专利名称：一种黄铁矿包裹型金矿富集金的方法
技术领域：
本发明涉及金属的生产方法，并涉及对原料的预处理以及焙烧工艺过程。
背景技术：
黄铁矿包裹型金矿(包括金具有回收价值的含金硫精矿)属难处理金矿，其中，铁 矿物主要为黄铁矿(FeS2)和砷黄铁矿(毒砂，FeAsS2),金的赋存状态主要有两种一是以 微细粒形式被黄铁矿、砷黄铁矿等矿物包裹，这是金矿物最主要的嵌布形式，其粒度从亚微 米至数十微米不等；第二种是金矿物沿黄铁矿、砷黄铁矿的微细裂隙和晶粒间隙分布，这也 是金矿物的主要嵌布形式，这种金矿物粒度也在亚微米至数十微米之间。金的这两种赋存 状态的共同特征为其以显微金形态被紧密包裹。当采用氰化等湿法冶金方法从黄铁矿包裹型金矿中提取金时，由于浸出剂难以输 运至金矿物颗粒表面与其接触发生发应，导致金的浸出率非常低，不能实现金的经济、高效 提取。因此，为了从黄铁矿包裹型金矿中提取金，首先必须采用化学方法，使黄铁矿和砷黄 铁矿分解，转化为疏松多孔的铁氧化物或氢氧化物，再用氰化等湿法冶金方法提金。分解黄 铁矿和砷黄铁矿的过程，一般称之为黄铁矿包裹型金矿的预处理。黄铁矿包裹型金矿的预处理方法，主要有以下几种一种为焙烧，采用沸腾焙烧 炉、床式炉或回转窑等设备，在控制气氛、温度和时间的条件下，通过一段或两段焙烧，使矿 石中的硫、砷得到脱除，产出高砷烟尘和SO2烟气，分别回收处理。高砷烟尘一般进一步加 工为白砷产品；对含硫高的黄铁矿包裹型金矿，SO2烟气可用于制酸；而对低硫黄铁矿包裹 型金矿，由于烟气SO2浓度较低，则要采用吸收法处理，生产成本较高。在焙烧中，黄铁矿和 砷黄铁矿主要转化为赤铁矿，其量占95% 98%。也有少量以磁铁矿、硅酸铁、硫化铁、硫 酸铁等形态存在。焙烧预处理工艺能实现硫、砷、金等资源的综合利用，但由于焙烧中易形 成金的二次包裹，很多情况下，金的氰化率偏低，此外，氰化尾渣目前未利用，堆存造成土地 资源浪费和环境污染。第二种预处理工艺为湿法化学氧化法，可进一步分为加压氧化、细菌氧化和化学氧化等。加压氧化浸出法是一种深度氧化法。早在1950年代中期，加拿大化建公司就曾在 温度232 °C、氧压2250kPa条件下，浸出含金59g/t、含砷16. 7 %的矿石，使金浸出率由80 % 提高到97%，氰化物单耗减少75% 95%。美国霍姆斯特公司在加利福利亚的麦克劳林精 矿，先经加压氧化法预处理，然后采用氰化和碳浆法提金。该金矿于1985年投产，日处理原 矿2700t，年产金16万盎司。我国中科院过程所对四川省东北寨金矿采用加压氧化碱浸预 处理，金浸出率由35%提高至85%。广东有色金属研究院对广东莲花山花山钨矿砷钴尾矿 (含As 20. 20%,Co 0. 96%,Au 6g/t)，采用加压氧化处理，金浸出率可达81. 7%。加压氧 化法的一种改进，为在浸出液中加入硝酸(或硝酸盐、亚硝酸盐等)，利用NOx在气液相间传 递氧气的作用，提高氧化反应速率，使得高压氧浸过程可在较低的温度与压力下进行。高压 氧浸预处理技术成熟，效果好，浸出中砷转化为稳定的砷酸铁沉淀，硫转化为硫酸根，消除了砷、硫对环境的污染，但设备要求高、投资大，不能综合利用含金黄铁矿精矿中的铁、硫资 源，是其不足。细菌氧化浸出法是用氧化亚铁硫杆菌氧化黄铁矿、砷黄铁矿，将其转化为硫酸、硫 酸盐和砷酸盐，然后用常规氰化法浸出金。前苏联在I960年代即开展了该技术的研究， 1986年南非!^aivrew矿建立了 10t/d的浮选金精矿细菌氧化预处理厂，此后，在津巴布韦、 美国、澳大利亚、加拿大等国，也建立了类似的半工业试验厂。我国科学院过程所等单位，也 针对广西、新疆、江西、河北等地高砷金矿的处理，开展了试验研究工作，取得较好效果。细 菌浸出法成本低，但反应速度慢、耗时长，浸出中砷不能转化为稳定的砷酸铁，其行为及对 环境的潜在影响，尚待进一步研究。此外，细菌浸出也不能实现对矿石中铁、硫资源的综合 利用。化学氧化是采用双氧水、硝酸等强氧化剂，实现含砷黄铁矿精矿的氧化，从而提高 金氰化率的一类技术，由于氧化剂消耗量大，成本高，未能广泛推广应用。湿法氧化工艺虽然可实现高的金回收率，但硫、砷及铁资源均未利用，渣的堆存量 及废水排放量大，造成资源浪费和环境污染。
