CN112226619A - 一种通过造锍熔炼捕收氰化渣中金银方法 - Google Patents

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朱军
陈毅鹏
刘丹阳
王斌
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Abstract

本发明公开了一种通过造锍熔炼捕收氰化渣中金银方法，包括如下过程：将主原料粉末、辅料粉末与造渣剂粉末均匀混合，而后于1200～1300℃下进行熔炼，熔炼完成后保温，使物料充分反应，保温结束后进行水淬；所述主原料粉末为氰化渣粉末，辅料粉末为硫化铜精矿粉末；以质量比计，原料粉末、辅料粉末与造渣剂粉末的质量比为(60‑70)：(15‑18)：(12‑25)。本发明所述通过造锍熔炼综合回收利用氰化渣，氰化物在700℃以上被氧化为CO2和N2，熔炼产品冰铜经铜厂后续工序提取冰铜中金银贵金属，熔炼渣可制作水泥使用，产生SO2烟气经余热锅和烟尘系统后制酸。本发明不仅使氰渣无害化达到国家排放标准而且又能对渣中金银贵金属进行捕收，提高了二次资源的利用率。

Description

一种通过造锍熔炼捕收氰化渣中金银方法
技术领域
本发明属于危险固废综合回收处理领域，具体涉及一种通过造锍熔炼捕收氰化渣中金银方法。
背景技术
氰化渣是提取黄金产生的废渣。据不完全统计，我国每年氰化渣排放量在2000万吨以上，但只有少部分氰化渣得到综合回收利用，在能源紧缺、市场竞争推动下，二次资源的利用是十分必要的，大量氰化渣不但占用土地，而且渣中重金属与氰化物还会污染水体及其堆存的土壤，长期堆放将会不可避免的对环境造成一定的污染，其次在全世界范围内环境保护理念深入人心，故对氰化渣的无害化处理迫在眉睫。目前对氰化渣处理的方法有湿法浸出、磁化焙烧、氯化焙烧、直接还原焙烧等，但都存在一定局限性，如湿法浸出产生大量酸度较高的浸出液，后续处理压力较大；磁选法、高温氯化焙烧和直接还原焙烧等火法处理氰化尾渣能耗较高，会出现二次污染等。
为此，专利公布号为CN 111100995A“从焙烧-氰化渣中回收金的方法”，它采用焙烧-氰化渣为原料，向焙烧-氰化尾渣加入钠盐并混匀得到混合料，再加入水调制成泥块状料；烧结得到烧结熟料；低碱溶液对烧结熟料浸出，浸出滤渣调节PH再加溶液A与活性炭，加入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，滤液1、滤液2进行无害化处理，滤液3返回到炭浸再次进行提金。但是该方法处理滤液会使用较多试剂，且湿法工艺较多，流程较为复杂。
发明内容
为解决上述存在的问题，本发明的目的在于提供一种通过造锍熔炼捕收氰化渣中金银方法，整个熔炼流程简单流畅，且省去了湿法工艺。
为实现上述目的，本发明采用的技术方案如下：
一种通过造锍熔炼捕收氰化渣中金银方法，包括如下过程：
将主原料粉末、辅料粉末与造渣剂粉末均匀混合，而后于1200～1300℃下进行熔炼，熔炼完成后保温，使物料充分反应，保温结束后进行水淬；
所述主原料粉末为氰化渣粉末，辅料粉末为硫化铜精矿粉末；
以质量比计，原料粉末、辅料粉末与造渣剂粉末的质量比为(60-70)：(15-18)：(12-25)；
优选的，所述主原料粉末采用焙烧-氰化渣粉末。
优选的，所述造渣剂粉末采用SiO2粉末、CaO粉末和Fe2O3粉末中的一种或几种。
优选的，熔炼时间为40-60min，熔炼完成后保温30-50min。
优选的，主原料粉末、辅料粉末与造渣剂粉末混合的过程为：
将主原料、辅料与造渣剂进行球磨，得到混合均匀的主原料粉末、辅料粉末与造渣剂粉末。
优选的，主原料粉末、辅料粉末与造渣剂粉末的粒度均在200-300目之间。
优选的，熔炼过程以及熔炼完成后的保温过程均在马弗炉中进行。
优选的，水淬时，将水倒入保温后的熔体中进行水淬。
本发明具有如下有益效果：
本发明通过造锍熔炼捕收氰化渣中金银方法，以氰化渣粉末为主原料，以硫化铜精粉末矿为辅料，并加入造渣剂粉末，于1200～1300℃下进行熔炼和保温，通过造锍熔炼对氰化渣中金银进行捕收，氰化渣中氰化物被氧化为N2和CO2排放到空气中，整个熔炼流程简单流畅，且省去了湿法工艺。本发明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。
具体实施方式
下面结合具体实施例对本发明具体实施方式进一步说明。所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例。
本发明的主要工艺路线为：以氰化渣为主原料，以硫化铜精矿为辅料，加入少量造渣剂，用制样机球磨至200-300目之间后，通过造锍熔炼对氰化渣中金银进行捕收，氰化渣中氰化物被氧化为N2和CO2排放到空气中，熔炼过程中产生的SO2气体经过烟尘系统后进行制酸。整个熔炼流程简单流畅，且省去了湿法工艺。本发明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。
本发明通过造锍熔炼捕收氰化渣中金银方法是通过下述技术方案来实现，包括如下步骤：
第一步：选原料，主原料氰化渣来源于金精矿焙烧—硫酸酸浸—NaCN对浸出渣提金—焙烧-氰化渣。焙烧-氰化渣中，金、银品位分别为2.09g/t、39.56g/t，铁含量48.17wt％，硫含量2.33wt％，SiO2含量为30.24wt％，CaO含量为2.31wt％。
第二步：按下述百分含量占比的选取物料：
主原料：焙烧-氰化渣60％～70％；
辅料：硫化铜精矿15％～18％；
造渣剂A：12％～25％；
所述的造渣剂A为SiO2、CaO和Fe2O3中的一种或几种。
作为优选步骤之一，在第二步中：所用造渣剂均为分析纯99％的纯试剂。
第三步：将主原料、辅料与造渣剂进行球磨，使它们均匀混合后放入将坩埚，而后将坩埚放入马弗炉中于1200～1300℃下熔炼40-60min；熔炼完成后保温30-50min。
