CN104404261A - 一种金精矿氰化尾渣氯化焙烧同步还原回收金、铁的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供一种金精矿氰化尾渣氯化焙烧同步还原回收金、铁的方法，属于资源综合利用技术领域。该方法将含磷0.5～0.95％、含硫0.9～1.4％、含铁20～25％、含金3.0～4.5g/t的金精矿氰化尾渣进行反浮选脱硅预富集，得到的精矿烘干，然后将精矿和氯化剂、还原剂、脱磷剂、脱硫剂等混合进行造球后高温氯化挥发金同步深度还原脱硫磷，将烟气收集回收金，再将焙烧后的球团进行破碎-磨矿-磁选回收铁。该方法可得到金回收率92～96％的金产品，铁品位90％～92.5％、硫含量＜0.06％、磷含量＜0.07％、铁回收率88～93％的海绵铁产品。该方法通过反浮选预富集，降低了后续处理工艺的能耗，实现了低品位金、铁的金精矿氰化尾渣资源化。
Description
技术领域
本发明涉及资源综合利用技术领域，特别是指一种金精矿氰化尾渣氯化焙烧同步还原回收金、铁的方法。
背景技术
随着金矿石越来越“贫”、“杂”、“细”，开采的金矿石中越来越多的金被黄铁矿、砷黄铁矿、褐铁矿等包裹，难于选别。目前主要采用浮选工艺处理此类型金矿石，获得的金精矿再采用氧化焙烧-氰化浸出工艺回收金。
金精矿经氧化焙烧-氰化提金后，会产生大量的金精矿氰化尾渣，该尾渣中残留有一部分未被氰化浸出的金，同时还含有一定量的铁，冶炼厂一般对这部分尾渣直接堆存，不再进行进一步处理，造成了严重的环境污染和资源浪费。国内某地区堆积有大量的金精矿氰化尾渣，该尾渣中金的含量大致为3.0～4.5g/t，铁含量大约20～25％，S含量高达0.9～1.4％，P含量高达0.5～0.95％。随着矿产资源越来越短缺，对此类金精矿氰化尾渣进行资源化综合利用，进一步回收其中的金和铁，具有重要的经济价值和环境效益。
ZL 200810017447.4中公开了一种磁化氯化法从酸化焙烧渣中回收金、银、铁和铅的方法，该方法处理的是酸化焙烧渣，该方法分为两部分，一是通过高温氯化焙烧使尾渣中的金银铅铜等以氯化物气体形式挥发，再通过冷凝气体来回收金银铜铅，二是通过造粒时添加煤粉，在氯化焙烧的同时实现磁化还原焙烧，来回收其中的铁。该方法存在的问题是不能处理以微细粒形式存在的高硫磷金精矿氰化浸出尾渣，当浸渣中硫磷含量高时，回收的铁精粉硫、磷含量将超标，严重影响销售。
申请号201110115343.9的专利中公开了一种硫酸渣氯化离析综合回收有价金属的选矿方法，该方法处理的是硫酸渣，主要是通过氯化离析-浮选获得铜精矿、铁精矿和锡精矿。该方法处理含金、铁的氰化尾渣时，金将进入铁精矿，造成金的回收率低、金损失大的问题。
ZL201210017933.2中公开了一种利用高杂质硫酸渣生产铁球团矿并富集有价金属的方法，处理的是高杂质硫酸渣，通过中温还原焙烧、高温氯化焙烧来回收有价金属，该方法存在采用两段焙烧热耗需要量大、成本高、工艺复杂等缺陷。
综上所述，现有技术用于处理高硫磷低金铁的金精矿氰化尾渣都存在一定的缺点，而采用反浮选预富集、造球氯化焙烧同步深度还原脱硫磷回收氰化尾渣中金、铁的方法目前未见报道。
发明内容
本发明的目的是提供一种工艺简单、冶炼成本低、消除环境污染、可实现矿产资源综合利用、增加企业经济效益的一种从高硫磷低金铁的金精矿氰化尾渣中回收金、铁的方法。
本发明所处理的高硫磷低金铁的金精矿氰化尾渣中含磷0.5～0.95％、含硫0.9～1.4％、含铁20～25％、含金3.0～4.5g/t，为实现脱硫磷回收金、铁的目的，该方法采用反浮选脱硅预富集、造球、高温氯化挥发金同步深度还原脱硫磷、烟气收集回收金和磨矿磁选回收铁等，具体步骤包括：
(1)反浮选预富集
