CN113604673B

CN113604673B - 一种硫酸熟化焙烧氰化尾渣提金的方法

Info

Publication number: CN113604673B
Application number: CN202110918974.8A
Authority: CN
Inventors: 郭建东; 朱德兵; 王其亮; 曹晓强
Original assignee: SHANDONG GUODA GOLD CO Ltd
Current assignee: SHANDONG GUODA GOLD CO Ltd
Priority date: 2021-08-11
Filing date: 2021-08-11
Publication date: 2022-09-20
Anticipated expiration: 2041-08-11
Also published as: CN113604673A

Abstract

本发明涉及一种硫酸熟化焙烧氰化尾渣提金的方法，以焙烧氰化尾渣为原料，先用浓硫酸对氰化尾渣进行均匀混合，制备团粒；经皮带运输机转运至圆柱形反应装置中，使其中包裹金的赤铁矿和含硅物相发生转化，生成可溶性硫酸铁盐，再通过向反应装置中通入空气，反应脱除氰化物；通入硫铁矿焙烧制酸冶炼烟气，进一步促进氧化铁的转化反应，使氧化铁及其他金属氧化物等进一步转化为疏松多孔的无定型氧化铁及硫酸盐，消除对金的包裹；通过智能压滤机过滤分离后，对得到的渣采用浮选工艺回收金，显著提高了金的浸出率；滤液返回硫铁矿焙烧制酸工艺，制造硫酸，生产铁精矿，使铁的硫酸盐得到综合回收。

Description

一种硫酸熟化焙烧氰化尾渣提金的方法

技术领域

本发明属于有色冶金领域，具体涉及一种硫酸熟化焙烧氰化尾渣提金的方法。

背景技术

我国金矿资源较为丰富，但其中难处理金矿资源所占比例逐年升高，在已探明的地质储量中，难处理金矿黄金储量超过3000吨，占总探明储量的1/3以上。含砷含硫金精矿是一种典型的难处理含金矿物，其中主要矿相黄铁矿、砷黄铁矿及部分石英对金产生显微包裹，阻碍了金的浸出。对于此类金精矿，如采用常规氰化法直接氰化浸金，金的浸出率一般低于40％。因此，通常需要在浸金工序前进行预处理，目前主要的预处理方法为焙烧法。焙烧过程可脱除金精矿中大部分砷和硫，并将其中的含铁物相转化为多孔状的赤铁矿(Fe₂O₃)。焙烧后得到的金矿焙砂再经氰化浸出工艺，可实现金的提取。

但在目前的焙烧工艺中，无法避免过烧、结块等现象的发生，因此无法保证含铁物相完全转化为多孔状的赤铁矿，会有一部分转化为结构致密的赤铁矿，并对金产生二次包裹，严重影响后续氰化浸金的效果。另外，焙烧过程也无法消除石英和硅酸盐矿物对金的包裹。目前焙烧氰化尾渣中Au含量在1.5～15g/t，资源浪费严重。焙烧氰化尾渣中大部分金被赤铁矿包裹，少部分被石英或其它硅酸盐矿物包裹，尾渣再次氰化浸出，金的浸出率极低。如何有效解决金矿焙砂中含铁、含硅物相对金的包裹问题，提高金矿焙砂或焙烧氰化尾渣中金的回收率，对金矿的焙烧预处理工艺及黄金冶炼行业均具有重要的意义。

专利CN103014319A公开了“一种强化含硫砷铁金精矿焙砂提金的方法”，该方法针对金矿焙砂中铁氧化物对金的包裹问题，提出了“金属化还原焙烧-酸浸-浸金”的方法，先将铁氧化物还原，再通过酸浸打开铁氧化物对金的包裹。但该方法会产生大量含铁废酸液，难以处理。专利CN101942566A公开了“一种金精矿焙烧氰化后的尾渣中金银的回收方法”，该工艺将干燥尾渣与还原剂和脱硫剂混合，于900～1200℃下还原10～30h，隔绝空气冷却后出料，磁选得到含金银的金属铁粉，将金属铁粉以硫酸溶解制成硫酸亚铁，酸浸渣以氰化法提取金银。该工艺还原温度高，还原时间长，能耗极大。专利CN104404261A公开了“一种金精矿氰化尾渣氯化焙烧同步还原回收金、铁的方法”，该方法以反浮选将氰化尾渣预先脱硅富集，干燥后的粗精矿与氯化剂、还原剂、脱磷剂、脱硫剂等混合造球，烘干的球团于1050～1250℃下进行氯化挥发同步深度还原脱硫磷，将烟气收集回收金，磁选得到海绵铁。该方法采用高温氯化法挥发金，金的回收率高，但高温氯化挥发工艺产生大量剧毒的氯气及氯化氢气体，烟气收尘净化工艺复杂。

