰化浸出率的目的。
本发明提供的含砷物料酸浸除铁提高金浸出率的方法,按照如下步骤:
(1)在液固比为0.25-1.5的条件下将含砷物料进行调浆,控制水浴温度在40-100℃;
(2)将步骤(1)所得浆料进行搅拌10-30min,然后在浆料中加入硫酸,使浆料中酸浓度保持在20%-85%之间;
(3)将步骤(2)所得浆料搅拌0.5-5h后,进行抽滤,将滤饼烘干、进行氰化试验,往滤液中加入铁粉、进行置换实验,置换后液体作为返液进行调浆;铁浸出率2.47-83.93%,酸浸残渣烘失重率45.67-84.13%,焙烧渣中金提取率88.63-9.14%;
(4)重复步骤(1)-步骤(3)。
优选的技术方案一:液固比为1,酸浓为20%,温度95℃,酸浸时间4h,铁浸出率2.47%,酸浸残渣烘失重率84.13%,焙烧渣中金提取率88.63%。
优选的技术方案二:液固比为1,酸浓为40%,温度95℃,酸浸时间4h,铁浸出率51.94%,酸浸残渣烘失重率64.47%,焙烧渣中金提取率94.96%。
优选的技术方案三:液固比为1,酸浓为55%,温度80℃,酸浸时间4h,铁浸出率51.94%,酸浸残渣烘失重率64.47%,焙烧渣中金提取率94.96%。
优选的技术方案四:液固比为1,酸浓为65%,温度95℃,酸浸时间1h,铁浸出率83.93%,酸浸残渣烘失重率76.4%,焙烧渣中金提取率94.98%。
优选的技术方案五:液固比为1,酸浓为70%,温度95℃,酸浸时间4h,铁浸出率93.34%,酸浸残渣烘失重率45.67%,焙烧渣中金提取率96.14%。
优选的技术方案六:液固比为1,酸浓为65%,温度60℃,酸浸时间1h,铁浸出率83.93%,酸浸残渣烘失重率76.4%,焙烧渣中金提取率94.98%。
本发明为了提高两段脱砷金精矿的氰化金浸出率,基于对对原料所做的物相分析,通过对经过两段焙烧的焙砂进行酸解除铁工艺的探索及实验室的小试实验,最终得出在一定条件下,使除铁率达到一定程度,进而提高焙砂氰化金浸出率的目的。相比我公司现有技术即经过两段焙烧后的焙砂,通过酸浸除铜,再进行氰化浸出,可以带来更大的经济效益。
附图说明
图1为本发明的含砷物料酸浸除铁提高金浸出率的方法流程图。
具体实施方式
下面结合附图对本发明做进一步详细描述:
参见图1,具体实验步骤为:首先在液固比为0.25-1.5的情况下进行调浆,控制水浴锅温度在40-100℃,安装好搅拌器,进行搅拌约10-30min,然后加入一定量的硫酸,使硫酸浓度保持在20%-85%之间,然后搅拌0.5-5h后,进行抽滤,将滤饼烘干、进行氰化试验,往滤液中加入铁粉、进行置换实验,置换后液体作为返液进行调浆,重复上述步骤。
实例1液固比为1,酸浓为20%,温度95℃,酸浸时间4h,铁浸出率2.47%,酸浸残渣烘失重率84.13%,焙烧渣中金提取率88.63%。
实例2液固比为1,酸浓为40%,温度95℃,酸浸时间4h铁浸出率51.94%,酸浸残渣烘失重率64.47%,焙烧渣中金提取率94.96%。
实例3液固比为1,酸浓为55%,温度80℃,酸浸时间4h,铁浸出率51.94%,酸浸残渣烘失重率64.47%,焙烧渣中金提取率94.96%。
实例4液固比为1,酸浓为65%,温度95℃,酸浸时间1h,铁浸出率83.93%,酸浸残渣烘失重率76.4%,焙烧渣中金提取率94.98%。
实例5液固比为1,酸浓为70%,温度95℃,酸浸时间4h,铁浸出率93.34%,酸浸残渣烘失重率45.67%,焙烧渣中金提取率96.14%。
实例6液固比为1,酸浓为65%,温度60℃,酸浸时间1h,铁浸出率83.93%,酸浸残渣烘失重率76.4%,焙烧渣中金提取率94.98%。
以上所述,仅是本发明的较佳实施例而已,并非对本发明作任何形式上的限制,虽然本发明已以较佳实施例揭露如上,然而并非用以限定本发明,任何熟悉本专业的技术人员,在不脱离本发明技术方案范围内,当可利用上述揭示的方法及技术内容作出些许的更动或修饰为等同变化的等效实施例,但凡是未脱离本发明技术方案的内容,依据本发明的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与修饰,仍属于本发明技术方案的范围内。
Claims (7)
1.含砷物料酸浸除铁提高金浸出率的方法,其特征在于:
(1)在液固比为0.25-1.5的条件下将含砷物料进行调浆,控制水浴温度在40-100℃;
(2)将步骤(1)所得浆料进行搅拌10-30min,然后在浆料中加入硫酸,使浆料中酸浓度保持在20%-85%之间;
(3)将步骤(2)所得浆料搅拌0.5-5h后,进行抽滤,将滤饼烘干、进行氰化试验,往滤液中加入铁粉、进行置换实验,置换后液体作为返液进行调浆;铁浸出率2.47-83.93%,酸浸残渣烘失重率45.67-84.13%,焙烧渣中金提取率88.63-9.14%;
(4)重复步骤(1)-步骤(3)。
2.如权利要求1所述的方法,其特征在于:液固比为1,酸浓为20%,温度95℃,酸浸时间4h,铁浸出率2.47%,酸浸残渣烘失重率84.13%,焙烧渣中金提取率88.63%。
3.如权利要求1所述的方法,其特征在于:液固比为1,酸浓为40%,温度95℃,酸浸时间4h,铁浸出率51.94%,酸浸残渣烘失重率64.47%,焙烧渣中金提取率94.96%。
4.如权利要求1所述的方法,其特征在于:液固比为1,酸浓为55%,温度80℃,酸浸时间4h,铁浸出率51.94%,酸浸残渣烘失重率64.47%,焙烧渣中金提取率94.96%。
