CN109280767A - 一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法 - Google Patents

一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法 Download PDF

Info

Publication number
CN109280767A
CN109280767A CN201811544086.9A CN201811544086A CN109280767A CN 109280767 A CN109280767 A CN 109280767A CN 201811544086 A CN201811544086 A CN 201811544086A CN 109280767 A CN109280767 A CN 109280767A
Authority
CN
China
Prior art keywords
cymag
reducing
leaching process
consumption
gold
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
CN201811544086.9A
Other languages
English (en)
Other versions
CN109280767B (zh
Inventor
王永成
徐忠敏
高利发
徐怀浩
李雪林
陈萍
杨广杰
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.)
Zhaojin Mining Industry Co Ltd
Original Assignee
Zhaojin Mining Industry Co Ltd
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 Zhaojin Mining Industry Co Ltd filed Critical Zhaojin Mining Industry Co Ltd
Priority to CN201811544086.9A priority Critical patent/CN109280767B/zh
Publication of CN109280767A publication Critical patent/CN109280767A/zh
Application granted granted Critical
Publication of CN109280767B publication Critical patent/CN109280767B/zh
Active legal-status Critical Current
Anticipated expiration legal-status Critical

Links

Classifications

    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B3/00Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes
    • C22B3/04Extraction of metal compounds from ores or concentrates by wet processes by leaching
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00Obtaining noble metals
    • C22B11/04Obtaining noble metals by wet processes
    • CCHEMISTRY; METALLURGY
    • C22METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
    • C22BPRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
    • C22B11/00Obtaining noble metals
    • C22B11/08Obtaining noble metals by cyaniding
    • YGENERAL 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
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P10/00Technologies related to metal processing
    • Y02P10/20Recycling

Landscapes

  • Chemical & Material Sciences (AREA)
  • Engineering & Computer Science (AREA)
  • Organic Chemistry (AREA)
  • Materials Engineering (AREA)
  • Mechanical Engineering (AREA)
  • Metallurgy (AREA)
  • Manufacturing & Machinery (AREA)
  • Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Environmental & Geological Engineering (AREA)
  • General Life Sciences & Earth Sciences (AREA)
  • Geochemistry & Mineralogy (AREA)
  • Geology (AREA)
  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

本发明属于冶炼技术领域,尤其涉及一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法,该方法包括以下步骤:A、将水、乙二胺四乙酸与碳酸氢钠搅拌混匀,得到混合液;B、向金精矿粉中加入水进行调浆,得到质量分数为37‑42%的浆料,再加入步骤A中得到的混合液与氰化钠,得到混合矿浆;C、将步骤B中得到的混合矿浆进行固液分离处理;本发明方法其操作简单,在金精矿浆料中加入了乙二胺四乙酸和碳酸氢钠,使浆料中残余的铜、铁、镁等离子与之结合,减少重金属离子对氰化物的消耗,从而达到降低氰化钠的用量,提高金的回收率。

