CN107541607A - 一种高砷金矿两段焙烧‑转化处理‑氰化浸金的方法 - Google Patents

一种高砷金矿两段焙烧‑转化处理‑氰化浸金的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN107541607A
CN107541607A CN201610493676.8A CN201610493676A CN107541607A CN 107541607 A CN107541607 A CN 107541607A CN 201610493676 A CN201610493676 A CN 201610493676A CN 107541607 A CN107541607 A CN 107541607A
Authority
CN
China
Prior art keywords
gold
leaching
reaction
calcining
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.)
Granted
Application number
CN201610493676.8A
Other languages
English (en)
Other versions
CN107541607B (zh
Inventor
郑诗礼
王晓辉
阳金升
何烨
拜鹏程
马淑花
张懿
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.)
Hunan Zhongnan Gold Smelting Co ltd
Institute of Process Engineering of CAS
Original Assignee
Hunan Zhongnan Gold Smelting Co ltd
Institute of Process Engineering of CAS
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 Hunan Zhongnan Gold Smelting Co ltd, Institute of Process Engineering of CAS filed Critical Hunan Zhongnan Gold Smelting Co ltd
Priority to CN201610493676.8A priority Critical patent/CN107541607B/zh
Publication of CN107541607A publication Critical patent/CN107541607A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN107541607B publication Critical patent/CN107541607B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

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

难处理高砷高硫金矿一般采用两段焙烧‑氰化浸金工艺处理，但在两段焙烧过程中难以避免生成的赤铁矿对金的二次包裹，导致金的氰化浸出率仅为85％左右，资源浪费严重，企业经济效益差。本发明公开了一种难处理高砷高硫金矿两段焙烧‑转化处理‑氰化浸金的方法，所述方法包括两段焙烧、转化、水解、氰化浸金、碱溶液蒸发浓缩四个工序。本发明采用碱溶液对金矿二段焙砂进行处理，可有效打开焙砂中赤铁矿对金的二次包裹，使金充分裸露出来，金的氰化浸出率由85％左右大幅提高至98％以上，并可将硅组分制成硅酸钠产品，提高了资源利用率。本发明所述方法工艺流程简单，碱介质实现内部循环，无废水废气排放，工艺绿色清洁。

