CN107815552B - 从金矿氰化系统含金洗泥中回收金的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种从金矿氰化系统含金洗泥中回收金的方法，按如下湿法‑火法联合工艺步骤进行：破碎磨矿、酸浸、固液分离、焙烧、调浆、调碱、炭浸法提金、筛分固液分离b，条件还包括用盐酸酸浸替代常规的硫酸，能减少进入焙烧步骤的样品重量，降低焙烧能耗，可以防止生成硫酸钙导致二次包裹金的问题，提高金的浸出率，具有工艺简单、生产成本低、金浸出率高、变废为宝、对环境友好等优点，能实现含金洗泥有价资源的高效回收，适于金矿氰化系统洗泥中金的回收应用。

Description

从金矿氰化系统含金洗泥中回收金的方法
技术领域
本发明涉及冶金技术领域，具体涉及一种从金矿氰化系统含金洗泥中回收金的方法，适于金矿氰化系统洗泥中金的回收应用。
背景技术
在黄金生产过程中，经洗矿分级得到的细粒部分物料，一般采用炭浸提金工艺回收贵金属金。企业一定将氰化废水循环回用，由于将氰化废水循环回用时需用石灰调碱，所以导致钙在浸出系统循环累积，在曝气搅拌时空气中的二氧化碳与钙形成碳酸钙沉淀，甚至氰化系统的槽、管道等部位存在碳酸钙结垢问题。在清洗氰化系统时，该碳酸钙结垢或沉淀成为洗泥的一部分，其包裹的金随洗泥排入尾矿库而未得到回收。另外，在搅拌浸出时，载金炭因相互碰撞磨擦而产生微细颗粒含金炭屑，这部分含金炭屑可透过筛网而沉积于炭浸槽底部，最终成为洗泥的另外一部分，其吸附的金也未得到回收。因此，炭浸提金系统会产生大量高钙高炭含金洗泥，这是黄金生产行业存在的共性问题。
福建某金矿为氧化次生矿石，矿石金品位低，仅0.7～1.3g/t左右，生产工艺采用破碎、洗矿、粗粒堆浸、细粒炭浸的联合选矿工艺。在清理金矿的炭浸车间时，在炭浸槽底部发现大量的含金洗泥。经过工艺矿物学分析表明，洗泥中金含量高达24～29g/t，其中碳酸盐包裹金占9.78％、有机碳、氧化铁和硫化物包裹金占60.61％。在对该洗泥采用直接氰化浸出时，金的浸出率仅有21.3％左右。对于直接常规氰化浸出金回收率低于80％的矿石，在黄金行业定义为难处理金矿石。因此，本专利涉及的含金洗泥，属于复杂难处理含金物料。
现有技术对难处理金矿石预处理主要有焙烧法、热压氧化法和生物氧化法，如中国专利CN103122415A公布了“一种提高包裹金浸出率的方法”，其通过三级筛分破碎促进了包裹金与硫化物单体的解离、富氧焙烧提高了硫化物的氧化程度，优点是工艺简单、处理量大、生产条件易于控制，缺点是金浸出率不高，仅约83％。又如中国专利CN 104694764A也公布了“一种细粒级包裹金的强化浸出方法”，采用该方法氰化渣中金的浸出率高，平均值达92.12％，但由于超细磨和热压浸出两种工艺的设备造价、能耗均较高，导致生产成本较高。再如中国专利CN 101285126A还公开了“一种低污染高回收率的难处理金精矿提金工艺”，其利用生物氧化、微波焙烧联合工艺，金浸出率较高，达到94％左右；不足之处是生物氧化时间长(7天)、微波设备投资大。
现有技术尚无对氰化系统含金洗泥这种复杂难处理含金物料的报道。
因此，针对氰化系统含金洗泥，研发一种工艺简单、金浸出率高、生产成本低的金高效回收工艺，可以提高金矿资源的综合利用率，给企业创造良好的经济效益的从金矿氰化系统含金洗泥中回收金的方法就显得很有意义。
发明内容
本发明的任务是为了克服现有方法的不足，提供一种从金矿氰化系统含金洗泥中回收金的方法，以期达到废渣中有价资源综合回收的目的。
本发明的任务是通过以下技术方案来完成的：
