CN105349797B - 一种含金尾矿或氰化尾渣预处理脱硅浸金的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种含金尾矿或氰化尾渣预处理脱硅浸金的方法，所述方法包括如下步骤：1)将含金尾矿或氰化尾渣倒入高压釜中，与碱液混合均匀，加热并恒温反应，冷却过滤，滤液经调节制成水玻璃或硅酸钠溶液；2)将步骤1)中滤渣加入常压反应器中，加入高浓度碱液，加热后反应，反应结束后冷却，稀释过滤，滤液经调节后作为步骤1)中高压反应的碱液，滤渣用于浸出金；3)步骤2)中的滤渣加入氰化钠溶液并加入氧化钙，调节矿浆的pH为9～11后，进行氰化处理，浸出液用于回收金，浸出渣用于回收铁。本发明不仅能使含金尾矿或氰化尾渣变废为宝，而且整个工艺绿色环保。

Description

一种含金尾矿或氰化尾渣预处理脱硅浸金的方法
技术领域
本发明属于有色冶金领域，特别涉及一种含金尾矿或氰化尾渣预处理脱硅浸金的方法。
背景技术
我国黄金矿山的数量、规模日趋增长，随之尾矿量也大幅度增长。据不完全数据统计表明，中国黄金每年产生尾矿量可达2000多万吨，在这些排放的尾矿中金的品位依然很高，尤其是在我国较早开采的黄金矿山以及难浸黄金矿山的尾矿中，金的品位甚至可达7.13g/t。因此，将含金尾矿作为二次资源回收利用，受到黄金生产企业的高度重视。
含金尾矿一般指矿石提取黄金精矿后所排出的废渣，由于过去采金及选冶技术落后，致使相当一部分金丢失在尾矿中。这些尾矿除浮选后尾渣，大部分为氰化后为尾渣，这些尾渣中含有大量的脉石矿物、残留的CN–和浮选药剂，尾渣中各矿物的粒度极细，并且可回收矿物受到氰化过程的影响。相关资料表明，多数焙砂氰化尾渣金的品位达1～3g/t以上；细菌氧化氰化尾渣中金的品位一般可达3～11.2g/t，这两种氰化尾渣中的金都难以再氰化浸出回收，因此，如何提高这些含金尾矿或氰化尾渣金的氰化浸出率，是黄金生产和科研的重要研究课题。
发明内容
本发明目的主要是提供一种含金尾矿或氰化尾渣预处理脱硅浸金的方法，该方法能显著提高含金尾矿或氰化尾渣中金的浸出率，充分提取尾矿和尾渣中残留的金，以解决常规提金方法中存在的工艺流程长，浸出效果差以及污染严重等缺点。
为达到上述目的，本发明采用的了如下的技术方案：
以含金尾矿或氰化尾渣为原料，首先采用高压低浓度碱浸脱除尾渣中一部分二氧化硅，再采用常压高浓度碱浸最大限度地脱除尾渣中的二氧化硅，然后对脱除二氧化硅后的尾渣进行氰化法提取金，其具体步骤如下：
1)将含金尾矿或氰化尾渣倒入高压釜中，与碱液混合均匀，加热并恒温反应，冷却过滤，滤液经调节制成水玻璃或硅酸钠溶液等硅产品；
2)将步骤1)中滤渣加入常压反应器中，加入高浓度碱液，加热后反应，反应结束后冷却，稀释过滤，滤液经调节后作为步骤1)中高压反应的碱液，滤渣用于浸出金；
3)步骤2)中的滤渣加入氰化钠溶液并加入氧化钙，调节矿浆的pH为9～11后，进行氰化处理，浸出液用于回收金，浸出渣用于回收铁。
优选地，步骤1)中碱液的浓度为10％～50％；含金尾矿或氰化尾渣与碱液的固液比为1:1～1:5；反应温度为100～300℃；反应时间为1～5小时。
优选地，步骤2)中高浓度碱液的浓度为50％～90％；反应温度为220℃～300℃；反应时间为0.5～3小时。
优选地，本发明所采用的含金尾矿或氰化尾渣中金的品位为1.6～4.1g/t。
优选地，所述碱液或高浓度碱液为氢氧化钠溶液，本领域技术人员根据需要还可以选择其他种类的碱液，比如氢氧化钾溶液等。
本发明的方法将含金尾矿或氰化尾渣的金的浸出率提高到85.63％以上。
本发明采用两步碱浸出，以利于高浓度碱液的回收以及硅产品的制备，使整个工艺清洁，绿色环保，高效，简便。