Description

一种高砷金矿两段焙烧-转化处理-氰化浸金的方法
技术领域
本发明属于有色冶金领域，特别涉及一种难处理高砷金矿两段焙烧-转化处理-氰化浸金的方法。
背景技术
我国金矿资源较为丰富，但随着多年的开采，其中难处理金矿资源所占比例逐年升高，在已探明的地质储量中，难处理金矿黄金储量超过3000吨，占总探明储量的1/3以上。高砷高硫金精矿是一种典型的难处理含金矿物，其中的金以显微或次显微甚至晶格金的形式分散(浸染)于毒砂、黄铁矿等硫化矿物及石英中，阻止了金粒与浸金试剂的有效接触，妨碍了金的浸出。对于高砷高硫金精矿，如采用常规氰化法直接氰化浸金，金的浸出率一般低于40％。因此，通常需要在浸金工序前进行预处理，打开金包裹体并消除有害杂质对后续氰化提金的影响。目前主要的预处理方法有焙烧法、细菌氧化法和酸性加压氧化法。细菌氧化法对金矿中的砷含量要求较为严格，一般不能高于4-6％，因此应用受限。同时存在氧化时间长，生产过程产生大量含砷酸性废水，处理费用高，环保风险大等问题。酸性加压氧化法腐蚀严重，对设备要求较高，设备投资较大，同时也会产生大量酸性含砷废水，环保风险大。
焙烧法是目前国内应用厂家最多、生产能力最大的预处理方法。对于高砷高硫金矿一般采用两段焙烧工艺。第一段焙烧在较低温度及缺氧条件下进行，以利于脱砷，焙烧产生的低砷焙砂主要由磁铁矿(Fe3O4)组成，其反应为：
12FeAsS+29O2＝6As2O3+4Fe3O4+12SO2
第二段焙烧则在较高温度及空气充裕的条件下进行，产生多孔的赤铁矿(Fe2O3)，并使硫完全氧化脱除：
4Fe3O4+O2＝6Fe2O3
经两段焙烧后得到的低砷低硫焙砂再经氰化浸出工艺，实现金的提取。但在第二段焙烧过程中无法保证磁铁矿完全转化为疏松多孔的赤铁矿，会有一部分转化为结构致密的赤铁矿，并对金产生二次包裹。对于铁含量高的焙砂，赤铁矿二次包裹的产生将严重影响后续氰化浸金效果，氰化浸金率仅能达到85％左右，资源浪费严重。如何有效解决金矿焙砂中赤铁矿对金的二次包裹问题，提高金矿焙砂的氰化浸金率，从而提高难处理高砷高硫金矿中金的回收率，对于金矿的焙烧预处理工艺及黄金冶炼行业均具有重要的意义。专利CN103014319A公开了一种强化含硫砷金精矿焙砂提金的方法，该方法针对金矿焙砂中铁氧化物对金的包裹问题，提出了“金属化还原焙烧-酸浸-浸金”的方法，先将铁氧化物还原，再通过酸浸打开铁氧化物对金的包裹。但该方法会产生大量含铁废酸液，难以处理。现有技术中大多针对金矿焙砂经氰化后得到的氰化尾渣进行处理，处理后再进行二次氰化提金，总体工艺中需进行两次氰化提金过程，流程复杂，处理成本高。
发明内容
本发明的目的是提供一种高砷金矿两段焙烧-转化处理-氰化浸金的方法，该方法采用碱法处理金矿两段焙烧得到的焙砂，使其中的赤铁矿转化为铁酸盐，通过物相转化消除金矿焙砂中赤铁矿对金的包裹，显著提高金矿中金的浸出率，降低氰化尾渣中的金含量，以解决常规焙烧-氰化提金工艺金浸出率低，资源浪费严重，企业经济效益差的问题。
为达到上述目的，本发明采用了如下技术方案：
以难处理高砷高硫金矿为原料，先采用两段焙烧对其进行脱砷脱硫处理，得到金矿焙砂，再用碱溶液对焙砂进行转化处理，使赤铁矿转化为铁酸盐，消除对金的包裹，处理后过滤分离，分离后得到的滤饼加入水进行铁酸盐水解反应，使铁酸盐水解为氢氧化铁以回收其中的碱，过滤分离，分离后得到的尾渣进行氰化提金，具体步骤如下：
(1)将高砷高硫金矿放入一段焙烧高温炉中焙烧，脱除砷及大部分硫；
(2)将步骤(1)得到的一段焙砂放入二段焙烧高温炉中焙烧，脱除剩余的硫，并将焙砂中的磁铁矿转化为赤铁矿；
(3)将步骤(2)得到的二段焙砂加入高压釜中，与步骤(6)蒸发浓缩后的碱溶液混合均匀后加热至反应温度，恒温反应一定时间，使赤铁矿转化为铁酸盐，消除对金的包裹，反应结束后冷却，过滤分离；
(4)将步骤(3)得到的滤渣加入水进行水解反应，使铁酸盐转化为氢氧化铁，以利于回收碱，水解完成后过滤分离；
(5)将步骤(4)得到的滤渣加入氰化钠溶液中，调节矿浆的pH值为9～11并鼓入空气，进行氰化提金反应，反应得到的浸出液用于回收金，氰化尾渣堆存或综合利用；
(6)步骤(3)得到的滤液一部分经调节后制成硅产品或用作制备硅产品的原料，剩余部分与步骤(4)得到的滤液合并，补充碱后进行蒸发浓缩，浓缩后返回步骤(3)进行反应。
