CN117448586A - 一种高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿的综合回收方法 - Google Patents
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Abstract
本发明涉及一种高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿的综合回收方法，包括如下步骤：（1）待处理物料高浓度预处理；（2）浮选脱硅砷；（3）含金硫精矿沸腾炉焙烧；（4）焙烧渣超声漂洗降酸除杂；（5）漂洗烧渣炭浸法提取金银；（6）漂洗液多金属回收。本发明通过三级脱砷处理高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿，大幅提升了有价共生金属回收率，其中，金回收率达到85%，银回收率达到76%，铜回收率达到70%，锌回收率达到68%，硫回收率达到99%；优质铁精矿铁品位达到64%、含砷量降至0.08%，铁回收率达到97%左右，有效实现高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿的高效综合回收利用，而且该方法也能用于高硅、砷中细、细粒含金硫精矿及金精矿的综合回收处理。
Description
技术领域
本发明属于冶金及选矿技术领域，具体涉及一种高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿的综合回收方法。
背景技术
随着易选金矿资源的日益枯竭，微细粒浸染型金矿的开发逐渐成为黄金领域技术研究开发的热点。由于该类矿石中金往往以微细或显微粒浸染状态被包裹，或以“类质同象”等形式存在于毒砂、砷黄铁矿或黄铁矿的晶体中，尤其涉及含金多金属矿采用优选浮选法获得的含金硫精矿，赋存状态极其复杂，一般属于极难选冶金矿石，该类精矿往往还含有其它有色金属，其开发利用是世界性难题。当金与毒砂共生时，有时会生成黑色或黑褐色的表面膜覆盖在金的表面，影响金的浸出，另外，与少量有色金属共存时，大幅度增加浸出剂消耗量，生产过程中，不仅回收率低，生产成本高，企业经济效益低下，且大量有价金属未得到有效回收，带来了较大的安全环境风险，大大影响企业的经济效益与社会效益。
近年来，国内外对高砷高硫型微细粒浸染状难处理金矿石的预处理技术开展了广泛而深入的研究，如焙烧氧化、细菌氧化、高压氧化等。这些工艺技术虽然方法不同，但目的都是使砷黄铁矿、黄铁矿、毒砂等矿物中金的包裹体充分解离，让金裸露出来，从而提高金的浸出率。
细菌氧化预处理技术虽然具有对环境友好等独特优点，但是存在处理周期过长、细菌培养困难及受地域环境变化影响较大、砷等有价元素得不到回收等缺点，从而限制了该工艺的推广应用。加压氧化法是在高压环境下氧化硫化物，破坏黄铁矿和砷黄铁矿等载金矿物的结构，从而暴露包裹金粒的工艺。但加压氧化的设备需要高耐压，设备投资和运行成本较高，此外，酸性加压氧化产生的酸性废水处理难度较大，成为该工艺大范围推广的障碍。
而常规焙烧氧化-烧渣浸出提取金银法因具有工艺成熟、生产成本低、处理量大等优点，已成为难处理金矿预处理技术应用最广泛的工艺之一，随本关领域研究者在焙烧氧化技术上的突破，尤其是沸腾炉的设计开发与应用方面，使得该工艺处理量和效率均得到大幅度的提高，进一步促进该工艺在黄金冶炼行业的推广步伐不断加快。但焙烧工艺在生产过程中会释放大量SO2、As2O3等有毒气体，严重污染环境，炉气的收尘净化装置复杂，操作费用高。随着资源供应压力日益增大，以及环境形势的日趋严峻，该工艺对一些复杂含金硫精矿也遇到了一些问题急需解决，具体如下：
1、焙烧渣易烧结，导致有价伴生金属（包括金、银、铜、锌）回收率低；
2、氧化铁精矿含砷高，品质较差，经济价值低，只能廉价销售作为配矿用；
3、生产成本高，选矿经济效益差；
4、适应性差，只能用于中细、细粒级含金硫精矿处理。