综上所述，现有金矿焙砂或焙烧氰化尾渣的处理方法普遍存在无法实现清洁生产、能耗高、处理成本高等缺点。

发明内容

本发明针对上述现有技术存在的不足，其目的在于提供一种硫酸熟化焙烧氰化尾渣提金的方法，以实现金的高效、清洁回收及伴生硅、铁组份的综合利用。该方法先采用高浓度硫酸处理焙烧氰化尾渣，使其中的铁氧化物转化为可溶性硫酸铁盐，再通过高温冶炼烟气加热并进一步促进铁氧化物及铁硅酸盐转化为可溶性硫酸铁盐，通过铁物相转化消除金矿焙砂或焙烧氰化尾渣中赤铁矿和含硅物相对金的包裹，显著提高金的浸出率，以解决常规焙烧-氰化提金工艺金浸出率低，资源浪费严重，企业经济效益差的问题。

为达到上述目的，本发明采用的技术方案如下：

以焙烧氰化尾渣为原料，先用浓硫酸对氰化尾渣进行均匀混合，制备团粒；经皮带运输机转运至圆柱形反应装置中，使其中包裹金的赤铁矿和含硅物相发生转化，生成可溶性硫酸铁盐，再通过向反应装置中通入空气，反应脱除氰化物；通入硫铁矿焙烧制酸冶炼烟气，进一步促进氧化铁的转化反应，使氧化铁及其他金属氧化物等进一步转化为疏松多孔的无定型氧化铁及硫酸盐，消除对金的包裹；通过智能压滤机过滤分离后，对得到的渣采用浮选工艺回收金，滤液返回硫铁矿焙烧制酸工艺，制造硫酸，生产铁精矿，使铁的硫酸盐得到综合回收。

本发明的具体技术方案如下：

一种硫酸熟化焙烧氰化尾渣提金的方法，包括以下步骤：

1)将焙烧氰化尾渣输送至锅式造粒机，当焙烧氰化尾渣通过进料口加入筒体内后，开始向筒体内部喷入硫酸，湿润的粉料在翻滚的同时，逐渐形成球核，表面湿润的球核在不断翻滚、摩擦、碰撞下，逐渐长大成粒，制备团粒；

2)将步骤1)得到的团粒经过密闭圆筒式输送机输送至圆柱形反应装置，堆存团粒，通入空气，反应产出的氰化氢气体经过逆流喷淋洗涤塔进行吸收，吸收液为氢氧化钠溶液，得到氰化钠溶液，返回氰化提金系统循环利用；

3)向步骤2)脱除并回收氰化物后的团粒中，通入硫铁矿焙烧制酸过程中产出的烟气，过程中排出的气体连接至硫铁矿焙烧制酸烟气净化工序；

4)将步骤3)经过加热反应后的团粒进行堆存，自然冷却，通入硫铁矿焙烧制酸烟气湿法净化工序产出的稀酸，使团粒形成矿浆，进入浓密机进行沉降浓缩，经压滤机过滤，得到滤渣，滤渣进入下一步骤，滤液返回至浓密机，浓密机溢流返至硫铁矿焙烧系统焙烧炉，经高温焙烧后生产铁精矿及工业硫酸；

5)将步骤4)得到的滤渣，经浮选系统液调浆，在防腐型陶瓷球磨机集中磨矿，添加起泡剂、捕收剂，采用一次粗选、二次扫选、三次精选闭路浮选工艺流程，获得金精矿。

进一步，所述的步骤1)中，焙烧氰化尾渣中含水8～20wt％、含金2.6～15g/t、含铁15～50wt％。

进一步，所述的步骤1)中，喷入的硫酸质量百分比浓度为70～90％，制备完成的团粒粒径达到3～10mm。

进一步，所述的步骤2)中，团粒的堆存高度为5～8米，通入的空气气体量为5～10m³/h，通气时间为24～48h。

进一步，所述的步骤2)中，吸收液氢氧化钠溶液的质量百分比浓度为5～15％，得到的氰化钠溶液中氰化钠的质量百分比浓度为5～10％。

进一步，所述的步骤3)中，通入的烟气温度为250～350℃，烟气中二氧化硫的体积百分比浓度为5～8％，通入气体量为50～60m³/h，通气时间为24～48h。

进一步，所述的步骤4)中，团粒的堆存时间为24～48h，浓密机底流矿浆质量百分比浓度30～50％。

进一步，所述的步骤4)中，经高温焙烧后生产的铁精矿含铁62～65wt％，工业硫酸的浓度为93％或98％。

进一步，所述的步骤5)中，调整矿浆质量百分比浓度为50～60％，磨矿质量百分比浓度为50～60％，磨矿时间为12～20分钟，细度达到-0.037mm质量百分比含量占80～90％时，添加起泡剂、捕收剂。

