CN112143907A - 一种提高含砷金精矿金银浸出率的方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种提高含砷金精矿金银浸出率的方法,包括将含砷金精矿磨矿碱浸、堆浸氧化、低温焙烧、盐酸酸浸铁粉置换和提金。本发明提高含砷金精矿金银浸出率的方法,工艺流程简捷,在磨矿氧化、堆浸氧化、低温焙烧、盐酸酸浸等工艺中能使被物理包裹和化学结合的金银得以较好裸露,在后续进行提金剂浸金时,能使金银浸出率显著提高,大大提高了企业经济效益。
Description
技术领域
本发明涉及冶金化工技术领域,尤其涉及一种提高含砷金精矿金银浸出率的方法。
背景技术
含砷碳金精矿属于难处理的金精矿,在硫化矿物中金被封闭、矿石中存在的碳质物,会从氰化物溶液中吸附金的配合物,在金的表面形成各种化合物的保护层,采用常规氰化工艺处理,金银的回收率很低,一般在10-50%之间,特别是当含碳量较高时,金银的回收率几乎为零,采用普通的一段焙烧氰化提金方法时,砷化物以砷酸盐的形式存在,砷酸盐会包裹金银等贵金属,不仅金银的回收率很低,而且还会产生氧化砷等有剧毒气体,使生产难以进行。
发明内容
本发明针对现有含砷金精矿金银浸出率低的问题,提供一种提高含砷金精矿金银浸出率的方法,包括以下步骤:
1)磨矿碱浸
将氢氧化钠与含砷金精矿混合后添加至磨矿机中,磨矿矿浆浓度50-60%,磨矿时间10-30分钟,磨矿后细度达到-400目95-98%,在空气搅拌浸出槽中充气搅拌6-8小时,碱浸结束后进行液固分离的碱浸液和滤饼,碱浸液返回磨矿作业,滤饼备用;
2)堆浸氧化
将步骤1)所得滤饼、石灰和双氧水在60-80℃下搅拌均匀,保证水分含量在10-20%,将混合物送至堆浸池,密封堆存氧化20-30天;
3)低温焙烧
将步骤2堆浸氧化后得到的物料用硫酸调浆,控制调浆后的pH为5-7,矿浆浓度65-70%,按60-100kg/吨浆液添加硫磺,在沸腾焙烧炉进行焙烧脱砷,焙烧温度450-550℃,得焙砂;
4)盐酸酸浸
将步骤3)所得焙砂与水混合调矿浆,添加36%的盐酸和草酸,60-80℃下酸浸4-6小时,液固分离,得到酸浸液和酸浸渣;
5)铁粉置换
将步骤4)所得酸浸液升温至60-80℃,添加铁粉搅拌置换反应2-4小时;
6)提金
将步骤4)所得酸浸渣与水调成矿浓33%的矿浆,用氨水调整矿浆pH=9,添加提金剂,搅拌浸出20-30小时,进行液固分离,含金银液体采用传统锌粉置换工艺和冶炼工艺生产金锭、银锭。
步骤1)中,所述含砷金精矿含金80-160g/t、含银800-1000g/t、含硫10-13%、含砷5-8%、含碳3-5%;氢氧化钠和含砷金精矿的重量比为1:(3-10)。步骤2)中,所述石灰的氧化钙含量为80%-85%,添加量为50-100kg/吨滤饼;双氧水添加量为30-50kg/吨滤饼。步骤4)中,矿浆浓度为20-30wt%,盐酸添加量为量100-200kg/吨矿浆,草酸添加量为30-50kg/吨矿浆。步骤5)中,铁粉添加量为20-30kg/m3。步骤6)中,提金剂为为铁氰化物、尿素或硫代硫酸盐中的一种或多种与氢氧化钠或/和氢氧化钾的混合物,添加量为8-10kg/吨矿浆。
本发明提高含砷金精矿金银浸出率的方法,工艺流程简捷,在磨矿氧化、堆浸氧化、低温焙烧、盐酸酸浸等工艺中能使被物理包裹和化学结合的金银得以较好裸露,在后续进行提金剂浸金时,能使金银浸出率显著提高,大大提高了企业经济效益。
具体实施方式
以下结合实例对本发明进行描述,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
一种提高含砷金精矿金银浸出率的方法,其步骤为:
1、将氢氧化钠与含金80g/t、含银800g/t、含硫10%、含砷5%、含碳3%的含砷金精矿按照1:3的比例添加至磨矿机中,磨矿矿浆浓度50%,磨矿时间10分钟,磨矿后细度达到-400目95%,磨矿后在空气搅拌浸出槽中强烈充气搅拌,搅拌时间6小时,碱浸结束后进行液固分离,碱浸液返回磨矿作业,固体滤饼进行堆浸氧化工序;
2、将固体滤饼添加氧化钙含量80%的石灰,添加量为50kg/吨,添加双氧水量为30kg/吨,并保证水分含量在10%,在搅拌机中充分搅拌均匀,过程中温度控制60℃,将混匀的物料输送至堆浸池,堆浸池表面采用耐高温涂塑布遮盖严密,堆存氧化时间20天;
3、将堆存后物料采用硫酸调浆,控制调浆后pH=5,矿浆浓度65%,添加硫磺量60kg/吨,在沸腾焙烧炉进行焙烧,焙烧温度控制450℃,焙烧脱砷后,焙砂含砷0.3%;