附图说明
图1为本发明含金尾矿或氰化尾渣预处理脱硅浸金的方法的路线图。
具体实施方式
下面以附图和具体实施方式对本发明作进一步详细的说明。
如图1所示，一种含金尾矿或氰化尾渣预处理脱硅浸金的方法，所述方法包括如下步骤：
1)将含金尾矿或氰化尾渣倒入高压釜中，与碱液混合均匀，加热并恒温反应，冷却过滤，滤液经调节制成水玻璃或硅酸钠溶液等硅产品；
2)将步骤1)中滤渣加入常压反应器中，加入高浓度碱液，加热后反应，反应结束后冷却，稀释过滤，滤液经调节后作为步骤1)中高压反应的碱液，滤渣用于浸出金；
3)步骤2)中的滤渣加入氰化钠溶液并加入氧化钙，调节矿浆的pH为9～11后，进行氰化处理，浸出液用于回收金，浸出渣用于回收铁或其他有价金属。
实施例1：
内蒙古某含金尾矿，含金4.1g/t，其他化学成分如下表1所示。
表1 内蒙古某含金尾矿中除金外的化学成分/％
SiO2 TFe Al2O3 SO3 CaO MgO PbO CuO ZnO As2O3
30.63 23.8 6.83 21.06 1.82 0.87 1.07 0.46 0.73 0.15
常规方法：取含金尾矿100g，按固液比1:3加入5％的氰化钠溶液，并用氧化钙将pH调节为10.0，对其曝气并搅拌浸出48小时，金浸出率为10.86％。
本发明方法：取含金尾矿200g，固液比是1:5，加入40％NaOH溶液，加入高压釜，在180℃下反应2小时，待冷却后取出，过滤；滤渣烘干后加入常压反应器，按固液比1:3，加入80％NaOH，在280℃下，搅拌2小时，然后稀释进行二次过滤，硅的浸出率为92.6％，然后再将二次滤渣与氰化钠溶液及氧化钙进行调浆，其矿浆pH为10.0，氰化钠浓度为5％，曝气并搅拌浸出48小时，金浸出率为87.54％。
本发明方法：取氰化尾渣200g，固液比是1:4，加入30％NaOH溶液，加入高压釜，在180℃下反应3小时，待冷却后取出，过滤；滤渣烘干后加入常压反应器，按固液比1:4，加入50％NaOH，在250℃下，搅拌3小时，然后稀释进行二次过滤，硅的浸出率为87.9％，然后再将二次滤渣与氰化钠溶液及氧化钙进行调浆，其矿浆pH为10.0，氰化钠浓度为5％，曝气并搅拌浸出48小时，金浸出率为84.63％。
本发明方法：取氰化尾渣200g，固液比是1:2，加入10％NaOH溶液，加入高压釜，在150℃下反应5小时，待冷却后取出，过滤；滤渣烘干后加入常压反应器，按固液比1:5，加入75％NaOH，在250℃下，搅拌1小时，然后稀释进行二次过滤，硅的浸出率为84.9％，然后再将二次滤渣与氰化钠溶液及氧化钙进行调浆，其矿浆pH为10.0，氰化钠浓度为5％，曝气并搅拌浸出48小时，金浸出率为80.74％。
实施例2：
山东某含金尾矿，含金1.6g/t，其他化学成分如下表2所示。
表2 山东某含金尾矿中除金外的化学成分/％
SiO2 Fe2O3 Al2O3 CaO K2O MgO Na2O Mn Ti S Cu
47.68 13.82 6.48 10.42 1.15 3.42 0.33 0.53 0.258 3.25 0.35
常规方法：取含金尾矿100g，按固液比1:3加入5％的氰化钠溶液，并用氧化钙将pH调节为10.0，对其曝气并搅拌浸出48小时，金浸出率为20.63％。
本发明方法：取含金尾矿200g，固液比是1:5，加入50％NaOH溶液，加入高压釜，在300℃下反应2小时，待冷却后取出，过滤；滤渣烘干后加入常压反应器，按固液比1:6，加入50％NaOH，在220℃下，搅拌2小时，然后稀释进行二次过滤，硅的浸出率为95.48％，将二次滤渣与氰化钠溶液及氧化钙进行调浆，其矿浆pH为10.0，氰化钠浓度为5％，曝气并搅拌浸出48小时，金浸出率为92.66％。