进一步，所述的步骤5)中，添加丁铵黑药作为起泡剂、捕收剂，丁铵黑药用量为30～120g/t。

与现有技术相比，本发明的有益效果如下：

(1)本发明采用硫酸对焙烧氰化尾渣进行熟化、转化处理，可有效打破铁氧化物及其他金属氧化物对金的包裹，同时过程中回收氰化物，循环利用，转化产物固体渣料采用浮选工艺流程获得金精矿，金的浸出率比传统氰化法大幅提高，尾渣中金含量可降低≤0.90g/t以下，浮选尾矿用作生产建筑材料的原料；

(2)本发明将焙烧氰化尾渣中的元素铁成分通过转化、硫铁矿焙烧工艺同步回收硫酸、铁精矿等产品，大幅度提高了资源利用率，对提高黄金冶炼企业的经济效益非常有利；

(3)本发明的方法所使用的硫酸介质可实现内部循环，无废水废气排放，工艺绿色清洁。

具体实施方式

以下结合实例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

一种硫酸熟化焙烧氰化尾渣提金的方法，包括以下步骤：

1)将含水8wt％、含金2.6g/t、含铁15wt％的焙烧氰化尾渣输送至锅式造粒机，当焙烧氰化尾渣通过进料口加入筒体内后，开始向筒体内部喷入质量百分比浓度为70％的硫酸，湿润的粉料在翻滚的同时，逐渐形成球核，表面湿润的球核在不断翻滚、摩擦、碰撞下，逐渐长大成粒，制备完成粒径达到3mm的团粒；

2)将步骤1)得到的团粒经过密闭圆筒式输送机输送至圆柱形反应装置，团粒堆存高度为5米，通入5m³/h空气，通气时间24h，反应产出的氰化氢气体经过逆流喷淋洗涤塔进行吸收，吸收液为质量百分比浓度为5％的氢氧化钠溶液，得到氰化钠质量百分比浓度5％的氰化钠溶液，返回氰化提金系统循环利用；

3)向步骤2)脱除并回收氰化物后的团粒中，通入硫铁矿焙烧制酸过程中产出的温度250℃，二氧化硫体积百分比浓度5％的烟气，通入量50m³/h，通气时间24h，过程中排出的气体连接至硫铁矿焙烧制酸烟气净化工序；

4)将步骤3)经过加热反应后的团粒，堆存24h，自然冷却，通入硫铁矿焙烧制酸烟气湿法净化工序产出的稀酸，使团粒形成矿浆，进入浓密机进行沉降浓缩，浓密机底流矿浆质量百分比浓度30％，经智能压滤机过滤，得到滤渣，滤渣进入下一步骤，滤液返回至浓密机，浓密机溢流返至硫铁矿焙烧系统焙烧炉，经高温焙烧后生产含铁62wt％的铁精矿及质量百分比浓度为93％的工业硫酸。

5)将步骤4)得到的滤渣，经浮选系统液调浆，调整矿浆质量百分比浓度为50％，在防腐型陶瓷球磨机集中磨矿，磨矿质量百分比浓度50％，磨矿时间12分钟，细度达到-0.037mm质量百分比含量占80％，添加丁铵黑药作为起泡剂、捕收剂，丁铵黑药用量为30g/t，采用一次粗选、二次扫选、三次精选闭路浮选工艺流程，获得金精矿。

经检测，本实施例获得了含金30g/t的金精矿，金回收率60％。浮选尾矿含金0.2g/t，含铁2wt％，用作生产建筑材料的原料。

实施例2

一种硫酸熟化焙烧氰化尾渣提金的方法，包括以下步骤：

1)将含水14wt％、含金8.8g/t、含铁37.5wt％的焙烧氰化尾渣输送至锅式造粒机，当焙烧氰化尾渣通过进料口加入筒体内后，开始向筒体内部喷入质量百分比浓度为80％的硫酸，湿润的粉料在翻滚的同时，逐渐形成球核，表面湿润的球核在不断翻滚、摩擦、碰撞下，逐渐长大成粒，制备完成粒径达到6mm的团粒；