Description

一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法
技术领域
本发明属于冶炼技术领域,尤其涉及一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法。
背景技术
我国采用金精矿氰化提金工艺直接生产黄金的方法占黄金工业生产的半壁江山,金矿石中含有大量的杂质,例如矿石含有磁黄铁矿或白铁矿时,在碱性条件下会分解出FeSO4和Fe(OH)2,含有砷锑的雄黄、雌黄、辉锑矿等,在碱性条件下能够生成Na2AsO3、NaAsS4、NaSbO2、Na2SbS3等。这些杂质在氰化浸出过程中会消耗氰化钠和氧,从而提高生产成本。目前通用的工艺是采用碱性浸出,在碱性条件下使杂质溶于水中,然后通过固液分离的方式去除杂质。但是这种方法存在着杂质去除不彻底的问题,氰化钠消耗虽然有所降低,但依旧居高不下,每吨金精矿需要消耗氰化钠7kg-8kg。
发明内容
本发明为了解决上述技术问题提供一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法,其操作简单易行,在金精矿浆料中加入了乙二胺四乙酸和碳酸氢钠,使浆料中残余的铜、铁、镁等离子与之结合,减少重金属离子对氰化物的消耗,从而达到降低氰化钠的用量,提高金的回收率的目的。
本发明解决上述技术问题的技术方案如下:一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法,包括以下步骤:
A、将水、乙二胺四乙酸与碳酸氢钠搅拌混匀,得到混合液;
B、向金精矿粉中加入水进行调浆,得到质量分数为37-42%的浆料,再加入步骤A中得到的混合液与氰化钠,得到混合矿浆;
C、将步骤B中得到的混合矿浆进行固液分离处理。
本发明的有益效果是:本发明方法其操作简单,在金精矿浆料中加入了乙二胺四乙酸和碳酸氢钠,使浆料中残余的铜、铁、镁等离子与之结合,减少重金属离子对氰化物的消耗,从而达到降低氰化钠的用量,提高金的回收率的目的。
在上述技术方案的基础上,本发明还可以做如下改进。
进一步,在步骤A中,所述搅拌时间为5-6min。
采用上述进一步方案的有益效果是搅拌时间5-6min即可使药剂充分溶解并搅拌均匀,低于5min溶解不完全或混合不均匀,高于6min则造成搅拌电能浪费。
进一步,在步骤A中,所述混合液的温度控制在15-25℃。
采用上述进一步方案的有益效果是在此温度范围内,药剂溶解速率较快,低于15℃则溶解速率慢,高于25℃造成热能浪费。
进一步,在步骤A中,所述乙二胺四乙酸与水的质量比为(0.3-0.4):1000,所述碳酸氢钠与水的质量比为(0.1-0.2):1000。
采用上述进一步方案的有益效果是乙二胺四乙酸和碳酸氢钠在此配比浓度范围内效果最佳,若低于0.3:1000,造成药剂量不足,影响指标,高于0.4:1000,造成药剂浪费。
进一步,在步骤B中,所述金精矿粉的粒径为400-425目。
采用上述进一步方案的有益效果是金精矿粉在此粒径范围内氰化浸出效果最佳,若高于425目会造成泥化,影响生产指标,若低于400目,金精矿粉不能完全与氰化物接触,造成金回收率低。
进一步,在步骤B中,所述混合液的体积与金精矿粉的质量比为(0.09-0.1):1000m3/kg。
采用上述进一步方案的有益效果是混合液加入量在此范围内效果最佳,若低于0.09:1000m3/kg,造成药剂量不足,影响指标,高于0.1:1000m3/kg,造成药剂浪费。
进一步,在步骤B中,所述氰化钠与金精矿粉的质量比为(4-5):1000。
采用上述进一步方案的有益效果是氰化钠加入量在此范围内效果最佳,若低于4:1000,造成药剂量不足,影响指标,高于5:1000,造成药剂浪费。
进一步,在步骤B中,所述混合矿浆温度控制为15-25℃。
采用上述进一步方案的有益效果是在此温度范围内,氰化浸出及去除杂质效果好,低于15℃氰化浸出和去除杂质效果差,高于25℃造成热能浪费。
具体实施方式
以下对本发明的原理和特征进行描述,所举实例只用于解释本发明,并非用于限定本发明的范围。
实施例1
在药剂搅拌槽内加入10立方米水,并加入乙二胺四乙酸4kg,碳酸氢钠1kg,温度控制在19℃,搅拌5分钟,得到混合液,将50吨400目的金精矿加入水进行调浆,得到质量分数为40%的浆料,送至氰化浸出槽内,加入5立方米混合液,然后加入220kg氰化钠,得到混合矿浆,调整浸出槽内温度为19℃,混合矿浆经氰化浸出后,进行固液分离分别得到氰化尾渣和含金液体。
试验结果:金精矿中金的含量为50.1g/t,氰化尾渣中金的含量为0.90g/t,计算得金的氰化回收率为98.20%,氰化钠耗量为每吨金精矿4.4kg。
现有技术采用在碱性条件下使金精矿溶于水中,采用氰化钠直接浸出金精矿,然后通过固液分离的方式去除杂质,回收率达到98.15%,但每吨金精矿氰化钠耗量达到7.2kg。
实施例2
在药剂搅拌槽内加入5立方米水,并加入乙二胺四乙酸2kg,碳酸氢钠1kg,温度控制在20℃,搅拌5分钟,得到混合液,将40吨400目的金精矿加入水进行调浆,得到质量分数为40%的浆料,送至氰化浸出槽内,加入4立方米混合液,然后加入170kg氰化钠,得到混合矿浆,调整浸出槽内温度为20℃,混合矿浆经氰化浸出后,进行固液分离分别得到氰化尾渣和含金液体,含金液体加入锌粉置换后得到含金矿泥。
试验结果:金精矿中金的含量为48.3g/t,氰化尾渣中金的含量为0.85g/t,计算得金的氰化回收率为98.24%,氰化钠耗量为每吨金精矿4.25kg。
现有技术采用在碱性条件下使金精矿溶于水中,采用氰化钠直接浸出金精矿,然后通过固液分离的方式去除杂质,回收率达到98.21%,但每吨金精矿氰化钠耗量达到6.9kg。
实施例3
在药剂搅拌槽内加入10立方米水,并加入乙二胺四乙酸4kg,碳酸氢钠2kg,温度控制在20℃,搅拌5分钟,得到混合液,将60吨400目的金精矿加入水进行调浆,得到质量分数为40%的浆料,送至氰化浸出槽内,加入6立方米混合液,然后加入266kg氰化钠,得到混合矿浆,调整浸出槽内温度为20℃,混合矿浆经氰化浸出后,进行固液分离分别得到氰化尾渣和含金液体,含金液体加入锌粉置换后得到含金矿泥。
试验结果:金精矿中金的含量为52.7g/t,氰化尾渣中金的含量为0.87g/t,计算得金的氰化回收率为98.35%,氰化钠耗量为每吨金精矿4.43kg。
现有技术采用在碱性条件下使金精矿溶于水中,采用氰化钠直接浸出金精矿,然后通过固液分离的方式去除杂质,回收率达到98.33%,但每吨金精矿氰化钠耗量达到7.8kg。
对比例1
在药剂搅拌槽内加入5立方米水,并加入乙二胺四乙酸1kg,碳酸氢钠0.1kg,温度控制在20℃,搅拌5分钟,得到混合液,将30吨400目的金精矿加入水进行调浆,得到质量分数为40%的浆料,送至氰化浸出槽内,加入1立方米混合液,然后加入181kg氰化钠,得到混合矿浆,调整浸出槽内温度为20℃,混合矿浆经氰化浸出后,进行固液分离分别得到氰化尾渣和含金液体。
试验结果:金精矿中金的含量为49.2g/t,氰化尾渣中金的含量为0.91g/t,计算得金的氰化回收率为98.15%,氰化钠耗量为每吨金精矿6.03kg。
以上所述仅为本发明的较佳实施例,并不用以限制本发明,凡在本发明的精神和原则之内,所作的任何修改、等同替换、改进等,均应包含在本发明的保护范围之内。