4、将焙砂与水混合调整矿浆浓度20%,添加36%的盐酸量100kg/吨,添加草酸量30kg/t,酸浸温度60℃,酸浸时间4小时,酸浸后进行液固分离,分别得到酸浸液和酸浸渣;
5、对酸浸液控制温度60℃,添加铁粉20kg/m3,搅拌置换反应2小时,置换反应后液含金由5g/m3降低至0.01g/m3;
6、将酸浸渣与水调成矿浓33%,采用氨水调整矿浆pH=9,添加铁氰化物、尿素、氢氧化钠以质量比1:1:2的混合物作为提金剂8kg/t,搅拌浸出时间20小时,浸出结束后进行液固分离,含金银液体采用传统锌粉置换工艺、冶炼工艺生产金锭、银锭,浸出渣为一般固废,用于水泥或建材生产原料,金银浸出率分别达到95%、90%。
实施例2
一种提高含砷金精矿金银浸出率的方法,其步骤为:
1、将氢氧化钠与含金120g/t、含银900g/t、含硫12%、含砷7%、含碳4%的含砷金精矿按照1:6的比例添加至磨矿机中,磨矿矿浆浓度55%,磨矿时间20分钟,磨矿后细度达到-400目96.5%,磨矿后空气搅拌浸出槽中强烈充气搅拌,搅拌时间7小时,碱浸结束后进行液固分离,碱浸液返回磨矿作业,固体滤饼进行堆浸氧化工序;
2、将固体滤饼添加氧化钙含量83%的石灰,添加量为75kg/吨,添加双氧水量为40kg/吨,并保证水分含量在15%,在搅拌机中充分搅拌均匀,过程中温度控制70℃,将混匀的物料输送至堆浸池,堆浸池表面采用耐高温涂塑布遮盖严密,堆存氧化时间25天;
3、对堆存后物料采用硫酸调浆,控制调浆后pH=6,矿浆浓度68%,添加硫磺量80kg/吨,在沸腾焙烧炉进行焙烧,焙烧温度控制500℃,焙烧脱砷后,焙砂含砷0.4%;
4、对步骤3得到的焙砂与水混合调整矿浆浓度25%,添加36%的盐酸量150kg/吨,添加草酸量40kg/t,酸浸温度70℃,酸浸时间5小时,酸浸后进行液固分离,分别得到酸浸液和酸浸渣;
5、对酸浸液控制温度70℃,添加铁粉25kg/m3,搅拌置换反应3小时,置换反应后液含金由6g/m3降低至0.02g/m3;
6、将酸浸渣与水调成矿浓33%,采用氨水调整矿浆pH=9,添加铁氰化物、硫代硫酸钠、氢氧化钾以质量比1:0.2:0.8的混合物作为提金剂9kg/t,搅拌浸出时间25小时,浸出结束后进行液固分离,含金银液体采用传统锌粉置换工艺、冶炼工艺生产金锭、银锭,浸出渣为一般固废,用于水泥或建材生产原料,金银浸出率分别达到96%、91%。
实施例3
一种提高含砷金精矿金银浸出率的方法,其步骤为:
1、将氢氧化钠与含金160g/t、含银1000g/t、含硫13%、含砷8%、含碳5%的含砷金精矿按照1:10的比例添加至磨矿机中,磨矿矿浆浓度60%,磨矿时间30分钟,磨矿后细度达到-400目98%,磨矿后空气搅拌浸出槽中强烈充气搅拌,搅拌时间8小时,碱浸结束后进行液固分离,碱浸液返回磨矿作业,固体滤饼进行堆浸氧化工序;
2、将固体滤饼添加氧化钙含量85%的石灰,添加量为100kg/吨,添加双氧水量为50kg/吨,并保证水分含量在20%,在搅拌机中充分搅拌均匀,过程中温度控制80℃,将混匀的物料输送至堆浸池,堆浸池表面采用耐高温涂塑布遮盖严密,堆存氧化时间30天;
3、对堆存后物料采用硫酸调浆,控制调浆后pH=7,矿浆浓度70%,添加硫磺量100kg/吨,在沸腾焙烧炉进行焙烧,焙烧温度控制550℃,焙烧脱砷后,焙砂含砷0.5%;
4、对焙砂与水混合调整矿浆浓度30%,添加36%的盐酸量200kg/吨,添加草酸量50kg/t,酸浸温度80℃,酸浸时间6小时,酸浸后进行液固分离,分别得到酸浸液和酸浸渣;
5、对酸浸液控制温度80℃,添加铁粉30kg/m3,搅拌置换反应4小时,置换反应后液含金由7g/m3降低至0.03g/m3;
6、将酸浸渣与水调成矿浓33%,采用氨水调整矿浆pH=9,添加铁氰化物、尿素、硫代硫酸钠、氢氧化钠、氢氧化钾以质量比1:1:0.5:0.2:0.8的混合物作为提金剂10kg/t,搅拌浸出时间30小时,浸出结束后进行液固分离,含金银液体采用传统锌粉置换工艺、冶炼工艺生产金锭、银锭,浸出渣为一般固废,用于水泥或建材生产原料,金银浸出率分别达到97%、92%。
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 (6)
1.一种提高含砷金精矿金银浸出率的方法,其特征在于,包括如下步骤:
1)磨矿碱浸