基于上述问题，本发明提出了一种高硅低砷复杂微细粒含金硫精矿综合回收方法，以克服目前存在的不足和问题，提升该工艺的适宜性，以提高难处理矿物中伴生有价金属的利用率，实现资源的高效综合利用，提升企业的经济效益和社会效益。
发明内容
针对上述问题，本发明提供一种高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿的综合回收方法。
具体技术方案是：一种高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿的综合回收方法，包括如下步骤：
（1）待处理物料高浓度预处理：将待处理物料输送至预处理反应器加水调浆均匀，使浆料浓度控制在50%～60%，添加过二硫酸钠或过二硫酸钾搅拌调浆20～25分钟；
（2）浮选脱硅砷（一级脱砷）：将步骤（1）的料浆输送至浮选系统后加水玻璃搅拌，使料浆稀释至20%～25%，再添加混合捕收剂，经过一次粗选、两次精选、三次扫选，获得浮选含金硫精矿和尾矿；
采用过二硫酸钾或过二硫酸钠进行预处理，并与浮选相联合脱硅砷（一级脱砷），把易烧结的二氧化硅、矿泥及绝大多数毒砂脱除去，提高硫精矿品位，同时，使砷以极稳定的毒砂形式存在，可以直接与原尾矿一起排放，降低尾矿排放带来的安全环保风险；
（3）含金硫精矿沸腾炉焙烧（二级脱砷）：将步骤（2）获得的含金硫精矿输送至沸腾炉进行焙烧，获得焙烧渣和SO2烟气（含微量As2O3，用于制硫酸）；
（4）焙烧渣超声漂洗降酸除杂（三级脱砷）：将步骤（3）获得的焙烧渣输送至搅拌槽进行调浆后，输送至装有超声系统的浸出槽进行漂洗，再经清水漂洗后获得漂洗烧渣和漂洗液；
（5）漂洗烧渣炭浸法提取金银：将步骤（4）获得的漂洗烧渣输送至炭浸法浸出系统，进行金银提取，获得优质铁精矿和载金银活性炭；
（6）漂洗液多金属回收：将步骤（4）获得的漂洗液作为漂洗水循环五次后，再输送至多金属回收系统，采用一种从含金硫精矿焙烧渣酸浸液中回收有价元素方法（公开号CN113088702A）中的步骤（1）～（4）进行回收处理，获得铜锌精矿或铜精矿、石膏、氢氧化铁废渣（含砷较低且化学性质稳定，达到国家排放标准）。
进一步，步骤（1）中过二硫酸钠或过二硫酸钾的添加量为1800～2500g/t。
进一步，步骤（2）中添加的混合捕收剂为丁基黄药和丁基铵黑药，且按照2:1～3:1的比例配制。
进一步，步骤（2）中不同浮选环节所添加的混合捕收剂量分别为：粗选用量为150～200g/t，扫选一用量为75～100g/t，扫选二用量为25～50g/t；水玻璃粗选用量为1500～2000g/t，精选用量为500g/t。
进一步，步骤（3）焙烧过程中空气体积与含金硫精矿的重量比控制为2.4：1。
进一步，步骤（3）中沸腾炉高温段控制在620～680℃，沸腾炉出口控制在500～520℃。
进一步，步骤（3）中所述沸腾炉的结构为沸腾床炉身从下至上呈三段扩展的大角锥型，可以降低沸腾层微细颗粒和风速度，同时分散增加风眼数量，使进风均匀分布。这样的机构使沸腾层炉温从下至上由620～680℃逐渐降至出口处的500～520℃，避免微细粒级烧结，大幅度提高烧渣空隙率及疏松度，利于下一步烧渣浸出率的提升。
进一步，步骤（4）中超声频率为80kHz、超声功率为500W，超声漂洗液固比为2:1～3:1，搅拌时间为20～30分钟。
进一步，步骤（5）金银提取过程中矿浆浓度控制在30%～35%，pH控制在10.5～11.5，采用氰化钠调节游离氰根浓度为0.5‰～1‰，活性炭为150g/l～200g/l，浸出吸附时间为30小时。
进一步，步骤（6）中所述的一种从含金硫精矿焙烧渣酸浸液中回收有价元素方法（公开号CN113088702A）中的步骤（1）～（4）具体如下：
（1）测定酸性废液铜、锌、铁、砷、硫酸根含量及酸度，取一定量待处理酸性废液，分析铜、锌、亚铁、总铁、亚砷、总砷、硫酸根等离子含量及酸度；
（2）硫酸根回收，将待处理酸性废液输送至搅拌桶A中，添加碳酸钙或石灰，制造石膏；在此过程中，碳酸钙或石灰用量按化学反应理论计算量加入，然后浓缩、过滤，获得石膏产 品及酸性液；