所述步骤(1)中一段焙烧温度优选500℃～650℃。
所述步骤(2)中二段焙烧温度优选650℃～900℃。
所述步骤(3)中碱溶液的质量浓度优选20％～70％。
所述步骤(3)中的反应温度优选100℃～210℃。
所述步骤(3)中碱与焙砂的质量比优选0.5：1～6：1。
所述步骤(3)中的反应时间优选1～6小时。
所述步骤(4)中水解反应液固体积质量比优选1：1～5：1。
所述的碱溶液优选为氢氧化钠溶液，本领域的技术人员根据需要还可以选择氢氧化钾溶液。
难处理高砷高硫金矿经过本发明的方法处理后，金的浸出率由传统方法的85％左右提高至98％以上，同时可将其中的硅组分制备成硅酸钠产品，大幅度提高了资源利用率，对提高黄金冶炼企业的经济效益非常有利。本发明采用碱法对金矿二段焙砂进行转化处理后，经过一次氰化过程即可实现金的高效提取，无需再对氰化尾渣进行处理及二次氰化提金，流程简单，成本低，除硅酸钠产品带走的碱外，碱介质实现内部循环，无废水废气排放，工艺绿色清洁。
附图说明
图1为本发明一种难处理高砷金矿焙砂碱法预处理浸金的方法的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合具体实施方式对本发明作进一步的详细描述。但不应将此理解为本发明上述主题的范围仅限于以下的实施例，凡基于本发明内容所实现的技术均属于本发明的范围。
实施例1：
处理湖南某难处理高砷金矿，金含量为70.4g/t，砷含量为8.5％，二氧化硅含量为30.5％。
(1)取金矿200g加入一段焙烧炉，于500℃焙烧脱砷，脱砷后的焙砂加入二段焙烧炉，于800℃焙烧深度脱硫，并使磁铁矿转化为赤铁矿。将二段焙砂加入高压釜中，向其中加入蒸发浓缩后质量浓度为20％的氢氧化钠溶液，保证其中氢氧化钠与焙砂的质量比为4：1，混合均匀后加热至180℃进行转化反应，恒温反应6h。反应结束后，冷却，过滤分离。滤渣按照液固体积质量比1：1加入水进行水解反应，水解反应完成后过滤分离。分离得到的滤渣加入氰化钠浓度为0.3％的溶液中，液固比为3：1，调节矿浆的pH值为10.0并鼓入空气，氰化浸出24小时，金浸出率为99.4％，氰化尾渣中金含量0.5g/t。二段焙砂与氢氧化钠溶液转化反应过程中得到的滤液一部分经调节后制成硅酸钠产品或用作制备硅酸钠产品的原料，剩余部分与水解反应过程得到的滤液合并，补充氢氧化钠后蒸发浓缩，浓缩后返回金矿焙砂与氢氧化钠溶液转化反应过程。
常规方法：取金矿200g，于500℃一段焙烧，800℃二段焙烧，得到的金矿焙砂加入氰化钠浓度为0.3％的溶液中，液固比为3：1，用氢氧化钠调节pH值为10.0,向溶液中鼓入空气并搅拌浸出24h，金浸出率为83.8％，氰化尾渣中金含量14.3g/t。
(2)取金矿200g加入一段焙烧炉，于600℃焙烧脱砷，脱砷后的焙砂加入二段焙烧炉，于650℃焙烧深度脱硫，并使磁铁矿转化为赤铁矿。将二段焙砂加入高压釜中，向其中加入蒸发浓缩后质量浓度为70％的氢氧化钠溶液，保证其中氢氧化钠与焙砂的质量比为0.5：1，混合均匀后加热至100℃进行转化反应，恒温反应3h。反应结束后，冷却，过滤分离。滤渣按照液固体积质量比5：1加入水进行水解反应，水解反应完成后过滤分离。分离得到的滤渣加入氰化钠浓度为0.3％的溶液中，液固比为3：1，调节矿浆的pH值为9.0并鼓入空气，氰化浸出24小时，金浸出率为99.5％，尾渣中金含量0.4g/t。二段焙砂与氢氧化钠溶液转化反应过程中得到的滤液一部分经调节后制成硅酸钠产品或用作制备硅酸钠产品的原料，剩余部分与水解反应过程得到的滤液合并，补充氢氧化钠后蒸发浓缩，浓缩后返回金矿焙砂与氢氧化钠溶液转化反应过程。
常规方法：取金矿200g，于600℃一段焙烧，650℃二段焙烧，得到的金矿焙砂加入氰化钠浓度为0.3％的溶液中，液固比为3：1，用氢氧化钠调节pH值为9.0,向溶液中鼓入空气并搅拌浸出24h，金浸出率为84.2％，氰化尾渣中金含量13.9g/t。