Claims (8)

1.一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法,其特征在于,包括以下步骤:
A、将水、乙二胺四乙酸与碳酸氢钠搅拌混匀,得到混合液;
B、向金精矿粉中加入水进行调浆,得到质量分数为37-42%的浆料,再加入步骤A中得到的混合液与氰化钠,得到混合矿浆;
C、将步骤B中得到的混合矿浆进行固液分离处理。
2.根据权利要求1所述一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法,其特征在于,在步骤A中,所述搅拌时间为5-6min。
3.根据权利要求1所述一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法,其特征在于,在步骤A中,所述混合液的温度控制在15-25℃。
4.根据权利要求1所述一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法,其特征在于,在步骤A中,所述乙二胺四乙酸与水的质量比为(0.3-0.4):1000,所述碳酸氢钠与水的质量比为(0.1-0.2):1000。
5.根据权利要求1所述一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法,其特征在于,在步骤B中,所述金精矿粉的粒径为400-425目。
6.根据权利要求1所述一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法,其特征在于,在步骤B中,所述混合液的体积与金精矿粉的质量比为(0.09-0.1):1000m3/kg。
7.根据权利要求1所述一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法,其特征在于,在步骤B中,所述氰化钠与金精矿粉的质量比为(4-5):1000。
8.根据权利要求1所述一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法,其特征在于,在步骤B中,所述混合矿浆温度控制为15-25℃。
CN201811544086.9A 2018-12-17 2018-12-17 一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法 Active CN109280767B (zh)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201811544086.9A CN109280767B (zh) 2018-12-17 2018-12-17 一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
CN201811544086.9A CN109280767B (zh) 2018-12-17 2018-12-17 一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法