将氢氧化钠与含砷金精矿混合后添加至磨矿机中,磨矿矿浆浓度50-60%,磨矿时间10-30分钟,磨矿后细度达到-400目95-98%,在空气搅拌浸出槽中充气搅拌6-8小时,碱浸结束后进行液固分离的碱浸液和滤饼,碱浸液返回磨矿作业,滤饼备用;
2)堆浸氧化
将步骤1)所得滤饼、石灰和双氧水在60-80℃下搅拌均匀,保证水分含量在10-20%,将混合物送至堆浸池,密封堆存氧化20-30天;
3)低温焙烧
将步骤2堆浸氧化后得到的物料用硫酸调浆,控制调浆后的pH为5-7,矿浆浓度65-70%,按60-100kg/吨浆液添加硫磺,在沸腾焙烧炉进行焙烧脱砷,焙烧温度450-550℃,得焙砂;
4)盐酸酸浸
将步骤3)所得焙砂与水混合调矿浆,添加36%的盐酸和草酸,60-80℃下酸浸4-6小时,液固分离,得到酸浸液和酸浸渣;
5)铁粉置换
将步骤4)所得酸浸液升温至60-80℃,添加铁粉搅拌置换反应2-4小时;
6)提金
将步骤4)所得酸浸渣与水调成矿浓33%的矿浆,用氨水调整矿浆pH=9,添加提金剂,搅拌浸出20-30小时,进行液固分离,含金银液体采用传统锌粉置换工艺和冶炼工艺生产金锭、银锭。
2.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤1)中,所述含砷金精矿含金80-160g/t、含银800-1000g/t、含硫10-13%、含砷5-8%、含碳3-5%;氢氧化钠和含砷金精矿的重量比为1:(3-10)。
3.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤2)中,所述石灰的氧化钙含量为80%-85%,添加量为50-100kg/吨滤饼;双氧水添加量为30-50kg/吨滤饼。
4.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤4)中,矿浆浓度为20-30wt%,盐酸添加量为量100-200kg/吨矿浆,草酸添加量为30-50kg/吨矿浆。
5.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤5)中,铁粉添加量为20-30kg/m3。
6.根据权利要求1所述的方法,其特征在于,步骤6)中,所述提金剂为铁氰化物、尿素或硫代硫酸盐中的一种或多种与氢氧化钠或/和氢氧化钾的混合物,添加量为8-10kg/吨矿浆。
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Cited By (3)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN113621826A (zh) * | 2021-08-11 | 2021-11-09 | 山东国大黄金股份有限公司 | 一种提高金精矿焙烧铜酸浸出率的方法 |
CN113755704A (zh) * | 2021-09-10 | 2021-12-07 | 山东国大黄金股份有限公司 | 一种含碳砷金精矿梯级分离综合回收的方法 |
CN114410979A (zh) * | 2022-01-14 | 2022-04-29 | 山东国大黄金股份有限公司 | 一种多级焙烧处理砷碳金精矿提高金浸出率的方法 |
Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
AU5544390A (en) * | 1989-04-28 | 1990-11-29 | Cra Services Limited | Recovery of gold and silver from complex refractory sulphide ores by cyanidisation and oxidation with peroxides |
RU2004100572A (ru) * | 2004-01-05 | 2005-06-10 | Читинский государственный университет (ЧитГУ) (RU) | Способ цианидного выщелачивания золота в штабелях руды |
CN102690952A (zh) * | 2012-06-18 | 2012-09-26 | 中南大学 | 一种高硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶液制备铁红的方法 |