本发明方法：取氰化尾渣200g，固液比是1:1，加入20％NaOH溶液，加入高压釜，在180℃下反应2小时，待冷却后取出，过滤；滤渣烘干后加入常压反应器，按固液比1:3，加入85％NaOH，在250℃下，搅拌2小时，然后稀释进行二次过滤，硅的浸出率为87.92％，然后再将二次滤渣与氰化钠溶液及氧化钙进行调浆，其矿浆pH为9，氰化钠浓度为5％，曝气并搅拌浸出48小时，金浸出率为83.63％。
本发明方法：取氰化尾渣200g，固液比是1:3，加入30％NaOH溶液，加入高压釜，在180℃下反应1小时，待冷却后取出，过滤；滤渣烘干后加入常压反应器，按固液比1:4，加入60％NaOH，在300℃下，搅拌0.5小时，然后稀释进行二次过滤，硅的浸出率为93.63％，然后再将二次滤渣与氰化钠溶液及氧化钙进行调浆，其矿浆pH为11.0，氰化钠浓度为5％，曝气并搅拌浸出48小时，金浸出率为92.16％。
实施例3：
云南某含金尾矿，含金2.4g/t，其他化学成分如下表3所示。
表3 云南某含金尾矿中除金外的化学成分/％
SiO2 TFe Al2O3 CaO K2O MgO Na2O Pb Zn Cu S As
38.82 19.24 6.78 1.09 1.12 2.42 0.16 1.95 0.219 0.29 0.21 0.08
常规方法：取氰化尾渣100g，按固液比1:3加入5％的氰化钠溶液，并用氧化钙将pH调节为10.0，对其曝气并搅拌浸出48小时，金浸出率为35.92％。
本发明方法：取含金尾矿200g，固液比是1:5，加入50％NaOH溶液，加入高压釜，在100℃下反应5小时，待冷却后取出，过滤；滤渣烘干后加入常压反应器，按固液比1:3，加入50％NaOH，在250℃下，搅拌3小时，然后稀释进行二次过滤，硅的浸出率为93.9％，然后再将二次滤渣与氰化钠溶液及氧化钙进行调浆，其矿浆pH为10.0，氰化钠浓度为5％，曝气并搅拌浸出48小时，金浸出率为94.92％。
本发明方法：取氰化尾渣200g，固液比是1:2，加入30％NaOH溶液，加入高压釜，在300℃下反应2小时，待冷却后取出，过滤；滤渣烘干后加入常压反应器，按固液比1:5，加入50％NaOH，在250℃下，搅拌3小时，然后稀释进行二次过滤，硅的浸出率为88.69％，然后再将二次滤渣与氰化钠溶液及氧化钙进行调浆，其矿浆pH为10.0，氰化钠浓度为5％，曝气并搅拌浸出48小时，金浸出率为87.68％。
本发明方法：取氰化尾渣200g，固液比是1:4，加入40％NaOH溶液，加入高压釜，在200℃下反应3小时，待冷却后取出，过滤；滤渣烘干后加入常压反应器，按固液比1:4，加入60％NaOH，在250℃下，搅拌3小时，然后稀释进行二次过滤，硅的浸出率为89.92％，然后再将二次滤渣与氰化钠溶液及氧化钙进行调浆，其矿浆pH为10.0，氰化钠浓度为5％，曝气并搅拌浸出48小时，金浸出率为90.63％。
实施例4：
河南灵宝氰化尾渣，含金3.3g/t，其他化学成分如下表4所示。
表4 河南灵宝氰化尾渣中除金外的化学成分/％
SiO2 Fe2O3 Al2O3 SO3 CaO Co3O4 PbO K2O CuO ZnO As2O3 其它
37.13 43.72 5.78 4.03 1.76 1.41 1.41 1.17 0.55 0.447 0.471 2.122
常规方法：取氰化尾渣100g，按固液比1:3加入5％的氰化钠溶液，并用氧化钙将pH调节为10.0，对其曝气并搅拌浸出48小时，金浸出率为4.63％。
