CN105400963A - 一种复杂金精矿直接还原-熔分高效富集贵金属的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明属于稀贵金属火法冶炼技术领域,公开了一种复杂金精矿直接还原-熔分富集贵金属的方法,本发明将复杂金精矿焙砂、煤粉、石灰石、碳酸钠、还原铁粉混合均匀后制成球团,对球团干燥后放入坩埚中,用箱式电阻炉进行直接还原-熔分,得到熔分铁块和渣,贵金属富集在熔分铁块中,再以渣作为磁选原矿进行磁选分离,得到磁选精矿、磁选尾矿。本发明所述的方法能够从难选复杂金精矿中同时获得高品位的贵金属精矿和铁产品,实现稀贵金属资源和铁资源的高效利用。本发明所述的方法与传统工艺相比,具有工艺流程短、原料适应性强、反应快速,节约能源、处理量大,贵金属回收率高,在实现富集贵金属的同时,铁也能得到综合利用。
Description
技术领域
本发明属于稀贵金属火法冶炼技术领域,具体的说是能够同时获得高品位贵金属精矿和铁产品的一种复杂金精矿直接还原-熔分富集贵金属的方法。
背景技术
我国低品位、难处理金矿资源丰富,约占已探明金矿储量的25%。含金砷硫金矿属于难处理金矿的一种,其中金以微细粒(粒度在数亚微米至数十微米不等)形式被包裹于硫化矿物中。处理此类金矿的常用方法是利用氧化焙烧、氧压浸出、微生物氧化、化学氧化、电化学氧化等方法进行预处理,破坏硫化物包裹使金解离后,再利用氰化法回收金;但存在氰化浸金率低、环境污染严重、铁资源难以利用等问题。随着易选、易浸金矿资源日趋减少,必需开发一种能高效、清洁回收难处理金矿中金等有价金属的工艺。
发明内容
本发明的目的是提供一种复杂金精矿直接还原-熔分富集贵金属的方法,以解决含金砷硫金矿冶炼贵金属的传统方法氰化浸金率低、环境污染严重、贵金属损失的问题。
为解决上述技术问题,本发明所采取的技术方案为:
一种复杂金精矿直接还原-熔分富集贵金属的方法,它包括以下步骤:
步骤1、将复杂金精矿焙砂250-500g、复杂金精矿焙砂质量25-30%的煤粉、复杂金精矿焙砂质量10-35%的石灰石、复杂金精矿焙砂质量3-5%的碳酸钠、复杂金精矿焙砂质量15-35%的还原铁粉充分混合均匀后,加入粘结剂混合均匀,将上述物料制作成直径为2厘米的球团,放入烘箱干燥,烘箱内控制温度为150℃,干燥300min;
步骤2、将步骤1所制备的干燥好的球团放入粘土坩埚中;
步骤3、将装有球团的坩埚放入箱式电阻炉内进行还原-熔分,控制箱式电阻炉内温度为1350℃,还原时间45min,再将炉温升至1550℃,熔分时间90min;
步骤4、电炉断电后待温度自然降至800℃时取出坩埚,将坩埚放入常温水中水淬10分钟后取出,或将坩埚加盖自然冷却至常温;
步骤5、将冷却后的坩埚砸开,使渣和熔分铁块分开,将熔分铁磨细至<100目送样分析,渣磨细至<100目作为磁选原矿;
步骤6、将步骤5中磨细后的渣和水按质量比为3:10的比例进行混合,用磁选管进行磁选分离,得到磁选精矿和磁选尾矿,复杂金精矿中的贵金属完成了富集。
作为本发明的进一步改进,所述步骤1中石灰石内氧化钙的质量百分比含量为40-60%。
作为本发明的更进一步改进,所述步骤1中煤粉的粒度为<200目,石灰石的粒度为<200目。
作为本发明的更进一步改进,所述步骤1中粘结剂为复杂金精矿焙砂质量6%淀粉和复杂金精矿焙砂质量1%氢氧化钠溶液的混合物。
作为本发明的更进一步改进,所述步骤6中磁选管的激励电流为2.4-3.2A,磁场强度为2280-2290Gs。
本发明中所述的复杂金精矿焙砂为复杂金精矿焙烧脱除砷硫后的产品,其化学成分的质量百分比含量为:Ag14~55g/t、Au34~56g/t、As4.34~6.60%、Cu0.12~0.16%、Fe18.9~26.6%、S13.13~15.71%、Ni0.038~0.1%、MgO1.52~1.61%、Pb0.044~0.065%、Zn0.05~0.10%、SiO223.25~29.75%、Al2O35.12~8.14%。
本发明步骤6中所述磁选管的分选管直径φ50mm,磁场强度0-0.3T,磁极距离52mm,给料粒度0-0.6mm,磁选管激励电流和磁场强度为高、中、低三个档,将复杂金精矿还原-熔分后的渣作为磁选原矿通过控制激励电流和磁场强度,经磁选后得到磁选精矿和磁选尾矿。取样分析步骤3中的渣(磁选原矿)、熔分铁和步骤6中的磁选精矿、磁选尾矿中金、银、铁的化学成分。