(3)取金矿200g加入一段焙烧炉，于650℃焙烧脱砷，脱砷后的焙砂加入二段焙烧炉，于900℃焙烧深度脱硫，并使磁铁矿转化为赤铁矿。将二段焙砂加入高压釜中，向其中加入蒸发浓缩后质量浓度为50％的氢氧化钠溶液，保证其中氢氧化钠与焙砂的质量比为6：1，混合均匀后加热至210℃进行转化反应，恒温反应1h。反应结束后，冷却，过滤分离。滤渣按照液固体积质量比3：1加入水进行水解反应，水解反应完成后过滤分离。分离得到的滤渣加入氰化钠浓度为0.3％的溶液中，液固比为3：1，调节矿浆的pH值为11.0并鼓入空气，氰化浸出24小时，金浸出率为99.3％，尾渣中金含量0.6g/t。二段焙砂与氢氧化钠溶液转化反应过程中得到的滤液一部分经调节后制成硅酸钠产品或用作制备硅酸钠产品的原料，剩余部分与水解反应过程得到的滤液合并，补充氢氧化钠后蒸发浓缩，浓缩后返回金矿焙砂与氢氧化钠溶液转化反应过程。
常规方法：取金矿200g，于650℃一段焙烧，900℃二段焙烧，得到的金矿焙砂加入氰化钠浓度为0.3％的溶液中，液固比为3：1，用氢氧化钠调节pH值为11.0,向溶液中鼓入空气并搅拌浸出24h，金浸出率为84.6％，氰化尾渣中金含量13.6g/t。
实施例2：
处理陕西某难处理高砷金矿，金含量为58.6g/t，砷含量为14.1％，二氧化硅含量为28.9％。
(1)取金矿200g加入一段焙烧炉，于550℃焙烧脱砷，脱砷后的焙砂加入二段焙烧炉，于850℃焙烧深度脱硫，并使磁铁矿转化为赤铁矿。将二段焙砂加入高压釜中，向其中加入蒸发浓缩后质量浓度为30％的氢氧化钠溶液，保证其中氢氧化钠与焙砂的质量比为3：1，混合均匀后加热至200℃进行转化反应，恒温反应5h。反应结束后，冷却，过滤分离。滤渣按照液固体积质量比2：1加入水进行水解反应，水解反应完成后过滤分离。分离得到的滤渣加入氰化钠浓度为0.3％的溶液中，液固比为3：1，调节矿浆的pH值为10.0并鼓入空气，氰化浸出24小时，金浸出率为99.6％，尾渣中金含量0.3g/t。
二段焙砂与氢氧化钠溶液转化反应过程中得到的滤液一部分经调节后制成硅酸钠产品或用作制备硅酸钠产品的原料，剩余部分与水解反应过程得到的滤液合并，补充氢氧化钠后蒸发浓缩，浓缩后返回金矿焙砂与氢氧化钠溶液转化反应过程。
常规方法：取金矿200g，于550℃一段焙烧，850℃二段焙烧，得到的金矿焙砂加入氰化钠浓度为0.3％的溶液中，液固比为3：1，用氢氧化钠调节pH值为10.0,向溶液中鼓入空气并搅拌浸出24h，金浸出率为83.0％，氰化尾渣中金含量12.5g/t。
(2)取金矿200g加入一段焙烧炉，于620℃焙烧脱砷，脱砷后的焙砂加入二段焙烧炉，于700℃焙烧深度脱硫，并使磁铁矿转化为赤铁矿。将二段焙砂加入高压釜中，向其中加入蒸发浓缩后质量浓度为60％的氢氧化钠溶液，保证其中氢氧化钠与焙砂的质量比为1.5：1，混合均匀后加热至130℃进行转化反应，恒温反应2h。反应结束后，冷却，过滤分离。滤渣按照液固体积质量比4：1加入水进行水解反应，水解反应完成后过滤分离。分离得到的滤渣加入氰化钠浓度为0.3％的溶液中，液固比为3：1，调节矿浆的pH值为11.0并鼓入空气，氰化浸出24小时，金浸出率为99.1％，尾渣中金含量0.7g/t。二段焙砂与氢氧化钠溶液转化反应过程中得到的滤液一部分经调节后制成硅酸钠产品或用作制备硅酸钠产品的原料，剩余部分与水解反应过程得到的滤液合并，补充氢氧化钠后蒸发浓缩，浓缩后返回金矿焙砂与氢氧化钠溶液转化反应过程。
常规方法：取金矿200g，于620℃一段焙烧，700℃二段焙烧，得到的金矿焙砂加入氰化钠浓度为0.3％的溶液中，液固比为3：1，用氢氧化钠调节pH值为11.0,向溶液中鼓入空气并搅拌浸出24h，金浸出率为82.8％，氰化尾渣中金含量12.6g/t。
(3)取金矿200g加入一段焙烧炉，于580℃焙烧脱砷，脱砷后的焙砂加入二段焙烧炉，于750℃焙烧深度脱硫，并使磁铁矿转化为赤铁矿。将二段焙砂加入高压釜中，向其中加入蒸发浓缩后质量浓度为40％的氢氧化钠溶液，保证其中氢氧化钠与焙砂的质量比为5：1，混合均匀后加热至170℃进行转化反应，恒温反应4h。反应结束后，冷却，过滤分离。滤渣按照液固体积质量比3.5：1加入水进行水解反应，水解反应完成后过滤分离。分离得到的滤渣加入氰化钠浓度为0.3％的溶液中，液固比为3：1，调节矿浆的pH值为9.0并鼓入空气，氰化浸出24小时，金浸出率为99.3％，尾渣中金含量0.5g/t。二段焙砂与氢氧化钠溶液转化反应过程中得到的滤液一部分经调节后制成硅酸钠产品或用作制备硅酸钠产品的原料，剩余部分与水解反应过程得到的滤液合并，补充氢氧化钠后蒸发浓缩，浓缩后返回金矿焙砂与氢氧化钠溶液转化反应过程。
