CN111100995B - 从焙烧-氰化尾渣中回收金的方法 - Google Patents

从焙烧-氰化尾渣中回收金的方法 Download PDF

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Abstract

本发明涉及一种从焙烧‑氰化尾渣中回收金的方法，它包括：配料：按Na2O:(Fe2O3+Al2O3+SiO2)＝1～1.5:1，向焙烧‑氰化尾渣加入钠盐并混匀得到混合料，再加入水将混合料调制成泥块状料；烧结：将泥块状料送高温炉进行烧结，得到烧结熟料；低碱溶液浸出：将熟料细磨，在低碱溶液质量：熟料质量＝4.5～6.5:1进行浸出，浸出反应完毕进行第一次过滤，得到滤液1和滤渣1；滤渣洗涤：将滤渣1送带机械搅拌的设备中，并加水进行搅拌洗涤，然后进行第二次过滤，得到滤液2和滤渣2；氰化浸金：加溶液A将滤渣2调成矿浆，同时调节pH值和加入活性炭，然后加氰化钠溶液进行常规氰化浸金得到载金炭，氰化尾矿浆进行第三次过滤，得到滤液3和滤渣3，滤渣3堆存，它具有工艺流程简单顺畅、操作简单、金回收率高、周期短、投资小、对环境友好、易于工业化等优点。

Description

从焙烧-氰化尾渣中回收金的方法
技术领域
本发明涉及从氰化尾渣中回收金的方法，尤其涉及一种从焙烧-氰化尾渣中回收金的方法，适于有色冶金技术领域应用。
背景技术
不言而喻，黄金不仅可以作为储备金以维持货币和经济的稳定，同时也已经成为十分重要的工业原料和战略物资。我国是全球第一大黄金生产和消费大国，随着单一优质金矿资源日渐枯竭，低品位多金属伴生的难处理金矿已逐步成为黄金提取的主要原料。包裹金属于典型的难处理金矿，常赋存于常规预处理—氰化尾渣中，如焙烧预处理—氰化提金的工艺尾渣，该尾渣的金品位一般为2～5g/t，有的高达7～10g/t，这类尾渣中的金主要以硅酸盐包裹金、铝酸盐包裹金、铁酸盐包裹金和铝硅酸盐包裹金的一种或多种形式存在，按产尾渣量约为3万t/t.Au计算，仅我国每年产生焙烧预处理-氰化尾渣量已超过1000万t。长期以来，由于该类资源回收金的处理技术难度大，处理成本高，所以大量氰化尾渣一直弃之未用，堆积如山，不仅严重污染环境，而且浪费资源。因此，如何高效、经济地开发利用此类包裹金资源，对缓解优质金矿供需矛盾突出，提升金矿资源的保障年限和黄金生产的国际竞争力具有十分重要的意义。
近年来，国内外学者对回收氰化尾渣中的金做了不少研究工作，也取得了阶段性的成果。如中国专利CN104046787B公开了“一种氰化尾渣综合利用方法”，它采用氰化尾渣作原料，以熔盐NaOH、NaCl和NaNO3的混合物或者为NaOH、NaF和NaNO3的混合物为介质，在温度为200～700℃条件下焙烧，然后对焙烧产物进行水浸并固液分离，最后采用磁选方法回收滤渣中的Fe，采用氰化浸出方法回收滤渣中的Au和Ag；同时从滤液中回收Si，该方法存在不足是采用NaF和NaNO3作熔剂，对焙烧环境不友好，过程中会产生大量有毒气体且焙烧料水浸出时间长、效率低。又如中国专利CN105349797B公开的“一种含金尾矿或氰化尾渣预处理脱硅浸金”，它的工艺包括如下步骤：(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，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，但它存在设备材质要求高、投资大、碱液浓度高、耗量大等不足。