发明内容
本发明的目的是，针对黄铁矿包裹型金矿(包括金具有回收价值的含金硫精矿) 现行处理工艺存在的资源未能充分利用、渣量大且稳定性差、废水排放量大、金回收率偏低 等不足，提出一种以黄铁矿包裹型金矿为原料富集金，以利于回收的方法。其方案为首先采用焙烧对黄铁矿包裹型金矿进行预处理，脱除其中的硫和砷回收 利用；再以产出的焙烧矿为原料，加入焦炭或焦粉，配入石灰、石英砂等熔剂，进行还原熔 炼，熔炼中铁还原为生铁，金富集于生铁中；然后，对富金生铁采用电解工艺进行处理，使金 进一步富集于阳极泥中，而铁在阴极析出为电解纯铁产品。还原熔炼温度为1450 1600°C，焦炭的配比，按不低于50%的铁被还原为金属铁 的量加入，石灰、石英砂的配入量按渣型加入，配比为，焙烧矿焦炭石灰石英砂的质 量比=10 2 5 4 0 0 3;将富金生铁铸造成阳极块，在带隔膜电解槽中进行 电解，电解质体系为FeCl2与NH4Cl水溶液，FeCl2浓度在50 200g/L，NH4Cl浓度在50 200g/L,电流密度控制在50 400A/m2，电解液温度控制在20 60°C ；或电解质体系为 FeSO4 与(NH4) 2S04 水溶液，FeSO4 浓度为 20 250g/L, (NH4)2SO4 浓度在 50 200g/L,电流 密度控制在50 500A/m2，电解液温度控制在20 70°C。本发明方法的优点是，资源综合回收利用率高，无污染，金回收率高，熔炼渣稳定 性高，可长期安全堆存，也可作为水泥等建材原料利用。
附图1为本发明的原则流程图。
具体实施例方式以下对所发明的技术方案详细描述。如图1所示，本发明涉及的矿石原料为黄铁矿包裹型金矿(包括金具有回收价值的含金硫精矿)，其特征为金呈显微金形态被黄铁矿、砷黄铁矿所包裹；该原料含金波动在 2 200g/t，含硫20 50%，含铁20 45 %，通常含有砷，其量波动在1 25% ；原料一 般系原矿开采后，采用浮选法分离富集得到，因此其粒度在325目左右，可直接加入焙烧炉 进行焙烧预处理。焙烧预处理的作用为脱除黄铁矿包裹型金矿中的硫、砷，产出含金烧渣 (焙烧矿)用于还原熔炼。焙烧可采用沸腾焙烧炉(包括循环焙烧炉)、床式炉、回转窑等 设备。焙烧温度为500 800°C，一般在750°C，焙烧时间为1 4h，一般为池左右，根据矿 石原料特点，可采用一段或两段焙烧。焙烧中脱除的硫和砷从烟气中回收，可分别生产硫酸 和白砷产品。产出的焙烧矿，含铁在20 55%，主要为赤铁矿，也有少量磁铁矿、硅酸铁、 硫化铁和硫酸铁存在；含硫在0. 1 2%，含砷在0. 1 2%，还含有铜、铅、锌等杂质元素及 Si02、Al203、Ca0、Mg0等脉石成分；焙烧矿含金在2 250g/t。焙烧中，应控制条件，尽可能 使硫和砷完全脱除。以下所列为一种黄铁矿包裹型金矿焙烧矿的化学成分Fe 60. 22%, Pb 0. 78%, Zn 0. 77%, S 0. 25%, As 0. 063%, Cu 0. 061%, P 0. 029%, SiO2 9. 38%, Al2O3 1. 33%, MgO 0. 094%, CaO 1. 14，Au8. 28g/t。焙烧矿与焦炭、石灰和石英砂按配比加入熔炼炉内进行还原熔炼，熔炼炉可采用 炼铁高炉、交流或直流电弧炉、及各类熔池熔炼炉，以交流或直流电弧炉较为适宜。