CN103194598A (zh) * | 2013-04-19 | 2013-07-10 | 贵州东华工程股份有限公司 | 采用硫酸浸取还原工艺提高难处理金矿回收率的方法 |
CN103215438A (zh) * | 2013-04-08 | 2013-07-24 | 山东国大黄金股份有限公司 | 一种提高含砷金精矿焙烧脱砷脱硫率的工艺 |
CN103937989A (zh) * | 2014-04-08 | 2014-07-23 | 南君芳 | 一种含砷金精矿处理工艺 |
CN109439922A (zh) * | 2018-11-27 | 2019-03-08 | 昆明理工大学 | 一种从低品位难浸金矿中浸出金的方法 |
-
2020
- 2020-09-28 CN CN202011039699.4A patent/CN112143907B/zh active Active
Patent Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
AU5544390A (en) * | 1989-04-28 | 1990-11-29 | Cra Services Limited | Recovery of gold and silver from complex refractory sulphide ores by cyanidisation and oxidation with peroxides |
RU2004100572A (ru) * | 2004-01-05 | 2005-06-10 | Читинский государственный университет (ЧитГУ) (RU) | Способ цианидного выщелачивания золота в штабелях руды |
CN102690952A (zh) * | 2012-06-18 | 2012-09-26 | 中南大学 | 一种高硫金精矿焙砂还原焙烧强化酸溶液制备铁红的方法 |
CN103215438A (zh) * | 2013-04-08 | 2013-07-24 | 山东国大黄金股份有限公司 | 一种提高含砷金精矿焙烧脱砷脱硫率的工艺 |
CN103194598A (zh) * | 2013-04-19 | 2013-07-10 | 贵州东华工程股份有限公司 | 采用硫酸浸取还原工艺提高难处理金矿回收率的方法 |
CN103937989A (zh) * | 2014-04-08 | 2014-07-23 | 南君芳 | 一种含砷金精矿处理工艺 |
CN109439922A (zh) * | 2018-11-27 | 2019-03-08 | 昆明理工大学 | 一种从低品位难浸金矿中浸出金的方法 |
Cited By (5)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN113621826A (zh) * | 2021-08-11 | 2021-11-09 | 山东国大黄金股份有限公司 | 一种提高金精矿焙烧铜酸浸出率的方法 |
CN113755704A (zh) * | 2021-09-10 | 2021-12-07 | 山东国大黄金股份有限公司 | 一种含碳砷金精矿梯级分离综合回收的方法 |
CN113755704B (zh) * | 2021-09-10 | 2023-02-17 | 山东国大黄金股份有限公司 | 一种含碳砷金精矿梯级分离综合回收的方法 |
CN114410979A (zh) * | 2022-01-14 | 2022-04-29 | 山东国大黄金股份有限公司 | 一种多级焙烧处理砷碳金精矿提高金浸出率的方法 |
CN114410979B (zh) * | 2022-01-14 | 2023-09-12 | 山东国大黄金股份有限公司 | 一种多级焙烧处理砷碳金精矿提高金浸出率的方法 |
Also Published As
Publication number | Publication date |
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GR01 | Patent grant | ||
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