随着全球矿产资源量的日益减少和现有从氰化尾渣中回收金工艺存在的固有不足，为此寻求一种处理成本低、适应性强、对环境友好的从焙烧-氰化尾渣中回收金的方法就显得尤为迫切。
发明内容
本发明的任务是为了克服现有工艺的不足，提供一种从焙烧-氰化尾渣中回收金的方法，其操作简单、工艺畅通、金回收率高、环境友好、周期短、投资小、易工业化、具有良好的经济效益和社会效益，既可缓解了我国优质金矿日趋突出的供需矛盾，又可为该类资源的高效大力开发提供广阔的空间和现有相关企业的改造提供技术支持。
本发明的任务是通过以下技术方案来完成的：
本发明的一种从焙烧-氰化尾渣中回收金的方法，依次按如下顺序工艺步骤和条件进行：
(1)配料：按Na2O摩尔质量:(Fe2O3摩尔质量+Al2O3摩尔质量+SiO2摩尔质量)＝1～1.5:1，向焙烧-氰化尾渣加入钠盐并混匀得到混合料，然后再加入水将混合料调制成泥块状料；
(2)烧结：将第一步所得泥块状料送高温炉，在烧结温度为950～1150℃条件下，进行烧结30～60min，得到烧结熟料；
(3)低碱溶液浸出：将第二步所得熟料细磨至-0.074mm≥80％，在低碱溶液质量：熟料质量＝4.5～6.5:1、浸出温度60～90℃条件下，进行浸出30～60min，浸出反应完毕进行第一次过滤，得到滤液1和滤渣1；
(4)滤渣洗涤：将滤渣1送带机械搅拌的设备中，并加水进行搅拌洗涤10～20min，然后进行第二次过滤，得到滤液2和滤渣2；
(5)氰化浸金：加溶液A将滤渣2调至成质量百分比浓度为30～40％的矿浆，同时加石灰将矿浆pH值调至10.5～11.5和按15～30g/L矿浆加入活性炭，然后加氰化钠溶液进行常规氰化浸金得到载金炭，氰化尾矿浆进行第三次过滤，得到滤液3和滤渣3，滤渣3堆存。
与现有技术相比，本发明具有以下优点和效果：
(1)以现有诸多主要以硅酸盐包裹金、铝酸盐包裹金、铁酸盐包裹金、铝硅酸盐包裹金的一种或多种形式存的焙烧－氰化尾渣为对象，配料和烧结是本发明的核心，实现了焙烧－氰化尾渣中金的绿色、高效回收。
(2)金浸出率达88％以上，最终氰渣金品位<1.0g/t。
(3)工艺流程简单顺畅、操作简单、金回收率高、周期短、投资小、对环境友好、易于工业化，可为焙烧-氰化尾渣再次回收金提供广阔的空间和现有相关企业的改造提供技术支持。
本申请文件中出现的％均为质量百分比。
附图说明
图1是根据本发明提出的一种从焙烧-氰化尾渣中回收金的方法工艺流程图。
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，本发明的一种从焙烧-氰化尾渣中回收金的方法，依次按如下顺序工艺步骤和条件进行：
(1)配料：按Na2O摩尔质量:(Fe2O3摩尔质量+Al2O3摩尔质量+SiO2摩尔质量)＝1～1.5:1，向焙烧-氰化尾渣加入钠盐并混匀得到混合料，然后再加入水将混合料调制成泥块状料；
(2)烧结：将第一步所得泥块状料送高温炉，在烧结温度为950～1150℃条件下，进行烧结30～60min，得到烧结熟料；
(3)低碱溶液浸出：将第二步所得熟料细磨至-0.074mm≥80％，在低碱溶液质量：熟料质量＝4.5～6.5:1、浸出温度60～90℃条件下，进行浸出30～60min，浸出反应完毕进行第一次过滤，得到滤液1和滤渣1；
(4)滤渣洗涤：将滤渣1送带机械搅拌的设备中，并加水进行搅拌洗涤10～20min，然后进行第二次过滤，得到滤液2和滤渣2；
(5)氰化浸金：加溶液A将滤渣2调至成质量百分比浓度为30～40％的矿浆，同时加石灰将矿浆pH值调至10.5～11.5和按15～30g/L矿浆加入活性炭，然后加氰化钠溶液进行常规氰化浸金得到载金炭，氰化尾矿浆进行第三次过滤，得到滤液3和滤渣3，滤渣3堆存。