（3）铁砷预富集，将完成上述步骤（2）获得的酸性液输送至搅拌桶B中，添加氧化剂，其用量按与亚铁和亚砷反应的二氧化锰理论计算量，搅拌；然后添加氢氧化钠溶液，边加边搅拌，使浆液反应终了pH=2.7～3.7，进行2小时后，浓缩、过滤，获得含砷铁精矿与含铜锌滤液；
（4）铜锌有价金属回收，将完成上述步骤（3）获得的含铜锌滤液输送至搅拌桶C中，缓慢添加按理论计算量1 .1倍的铜锌沉淀剂，反应进行30分钟后，浓缩、过滤，获得铜锌精矿与含酸废液；其铜锌沉淀剂用量按化学反应理论计算量加入。
本发明的有益效果：
（1）本发明通过三级脱砷处理高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿，大幅提升了有价共生金属回收率，其中，金回收率达到85%，银回收率达到76%，铜回收率达到70%，锌回收率达到68%，硫回收率达到99%；优质铁精矿铁品位达到64%、含砷量降至0.08%，铁回收率达到97%左右，有效实现高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿的高效综合回收利用，而且该方法也能用于高硅、砷中细、细粒含金硫精矿及金精矿的综合回收处理。
其中：
一级脱砷：采用过二硫酸钾或钠预处理与浮选联合脱硅砷，把易烧结的二氧化硅、矿泥及绝大多数毒砂脱除，提高硫精矿品位，同时，使砷以极稳定的毒砂形式存在，可以直接与原尾矿一起排放，降低尾矿排放带来的安全环保风险；
二级脱砷：采用改进型沸腾炉进行含金硫精矿焙烧控制低温中氧脱硫砷，避免微细粒级烧结，大幅度提高烧渣空隙率及疏松度，为超声波烧渣漂洗环节铜、锌、砷浸出创造良好的条件。
三级脱砷：采用超声波强化焙烧渣漂洗降酸除杂，使杂质元素快速溶解，提高烧渣漂洗环节铜、锌、砷浸出率，且为后续获得优质铁精矿创造良好条件。
（2）该工艺方法流程简单、工艺指标稳定、生产成本低、适应性强，且含砷尾矿化学稳定性较好，达到了国家规定安全排放标准，具有良好的技术经济效益和社会效益，具有重要的工业推广应用价值。
附图说明
图1为本发明一种高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿的综合回收方法流程图。
实施方式
为了使本发明所解决的技术问题、技术方案更加清楚明白，以下结合实施例，对本发明进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用于解释本发明，并不用于限定本发明。
实施例
原料1#：一种高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿，主要元素及含量分别为：Au 3.05g/t、Ag 23.56g/t、S 44.85%、Fe 40.12%、Cu 0.16%、Zn 0.15%、SiO2 9.78%、As 0.58%，主要回收的元素有Au、Ag、S、Fe、Cu、Zn。硫化矿物主要是黄铁矿，还有极少量的毒砂、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿；脉石矿物主要是石英、长石类和方解石。
如图1所示，采用本发明对该高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿进行回收，具体步骤如下：
（1）待处理物料高浓度预处理：将待处理物料输送至预处理反应器加水调浆均匀，使浆料浓度控制在50%～60%，添加1800g/t的过二硫酸钠或过二硫酸钾搅拌调浆20分钟。
（2）浮选脱硅砷（一级脱砷）：将步骤（1）的料浆输送至浮选系统后加水玻璃搅拌，使料浆稀释至20%～25%，再添加混合捕收剂（丁基黄药：丁基铵黑药2:1），经过一次粗选、两次精选、三次扫选，获得浮选含金硫精矿和尾矿。其中，不同浮选环节所添加的混合捕收剂量分别为：粗选用量为150g/t，扫选一用量为75g/t，扫选二用量为25g/t；水玻璃粗选用量为1500g/t，精选用量为500g/t。