(a)将金精矿氰化尾渣加水调浆至质量浓度为20～30％，控制矿浆温度为30～35℃。
(b)将(a)中的矿浆进行反浮选粗选：加入氢氧化钠600～800g/t，搅拌2～3min；加入改性淀粉900～1200g/t，搅拌5～7min；加入改性石灰400～600g/t，搅拌4～6min；加入油酸钠800～1000g/t，搅拌4～7min；充气进行反浮选粗选，得到反浮选粗选精矿和反浮选粗选尾矿。
(c)在反浮选粗选尾矿中加入氢氧化钠100～150g/t，搅拌1～2min；加入改性淀粉300～500g/t，搅拌4～6min；加入改性石灰200～300g/t，搅拌4～6min；加入油酸钠400～500g/t，搅拌3～5min；充气进行一次扫选，得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿。
(d)在一次扫选尾矿中加入改性淀粉100～150g/t，搅拌2～4min；加入改性石灰100～150g/t，搅拌3～5min；加入油酸钠100～200g/t，搅拌3～4min；充气进行二次扫选，得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿。
(e)将反浮选粗选精矿搅拌2～4min；加入油酸钠50～80g/t，搅拌3～4min；充气进行精选，得到精矿和精选尾矿。
其中，二次扫选精矿返回到一次扫选过程中，一次扫选精矿与精选尾矿合并，返回到反浮选粗选过程中。
(2)将反浮选富集到的精矿在温度为70～90℃的条件下烘干。
(3)造球
将步骤(2)中烘干的精矿与氯化钙、氯化钠、氧化钙、碳酸钠、-2mm的煤粉和膨润土按质量比1：(0.01～0.03)：(0.03～0.05)：(0.05～0.08)：(0.10～0.13)：(0.25～0.35)：(0.03～0.05)混合均匀，然后加入混合物料总量10wt％的水进行造球，球团直径为15～20mm，将球团放入烘箱中，在80～100℃的温度下烘干20～30min。
(4)氯化挥发同步深度还原脱硫磷
(a)将烘干的球团在1050～1250℃下焙烧1～2h。
(b)焙烧过程中产生的高温烟气进行湿式收尘，收尘后的废气外排，含尘浆液进行固液分离，固体为金产品，氯化溶液返回步骤(3)中替代部分水用于造球。
(c)焙烧后的球团自然冷却。
(5)破碎-磨矿-磁选
(a)将焙烧后的球团破碎至-2mm后进行一段磨矿-一段磁选，一段磨矿浓度为60～70％，一段磨矿细度-0.074mm占70％～85％。
(b)将(a)的一段磨矿产品进行一段磁选，一段磁选的磁场强度为96～112kA/m，得到一段磁选精矿和一段磁选尾矿。
(c)将一段磁选精矿再磨，即二段磨矿细度为-0.043mm占75％～85％；再进行二段磁选，二段磁选的磁场强度为80～96kA/m，得到海绵铁和二段磁选尾矿。
(d)一段磁选尾矿和二段磁选尾矿与步骤(1)中的二次扫选尾矿合并，作为最终尾矿一起进入尾矿库。
本发明的上述技术方案的有益效果如下：
(1)采用反浮选工艺，将铁品位、金品位低的金精矿氰化尾渣进行预富集，提高了金和铁的品位，大大降低了后续处理工艺的能耗，使低品位金、铁的金精矿氰化尾渣资源化成为可能。
(2)在高硫磷的金精矿氰化尾渣中加入脱硫剂和脱磷剂，氯化挥发同步深度还原的同时，随着铁矿物被还原为金属铁，被铁矿物包裹的磷裸露出来，与脱磷剂形成Na3PO4，在磨矿-磁选中被脱除；尾渣中的硫深度还原时在脱硫剂的作用下形成非磁性的陨硫钙石在磨矿-磁选中被脱除，获得了质量达到国家标准的海绵铁产品，实现了尾渣中铁的回收。
(3)采用本发明对高硫磷低金铁的氰化尾渣进行金、铁回收，通过反浮选工艺预富集以及在焙烧中加入脱磷剂和脱硫剂进行硫和磷的脱除，最终得到的产品中，金的回收率为92～96％，海绵铁的铁品位为90％～92.5％，铁回收率为88～93％，海绵铁中硫含量＜0.06％，磷含量＜0.07％。
