CN114410979A - 一种多级焙烧处理砷碳金精矿提高金浸出率的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明涉及一种多级焙烧处理砷碳金精矿提高金浸出率的方法，包括如下步骤：1)配矿调浆，2)还原焙烧，3)干式磨矿，4)氧化焙烧，5)酸浸过程。本发明提供的工艺流程简捷，通过一级还原焙烧、焙砂处理、二级氧化焙烧技术步骤，能使被物理包裹和化学结合的金银得以较好裸露，在后续进行氰化浸出时，能使金银浸出率提高8‑10％，大大提高了企业经济效益。

Description

一种多级焙烧处理砷碳金精矿提高金浸出率的方法
技术领域
本发明属于金银精矿焙烧法冶金技术领域，具体涉及一种多级焙烧处理砷碳金精矿提高金浸出率的方法。
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。采用传统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，同时在焙烧过程中存在铁氧化物对金银的包裹；不仅造成金银的回收率低，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
本发明针对上述现有技术存在的不足，提供一种多级焙烧处理砷碳金精矿提高金浸出率的方法，能使金银得到较好裸露，使有价元素金银的回收率得到显著提高。
具体技术方案如下：
一种多级焙烧处理砷碳金精矿提高金浸出率的方法，其特征在于，包括如下步骤：
1)配矿调浆：对含砷碳金精矿进行配矿，采用不同成分的硫化矿调整金精矿，加水调制矿浆浓度，添加硝酸铅；
2)还原焙烧：将步骤1)搅拌均匀的矿浆喷入一级沸腾焙烧炉中，温度控制在480-520℃进行低温还原焙烧，焙烧时间3-5小时；焙烧烟气经过重力除尘、电除尘、干法布袋收砷、湿法净化、二转二吸工艺产出工业硫酸，还原焙砂进行下一步处理；
3)干式磨矿：将步骤2)焙烧后所得还原焙砂进行干磨，同时添加硫磺、煤粉，经充分混合，混合后物料进入下一步处理；
4)氧化焙烧：将步骤3)所得混合后物料输送至二级沸腾焙烧炉中，炉内控制为氧化气氛，温度控制在580-600℃进行氧化焙烧，焙烧2-4小时，经炉顶排出的含尘烟气，进入二级降温收尘器，除尘烟气进入制酸系统，二级焙砂和烟尘进入下一步处理；
5)酸浸过程：将步骤4)所得焙砂和烟尘进行调浆，将矿浆进行硫酸浸出，浸出后过滤分离，酸浸液经杂质金属净化处理循环利用，酸浸渣采用氰化浸出、锌粉置换工艺进行处理。
进一步，所述的步骤1)中，调整金精矿含金40-50g/t、含硫12-15％、砷调整为8.1-10％、碳调整为5-8％。
进一步，所述的步骤1)中，矿浆浓度60-62％，添加硝酸铅量5-10kg/t，硝酸铅加入量按照每吨含砷碳金精矿的质量加入。
进一步，所述的步骤2)中，还原焙砂含硫5-8％，含砷0.8-1.2％，含碳1-2％。
采用上述方案的有益效果是：焙砂内大部分的砷进行脱除，部分硫被氧化为二氧化硫，使焙砂中被物理包裹和化学结合的金得到一定裸露。
进一步，所述的步骤3)中，磨矿细度达到-200目占90-92％，添加硫磺8-10％，添加煤粉2-5％。
采用上述方案的有益效果是：经过对还原焙砂进行干式磨矿处理，部分粗颗粒矿物包裹金、烧结矿物包裹金、硫化物包裹金等得到进一步充分暴露。
进一步，所述的步骤4)中，将步骤3)混合后物料采用风力输送至二级沸腾焙烧炉中。
采用上述方案的有益效果是：以硫磺、煤粉为添加燃料经过二级焙烧，进一步消除硫化矿物、烧结铁氧化物、硅酸盐对金颗粒的包裹。
进一步，所述的步骤5)中，将矿浆浓度调至30-32％，酸度5-10％进行硫酸浸出。
进一步，所述的步骤5)中，氰化渣2-3g/t，金浸出率达到92.5-96％。
与现有技术相比，本发明的有益效果如下：
本发明提供的工艺流程简捷，通过一级还原焙烧、焙砂处理、二级氧化焙烧技术步骤，能使被物理包裹和化学结合的金银得以较好裸露，在后续进行氰化浸出时，能使金银浸出率提高8-10％，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
一种多级焙烧处理砷碳金精矿提高金浸出率的方法，包括如下步骤：