本发明的工艺可以进一步是：
所述的焙烧－氰化尾渣中的金主要以硅酸盐包裹金、铝酸盐包裹金、铁酸盐包裹金、铝硅酸盐包裹金的一种或多种形式赋存。
所述的钠盐为碳酸钠、碳酸氢钠和氢氧化钠中的任一种或其组合。
所述的低碱溶液为氢氧化钠溶液。
所述的低碱溶液氢氧化钠溶液的浓度为15～30g/L。
所述的滤液1和滤液2经过无害化处理达标后外排。
所述的滤液3返回氰化浸金步骤循环使用。
所述的溶液A初次为水，而后为滤液3。
下面结合具体实施例对本发明具体实施方式进一步说明。
实施例1
福建某黄金冶炼公司焙烧-氰化尾渣，主要元素分析结果见表1。
表1福建某焙烧-氰化尾渣主要元素分析结果
Figure BDA0002360948870000051
注：“※”单位为g/t，下同。
从焙烧-氰化尾渣中回收金的方法，依次包括以下几个步骤。
第一步配料：按Na2O摩尔质量：(Fe2O3摩尔质量+Al2O3摩尔质量+SiO2摩尔质量)＝1.3，向焙烧-氰化尾渣加入氢氧化钠并混匀得到混合料，然后再加入水将混合料调制成泥块状料。
第二步烧结：将第一步所得泥块状料送高温炉，在烧结温度为950℃条件下，进行烧结60min得到烧结熟料。
第三步低碱溶液浸出：将第二步所得熟料细磨至-0.074mm占84.26％，然后采用浓度为15g/L的氢氧化钠溶液，在氢氧化钠溶液体积：熟料质量＝4、浸出温度70℃条件下，进行浸出30min，反应完毕进行第一次过滤得到滤液1和滤渣1。
第四步滤渣洗涤：将第三步所得滤渣1送带机械搅拌的设备中，并加水进行搅拌洗涤10min，然后进行第二次过滤得到滤液2和滤渣2。
第五步氰化浸金：加水将第四步所得滤渣2调至成质量百分比浓度为30％的矿浆，同时加石灰将矿浆pH值调至10.5和按25g/L矿浆加入活性炭，然后加氰化钠溶液进行氰化浸金得到载金炭，氰化尾矿浆进行第三次过滤，所得滤渣3和滤液3。
实施例1所得干滤渣3中的金品位为0.67g/L，金浸出率为89.74％。
实施例2
山东某黄金冶炼公司焙烧-氰化尾渣，主要元素分析结果见表2。
表2山东某焙烧-氰化尾渣主要元素分析结果
Figure BDA0002360948870000061
从焙烧-氰化尾渣中回收金的方法，依次包括以下几个步骤。
第一步配料：按Na2O摩尔质量：(Fe2O3摩尔质量+Al2O3摩尔质量+SiO2摩尔质量)＝1.5，向焙烧-氰化尾渣加入碳酸钠并混匀得到混合料，然后再加入水将混合料调制成泥块状料。
第二步烧结：将第一步所得泥块状料送高温炉，在烧结温度为1000℃条件下，进行烧结40min得到烧结熟料。
第三步低碱溶液浸出：将第二步所得熟料细磨至-0.074mm占87.41％，然后采用浓度为30g/L的氢氧化钠溶液，在氢氧化钠溶液体积：熟料质量＝6、浸出温度90℃条件下，进行浸出60min，反应完毕进行第一次过滤得到滤液1和滤渣1。
第四步滤渣洗涤：将第三步所得滤渣1送带机械搅拌的设备中，并加水进行搅拌洗涤20min，然后进行第二次过滤得到滤液2和滤渣2。
第五步氰化浸金：加水将第四步所得滤渣2调至成质量百分比浓度为40％的矿浆，同时加石灰将矿浆pH值调至11.5和按20g/L矿浆加入活性炭，然后加氰化钠溶液进行氰化浸金得到载金炭，氰化尾矿浆进行第三次过滤，所得滤渣3和滤液3。
实施例2所得干滤渣3中的金品位为0.54g/L，金浸出率为88.56％。
实施例3
湖南某黄金冶炼公司焙烧-氰化尾渣，主要元素分析结果见表3。
表3湖南某焙烧-氰化尾渣主要元素分析结果