5.如权利要求1所述的方法,其特征在于:液固比为1,酸浓为65%,温度95℃,酸浸时间1h,铁浸出率83.93%,酸浸残渣烘失重率76.4%,焙烧渣中金提取率94.98%。
6.如权利要求1所述的方法,其特征在于:液固比为1,酸浓为70%,温度95℃,酸浸时间4h,铁浸出率93.34%,酸浸残渣烘失重率45.67%,焙烧渣中金提取率96.14%。
7.如权利要求1所述的方法,其特征在于:液固比为1,酸浓为65%,温度60℃,酸浸时间1h,铁浸出率83.93%,酸浸残渣烘失重率76.4%,焙烧渣中金提取率94.98%。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN2013102376950A CN103290231A (zh) | 2013-06-14 | 2013-06-14 | 含砷物料酸浸除铁提高金浸出率的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN2013102376950A CN103290231A (zh) | 2013-06-14 | 2013-06-14 | 含砷物料酸浸除铁提高金浸出率的方法 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN103290231A true CN103290231A (zh) | 2013-09-11 |
Family
ID=49091756
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN2013102376950A Pending CN103290231A (zh) | 2013-06-14 | 2013-06-14 | 含砷物料酸浸除铁提高金浸出率的方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN103290231A (zh) |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103937989A (zh) * | 2014-04-08 | 2014-07-23 | 南君芳 | 一种含砷金精矿处理工艺 |
CN105779776A (zh) * | 2014-12-24 | 2016-07-20 | 李瑶 | 一种从金精矿焙烧渣或焙烧-浸出渣中回收金的方法 |
Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN85107901A (zh) * | 1984-09-27 | 1987-05-06 | 谢尔里特·戈登矿有限公司 | 从难熔含金含铁的硫化物矿石中回收黄金 |
CN85107774A (zh) * | 1984-09-27 | 1987-05-06 | 谢尔里特·戈登矿有限公司 | 从难熔含金含铁硫化物精矿中回收黄金的工艺 |
CN1519205A (zh) * | 2003-01-25 | 2004-08-11 | 中南大学 | 一种硫酸亚铁的制备方法 |
CN101376924A (zh) * | 2008-07-29 | 2009-03-04 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 一种从难处理金精矿回收金的方法 |
CN101942566A (zh) * | 2010-09-09 | 2011-01-12 | 河南中原黄金冶炼厂有限责任公司 | 一种金精矿焙烧氰化后的尾渣中金银的回收方法 |
CN102690942A (zh) * | 2012-06-18 | 2012-09-26 | 中南大学 | 一种含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法 |
CN103014319A (zh) * | 2012-12-05 | 2013-04-03 | 中南大学 | 一种强化含硫砷铁金精矿焙砂提金的方法 |
-
2013
- 2013-06-14 CN CN2013102376950A patent/CN103290231A/zh active Pending
Patent Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN85107901A (zh) * | 1984-09-27 | 1987-05-06 | 谢尔里特·戈登矿有限公司 | 从难熔含金含铁的硫化物矿石中回收黄金 |
CN85107774A (zh) * | 1984-09-27 | 1987-05-06 | 谢尔里特·戈登矿有限公司 | 从难熔含金含铁硫化物精矿中回收黄金的工艺 |
CN1519205A (zh) * | 2003-01-25 | 2004-08-11 | 中南大学 | 一种硫酸亚铁的制备方法 |
CN101376924A (zh) * | 2008-07-29 | 2009-03-04 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 一种从难处理金精矿回收金的方法 |
CN101942566A (zh) * | 2010-09-09 | 2011-01-12 | 河南中原黄金冶炼厂有限责任公司 | 一种金精矿焙烧氰化后的尾渣中金银的回收方法 |