从金矿氰化系统含金洗泥中回收金的方法，依次按如下步骤工序与条件进行：
A.破碎磨矿，将金矿氰化系统含金洗泥(破碎、细磨后细度达到-200目占比80～85％；
B.酸浸，向破碎的磨矿按液固比2～3:1加入盐酸进行酸浸，盐酸浓度10～20kg/m3，酸浸时间2～3h；
C.固液分离a，将酸浸矿浆进行第一次固液分离，分出酸性上清液和滤渣，对滤渣用水洗涤至洗液pH接近中性后进行干燥；
D.焙烧，将干燥的滤渣在500～600℃温度下进行焙烧，焙烧时间1～2h，得焙砂；
E.调浆，将焙砂加水调成固含量35～40％的焙砂矿浆；
F.调碱，用氢氧化钠调整焙砂矿浆的pH＝9～11；
G.炭浸法提金，按每吨干渣往调碱矿浆中加入氰化钠3～5kg，按每立方米调碱矿浆加入活性炭20～30kg，炭浸时间20～24h；
H.筛分，用20目筛子分离炭浸提金后的矿浆，筛分出产品载金炭和矿浆；
I.固液分离b，将矿浆进行第二次固液分离，分离出含氰滤液和尾渣，尾渣至尾矿库堆存。
说明书中涉及的百分比均为质量百分比。
本发明与现有技术相比具有以下优点和效果：
(1)采用湿法-火法联用工艺处理氰化系统含金洗泥，金的氰化浸出率超过92％；
(2)优先采用盐酸酸浸，先分解洗泥中占重量百分比约45％的碳酸盐和铁杂质，有利于减少进入焙烧步骤的样品重量，降低焙烧能耗；
(3)采用盐酸酸浸替代常规的硫酸酸浸，可以防止生成硫酸钙导致二次包裹的问题，提高金的浸出率。
(4)本发明具有工艺简单、生产成本低、金浸出率高、废水循环利用等优点，实现了有价资源的高效回收。该方法对解决金矿氰化系统普遍存在的洗泥中金回收问题具有重大意义。
附图说明
图1是根据本发明提出的一种从金矿氰化系统含金洗泥中回收金的方法的工艺流程图。
附图中各标示分别表示：
1.含金洗泥 2.盐酸 3.酸性上清液 4.滤渣 5.氢氧化钠 6.氰化钠 7.活性炭 8.载金活性炭 9.矿浆 10.尾渣 11.含氰滤液
以下结合附图对说明作进一步详细地描述。
具体实施方式
如图1所示，本发明的一种从金矿氰化系统含金洗泥中回收金的方法，依次按如下工艺步骤与条件进行：
A.破碎磨矿，将金矿氰化系统含金洗泥1破碎、细磨后细度达到-200目占比80～85％；
B.酸浸，向破碎的磨矿按液固比2～3:1加入盐酸2进行酸浸，盐酸浓度10～20kg/m3，酸浸时间2～3h；
C.固液分离a，将酸浸矿浆进行第一次固液分离，分出酸性上清液3和滤渣4，对滤渣4用水洗涤至洗液pH接近中性后进行干燥；
D.焙烧，将干燥的滤渣4在500～600℃温度下进行焙烧，焙烧时间1～2h，得焙砂；
E.调浆，将焙砂加水调成固含量35～40％的焙砂矿浆；
F.调碱，用氢氧化钠5调整焙砂矿浆的pH＝9～11；
G.炭浸法提金，按每吨干渣往调碱矿浆中加入氰化钠63～5kg，按每立方米调碱矿浆加入活性炭720～30kg，炭浸时间20～24h；
H.筛分，用20目筛子分离炭浸提金后的矿浆，筛分出产品载金炭8和矿浆9；
I.固液分离b，将矿浆9进行第二次固液分离，分离出含氰滤液11和尾渣10，尾渣10至尾矿库堆存。
本发明的工艺可以进一步是：
所述步骤C固液分离a的酸性上清液3返回步骤B酸浸回用。
所述步骤I固液分离b的含氰滤液11返回步骤G炭浸法提金回用。
下面结合具体实施例对本发明具体实施方式进一步详细说明。
所用的金矿氰化系统含金洗泥化学成分分析如下：Au 24.34g/t、Ca 18.63％、SO42-0.85％、CO32-31.75％，Fe 6.22％、S2-0.13％、有机碳1.26％。