常规方法：取金矿200g，于580℃一段焙烧，750℃二段焙烧，得到的金矿焙砂加入氰化钠浓度为0.3％的溶液中，液固比为3：1，用氢氧化钠调节pH值为9.0,向溶液中鼓入空气并搅拌浸出24h，金浸出率为83.8％，氰化尾渣中金含量11.9g/t。
实施例3：
处理河南某难处理高砷金矿，金含量为43.3g/t，砷含量为18.9％，二氧化硅含量为32.5％。
(1)取金矿200g加入一段焙烧炉，于650℃焙烧脱砷，脱砷后的焙砂加入二段焙烧炉，于670℃焙烧深度脱硫，并使磁铁矿转化为赤铁矿。将二段焙砂加入高压釜中，向其中加入蒸发浓缩后质量浓度为35％的氢氧化钠溶液，保证其中氢氧化钠与焙砂的质量比为5.5：1，混合均匀后加热至190℃进行转化反应，恒温反应4.5h。反应结束后，冷却，过滤分离。滤渣按照液固体积质量比2.5：1加入水进行水解反应，水解反应完成后过滤分离。分离得到的滤渣加入氰化钠浓度为0.3％的溶液中，液固比为3：1，调节矿浆的pH值为11.0并鼓入空气，氰化浸出24小时，金浸出率为98.9％，尾渣中金含量0.8g/t。二段焙砂与氢氧化钠溶液转化反应过程中得到的滤液一部分经调节后制成硅酸钠产品或用作制备硅酸钠产品的原料，剩余部分与水解反应过程得到的滤液合并，补充氢氧化钠后蒸发浓缩，浓缩后返回金矿焙砂与氢氧化钠溶液转化反应过程。
常规方法：取金矿200g，于650℃一段焙烧，670℃二段焙烧，得到的金矿焙砂加入氰化钠浓度为0.3％的溶液中，液固比为3：1，用氢氧化钠调节pH值为11.0,向溶液中鼓入空气并搅拌浸出24h，金浸出率为80.1％，氰化尾渣中金含量10.8g/t。
(2)取金矿200g加入一段焙烧炉，于500℃焙烧脱砷，脱砷后的焙砂加入二段焙烧炉，于870℃焙烧深度脱硫，并使磁铁矿转化为赤铁矿。将二段焙砂加入高压釜中，向其中加入蒸发浓缩后质量浓度为45％的氢氧化钠溶液，保证其中氢氧化钠与焙砂的质量比为3.5：1，混合均匀后加热至175℃进行转化反应，恒温反应3.5h。反应结束后，冷却，过滤分离。滤渣按照液固体积质量比3.5：1加入水进行水解反应，水解反应完成后过滤分离。分离得到的滤渣加入氰化钠浓度为0.3％的溶液中，液固比为3：1，调节矿浆的pH值为10.0并鼓入空气，氰化浸出24小时，金浸出率为99.1％，尾渣中金含量0.5g/t。二段焙砂与氢氧化钠溶液转化反应过程中得到的滤液一部分经调节后制成硅酸钠产品或用作制备硅酸钠产品的原料，剩余部分与水解反应过程得到的滤液合并，补充氢氧化钠后蒸发浓缩，浓缩后返回金矿焙砂与氢氧化钠溶液转化反应过程。
常规方法：取金矿200g，于500℃一段焙烧，870℃二段焙烧，得到的金矿焙砂加入氰化钠浓度为0.3％的溶液中，液固比为3：1，用氢氧化钠调节pH值为10.0,向溶液中鼓入空气并搅拌浸出24h，金浸出率为80.8％，氰化尾渣中金含量10.4g/t。
(3)取金矿200g加入一段焙烧炉，于570℃焙烧脱砷，脱砷后的焙砂加入二段焙烧炉，于720℃焙烧深度脱硫，并使磁铁矿转化为赤铁矿。将二段焙砂加入高压釜中，向其中加入蒸发浓缩后质量浓度为55％的氢氧化钾溶液，保证其中氢氧化钾与焙砂的质量比为2.5：1，混合均匀后加热至150℃进行转化反应，恒温反应2.5h。反应结束后，冷却，过滤分离。滤渣按照液固体积质量比4.5：1加入水进行水解反应，水解反应完成后过滤分离。分离得到的滤渣加入氰化钠浓度为0.3％的溶液中，液固比为3：1，调节矿浆的pH值为9.0并鼓入空气，氰化浸出24小时，金浸出率为99.3％，尾渣中金含量0.4g/t。二段焙砂与氢氧化钾溶液转化反应过程中得到的滤液一部分经调节后制成硅酸钾产品或用作制备硅酸钾产品的原料，剩余部分与水解反应过程得到的滤液合并，补充氢氧化钾后蒸发浓缩，浓缩后返回金矿焙砂与氢氧化钾溶液转化反应过程。
常规方法：取金矿200g，于570℃一段焙烧，720℃二段焙烧，得到的金矿焙砂加入氰化钠浓度为0.3％的溶液中，液固比为3：1，用氢氧化钠调节pH值为10.0,向溶液中鼓入空气并搅拌浸出24h，金浸出率为81.2％，氰化尾渣中金含量10.2g/t。