作为优选步骤之一，在第三步中：用制样机球磨原料至200-300目之间。
第四步：熔炼完成后向坩埚倒入液体进行水淬，水淬完毕敲碎坩埚称量锍相、熔炼相质量并测定金银含量。
作为优选步骤之一，在第四步中：倒入的液体为超纯水。
本发明通过造锍熔炼综合回收利用氰化渣，氰化物在700℃以上被氧化为CO2和N2，熔炼产品冰铜经铜厂后续工序提取冰铜中金银贵金属，熔炼渣可制作水泥使用，产生SO2烟气经余热锅和烟尘系统后制酸。本发明不仅使氰渣无害化达到国家排放标准而且又能对渣中金银贵金属进行捕收，提高了二次资源的利用率。
实施例1
第一步：选原料，主原料氰化渣来源于金精矿焙烧—硫酸酸浸—NaCN对浸出渣提金—焙烧-氰化渣。焙烧-氰化渣中，金、银品位分别为2.09g/t、39.56g/t，铁含量48.17wt％，硫含量2.33wt％，SiO2含量为30.24wt％，CaO含量为2.31wt％。
第二步：称取主原料焙烧-氰化渣80g，辅料硫化铜精矿20g，称取造渣剂分析纯为99％的Fe2O3和CaO分别为6g、16g，配料完成后氰化渣占比为65.6wt％，硫化铜精矿占比为16.4wt％，造渣剂占比18.0wt％。配料完成后主要成分如表1所示，表1中含量为质量百分数。
表1
Figure BDA0002707339800000041
其中金、银单位为g/t。
第三步：将主原料、辅料与造渣剂用制样机进行球磨至200-300目之间，使它们均匀混合，之后放入将坩埚，而后将坩埚放入马弗炉中于1200℃下熔炼60min；熔炼完成后保温50min。
第四步：熔炼完成后向坩埚倒入超纯水进行水淬，水淬完毕敲碎坩埚称量锍相、熔炼相质量并测定金银含量计算金银回收率，金、银回收率结果如表2所示。
表2
Figure BDA0002707339800000042
Figure BDA0002707339800000051
实施例2
第一步：选原料，主原料氰化渣来源于金精矿焙烧—硫酸酸浸—NaCN对浸出渣提金—焙烧-氰化渣。焙烧-氰化渣中金、银品位分别为2.09g/t、39.56g/t，铁含量48.17wt％，硫含量2.33wt％，SiO2含量为30.24wt％，CaO含量为2.31wt％。
第二步：称取主原料焙烧-氰化渣78g，辅料硫化铜精矿22g，称取造渣剂分析纯为99％的SiO2和CaO分别为4g、18g，配料完成后氰化渣占比为64wt％，硫化铜精矿占比为18wt％，造渣剂占比为18wt％。配料完成后主要成分如表3所示，表3中含量为质量百分数。
表3
Figure BDA0002707339800000052
其中金、银单位为g/t。
第三步：将主原料、辅料与造渣剂用制样机进行球磨至200-300目之间，使它们均匀混合，之后放入将坩埚，而后将坩埚放入马弗炉中于1250℃下熔炼50min；熔炼完成后保温40min。
第四步：熔炼完成后向坩埚倒入超纯水进行水淬，水淬完毕敲碎坩埚称量锍相、熔炼相质量并测定金银含量计算金银回收率，金、银回收率结果如表4所示。
表4
Figure BDA0002707339800000053
实施例3
第一步：选原料，主原料氰化渣来源于金精矿焙烧—硫酸酸浸—NaCN对浸出渣提金—焙烧-氰化渣。焙烧-氰化渣中金、银品位分别为2.09g/t、39.56g/t，铁含量48.17wt％，硫含量2.33wt％，SiO2含量为30.24wt％，CaO含量为2.31wt％。
第二步：称取主原料焙烧-氰化渣80g，辅料硫化铜精矿20g，称取造渣剂分析纯为99％的SiO2和CaO分别为4g、25g，配料完成后氰化渣占比为62.1wt％，硫化铜精矿占比为15.5wt％，造渣剂占比为22.4wt％。配料完成后主要成分如表5所示，表5中含量为质量百分数。
表5
Figure BDA0002707339800000061
其中金、银单位为g/t。
第三步：将主原料、辅料与造渣剂用制样机进行球磨至200-300目之间，使它们均匀混合，之后放入将坩埚，而后将坩埚放入马弗炉中于1280℃下熔炼50min；熔炼完成后保温35min。
第四步：熔炼完成后向坩埚倒入超纯水进行水淬，水淬完毕敲碎坩埚称量锍相、熔炼相质量并测定金银含量计算金银回收率，金、银回收率结果如表6所示。
表6
Figure BDA0002707339800000062
实施例4
第一步：选原料，主原料氰化渣来源于金精矿焙烧—硫酸酸浸—NaCN对浸出渣提金—焙烧-氰化渣。焙烧-氰化渣中金、银品位分别为2.09g/t、39.56g/t，铁含量48.17wt％，硫含量2.33wt％，SiO2含量为30.24wt％，CaO含量为2.31wt％
第二步：称取主原料焙烧-氰化渣80g，辅料硫化铜精矿20g，称取造渣剂分析纯为99％的Fe2O3和CaO分别为6g、25g，配料完成后氰化渣占比为61.1wt％，硫化铜精矿占比为15.3wt％，造渣剂占比为23.6wt％。配料完成后主要成分如表7所示，表7中含量为质量百分数。
表7
Figure BDA0002707339800000071
其中金、银单位为g/t。
第三步：将主原料、辅料与造渣剂用制样机进行球磨至200-300目之间，使它们均匀混合，之后放入将坩埚，而后将坩埚放入马弗炉中于1300℃下熔炼40min；熔炼完成后保温30min。
第四步：熔炼完成后向坩埚倒入超纯水进行水淬，水淬完毕敲碎坩埚称量锍相、熔炼相质量并测定金银含量计算金银回收率，金、银回收率结果如表8所示。
表8
Figure BDA0002707339800000072
从上述实施例的结果可以看出，通过加入辅料硫化铜精矿与造渣剂进行造锍熔炼处理氰化尾渣可以有效回收渣中有价金属，工艺技术可行，熔炼完成后铜锍中金含量在7.91g/t以上，银含量在247.86g/t以上，对氰化渣中金回收率在68％以上，对氰化渣中银回收率在77％以上，实现了金、银的富集回收，减少了贵金属金、银金属流失，为氰化尾渣堆存问题提供了切实可行的办法。
以上所述，仅为本发明有选实验方案的结果。