实例1：将金矿氰化系统含金洗泥破碎、细磨后细度达到-200目占比80％；取50g含金洗泥用盐酸进行酸浸，液固比为2:1、盐酸浓度10kg/m3、酸浸时间2h；将酸浸矿浆进行固液分离，酸浸渣用水洗涤至洗液pH接近中性、干燥；在500℃温度下进行高温焙烧，焙烧时间1h；将焙砂加水调成固含量35％的矿浆，用氢氧化钠调整矿浆的pH＝9；往矿浆中加入NaCN用量3kg/t(干渣)、活性炭用量20kg/m3(矿浆)进行炭浸提金，炭浸时间20h；用20目筛子分离炭浸提金后的矿浆，筛上物为产品载金炭，筛下物进行固液分离，滤液补加氰化钠后返回炭浸提金用，滤渣进行堆存。
结果表明：在该方法条件下，含金洗泥中金含量降低到1.77g/t，金浸出率达到92.73％。
实例2：将金矿氰化系统含金洗泥破碎、细磨后细度达到-200目占比85％；取50g含金洗泥用盐酸进行酸浸，液固比为3:1、盐酸浓度20kg/m3、酸浸时间3h；将酸浸矿浆进行固液分离，酸浸渣用水洗涤至洗液pH接近中性、干燥；在600℃温度下进行高温焙烧，焙烧时间2h；将焙砂加水调成固含量40％的矿浆，用氢氧化钠调整矿浆的pH＝11；往矿浆中加入NaCN用量5kg/t(干渣)、活性炭用量30kg/m3(矿浆)进行炭浸提金，炭浸时间24h；用20目筛子分离炭浸提金后的矿浆，筛上物为产品载金炭，筛下物进行固液分离，滤液补加氰化钠后返回炭浸提金用，滤渣进行堆存。
结果表明：在该方法条件下，含金洗泥中金含量降低到1.26g/t，金浸出率达到94.82％。
平均实施例1、2的实施结果表明，采用本发明方法处理金矿氰化系统含金洗泥，可使含金洗泥中金含量由24.34g/t降低到1.77g/t以下，金浸出率达到92.73％以上。
如上所述，便可较好地实现本发明。上述实施例仅为本发明最佳的实施方式，但本发明的实施方式并不受上述实施例的限制，其他未背离本发明的精神实质与原理下所做的改变、修饰、替换、组合、简化，均应为等效的置换方式，都包含在本发明的保护范围内。

Claims (3)

1.一种从金矿氰化系统含金洗泥中回收金的方法，依次按如下工艺步骤与条件进行：
A.破碎磨矿，将金矿氰化系统含金洗泥(1)破碎、细磨后细度达到-200目占比80～85％；
B.酸浸，向破碎的磨矿按液固比2～3:1加入盐酸(2)进行酸浸，盐酸浓度10～20kg/m3，酸浸时间2～3h；
C.固液分离a，将酸浸矿浆进行第一次固液分离，分出酸性上清液(3)和滤渣(4)，对滤渣(4)用水洗涤至洗液pH接近中性后进行干燥；
D.焙烧，将干燥的滤渣(4)在500～600℃温度下进行焙烧，焙烧时间1～2h，得焙砂；
E.调浆，将焙砂加水调成固含量35～40％的焙砂矿浆；
F.调碱，用氢氧化钠(5)调整焙砂矿浆的pH＝9～11；
G.炭浸法提金，按每吨干渣往调碱矿浆中加入氰化钠(6)3～5kg，按每立方米调碱矿浆加入活性炭(7)20～30kg，炭浸时间20～24h；
H.筛分，用20目筛子分离炭浸提金后的矿浆，筛分出产品载金炭(8)和矿浆(9)；
I.固液分离b，将矿浆(9)进行第二次固液分离，分离出含氰滤液(11)和尾渣(10)，尾渣(10)至尾矿库堆存。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征是所述步骤C固液分离a的酸性上清液(3)返回步骤B酸浸回用。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征是所述步骤I固液分离b的含氰滤液(11)返回步骤G炭浸法提金回用。
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