1)配矿调浆：对含砷碳金精矿进行配矿，采用不同成分的硫化矿调整金精矿含金40g/t、含硫12％、砷调整为8.1％、碳调整为5％，加水调制矿浆浓度60％，添加硝酸铅量5kg/t，硝酸铅加入量按照每吨含砷碳金精矿的质量加入；
2)还原焙烧：将步骤1)搅拌均匀的矿浆用喷枪喷入一级沸腾焙烧炉中，温度控制在480℃进行低温还原焙烧，焙烧时间3小时；焙烧烟气经过重力除尘、电除尘、干法布袋收砷、湿法净化、二转二吸工艺产出工业硫酸，还原焙砂含硫5％，含砷0.8％，含碳1％，进行下一步处理；
3)干式磨矿：将步骤2)焙烧后所得还原焙砂采用干式磨矿机进行干磨，磨矿细度达到-200目占90％，同时添加硫磺8％，添加煤粉2％，经充分混合，得到混合后物料，进入下一步处理；
4)氧化焙烧：将步骤3)所得混合后物料采用风力输送至在二级沸腾焙烧炉中，炉内控制经较高的氧化气氛，温度控制在580℃进行氧化焙烧，焙烧2小时，经炉顶排出的含尘烟气，进入二级降温收尘器，除尘烟气进入制酸系统，二级焙砂和烟尘进入下一步处理；
5)酸浸过程：将步骤4)所得焙砂和烟尘进入调浆槽，在调浆槽中将矿浆浓度调至30％，酸度5％进行硫酸浸出，浸出后过滤分离，酸浸液经杂质金属净化处理循环利用，酸浸渣采用氰化浸出、锌粉置换工艺进行处理。
最终，氰化渣2g/t，金浸出率达到95.0％。
实施例2
一种多级焙烧处理砷碳金精矿提高金浸出率的方法，包括如下步骤：
1)配矿调浆：对含砷碳金精矿进行配矿，采用不同成分的硫化矿调整金精矿含金45g/t、含硫13.5％、砷调整为9％、碳调整为6.5％，加水调制矿浆浓度61％，添加硝酸铅量7.5kg/t，硝酸铅加入量按照每吨含砷碳金精矿的质量加入；
2)还原焙烧：将步骤1)搅拌均匀的矿浆用喷枪喷入一级沸腾焙烧炉中，温度控制在500℃进行低温还原焙烧，焙烧时间4小时；焙烧烟气经过重力除尘、电除尘、干法布袋收砷、湿法净化、二转二吸工艺产出工业硫酸，还原焙砂含硫6.5％，含砷1.0％，含碳1.5％，进行下一步处理；
3)干式磨矿：将步骤2)焙烧后所得还原焙砂采用干式磨矿机进行干磨，磨矿细度达到-200目占91％，同时添加硫磺9％，添加煤粉3.5％，经充分混合，得到混合后物料，进入下一步处理；
4)氧化焙烧：将步骤3)所得混合后物料采用风力输送至在二级沸腾焙烧炉中，炉内控制经较高的氧化气氛，温度控制在590℃进行氧化焙烧，焙烧3小时，经炉顶排出的含尘烟气，进入二级降温收尘器，除尘烟气进入制酸系统，二级焙砂和烟尘进入下一步处理；
5)酸浸过程：将步骤4)所得焙砂和烟尘进入调浆槽，在调浆槽中将矿浆浓度调至31％，酸度7.5％进行硫酸浸出，浸出后过滤分离，酸浸液经杂质金属净化处理循环利用，酸浸渣采用氰化浸出、锌粉置换工艺进行处理。
最终，氰化渣2.5g/t，金浸出率达到94.44％。
实施例3
一种多级焙烧处理砷碳金精矿提高金浸出率的方法，包括如下步骤：
1)配矿调浆：对含砷碳金精矿进行配矿，采用不同成分的硫化矿调整金精矿含金50g/t、含硫15％、砷调整为10％、碳调整为8％，加水调制矿浆浓度62％，添加硝酸铅量10kg/t，硝酸铅加入量按照每吨含砷碳金精矿的质量加入；
2)还原焙烧：将步骤1)搅拌均匀的矿浆用喷枪喷入一级沸腾焙烧炉中，温度控制在520℃进行低温还原焙烧，焙烧时间5小时；焙烧烟气经过重力除尘、电除尘、干法布袋收砷、湿法净化、二转二吸工艺产出工业硫酸，还原焙砂含硫8％，含砷1.2％，含碳2％，进行下一步处理；
3)干式磨矿：将步骤2)焙烧后所得还原焙砂采用干式磨矿机进行干磨，磨矿细度达到-200目占92％，同时添加硫磺10％，添加煤粉5％，经充分混合，得到混合后物料，进入下一步处理；
4)氧化焙烧：将步骤3)所得混合后物料采用风力输送至在二级沸腾焙烧炉中，炉内控制经较高的氧化气氛，温度控制在600℃进行氧化焙烧，焙烧4小时，经炉顶排出的含尘烟气，进入二级降温收尘器，除尘烟气进入制酸系统，二级焙砂和烟尘进入下一步处理；
5)酸浸过程：将步骤4)所得焙砂和烟尘进入调浆槽，在调浆槽中将矿浆浓度调至32％，酸度10％进行硫酸浸出，浸出后过滤分离，酸浸液经杂质金属净化处理循环利用，酸浸渣采用氰化浸出、锌粉置换工艺进行处理。
最终，氰化渣2g/t，金浸出率达到96％。
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)