若采用 高炉，则首先应对焙烧矿进行烧结或球团，并使用块状焦炭。由于当铁的还原率达50%时， 金的富集率可达85%以上，所以配料中，焦炭的配入量，使铁的还原率不低于50%即可；石 灰、石英砂的量应保证炉渣组成符合熔炼要求，即焙烧矿焦炭石灰石英砂的质量比 =10 2 5 4 0 0 3;为提高金的回收率，特别是当金的含量高时，铁的还原率最 好为75%及其以上，以使金的富集率达90%以上，其焙烧矿焦炭的质量比=10 1.5 5 ；熔炼温度控制在1400 1600°C，以1500 1550°C较好。通过熔炼，可使90 98%的金 富集于生铁中，金在生铁中的富集倍率，取决于焙烧矿铁含量的高低及熔炼中铁的还原率， 对含铁60%左右的焙烧矿，还原率达75%以上，金在生铁中富集1倍左右，所得生铁主要成 分一例为:Fe 97. 27%, C 1. 38%, Si 0. 29，S 0. 4，P 0. 052，Au 16g/t。还原熔炼得到的富金生铁，铸造成阳极块，在带隔膜电解槽中，进行电解。电解 质体系可选用，FeCl2与NH4Cl水溶液，FeCl2浓度在50 200g/L，以80 100g/L较为适 宜，NH4Cl浓度在50 200g/L，以80 100g/L较为适宜，电流密度控制在50 400A/m2， 以200 250A/m2较佳，电解液温度控制在20 60°C，以40 50°C较好。或选用FeSO4 加(NH4)2SO4水溶液，其中，FeSO4浓度为20 250g/L,较佳浓度控制在100 150g/L, (NH4)2SO4浓度在50 200g/L,较佳浓度在80 100g/L,电流密度控制在50 500A/m2， 以220 270A/m2较佳，电解液温度20 70°C，以40 55°C为好。在上述两种电解液体系 中，以FeSO4加(NH4)2SO4水溶液体系对设备材质要求较低，电解纯铁质量较高。电解时，阳 极套入隔膜袋中，同名极距控制在IOOmrn左右。电解液循环速度根据电解槽容积确定，控制 为1 2槽/h。电解纯铁具有良好的金属光泽，有一定的脆性，非金属杂质P为0. 005 %， Si为0.008%，C微量，S微量。其他杂质符合国家标准规定。其典型成分一例为 大于 99. 95%, Zn 0. 010%，As 小于 0. 001 %，Mn 0. 029%, Pb 0. 0040%，酸不溶物小于 0. 01 %。 阳极泥率为25%左右，阳极泥含铁45%，金富集于阳极泥中，在富铁生铁含金16g/t的条件 下，阳极泥含金在64g/t左右。以下为本发明的实例。
实例1 焙烧矿成分为 Fe 60. 22 %，Pb 0. 78 %, Zn 0. 77 %, S 0.25%, As0.063%, Cu 0. 061%, P 0. 029%, SiO2 9. 38%, Al2O3 1. 33%, MgO 0. 094%, CaO 1. 14，Au 8. 28g/t0采用直流电弧炉熔炼，在焙烧矿焦炭石灰质量比为10 3 1的条件下， 于1500°C下熔炼，铁还原率达98%，金99%富集于生铁中，富金生铁成分为Fe 97. 27%,C1.38%, Si 0. 29%, S 0. 40%, P 0. 052%, Au 13. 74g/t。将富金生铁铸造成阳极，在硫酸 亚铁-硫酸铵为主的电解液体系中，在I^+SOg/L，(NH4)2SO4 80g/L, pH = 3. 5 4. 5，电解 液温度为50 60°C，220 275A/m2的电流密度和1. 0 1. 2V的槽电压，同极中心距定为 110mm，采用隔膜电解时，电解稳定进行，产出含铁大于99.5%、杂质在允许范围内的纯铁， 电解平均电流效率大于95%，阴极直流电耗为llOOkwh/t Fe，金富集于阳极泥中，其含金达53.95g/t。