Claims (9)

1.一种难处理高砷金矿两段焙烧-转化处理-氰化浸金的方法，其特征在于，所述方法包括如下步骤：
(1)将高砷金矿放入一段焙烧高温炉中焙烧，脱除砷及大部分硫；
(2)将步骤(1)得到的一段焙砂放入二段焙烧高温炉中焙烧，脱除剩余的硫，并将焙砂中的磁铁矿转化为赤铁矿；
(3)将步骤(2)得到的二段焙砂加入高压釜中，与步骤(6)蒸发浓缩后的碱溶液混合均匀后加热至反应温度，恒温反应一定时间，反应结束后冷却，过滤分离；
(4)将步骤(3)得到的滤渣加入水进行水解反应，水解反应完成后过滤分离；
(5)将步骤(4)得到的滤渣加入氰化钠溶液中，调节矿浆的pH值为9～11并鼓入空气，进行氰化提金反应，反应得到的浸出液用于回收金，氰化尾渣堆存或综合利用；
(6)步骤(3)得到的滤液一部分经调节后制成硅产品或用作制备硅产品的原料，剩余部分与步骤(4)得到的滤液合并，补充碱后进行蒸发浓缩，浓缩后返回步骤(3)进行反应。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤(1)中一段焙烧温度为500℃～650℃。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤(1)中二段焙烧温度为650℃～900℃。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤(1)中碱溶液的质量浓度为20％～70％。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤(1)中的反应温度为100℃～210℃。
6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤(1)中碱与焙砂的质量比为0.5：1～6：1。
7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤(1)中的反应时间为1～6小时。
8.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤(2)中浆化洗涤液固体积质量比优选1：1～5：1。
9.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的碱溶液为氢氧化钠溶液或氢氧化钾溶液。
CN201610493676.8A 2016-06-28 2016-06-28 一种高砷金矿两段焙烧-转化处理-氰化浸金的方法 Active CN107541607B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201610493676.8A CN107541607B (zh) 2016-06-28 2016-06-28 一种高砷金矿两段焙烧-转化处理-氰化浸金的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201610493676.8A CN107541607B (zh) 2016-06-28 2016-06-28 一种高砷金矿两段焙烧-转化处理-氰化浸金的方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN107541607A true CN107541607A (zh) 2018-01-05
CN107541607B CN107541607B (zh) 2019-05-31