（3）含金硫精矿沸腾炉焙烧（二级脱砷）：将步骤（2）获得的含金硫精矿输送至沸腾炉进行焙烧，沸腾炉高温段控制在620～680℃左右、出口控制在500～520℃左右，且空气体积与含金硫精矿的重量比控制为2.4：1，使微细粒能在沸腾层充分反应，最后获得焙烧渣和SO2烟气（含微量As2O3，用于制硫酸）。
（4）焙烧渣超声漂洗降酸除杂（三级脱砷）：将步骤（3）获得的焙烧渣输送至搅拌槽（搅拌时间为20分钟）进行调浆后，输送至装有超声系统（超声频率为80kHz，超声功率为500W）的浸出槽进行漂洗，重复漂洗两次（一次超声漂洗，一次清水漂洗），再经清水漂洗后获得漂洗烧渣和漂洗液。
（5）漂洗烧渣炭浸法提取金银：将步骤（4）获得的漂洗烧渣输送至炭浸法浸出系统，进行金银提取，获得优质铁精矿和载金银活性炭；在此过程中，矿浆浓度控制在30%～35%，采用石灰调碱，pH控制在10.5～11.5；采用氰化钠调节游离氰根浓度为0.5‰～1‰，活性炭为150g/l～200g/l，浸出吸附时间为30小时。
（6）漂洗液多金属回收：将步骤（4）获得的漂洗液作为漂洗水循环五次后，再输送至多金属回收系统，采用一种从含金硫精矿焙烧渣酸浸液中回收有价元素方法（公开号CN113088702A）中的步骤（1）～（4）进行回收处理，获得铜锌精矿或铜精矿、石膏、氢氧化铁废渣（含砷较低且化学性质稳定，达到国家排放标准）。
采用该方法实施后，获得的试验结果为：金回收率为85.87%，银回收率为76.52%，铜回收率为68.95%，锌回收率为70.17%，硫回收率为99.5%；优质铁精矿铁品位为64.43%、含砷0.081%，铁回收率为97.47%。
实施例
原料2#：一种高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿，主要元素及含量分别为：Au3.69g/t、Ag29.92g/t、S43.65%、Fe39、46%、Cu0.18%、Zn0.17%、SiO210.59%、As0.79%，主要回收的元素有Au、Ag、S、Fe、Cu、Zn。硫化矿物主要是黄铁矿，还有极少量的毒砂、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿；脉石矿物主要是石英、长石类和方解石。
如图1所示，采用本发明对该高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿进行回收，具体步骤如下：
（1）待处理物料高浓度预处理：将待处理物料输送至预处理反应器加水调浆均匀，使浆料浓度控制在50%～60%，添加2000g/t的过二硫酸钠或过二硫酸钾搅拌调浆20分钟。
（2）浮选脱硅砷（一级脱砷）：将步骤（1）的料浆输送至浮选系统后加水玻璃搅拌，使料浆稀释至20%～25%，再添加混合捕收剂（丁基黄药：丁基铵黑药2:1），经过一次粗选、两次精选、三次扫选，获得浮选含金硫精矿和尾矿。其中，不同浮选环节所添加的混合捕收剂量分别为：粗选用量为165g/t，扫选一用量为80g/t，扫选二用量为30g/t；水玻璃粗选用量为1650g/t，精选用量为500g/t。
（3）含金硫精矿沸腾炉焙烧（二级脱砷）：将步骤（2）获得的含金硫精矿输送至沸腾炉进行焙烧，沸腾炉高温段控制在620～680℃左右、出口控制在500～520℃左右，且空气体积与含金硫精矿的重量比控制为2.4：1，使微细粒能在沸腾层充分反应，最后获得焙烧渣和SO2烟气（含微量As2O3，用于制硫酸）。
（4）焙烧渣超声漂洗降酸除杂（三级脱砷）：将步骤（3）获得的焙烧渣输送至搅拌槽（搅拌时间为20分钟）进行调浆后，输送至装有超声系统（超声频率为80kHz，超声功率为500W）的浸出槽进行漂洗，重复漂洗两次（一次超声漂洗，一次清水漂洗），再经清水漂洗后获得漂洗烧渣和漂洗液。
（5）漂洗烧渣炭浸法提取金银：将步骤（4）获得的漂洗烧渣输送至炭浸法浸出系统，进行金银提取，获得优质铁精矿和载金银活性炭；在此过程中，矿浆浓度控制在30%～35%，采用石灰调碱，pH控制在10.5～11.5；采用氰化钠调节游离氰根浓度为0.5‰～1‰，活性炭为150g/l～200g/l，浸出吸附时间为30小时。