2)将步骤1)得到的团粒经过密闭圆筒式输送机输送至圆柱形反应装置，团粒堆存高度为6.5米，通入7.5m³/h空气，通气时间36h，反应产出的氰化氢气体经过逆流喷淋洗涤塔进行吸收，吸收液为质量百分比浓度为10％的氢氧化钠溶液，得到氰化钠质量百分比浓度7.5％的氰化钠溶液，返回氰化提金系统循环利用；

3)向步骤2)脱除并回收氰化物后的团粒中，通入硫铁矿焙烧制酸过程中产出的温度300℃，二氧化硫体积百分比浓度6.5％的烟气，通入量55m³/h，通气时间36h，过程中排出的气体连接至硫铁矿焙烧制酸烟气净化工序；

4)将步骤3)经过加热反应后的团粒，堆存36h，自然冷却，通入硫铁矿焙烧制酸烟气湿法净化工序产出的稀酸，使团粒形成矿浆，进入浓密机进行沉降浓缩，浓密机底流矿浆质量百分比浓度40％，经智能压滤机过滤，得到滤渣，滤渣进入下一步骤，滤液返回至浓密机，浓密机溢流返至硫铁矿焙烧系统焙烧炉，经高温焙烧后生产含铁63.5wt％的铁精矿及质量百分比浓度为93％的工业硫酸。

5)将步骤4)得到的滤渣，经浮选系统液调浆，调整矿浆质量百分比浓度为55％，在防腐型陶瓷球磨机集中磨矿，磨矿质量百分比浓度55％，磨矿时间16分钟，细度达到-0.037mm质量百分比含量占85％，添加丁铵黑药作为起泡剂、捕收剂，丁铵黑药用量为75g/t，采用一次粗选、二次扫选、三次精选闭路浮选工艺流程，获得金精矿。

经检测，本实施例获得了含金65g/t的金精矿，金回收率75％。浮选尾矿含金0.55g/t，含铁4wt％，用作生产建筑材料的原料。

实施例3

一种硫酸熟化焙烧氰化尾渣提金的方法，包括以下步骤：

1)将含水20wt％、含金15g/t、含铁50wt％的焙烧氰化尾渣输送至锅式造粒机，当焙烧氰化尾渣通过进料口加入筒体内后，开始向筒体内部喷入质量百分比浓度为90％的硫酸，湿润的粉料在翻滚的同时，逐渐形成球核，表面湿润的球核在不断翻滚、摩擦、碰撞下，逐渐长大成粒，制备完成粒径达到10mm的团粒；

2)将步骤1)得到的团粒经过密闭圆筒式输送机输送至圆柱形反应装置，团粒堆存高度为8米，通入10m³/h空气，通气时间48h，反应产出的氰化氢气体经过逆流喷淋洗涤塔进行吸收，吸收液为质量百分比浓度为15％的氢氧化钠溶液，得到氰化钠质量百分比浓度10％的氰化钠溶液，返回氰化提金系统循环利用；

3)向步骤2)脱除并回收氰化物后的团粒中，通入硫铁矿焙烧制酸过程中产出的温度350℃，二氧化硫体积百分比浓度8％的烟气，通入量60m³/h，通气时间48h，过程中排出的气体连接至硫铁矿焙烧制酸烟气净化工序；

4)将步骤3)经过加热反应后的团粒，堆存48h，自然冷却，通入硫铁矿焙烧制酸烟气湿法净化工序产出的稀酸，使团粒形成矿浆，进入浓密机进行沉降浓缩，浓密机底流矿浆质量百分比浓度50％，经智能压滤机过滤，得到滤渣，滤渣进入下一步骤，滤液返回至浓密机，浓密机溢流返至硫铁矿焙烧系统焙烧炉，经高温焙烧后生产含铁65wt％的铁精矿及质量百分比浓度为98％的工业硫酸。

5)将步骤4)得到的滤渣，经浮选系统液调浆，调整矿浆质量百分比浓度为60％，在防腐型陶瓷球磨机集中磨矿，磨矿质量百分比浓度60％，磨矿时间20分钟，细度达到-0.037mm质量百分比含量占90％，添加丁铵黑药作为起泡剂、捕收剂，丁铵黑药用量为120g/t，采用一次粗选、二次扫选、三次精选闭路浮选工艺流程，获得金精矿。