本发明具有如下优点:
(1)本发明所述的工艺与传统工艺相比,具有工艺流程短、原料适应性强、反应快速,节约能源、处理量大,贵金属回收率高,在实现富集贵金属的同时,铁也能得到综合利用的优点;
(2)所得到的熔分铁中金银含量Au90~126g/t、Ag60~100g/t,磁选后贵金属精矿中金银含量为Au55~70g/t、Ag25~60g/t,磁选后尾矿中金银铁含量为Au<3g/t、Ag<17g/t、Fe<10%,贵金属富集比高,贵金属回收率达到96%以上;
(3)由于是采用煤基直接还原-熔分工艺流程,工艺简单,环境友好,不产生有毒的废气和废渣等,亦不使用有毒的试剂,满足了环境保护的要求;
(4)本发明所述的方法操作方便,劳动强度小、效率高,生产过程容易控制,也易于实现过程的自动化。
附图说明
图1是本发明的工艺流程示意图。
具体实施方式
下面结合附图和具体实施方式对本发明进行详细说明。
实施例1
一种复杂金精矿直接还原-熔分富集贵金属的方法,它包括以下步骤:
步骤1、将复杂金精矿焙砂500g、复杂金精矿焙砂质量25%的煤粉、复杂金精矿焙砂质量15%的石灰石、复杂金精矿焙砂质量5%的碳酸钠、复杂金精矿焙砂质量15%的还原铁粉充分混合均匀后,加入粘结剂混合均匀,粘结剂为复杂金精矿焙砂质量6%淀粉和复杂金精矿焙砂质量1%氢氧化钠溶液的混合物,将上述物料制作成直径为2厘米的球团,放入烘箱干燥,烘箱内控制温度为150℃,干燥300min;
步骤2、将步骤1所制备的干燥好的球团放入粘土坩埚中;
步骤3、将装有球团的坩埚放入箱式电阻炉内进行还原-熔分,控制箱式电阻炉内温度为1350℃,还原时间45min,再将炉温升至1550℃,熔分时间90min;
步骤4、电炉断电后待温度自然降至800℃时取出坩埚,将坩埚放入常温水中水淬10分钟后取出;
步骤5、将冷却后的坩埚砸开,使渣和熔分铁块分开,将熔分铁磨细至<100目送样分析,渣磨细至<100目作为磁选原矿;
步骤6、将步骤5中磨细后的渣和水按质量比为3:10的比例进行混合,用磁选管进行磁选分离,磁选管的激励电流为3.2A,磁场强度为2290Gs,得到磁选精矿和磁选尾矿,复杂金精矿中的贵金属完成了富集。
经取样分析得知:磁选精矿中金银含量分别为:Au97.8g/t、Ag74.00g/t,磁选精矿中铁的质量百分比为Fe72.09%;磁选尾矿中金银含量为:Au1.96g/t、Ag14.00g/t,磁选尾矿中铁的质量百分比为Fe6.22%。
实施例2
一种复杂金精矿直接还原-熔分富集贵金属的方法,它包括以下步骤:
步骤1、将复杂金精矿焙砂200g、复杂金精矿焙砂质量25%的煤粉、复杂金精矿焙砂质量10%的石灰石、复杂金精矿焙砂质量3%的碳酸钠、复杂金精矿焙砂质量20%的还原铁粉充分混合均匀后,加入粘结剂混合均匀,粘结剂为复杂金精矿焙砂质量6%淀粉和复杂金精矿焙砂质量1%氢氧化钠溶液的混合物,将上述物料制作成直径为2厘米的球团,放入烘箱干燥,烘箱内控制温度为150℃,干燥300min;
步骤2、将步骤1所制备的干燥好的球团放入粘土坩埚中;
步骤3、将装有球团的坩埚放入箱式电阻炉内进行还原-熔分,控制箱式电阻炉内温度为1350℃,还原时间45min,再将炉温升至1550℃,熔分时间90min;
步骤4、电炉断电后待温度自然降至800℃时取出坩埚,将坩埚放入常温水中水淬10分钟后取出;
步骤5、将冷却后的坩埚砸开,使渣和熔分铁块分开,将熔分铁块磨细至<100目送样分析,渣磨细至<100目作为磁选原矿;
步骤6、将步骤5中磨细后的渣和水按质量比为3:10的比例进行混合,用磁选管进行磁选分离,磁选管的激励电流为2.4A,磁场强度为2280Gs,得到磁选精矿和磁选尾矿,复杂金精矿中的贵金属完成了富集。
经取样分析得知:磁选精矿中金银含量分别为Au63.2g/t、Ag71g/t,磁选精矿中铁的质量百分比含量Fe57.69%;磁选尾矿中金银含量为Au2.89g/t、Ag13.00g/t、磁选尾矿中铁的质量百分比含量Fe7.72%
实施例3
一种复杂金精矿直接还原-熔分富集贵金属的方法,它包括以下步骤:
步骤1、将复杂金精矿焙砂250g、复杂金精矿焙砂质量30%的煤粉、复杂金精矿焙砂质量35%的石灰石、复杂金精矿焙砂质量3%的碳酸钠、复杂金精矿焙砂质量35%的还原铁粉充分混合均匀后放入粘土坩埚中;