Claims (8)

1.一种通过造锍熔炼捕收氰化渣中金银方法，其特征在于，包括如下过程：
将主原料粉末、辅料粉末与造渣剂粉末均匀混合，而后于1200～1300℃下进行熔炼，熔炼完成后保温，使物料充分反应，保温结束后进行水淬；
所述主原料粉末为氰化渣粉末，辅料粉末为硫化铜精矿粉末；
以质量比计，原料粉末、辅料粉末与造渣剂粉末的质量比为(60-70)：(15-18)：(12-25)。
2.根据权利要求1所述的一种通过造锍熔炼捕收氰化渣中金银方法，其特征在于，所述主原料粉末采用焙烧-氰化渣粉末。
3.根据权利要求1所述的一种通过造锍熔炼捕收氰化渣中金银方法，其特征在于，所述造渣剂粉末采用SiO2粉末、CaO粉末和Fe2O3粉末中的一种或几种。
4.根据权利要求1所述的一种通过造锍熔炼捕收氰化渣中金银方法，其特征在于，熔炼时间为40-60min，熔炼完成后保温30-50min。
5.根据权利要求1所述的一种通过造锍熔炼捕收氰化渣中金银方法，其特征在于，主原料粉末、辅料粉末与造渣剂粉末混合的过程为：
将主原料、辅料与造渣剂进行球磨，得到混合均匀的主原料粉末、辅料粉末与造渣剂粉末。
6.根据权利要求1所述的一种通过造锍熔炼捕收氰化渣中金银方法，其特征在于，主原料粉末、辅料粉末与造渣剂粉末的粒度均在200-300目之间。
7.根据权利要求1所述的一种通过造锍熔炼捕收氰化渣中金银方法，其特征在于，熔炼过程以及熔炼完成后的保温过程均在马弗炉中进行。
8.根据权利要求1所述的一种通过造锍熔炼捕收氰化渣中金银方法，其特征在于，水淬时，将水倒入保温后的熔体中进行水淬。
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