（6）漂洗液多金属回收：将步骤（4）获得的漂洗液作为漂洗水循环五次后，再输送至多金属回收系统，采用一种从含金硫精矿焙烧渣酸浸液中回收有价元素方法（公开号CN113088702A）中的步骤（1）～（4）进行回收处理，获得铜锌精矿或铜精矿、石膏、氢氧化铁废渣（含砷较低且化学性质稳定，达到国家排放标准）。
采用该方法实施后，获得的试验结果为：金回收率为85.43%，银回收率为77.39%，铜回收率为67.88%，锌回收率为69.68%，硫回收率为99.5%；优质铁精矿铁品位为64.57%、含砷0.085%，铁回收率为97.10%。
实施例
原料3#：一种高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿，主要元素及含量分别为：Au4.25g/t、Ag26.82g/t、S45.26%、Fe42.51%、Cu0.14%、Zn0.12%、SiO28.37%、As1.15%，主要回收的元素有Au、Ag、S、Fe、Cu、Zn。硫化矿物主要是黄铁矿，还有极少量的毒砂、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿；脉石矿物主要是石英、长石类和方解石。
如图1所示，采用本发明对该高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿进行回收，具体步骤如下：
（1）待处理物料高浓度预处理：将待处理物料输送至预处理反应器加水调浆均匀，使浆料浓度控制在50%～60%，添加2200g/t的过二硫酸钠或过二硫酸钾搅拌调浆25分钟。
（2）浮选脱硅砷（一级脱砷）：将步骤（1）的料浆输送至浮选系统后加水玻璃搅拌，使料浆稀释至20%～25%，再添加混合捕收剂（丁基黄药：丁基铵黑药2.5:1），经过一次粗选、两次精选、三次扫选，获得浮选含金硫精矿和尾矿。其中，不同浮选环节所添加的混合捕收剂量分别为：粗选用量为180g/t，扫选一用量为90g/t，扫选二用量为40g/t；水玻璃粗选用量为1800g/t，精选用量为500g/t。
（3）含金硫精矿沸腾炉焙烧（二级脱砷）：将步骤（2）获得的含金硫精矿输送至沸腾炉进行焙烧，沸腾炉高温段控制在620～680℃左右、出口控制在500～520℃左右，且空气体积与含金硫精矿的重量比控制为2.4：1，使微细粒能在沸腾层充分反应，最后获得焙烧渣和SO2烟气（含微量As2O3，用于制硫酸）。
（4）焙烧渣超声漂洗降酸除杂（三级脱砷）：将步骤（3）获得的焙烧渣输送至搅拌槽（搅拌时间为20分钟）进行调浆后，输送至装有超声系统（超声频率为80kHz，超声功率为500W）的浸出槽进行漂洗，重复漂洗两次（一次超声漂洗，一次清水漂洗），再经清水漂洗后获得漂洗烧渣和漂洗液。
（5）漂洗烧渣炭浸法提取金银：将步骤（4）获得的漂洗烧渣输送至炭浸法浸出系统，进行金银提取，获得优质铁精矿和载金银活性炭；在此过程中，矿浆浓度控制在30%～35%，采用石灰调碱，pH控制在10.5～11.5；采用氰化钠调节游离氰根浓度为0.5‰～1‰，活性炭为150g/l～200g/l，浸出吸附时间为30小时。
（6）漂洗液多金属回收：将步骤（4）获得的漂洗液作为漂洗水循环五次后，再输送至多金属回收系统，采用一种从含金硫精矿焙烧渣酸浸液中回收有价元素方法（公开号CN113088702A）中的步骤（1）～（4）进行回收处理，获得铜锌精矿或铜精矿、石膏、氢氧化铁废渣（含砷较低且化学性质稳定，达到国家排放标准）。
采用该方法实施后，获得的试验结果为：金回收率为86.34%，银回收率为78.87%，铜回收率为66.93%，锌回收率为69.28%，硫回收率为99.5%；优质铁精矿铁品位为64.64%、含砷0.093%，铁回收率为97.99%。
实施例