Figure BDA0002360948870000071
从焙烧-氰化尾渣中回收金的方法，依次包括以下几个步骤。
第一步配料：按Na2O摩尔质量：(Fe2O3摩尔质量+Al2O3摩尔质量+SiO2摩尔质量)＝1.0，向焙烧-氰化尾渣加入碳酸氢钠并混匀得到混合料，然后再加入水将混合料调制成泥块状料。
第二步烧结：将第一步所得泥块状料送高温炉，在烧结温度为1100℃条件下，进行烧结30min得到烧结熟料。
第三步低碱溶液浸出：将第二步所得熟料细磨至-0.074mm占81.16％，然后采用浓度为20g/L的氢氧化钠溶液，在氢氧化钠溶液体积：熟料质量＝5、浸出温度60℃条件下，进行浸出40min，反应完毕进行第一次过滤得到滤液1和滤渣1。
第四步滤渣洗涤：将第三步所得滤渣1送带机械搅拌的设备中，并加水进行搅拌洗涤15min，然后进行第二次过滤得到滤液2和滤渣2。
第五步氰化浸金：加水将第四步所得滤渣2调至成质量百分比浓度为40％的矿浆，同时加石灰将矿浆pH值调至11.0和按15g/L矿浆加入活性炭，然后加氰化钠溶液进行氰化浸金得到载金炭，氰化尾矿浆进行第三次过滤，所得滤渣3和滤液3。
实施例3所得干滤渣3中的金品位为0.80g/L，金浸出率为90.20％。
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 (7)

1.从焙烧-氰化尾渣中回收金的方法，其特征在于依次按如下工艺步骤和条件进行：
(1)配料：按Na2O摩尔质量:(Fe2O3摩尔质量+Al2O3摩尔质量+SiO2摩尔质量)＝1～1.5:1，向焙烧-氰化尾渣加入钠盐并混匀得到混合料，然后再加入水将混合料调制成泥块状料；
(2)烧结：将第一步所得泥块状料送高温炉，在烧结温度为950～1150℃条件下，进行烧结30～60min，得到烧结熟料；
(3)低碱溶液浸出：将第二步所得熟料细磨至-0.074mm≥80％，在低碱溶液质量：熟料质量＝4.5～6.5:1、浸出温度60～90℃条件下，进行浸出30～60min，浸出反应完毕进行第一次过滤，得到滤液1和滤渣1；
(4)滤渣洗涤：将滤渣1送带机械搅拌的设备中，并加水进行搅拌洗涤10～20min，然后进行第二次过滤，得到滤液2和滤渣2；
(5)氰化浸金：加溶液A将滤渣2调至成质量百分比浓度为30～40％的矿浆，所述的溶液A初次为水，而后为滤液3,同时加石灰将矿浆pH值调至10.5～11.5和按15～30g/L矿浆加入活性炭，然后加氰化钠溶液进行常规氰化浸金得到载金炭，氰化尾矿浆进行第三次过滤，得到滤液3和滤渣3，滤渣3堆存。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征是所述的焙烧－氰化尾渣中的金主要以硅酸盐包裹金、铝酸盐包裹金、铁酸盐包裹金、铝硅酸盐包裹金的一种或其多种形式赋存。
3.根据权利要求1所述的方法，其特征是所述的钠盐为碳酸钠、碳酸氢钠和氢氧化钠中的任一种或其组合。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征是所述的低碱溶液为氢氧化钠溶液。
5.根据权利要求1或4所述的方法，其特征是所述的低碱溶液氢氧化钠溶液的浓度为15～30g/L。
6.根据权利要求1所述的方法，其特征是所述的滤液1和滤液2经过无害化处理达标后外排。
7.根据权利要求1所述的方法，其特征是所述的滤液3返回步骤(5)氰化浸金作为溶液A循环使用。
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