CN102690942A (zh) * | 2012-06-18 | 2012-09-26 | 中南大学 | 一种含硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶的方法 |
CN103014319A (zh) * | 2012-12-05 | 2013-04-03 | 中南大学 | 一种强化含硫砷铁金精矿焙砂提金的方法 |
Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103937989A (zh) * | 2014-04-08 | 2014-07-23 | 南君芳 | 一种含砷金精矿处理工艺 |
CN103937989B (zh) * | 2014-04-08 | 2015-06-10 | 南君芳 | 一种含砷金精矿处理工艺 |
CN105779776A (zh) * | 2014-12-24 | 2016-07-20 | 李瑶 | 一种从金精矿焙烧渣或焙烧-浸出渣中回收金的方法 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
Safarzadeh et al. | Reductive leaching of cobalt from zinc plant purification residues | |
CN103911508B (zh) | 一种从硫化砷加压浸出液中回收铼的方法 | |
CN103526024A (zh) | 一种清洁环保的高铟高铁锌精矿综合回收新工艺 | |
CN102851496B (zh) | 一种高铟高铁锌精矿的处理方法 | |
CN103243221B (zh) | 一种含砷锑难处理金矿熔池熔炼直接富集金的方法 | |
CN105112674A (zh) | 一种废弃电路板全湿法回收工艺 | |
CN103993182B (zh) | 一种铁矾渣中二次资源的综合回收方法 | |
CN102618719A (zh) | 从硫化锌精矿直接浸出锌及回收镓锗铟的方法 | |
CN103952572B (zh) | 一种加压浸出优化湿法炼锌热酸浸出工艺的方法 | |
Yang et al. | An environment-friendly process of lead recovery from spent lead paste | |
CN103882236A (zh) | 一种湿法处理高硫铜烟灰回收铜的方法 | |
CN105087949A (zh) | 一种选择性浸出转炉吹炼渣中钴、镍和铜的方法 | |
CN103243349A (zh) | 湿法炼锌综合回收系统工艺 | |
CN102660690A (zh) | 从湿法炼锌高浸渣中回收有价金属的方法 | |
CN101648700B (zh) | 一种从含硒酸泥中分离和回收硫、铁、硒的方法 | |
CN103627911B (zh) | 一种高铁氧化锌的处理工艺 | |
Xu et al. | Solvent extraction of Ni and Co from Ni-laterite leach solutions using a new synergistic system consisting of Versatic 10 acid, Mextral 6103H and Aliquat 336 with elemental mass balance for leaching, precipitation, solvent extraction, scrubbing and stripping | |
CN1858274A (zh) | 一种氧化镍矿的处理新方法 | |
Mustafa et al. | Effect of Lead and Zinc Impurities in Ironmaking and the Corresponding Removal Methods: A Review | |
CN104928464A (zh) | 一种微波加热预处理提取含钒物料中有价金属的方法 | |
CN104004907A (zh) | 一种铅冰铜分离铜及综合利用的方法 | |
CN103290231A (zh) | 含砷物料酸浸除铁提高金浸出率的方法 | |
CN102409161A (zh) | 一种提高金银浸出率的方法 | |
CN105002354A (zh) | 中低压富氧直接浸出硫化锌矿中锌及其他有价金属的方法 | |
CN102560157A (zh) | 从高铁低锌多金属尾矿中回收锌铟的方法 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
C06 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
C10 | Entry into substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
C02 | Deemed withdrawal of patent application after publication (patent law 2001) | ||
WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |
Application publication date: 20130911 |