1.一种多级焙烧处理砷碳金精矿提高金浸出率的方法，其特征在于，包括如下步骤：
1)配矿调浆：对含砷碳金精矿进行配矿，采用不同成分的硫化矿调整金精矿，加水调制矿浆浓度，添加硝酸铅；
2)还原焙烧：将步骤1)搅拌均匀的矿浆喷入一级沸腾焙烧炉中，温度控制在480-520℃进行低温还原焙烧，焙烧时间3-5小时；焙烧烟气经过重力除尘、电除尘、干法布袋收砷、湿法净化、二转二吸工艺产出工业硫酸，还原焙砂进行下一步处理；
3)干式磨矿：将步骤2)焙烧后所得还原焙砂进行干磨，同时添加硫磺、煤粉，经充分混合，混合后物料进入下一步处理；
4)氧化焙烧：将步骤3)所得混合后物料输送至二级沸腾焙烧炉中，炉内控制为氧化气氛，温度控制在580-600℃进行氧化焙烧，焙烧2-4小时，经炉顶排出的含尘烟气，进入二级降温收尘器，除尘烟气进入制酸系统，二级焙砂和烟尘进入下一步处理；
5)酸浸过程：将步骤4)所得焙砂和烟尘进行调浆，将矿浆进行硫酸浸出，浸出后过滤分离，酸浸液经杂质金属净化处理循环利用，酸浸渣采用氰化浸出、锌粉置换工艺进行处理。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的步骤1)中，调整金精矿含金40-50g/t、含硫12-15％、砷调整为8.1-10％、碳调整为5-8％。
3.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，所述的步骤1)中，矿浆浓度60-62％，添加硝酸铅量5-10kg/t。
4.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的步骤2)中，还原焙砂含硫5-8％，含砷0.8-1.2％，含碳1-2％。
5.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的步骤3)中，磨矿细度达到-200目占90-92％，添加硫磺8-10％，添加煤粉2-5％。
6.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的步骤4)中，将步骤3)混合后物料采用风力输送至二级沸腾焙烧炉中。
7.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的步骤5)中，将矿浆浓度调至30-32％，酸度5-10％进行硫酸浸出。
8.根据权利要求1或7所述的方法，其特征在于，所述的步骤5)中，氰化渣2-3g/t，金浸出率达到92.5-96％。
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Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2164538C1 (ru) * 2000-06-15 2001-03-27 Открытое акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания" Способ переработки материалов, содержащих платиновые металлы и углеродистый восстановитель
CN102409161A (zh) * 2011-11-10 2012-04-11 山东国大黄金股份有限公司 一种提高金银浸出率的方法
WO2013023297A1 (en) * 2011-08-15 2013-02-21 Her Majesty The Queen In Right Of Canada As Represented By The Minister Of Natural Resources Canada Process of leaching precious metals
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
CN112143907A (zh) * 2020-09-28 2020-12-29 山东国大黄金股份有限公司 一种提高含砷金精矿金银浸出率的方法
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

Patent Citations (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2164538C1 (ru) * 2000-06-15 2001-03-27 Открытое акционерное общество "Кольская горно-металлургическая компания" Способ переработки материалов, содержащих платиновые металлы и углеродистый восстановитель
WO2013023297A1 (en) * 2011-08-15 2013-02-21 Her Majesty The Queen In Right Of Canada As Represented By The Minister Of Natural Resources Canada Process of leaching precious metals
CN102409161A (zh) * 2011-11-10 2012-04-11 山东国大黄金股份有限公司 一种提高金银浸出率的方法
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
CN112143907A (zh) * 2020-09-28 2020-12-29 山东国大黄金股份有限公司 一种提高含砷金精矿金银浸出率的方法
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

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