附图说明
图1为本发明的金精矿氰化尾渣氯化焙烧同步还原回收金、铁的方法的工艺流程图。
具体实施方式
为使本发明要解决的技术问题、技术方案和优点更加清楚，下面将结合附图及具体实施例进行详细描述。
实施例1
某金精矿氰化尾渣的主要成分为：金品位3.48g/t、铜品位0.04％、铁品位22.36％、磷品位0.74％、硫品位1.17％，二氧化硅含量36％。主要金属矿物为赤铁矿、磁铁矿、黄铁矿等，主要脉石矿物为石英、长石、硅酸盐等。
按照图1所示工艺流程进行回收金、铁，具体步骤如下：
(1)反浮选预富集
(a)将金精矿氰化尾渣加水调浆至质量浓度为20％，控制矿浆温度30℃。
(b)加入氢氧化钠600g/t，搅拌2min；加入改性淀粉900g/t，搅拌5min；加入改性石灰400g/t，搅拌4min；加入油酸钠800g/t，搅拌4min；充气进行反浮选粗选，得到反浮选粗选精矿和反浮选粗选尾矿。
(c)在反浮选粗选尾矿中加入氢氧化钠100g/t，搅拌1min；加入改性淀粉300g/t，搅拌4min；加入改性石灰200g/t，搅拌4min；加入油酸钠400g/t，搅拌3min；充气进行一次扫选，得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿。
(d)在一次扫选尾矿中加入改性淀粉100g/t，搅拌2min；加入改性石灰100g/t，搅拌3min；加入油酸钠100g/t，搅拌3min；充气进行二次扫选，得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿。
(e)将反浮选粗选精矿搅拌2min；加入油酸钠50g/t，搅拌3min；充气进行精选，得到精矿和精选尾矿。
二次扫选精矿返回到一次扫选过程中，一次扫选精矿与精选尾矿合并，返回到反浮选粗选过程中。
(2)将反浮选富集到的精矿在70℃的温度下烘干。
(3)造球
将烘干的精矿与氯化钙、氯化钠、氧化钙、碳酸钠、-2mm的煤粉和膨润土按质量比1：0.01：0.03：0.05：0.1：0.25：0.03混合均匀，然后加入混合物料总量10wt％的水进行造球，球团直径15mm，将球团放入烘箱中，在80℃下烘30min。
(4)氯化挥发同步深度还原脱硫磷
(a)将烘干的球团在1050℃下焙烧2h。
(b)焙烧过程中产生的高温烟气进行湿式收尘，收尘后的废气外排，含尘浆液进行固液分离，固体为金产品，氯化溶液返回步骤(3)中替代部分水用于造球。
(c)焙烧后的球团自然冷却。
(5)破碎-磨矿-磁选
(a)将焙烧后的球团破碎至-2mm进行一段磨矿，一段磨矿浓度为60％，一段磨矿细度-0.074mm占70％。
(b)将(a)的一段磨矿产品进行一段磁选，一段磁选的磁场强度为96kA/m，得到一段磁选精矿和一段磁选尾矿。
(c)将一段磁选精矿再磨，即二段磨矿细度-0.043mm占75％；然后进行二段磁选，二段磁选的磁场强度为80kA/m，得到海绵铁和二段磁选尾矿。
(d)一段磁选尾矿和二段磁选尾矿与步骤(1)中的二次扫选尾矿合并，作为最终尾矿一起进入尾矿库。
通过上述工艺流程的实施，所得金产品中金的回收率为92.50％，海绵铁的铁品位90.48％，铁回收率89.14％，海绵铁中硫含量0.05％，磷含量0.06％。
实施例2
某金精矿氰化尾渣化学分析结果如下：金品位4.26g/t、铁品位24.10％、磷品位0.91％、硫品位1.32％，二氧化硅含量32.85％。工艺矿物学研究结果表明，尾渣中主要金属矿物为赤铁矿、磁铁矿和黄铁矿等，主要脉石矿物为石英、长石、硅酸盐等。
按照图1所示工艺流程进行回收金、铁，具体步骤如下：