Family

ID=60962930

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201610493676.8A Active CN107541607B (zh) 2016-06-28 2016-06-28 一种高砷金矿两段焙烧-转化处理-氰化浸金的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN107541607B (zh)

Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN111394577A (zh) * 2020-04-30 2020-07-10 西安建筑科技大学 一种利用草酸浸出二段焙砂中包裹金赤铁矿的方法
CN111519026A (zh) * 2020-04-30 2020-08-11 西安建筑科技大学 一种浸出二次包裹金赤铁矿的方法
CN112111647A (zh) * 2019-06-21 2020-12-22 中国科学院过程工程研究所 一种金矿焙砂或焙烧氰化尾渣预处理浸金的方法

Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1336446A (zh) * 2000-07-30 2002-02-20 王奎席 含砷等难处理金精矿的预处理方法
CN1986851A (zh) * 2006-12-06 2007-06-27 山东国大黄金股份有限公司 两段焙烧法从含砷碳金精矿中回收Au Ag Cu As S生产工艺
CN101082078A (zh) * 2007-07-06 2007-12-05 中国黄金集团公司技术中心 一炉两段沸腾焙烧工艺
CN102703713A (zh) * 2012-07-04 2012-10-03 广西地博矿业集团股份有限公司 提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法
CN103937977A (zh) * 2014-04-28 2014-07-23 新疆星塔矿业有限公司 一种含砷锑金精矿综合回收工艺
CN105349797A (zh) * 2014-08-20 2016-02-24 中国科学院过程工程研究所 一种含金尾矿或氰化尾渣预处理脱硅浸金的方法