原料4#：一种高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿，主要元素及含量分别为：Au2.86g/t、Ag31.57g/t、S43.77%、Fe40.44%、Cu0.18%、Zn0.096%、SiO29.21%、As0.45%，主要回收的元素有Au、Ag、S、Fe、Cu、Zn。硫化矿物主要是黄铁矿，还有极少量的毒砂、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿；脉石矿物主要是石英、长石类和方解石。
如图1所示，采用本发明对该高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿进行回收，具体步骤如下：
（1）待处理物料高浓度预处理：将待处理物料输送至预处理反应器加水调浆均匀，使浆料浓度控制在50%～60%，添加2500g/t的过二硫酸钠或过二硫酸钾搅拌调浆25分钟。
（2）浮选脱硅砷（一级脱砷）：将步骤（1）的料浆输送至浮选系统后加水玻璃搅拌，使料浆稀释至20%～25%，再添加混合捕收剂（丁基黄药：丁基铵黑药3:1），经过一次粗选、两次精选、三次扫选，获得浮选含金硫精矿和尾矿。其中，不同浮选环节所添加的混合捕收剂量分别为：粗选用量为200g/t，扫选一用量为100g/t，扫选二用量为50g/t；水玻璃粗选用量为2000g/t，精选用量为500g/t。
（3）含金硫精矿沸腾炉焙烧（二级脱砷）：将步骤（2）获得的含金硫精矿输送至沸腾炉进行焙烧，沸腾炉高温段控制在620～680℃左右、出口控制在500～520℃左右，且空气体积与含金硫精矿的重量比控制为2.4：1，使微细粒能在沸腾层充分反应，最后获得焙烧渣和SO2烟气（含微量As2O3，用于制硫酸）。
（4）焙烧渣超声漂洗降酸除杂（三级脱砷）：将步骤（3）获得的焙烧渣输送至搅拌槽（搅拌时间为20分钟）进行调浆后，输送至装有超声系统（超声频率为80kHz，超声功率为500W）的浸出槽进行漂洗，重复漂洗两次（一次超声漂洗，一次清水漂洗），再经清水漂洗后获得漂洗烧渣和漂洗液。
（5）漂洗烧渣炭浸法提取金银：将步骤（4）获得的漂洗烧渣输送至炭浸法浸出系统，进行金银提取，获得优质铁精矿和载金银活性炭；在此过程中，矿浆浓度控制在30%～35%，采用石灰调碱，pH控制在10.5～11.5；采用氰化钠调节游离氰根浓度为0.5‰～1‰，活性炭为150g/l～200g/l，浸出吸附时间为30小时。
（6）漂洗液多金属回收：将步骤（4）获得的漂洗液作为漂洗水循环五次后，再输送至多金属回收系统，采用一种从含金硫精矿焙烧渣酸浸液中回收有价元素方法（公开号CN113088702A）中的步骤（1）～（4）进行回收处理，获得铜锌精矿或铜精矿、石膏、氢氧化铁废渣（含砷较低且化学性质稳定，达到国家排放标准）。
采用该方法实施后，获得的试验结果为：金回收率为84.66%，银回收率为75.79%，铜回收率为69.18%，锌回收率为66.07%，硫回收率为99.5%；优质铁精矿铁品位为64.64%、含砷0.086%，铁回收率为97.11%。
综上所述，采用该方法来处理此类型高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿，各有价金属的回收率分别为：金回收率为85%，银回收率为76%，铜回收率为70%，锌回收率为68%，硫回收率为99%；优质铁精矿铁品位为64%、含砷0.08%，铁回收率为97%左右。因此，采用该工艺方法回收处理污染少、环保、适应性强，能实现高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿的高效综合利用。也可以用于高硅、砷中细、细粒含金硫精矿及金精矿的综合回收处理。其工艺流程简单、工艺指标稳定，生产成本降低，具有良好的技术经济效益和社会效益，且含砷尾矿化学稳定性较好，达到国家规定安全排放标准，具有重要的工业推广应用价值。
以上通过具体的和优选的实施例详细的描述了本发明，但本领域技术人员应该明白，本发明并不局限于以上所述实施例，凡在本发明的精神和原则之内，所做的任何修改、等同替换等，均应包含在本发明的保护范围之内。