(1)反浮选预富集
(a)将金精矿氰化尾渣加水调浆至质量浓度为30％，控制矿浆温度35℃。
(b)加入氢氧化钠800g/t，搅拌3min；加入改性淀粉1200g/t，搅拌7min；加入改性石灰600g/t，搅拌6min；加入油酸钠1000g/t，搅拌7min；充气进行反浮选粗选，得到反浮选粗选精矿和反浮选粗选尾矿。
(c)在反浮选粗选尾矿中加入氢氧化钠150g/t，搅拌2min；加入改性淀粉500g/t，搅拌6min；加入改性石灰300g/t，搅拌6min；加入油酸钠500g/t，搅拌5min；充气进行一次扫选，得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿。
(d)在一次扫选尾矿中加入改性淀粉150g/t，搅拌4min；加入改性石灰150g/t，搅拌5min；加入油酸钠200g/t，搅拌4min；充气进行二次扫选，得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿。
(e)将反浮选粗选精矿搅拌4min；加入油酸钠80g/t，搅拌4min；充气进行精选，得到精矿和精选尾矿。
二次扫选精矿返回到一次扫选过程中，一次扫选精矿与精选尾矿合并，返回到反浮选粗选过程中。
(2)将反浮选富集到的精矿在90℃的温度下烘干。
(3)造球
将烘干的精矿与氯化钙、氯化钠、氧化钙、碳酸钠、-2mm的煤粉和膨润土按质量比1：0.03：0.05：0.08：0.13：0.35：0.05混合均匀，然后加入混合物料总量10wt％的水进行造球，球团直径20mm，将球团放入烘箱中，在100℃下烘20min。
(4)氯化挥发同步深度还原脱硫磷
(a)将烘干的球团在1250℃下焙烧1h。
(b)焙烧过程中产生的高温烟气进行湿式收尘，收尘后的废气外排，含尘浆液进行固液分离，固体为金产品，氯化溶液返回步骤(3)中替代部分水用于造球。
(c)焙烧后的球团自然冷却。
(5)破碎-磨矿-磁选
(a)将焙烧后的球团破碎至-2mm进行一段磨矿，一段磨矿浓度为70％，一段磨矿细度-0.074mm占85％。
(b)将(a)的一段磨矿产品进行一段磁选，一段磁选的磁场强度为112kA/m，得到一段磁选精矿和一段磁选尾矿。
(c)将一段磁选精矿再磨，即二段磨矿细度-0.043mm占85％；然后进行二段磁选，二段磁选的磁场强度为96kA/m，得到海绵铁和二段磁选尾矿。
(d)一段磁选尾矿和二段磁选尾矿与步骤(1)中的二次扫选尾矿合并，作为最终尾矿一起进入尾矿库。
通过上述工艺流程的实施，所得金产品中金的回收率为94.18％，海绵铁的铁品位91.26％，铁回收率91.63％，海绵铁中硫含量0.04％，磷含量0.05％。
实施例3
某金精矿氰化尾渣进行了化学分析，结果如下：金品位4.02g/t、铁品位21.84％、铅品位0.01％、锌品位0.05％、磷品位0.62％、硫品位1.05％，二氧化硅含量40.18％。工艺矿物学研究结果表明，尾渣中主要金属矿物为赤铁矿、磁铁矿和黄铁矿等，主要脉石矿物为石英、硅酸盐和长石等。
按照图1所示工艺流程进行回收金、铁，具体步骤如下：
(1)反浮选预富集
(a)将金精矿氰化尾渣加水调浆至质量浓度为25％，控制矿浆温度32℃。
(b)加入氢氧化钠700g/t，搅拌3min；加入改性淀粉1000g/t，搅拌6min；加入改性石灰500g/t，搅拌5min；加入油酸钠950g/t，搅拌5min；充气进行反浮选粗选，得到反浮选粗选精矿和反浮选粗选尾矿。
(c)在反浮选粗选尾矿中加入氢氧化钠120g/t，搅拌2min；加入改性淀粉400g/t，搅拌5min；加入改性石灰270g/t，搅拌4.5min；加入油酸钠450g/t，搅拌4min；充气进行一次扫选，得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿。