经检测，本实施例获得了含金100g/t的金精矿，金回收率90％。浮选尾矿含金0.90g/t，含铁6wt％，用作生产建筑材料的原料。

通过实施例1-3可知，本发明获得的金精矿含金30～100g/t，金回收率60～90％。浮选尾矿含金0.2～0.90g/t，含铁2～6wt％，用作生产建筑材料的原料。因此，本发明显著提高了金矿焙砂或焙烧氰化尾渣中金的回收率。

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

1.一种硫酸熟化焙烧氰化尾渣提金的方法，其特征在于，包括以下步骤：

1）将焙烧氰化尾渣输送至锅式造粒机，当焙烧氰化尾渣通过进料口加入筒体内后，开始向筒体内部喷入硫酸，湿润的粉料在翻滚的同时，逐渐形成球核，表面湿润的球核在不断翻滚、摩擦、碰撞下，逐渐长大成粒，制备团粒；其中，喷入的硫酸质量百分比浓度为70~90%；

2）将步骤1）得到的团粒经过密闭圆筒式输送机输送至圆柱形反应装置，堆存团粒，通入空气，反应产出的氰化氢气体经过逆流喷淋洗涤塔进行吸收，吸收液为氢氧化钠溶液，得到氰化钠溶液，返回氰化提金系统循环利用；

3）向步骤2）脱除并回收氰化物后的团粒中，通入硫铁矿焙烧制酸过程中产出的烟气，过程中排出的气体连接至硫铁矿焙烧制酸烟气净化工序；其中，通入的烟气温度为250~350℃，烟气中二氧化硫的体积百分比浓度为5~8%；

4）将步骤3）经过加热反应后的团粒进行堆存，自然冷却，通入硫铁矿焙烧制酸烟气湿法净化工序产出的稀酸，使团粒形成矿浆，进入浓密机进行沉降浓缩，经压滤机过滤，得到滤渣，滤渣进入下一步骤，滤液返回至浓密机，浓密机溢流返至硫铁矿焙烧系统焙烧炉，经高温焙烧后生产铁精矿及工业硫酸；

5）将步骤4）得到的滤渣，经浮选系统液调浆，在防腐型陶瓷球磨机集中磨矿，添加起泡剂、捕收剂，采用一次粗选、二次扫选、三次精选闭路浮选工艺流程，获得金精矿。

2.根据权利要求1所述的一种硫酸熟化焙烧氰化尾渣提金的方法，其特征在于，所述的步骤1）中，焙烧氰化尾渣中含水8~20wt%、含金2.6~15g/t、含铁15~50wt%。

3.根据权利要求1所述的一种硫酸熟化焙烧氰化尾渣提金的方法，其特征在于，所述的步骤1）中，制备完成的团粒粒径达到3~10mm。

4.根据权利要求1所述的一种硫酸熟化焙烧氰化尾渣提金的方法，其特征在于，所述的步骤2）中，团粒的堆存高度为5~8米，通入的空气气体量为5~10m³/h，通气时间为24~48h。

5.根据权利要求1所述的一种硫酸熟化焙烧氰化尾渣提金的方法，其特征在于，所述的步骤2）中，吸收液氢氧化钠溶液的质量百分比浓度为5~15%，得到的氰化钠溶液中氰化钠的质量百分比浓度为5~10%。

6.根据权利要求1所述的一种硫酸熟化焙烧氰化尾渣提金的方法，其特征在于，所述的步骤3）中，通入气体量为50~60m³/h，通气时间为24~48h。

7.根据权利要求1所述的一种硫酸熟化焙烧氰化尾渣提金的方法，其特征在于，所述的步骤4）中，团粒的堆存时间为24~48h，浓密机底流矿浆质量百分比浓度30~50%。

8.根据权利要求1所述的一种硫酸熟化焙烧氰化尾渣提金的方法，其特征在于，所述的步骤4）中，经高温焙烧后生产的铁精矿含铁62~65wt%，工业硫酸的浓度为93%或98%。

9.根据权利要求1所述的一种硫酸熟化焙烧氰化尾渣提金的方法，其特征在于，所述的步骤5）中，调整矿浆质量百分比浓度为50~60%，磨矿质量百分比浓度为50~60%，磨矿时间为12~20分钟，细度达到-0.037mm质量百分比含量占80~90%时，添加起泡剂、捕收剂。

10.根据权利要求1所述的一种硫酸熟化焙烧氰化尾渣提金的方法，其特征在于，所述的步骤5）中，添加丁铵黑药作为起泡剂、捕收剂，丁铵黑药用量为30~120g/t。