Claims (9)
1.一种高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿的综合回收方法，其特征在于，包括如下步骤：
（1）待处理物料高浓度预处理：将待处理物料输送至预处理反应器加水调浆均匀，使浆料浓度控制在50%～60%，添加过二硫酸钠或过二硫酸钾搅拌调浆20～25分钟；
（2）浮选脱硅砷：将步骤（1）的料浆输送至浮选系统后加水玻璃搅拌，使料浆稀释至20%～25%，再添加混合捕收剂，经过一次粗选、两次精选、三次扫选，获得浮选含金硫精矿和尾矿；
（3）含金硫精矿沸腾炉焙烧：将步骤（2）获得的含金硫精矿输送至沸腾炉进行焙烧，获得焙烧渣和SO2烟气；
（4）焙烧渣超声漂洗降酸除杂：将步骤（3）获得的焙烧渣输送至搅拌槽进行调浆后，输送至装有超声系统的浸出槽进行漂洗，再经清水漂洗后获得漂洗烧渣和漂洗液；
（5）漂洗烧渣炭浸法提取金银：将步骤（4）获得的漂洗烧渣输送至炭浸法浸出系统，进行金银提取，获得优质铁精矿和载金银活性炭；
（6）漂洗液多金属回收：将步骤（4）获得的漂洗液作为漂洗水循环五次后，再输送至多金属回收系统，采用一种从含金硫精矿焙烧渣酸浸液中回收有价元素方法进行回收处理，获得铜锌精矿或铜精矿、石膏、氢氧化铁废渣。
2.根据权利要求1所述的一种高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿的综合回收方法，其特征在于，步骤（1）中过二硫酸钠或过二硫酸钾的添加量为1800～2500g/t。
3.根据权利要求1所述的一种高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿的综合回收方法，其特征在于，步骤（2）中添加的混合捕收剂为丁基黄药和丁基铵黑药，且按照2:1～3:1的比例配制。
4.根据权利要求1所述的一种高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿的综合回收方法，其特征在于，步骤（2）中不同浮选环节所添加的混合捕收剂量分别为：粗选用量为150～200g/t，扫选一用量为75～100g/t，扫选二用量为25～50g/t；水玻璃粗选用量为1500～2000g/t，精选用量为500g/t。
5.根据权利要求1所述的一种高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿的综合回收方法，其特征在于，步骤（3）焙烧过程中空气体积与含金硫精矿的重量比控制为2.4：1。
6.根据权利要求1所述的一种高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿的综合回收方法，其特征在于，步骤（3）中沸腾炉高温段控制在620～680℃，沸腾炉出口控制在500～520℃。
7.根据权利要求1所述的一种高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿的综合回收方法，其特征在于，步骤（3）中所述沸腾炉的结构为沸腾床炉身从下至上呈三段扩展的大角锥型。
8.根据权利要求1所述的一种高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿的综合回收方法，其特征在于，步骤（4）中超声频率为80kHz、超声功率为500W，超声漂洗液固比为2:1～3:1，搅拌时间为20～30分钟。
9.根据权利要求1所述的一种高硅、砷复杂微细粒含金硫精矿的综合回收方法，其特征在于，步骤（5）金银提取过程中矿浆浓度控制在30%～35%，pH控制在10.5～11.5，采用氰化钠调节游离氰根浓度为0.5‰～1‰，活性炭为150g/l～200g/l，浸出吸附时间为30小时。
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