(d)在一次扫选尾矿中加入改性淀粉120g/t，搅拌3min；加入改性石灰130g/t，搅拌4min；加入油酸钠180g/t，搅拌4min；充气进行二次扫选，得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿。
(e)将反浮选粗选精矿搅拌3min；加入油酸钠60g/t，搅拌3.5min；充气进行精选，得到精矿和精选尾矿。
二次扫选精矿返回到一次扫选过程中，一次扫选精矿与精选尾矿合并，返回到反浮选粗选过程中。
(2)将反浮选富集到的精矿在85℃的温度下烘干。
(3)造球
将烘干的精矿与氯化钙、氯化钠、氧化钙、碳酸钠、-2mm的煤粉和膨润土按质量比1：0.02：0.04：0.07：0.12：0.28：0.04混合均匀，然后加入混合物料总量10wt％的水进行造球，球团直径17mm，将球团放入烘箱中，在85℃下烘25min。
(4)氯化挥发同步深度还原脱硫磷
(a)将烘干的球团在1160℃下焙烧1.3h。
(b)焙烧过程中产生的高温烟气进行湿式收尘，收尘后的废气外排，含尘浆液进行固液分离，固体为金产品，氯化溶液返回步骤(3)中替代部分水用于造球。
(c)焙烧后的球团自然冷却。
(5)破碎-磨矿-磁选
(a)将焙烧后的球团破碎至-2mm进行一段磨矿，一段磨矿浓度为67％，一段磨矿细度-0.074mm占80％。
(b)将(a)的一段磨矿产品进行一段磁选，一段磁选的磁场强度为108kA/m，得到一段磁选精矿和一段磁选尾矿。
(c)将一段磁选精矿再磨，即二段磨矿细度-0.043mm占80％；然后进行二段磁选，二段磁选的磁场强度为90kA/m，得到海绵铁和二段磁选尾矿。
(d)一段磁选尾矿和二段磁选尾矿与步骤(1)中的二次扫选尾矿合并，作为最终尾矿一起进入尾矿库。
通过上述工艺流程的实施，所得金产品中金的回收率为92.86％，海绵铁的铁品位90.90％，铁回收率90.81％，海绵铁中硫含量0.05％，磷含量0.06％。
以上所述是本发明的优选实施方式，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明所述原理的前提下，还可以做出若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。
Claims (9)
1.一种金精矿氰化尾渣氯化焙烧同步还原回收金、铁的方法，其特征在于：该方法包括如下步骤：
(1)反浮选脱硅预富集：将金精矿氰化尾渣加水调节至矿浆质量浓度为20～30％，控制矿浆温度为30～35℃的条件下，进行反浮选粗选，得到粗选精矿和粗选尾矿，将粗选尾矿进行一次扫选，得到一次扫选精矿和一次扫选尾矿，再将得到的一次扫选尾矿进行二次扫选，得到二次扫选精矿和二次扫选尾矿，反浮选粗选精矿再进行精选，得到精矿和精选尾矿，其中，二次扫选精矿返回到一次扫选，一次扫选精矿与精选尾矿合并，一起返回到反浮选粗选过程中；
(2)将步骤(1)中得到的精矿在温度为70～90℃的条件下烘干；
(3)将步骤(2)中烘干的精矿与氯化钙、氯化钠、氧化钙、碳酸钠、-2mm的煤粉和膨润土按质量比1:(0.01～0.03)：(0.03～0.05)：(0.05～0.08)：(0.10～0.13)：(0.25～0.35)：(0.03～0.05)混合均匀，然后加入混合物料总量10wt％的水进行造球，所得球团直径15～20mm，再将球团在80～100℃的温度下烘干20～30min；
(4)将步骤(3)中烘干的球团进行氯化挥发同步深度还原，即将烘干的球团在1050～1250℃的温度下焙烧1～2h，其中，焙烧过程中产生的高温烟气进行湿式收尘，收尘后的废气外排，含尘浆液进行固液分离，固体为金产品，氯化溶液返回步骤(3)中替代部分水用于造球；