Publications (2)

Publication Number Publication Date
CN109280767A true CN109280767A (zh) 2019-01-29
CN109280767B CN109280767B (zh) 2020-06-23

Family

ID=65173982

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
CN201811544086.9A Active CN109280767B (zh) 2018-12-17 2018-12-17 一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法

Country Status (1)

Country Link
CN (1) CN109280767B (zh)

Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102268556A (zh) * 2011-06-28 2011-12-07 广西地博矿业集团股份有限公司 含砷重含锑铅锌铁的质密原生金矿的氰化提金工艺
CN102534204A (zh) * 2012-03-06 2012-07-04 昆明理工大学 一种以铁(ⅲ)氰化物盐类为氧化剂的硫代硫酸盐提金方法
CN105603185A (zh) * 2016-01-12 2016-05-25 中南大学 一种钴、乙二胺四乙酸催化硫代硫酸盐浸金的方法

Patent Citations (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102268556A (zh) * 2011-06-28 2011-12-07 广西地博矿业集团股份有限公司 含砷重含锑铅锌铁的质密原生金矿的氰化提金工艺
CN102534204A (zh) * 2012-03-06 2012-07-04 昆明理工大学 一种以铁(ⅲ)氰化物盐类为氧化剂的硫代硫酸盐提金方法
CN105603185A (zh) * 2016-01-12 2016-05-25 中南大学 一种钴、乙二胺四乙酸催化硫代硫酸盐浸金的方法

Also Published As

Publication number Publication date
CN109280767B (zh) 2020-06-23

Similar Documents

Publication Publication Date Title
CN102206755B (zh) 一种从钕铁硼废料中分离回收有价元素的方法
CN106756084B (zh) 一种以铁基材料为捕集剂提取贵金属的方法
CN101845562B (zh) 改进型两矿法生产电解金属锰的装置及方法
CN102719675B (zh) 一种从锌冶炼废渣中综合回收锌铅银的方法
CN104911371B (zh) 一种提金剂及其制备方法
CN109371252B (zh) 一种火法与湿法联合处理炼锑砷碱渣的装置及方法
CN109621276A (zh) 一种富铁铜渣处理有色冶炼污酸中砷的方法
Guang et al. Water leaching kinetics and recovery of potassium salt from sintering dust
CN102616851B (zh) 80钒铁炉渣的资源化利用方法
CN106929671B (zh) 一种控电位强化浸金的方法及装置
CN107034359A (zh) 一种利用含氰废水回收中和废渣中有价金属的方法
Xie et al. Extraction of lead from electrolytic manganese anode mud by microwave coupled ultrasound technology
CN104131157B (zh) 氧化钨褐铁矿提炼钨的湿法冶炼方法
CN103834805A (zh) 一种钴铜白合金浸出二价钴的方法
WO2024000838A1 (zh) 从锂黏土中提取锂的方法
CN110550611A (zh) 一种外场作用强化铜阳极泥分铜渣中高效浸出碲的方法
Li et al. Leaching of indium from waste LCD screens by oxalic acid in temperature-controlled aciduric stirred reactor
Wu et al. Enhancing Cu-Zn-Cr-Ni Co-extraction from electroplating sludge in acid leaching process by optimizing Fe3+ addition and redox potential
CN103205772B (zh) 电解二氧化锰的生产方法
CN107460336A (zh) 一种金氰化渣的处理方法
CN107298458A (zh) 一种利用酸液与萃取剂以分离钕铁硼废料中稀土氧化物的回收装置
CN109280767A (zh) 一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法
CN111041211A (zh) 一种湿法炼锌高浸渣综合回收和无害化处理方法
CN108285982A (zh) 一种从铜炉渣中回收铜、钴的方法
CN104561579A (zh) 一种复合还原高效回收稀贵金属的方法

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