步骤2、将坩埚放入箱式电阻炉内进行还原-熔分,控制箱式电阻炉内温度为1350℃,还原时间45min,再将炉温升至1550℃,熔分时间90min;
步骤3、电炉断电后待温度自然降至800℃时取出坩埚,将坩埚加盖自然冷却至常温;
步骤4、将冷却后的坩埚砸开,使渣和熔分铁块分开,将熔分铁磨细至<100目送样分析,渣磨细至<100目作为磁选原矿;
步骤5、将步骤4中磨细后的渣和水按质量比为3:10的比例进行混合,用磁选管进行磁选分离,磁选管的激励电流为2.4A,磁场强度为2280Gs,得到磁选精矿和磁选尾矿,复杂金精矿中的贵金属完成了富集。
经取样分析得知:磁选精矿中金银含量为Au52.9g/t、Ag25.00g/t、磁选精矿中铁的质量百分比含量Fe64.12%;磁选尾矿中金银含量为Au1.74g/t、Ag9.00g/t、磁选尾矿中铁的质量百分比含量为Fe6.01%。
Claims (5)
1.一种复杂金精矿直接还原-熔分富集贵金属的方法,其特征在于:它包括以下步骤:
步骤1、将复杂金精矿焙砂250-500g、复杂金精矿焙砂质量25-30%的煤粉、复杂金精矿焙砂质量10-35%的石灰石、复杂金精矿焙砂质量3-5%的碳酸钠、复杂金精矿焙砂质量15-35%的还原铁粉充分混合均匀后,加入粘结剂混合均匀,将上述物料制作成直径为2厘米的球团,放入烘箱干燥,烘箱内控制温度为150℃,干燥300min;
步骤2、将步骤1所制备的干燥好的球团放入粘土坩埚中;
步骤3、将装有球团的坩埚放入箱式电阻炉内进行还原-熔分,控制箱式电阻炉内温度为1350℃,还原时间45min,再将炉温升至1550℃,熔分时间90min;
步骤4、电炉断电后待温度自然降至800℃时取出坩埚,将坩埚放入常温水中水淬10分钟后取出,或将坩埚加盖自然冷却至常温;
步骤5、将冷却后的坩埚砸开,使渣和熔分铁块分开,将熔分铁块磨细至<100目送样分析,渣磨细至<100目作为磁选原矿;
步骤6、将步骤5中磨细后的渣和水按质量比为3:10的比例进行混合,用磁选管进行磁选分离,得到磁选精矿和磁选尾矿,复杂金精矿中的贵金属完成了富集。
2.根据权利要求1所述的一种复杂金精矿直接还原-熔分富集贵金属的方法,其特征在于:所述步骤1中石灰石内氧化钙的质量百分比含量为40-60%。
3.根据权利要求1所述的一种复杂金精矿直接还原-熔分富集贵金属的方法,其特征在于:所述步骤1中煤粉的粒度为<200目,石灰石的粒度为<200目。
4.根据权利要求1所述的一种复杂金精矿直接还原-熔分富集贵金属的方法,其特征在于:所述步骤1中粘结剂为复杂金精矿焙砂质量6%淀粉和复杂金精矿焙砂质量1%氢氧化钠溶液的混合物。
5.根据权利要求1所述的一种复杂金精矿直接还原-熔分富集贵金属的方法,其特征在于:所述步骤6中磁选管的激励电流为2.4-3.2A,磁场强度为2280-2290Gs。
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JP2018532047A (ja) * | 2015-10-16 | 2018-11-01 | アルビエト、フランシスコ ハヴィエル カルデナス | 還元剤である鉄とフラックスである炭酸ナトリウムの再生及び再利用を伴う直接還元によって、金属を含有する硫化鉱物の精鉱から金属を抽出するための方法 |
CN115433838A (zh) * | 2022-08-15 | 2022-12-06 | 金川镍钴研究设计院有限责任公司 | 一种火法处理尼尔森精矿富集贵金属的方法 |
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---|---|---|---|---|
CN103757198A (zh) * | 2014-01-27 | 2014-04-30 | 紫金矿业集团股份有限公司 | 从卡林型金矿中提取高纯度黄铁矿及毒砂的方法 |
CN104195279A (zh) * | 2014-09-03 | 2014-12-10 | 中南大学 | 一种红土镍矿制备镍铁的工艺 |
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2015
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