本发明方法：取氰化尾渣200g，固液比是1:1，加入20％NaOH溶液，加入高压釜，在150℃下反应5小时，待冷却后取出，过滤；滤渣烘干后加入常压反应器，按固液比1:4，加入70％NaOH，在300℃下，搅拌2小时，然后稀释进行二次过滤，硅的浸出率为91.6％，将二次滤渣与氰化钠溶液及氧化钙进行调浆，其矿浆pH为10.0，氰化钠浓度为5％，曝气并搅拌浸出48小时，金浸出率为90.63％。
本发明方法：取氰化尾渣200g，固液比是1:5，加入30％NaOH溶液，加入高压釜，在250℃下反应2小时，待冷却后取出，过滤；滤渣烘干后加入常压反应器，按固液比1:5，加入90％NaOH，在300℃下，搅拌1小时，然后稀释进行二次过滤，硅的浸出率为90.92％，然后再将二次滤渣与氰化钠溶液及氧化钙进行调浆，其矿浆pH为10.0，氰化钠浓度为5％，曝气并搅拌浸出48小时，金浸出率为91.23％。
本发明方法：取氰化尾渣200g，固液比是1:3，加入50％NaOH溶液，加入高压釜，在250℃下反应2小时，待冷却后取出，过滤；滤渣烘干后加入常压反应器，按固液比1:6，加入50％NaOH，在200℃下，搅拌3小时，然后稀释进行二次过滤，硅的浸出率为92.91％，然后再将二次滤渣与氰化钠溶液及氧化钙进行调浆，其矿浆pH为10.0，氰化钠浓度为5％，曝气并搅拌浸出48小时，金浸出率为93.69％。
最后所应说明的是，以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非限制。尽管参照实施例对本发明进行了详细说明，本领域的普通技术人员应该理解，对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，都不脱离本发明技术方案的精神和范围，其均应涵盖在本发明的权利要求范围当中。

Claims (6)

1.一种含金尾矿或氰化尾渣预处理脱硅浸金的方法，其特征在于，所述方法包括如下步骤：
1)将含金尾矿或氰化尾渣倒入高压釜中，与碱液混合均匀，加热并恒温反应，冷却过滤，滤液经调节制成水玻璃或硅酸钠溶液；
2)将步骤1)中滤渣加入常压反应器中，加入高浓度碱液，加热后反应，反应结束后冷却，稀释过滤，滤液经调节后作为步骤1)中高压反应的碱液，滤渣用于浸出金；
3)步骤2)中的滤渣加入氰化钠溶液并加入氧化钙，调节矿浆的pH为9～11后，进行氰化处理，浸出液用于回收金，浸出渣用于回收铁；
所述步骤1)中碱液的浓度为10％～50％；
所述步骤2)中高浓度碱液的浓度为50％～90％。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述含金尾矿或氰化尾渣中金的品位为1.6～4.1g/t。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤1)中含金尾矿或氰化尾渣与碱液的固液比为1:1～1:5，反应温度为100～300℃；反应时间为1～5小时。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤2)中，固液比1:3～1:6。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤2)中反应温度为220℃～300℃，反应时间为0.5～3小时。
6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述碱液或高浓度碱液为氢氧化钠溶液或氢氧化钾溶液。
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