(5)将步骤(4)中焙烧后的球团破碎至-2mm后，进行一段磨矿-一段磁选，得到一段磁选精矿和一段磁选尾矿，再将一段磁选精矿进行二段磨矿-二段磁选，得到海绵铁和二段磁选尾矿，其中一段磁选尾矿和二段磁选尾矿与步骤(1)中的二次扫选尾矿合并，作为最终尾矿。
2.根据权利要求1所述的金精矿氰化尾渣氯化焙烧同步还原回收金、铁的方法，其特征在于：所述金精矿氰化尾渣中含磷0.5～0.95％，含硫0.9～1.4％，含铁20～25％，含金3.0～4.5g/t。
3.根据权利要求1所述的金精矿氰化尾渣氯化焙烧同步还原回收金、铁的方法，其特征在于：所述步骤(1)中反浮选粗选的条件为：加入氢氧化钠600～800g/t，搅拌2～3min；然后加入改性淀粉900～1200g/t，搅拌5～7min；再加入改性石灰400～600g/t，搅拌4～6min；最后加入油酸钠800～1000g/t，搅拌4～7min；充气进行浮选。
4.根据权利要求1所述的金精矿氰化尾渣氯化焙烧同步还原回收金、铁的方法，其特征在于：所述步骤(1)中一次扫选的条件为：加入氢氧化钠100～150g/t，搅拌1～2min；然后加入改性淀粉300～500g/t，搅拌4～6min；再加入改性石灰200～300g/t，搅拌4～6min；最后加入油酸钠400～500g/t，搅拌3～5min；充气进行浮选。
5.根据权利要求1所述的金精矿氰化尾渣氯化焙烧同步还原回收金、铁的方法，其特征在于：所述步骤(1)中二次扫选的条件为：加入改性淀粉100～150g/t，搅拌2～4min；然后加入改性石灰100～150g/t，搅拌3～5min；再加入油酸钠100～200g/t，搅拌3～4min；充气进行浮选。
6.根据权利要求1所述的金精矿氰化尾渣氯化焙烧同步还原回收金、铁的方法，其特征在于：所述步骤(1)中精选的条件为：首先将反浮选粗选精矿搅拌2～4min后；再加入油酸钠50～80g/t，搅拌3～4min；充气进行浮选。
7.根据权利要求1所述的金精矿氰化尾渣氯化焙烧同步还原回收金、铁的方法，其特征在于：所述步骤(5)中磨矿浓度为60～70％，一段磨矿细度-0.074mm占70％～85％，一段磁选的磁场强度为96～112kA/m；二段磨矿细度-0.043mm占75％～85％，二段磁选的磁场强度为80～96kA/m。
8.根据权利要求1所述的金精矿氰化尾渣氯化焙烧同步还原回收金、铁的方法，其特征在于：所述步骤(4)中得到的金回收率为92～96％。
9.根据权利要求1所述的金精矿氰化尾渣氯化焙烧同步还原回收金、铁的方法，其特征在于：所述步骤(5)中得到的海绵铁的铁品位为90％～92.5％，铁回收率为88～93％，海绵铁中硫含量＜0.06％，磷含量＜0.07％。
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Denomination of invention: A method for simultaneous reduction and recovery of gold and iron from cyanide tailings of gold concentrate by chlorination roasting Granted publication date: 20151007 Pledgee: Jiangxi State-owned Venture Capital Management Co.,Ltd. Pledgor: JIANGXI YIYUAN RENEWABLE RESOURCES Co.,Ltd. Registration number: Y2024980004238 |