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN1336446A (zh) * 2000-07-30 2002-02-20 王奎席 含砷等难处理金精矿的预处理方法
CN1986851A (zh) * 2006-12-06 2007-06-27 山东国大黄金股份有限公司 两段焙烧法从含砷碳金精矿中回收Au Ag Cu As S生产工艺
CN101082078A (zh) * 2007-07-06 2007-12-05 中国黄金集团公司技术中心 一炉两段沸腾焙烧工艺
CN102703713A (zh) * 2012-07-04 2012-10-03 广西地博矿业集团股份有限公司 提高两段焙烧-氰化浸金工艺中金回收率的方法
CN103937977A (zh) * 2014-04-28 2014-07-23 新疆星塔矿业有限公司 一种含砷锑金精矿综合回收工艺
CN105349797A (zh) * 2014-08-20 2016-02-24 中国科学院过程工程研究所 一种含金尾矿或氰化尾渣预处理脱硅浸金的方法

Cited By (4)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN112111647A (zh) * 2019-06-21 2020-12-22 中国科学院过程工程研究所 一种金矿焙砂或焙烧氰化尾渣预处理浸金的方法
CN111394577A (zh) * 2020-04-30 2020-07-10 西安建筑科技大学 一种利用草酸浸出二段焙砂中包裹金赤铁矿的方法
CN111519026A (zh) * 2020-04-30 2020-08-11 西安建筑科技大学 一种浸出二次包裹金赤铁矿的方法
CN111519026B (zh) * 2020-04-30 2022-01-18 西安建筑科技大学 一种浸出二次包裹金赤铁矿的方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN107541607B (zh) 2019-05-31

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN102994747B (zh) 一种从高铅铜锍中回收金属铜的工艺
He et al. Pressure leaching of high silica Pb–Zn oxide ore in sulfuric acid medium
CN101914678B (zh) 一种由钼精矿生产工业氧化钼的方法
CN108998662A (zh) 一种从褐铁型红土镍矿中高效回收铁、钪、铝的方法
CN106048251B (zh) 一种清洁高效处理砷冰铜的工艺方法
CN102199710B (zh) 从含有镍和钼的石煤矿中提取与分离镍和钼的方法
CN103526024A (zh) 一种清洁环保的高铟高铁锌精矿综合回收新工艺
CN102676803B (zh) 从钼镍矿中催化氧化浸出钼和镍的资源化利用方法
CN103555933B (zh) 一种从镍钼矿中提取钼和镍及富集贵金属的方法
CN109971968A (zh) 一种铜渣尾矿制备铁精矿的资源利用方法
CN103952572B (zh) 一种加压浸出优化湿法炼锌热酸浸出工艺的方法
CN104894363A (zh) 利用低品位铌精矿制备铌铁合金与稀土硫酸复盐的方法
CN110358932A (zh) 一种高硅锌精矿湿法冶金工艺
CN102312090A (zh) 从含钪矿物中加压浸出提取钪的方法
CN107779595A (zh) 一种低冰镍湿法处理直接分离镍铜的方法
CN101956081B (zh) 一种从低品位红土镍矿中强化氨浸取镍钴的工艺
CN107541607B (zh) 一种高砷金矿两段焙烧-转化处理-氰化浸金的方法
CN101693543A (zh) 一种高附加值绿色化综合利用硼精矿、含硼铁精矿、硼镁铁矿的方法
CN112695205A (zh) 一种铜冶炼渣环保资源化利用的方法
CN110551902B (zh) 一种铁橄榄石型炉渣资源回收方法
CN103074496A (zh) 一种从阳极泥中分离提纯二氧化锰的方法
CN102021332B (zh) 一种从氧化镍矿回收镍钴铁镁的工艺
CN106702165A (zh) 一种从尾矿中浸出铌钪的方法
CN103205569B (zh) 一种处理红土镍矿的方法
CN101481756A (zh) 一种红土镍矿的热压转化法

Legal Events

Date Code Title Description
PB01 Publication
PB01 Publication
SE01 Entry into force of request for substantive examination
SE01 Entry into force of request for substantive examination
GR01 Patent grant
GR01 Patent grant