实例2 焙烧矿成分为 Fe 60. 22 %，Pb 0. 78 %, Zn 0. 77 %, S 0.25%, As 0. 063%, Cu 0. 061%, P 0. 029%, SiO2 9. 38%, Al2O3 1. 33%, MgO 0. 094%, CaO 1. 14，Au 8. 28g/t0采用直流电弧炉熔炼，在焙烧矿焦炭石灰质量比为10 2 3的条件下， 于1550°C下熔炼，铁还原率达95%，金98%富集于生铁中，富金生铁成分为Fe 94. 88%, C 0. 44%, Si 2. 52%, S 0. 56%, P 0. 056%, Au 13. 73g/t。将富金生铁铸造成阳极，在硫 酸亚铁-硫酸铵为主的电解液体系中，在i^+lOOg/L，(NH4) 2S04100g/L，pH = 3· 5 4· 5，电 解液温度为50 60°C，220 275A/m2的电流密度和1. 0 1. 2V的槽电压，同极中心距定 为120mm，采用隔膜电解时，电解稳定进行，产出含铁> 99. 5%、杂质在允许范围内的纯铁， 电解平均电流效率大于95%，阴极直流电耗为llOOkwh/tFe，金富集于阳极泥中，其含金达54.92g/t。实例3:焙烧矿成分为 Fe 61. 22%, Pb 0. 61%, Zn 0. 32%, S 0. 23%, As 0. 17%, Cu 0. 035%, P 0. 04%, SiO2 8. 15%, Al2O3 1. 36%, MgO 0. 075%, CaO 0. 73%, Au 30. 30g/ t。采用直流电弧炉熔炼，在焙烧矿焦炭石灰质量比为10 4 1的条件下，于1500°C 下熔炼，铁还原率达99%，金99%富集于生铁中，富金生铁成分为Fe 97. 32%, C 1.44%, Si 0. 52%, S 0. 52%, P 0. 053%, Au 49. 16g/t。将富金生铁铸造成阳极，在硫酸亚铁-硫 酸铵为主的电解液体系中，在i^+lOOg/L，(NH4) 2S04100g/L,pH = 3. 5 4. 5，电解液温度为 50 60°C，220 275A/m2的电流密度和1. 0 1. 2V的槽电压，同极中心距定为11_，采用 隔膜电解时，电解稳定进行，产出含铁大于99. 5%、杂质在允许范围内的纯铁，电解平均电 流效率大于96%，阴极直流电耗为llOOkwh/tFe，金富集于阳极泥中，其含金达196. 63g/t。实例4:焙烧矿成分为 Fe 61. 22%, Pb 0. 61%, Zn 0. 32%, S 0. 23%, As 0. 17%, Cu 0. 035%, P 0. 04%, SiO2 8. 15%, Al2O3 1. 36%, MgO 0. 075%, CaO 0. 73%, Au 30. 30g/ t。采用直流电弧炉熔炼，在焙烧矿焦炭石英砂石灰质量比为15 3 2 1的条 件下，于1550°C下熔炼，铁还原率达98. 5%，金99. 2%富集于生铁中，富金生铁成分为Je 97. 5%, C 1. 32%, Si 0. 43%, S 0. 51%, P 0. 043%, Au 51. 16g/t。将富金生铁铸造成阳 极，在硫酸亚铁-硫酸铵为主的电解液体系中，在i^+lSOg/L，(NH4) 2S04 80g/L, pH = 3. 5 4. 5，电解液温度为50 60°C，220 275A/m2的电流密度和1. 0 1. 2V的槽电压，同极中 心距定为120mm，采用隔膜电解时，电解稳定进行，产出含铁大于99.6%、杂质在允许范围 内的纯铁，电解平均电流效率大于95. 2%，阴极直流电耗为llOOkwh/tFe，金富集于阳极泥 中，其含金达198. 52g/t。
权利要求
1.一种黄铁矿包裹型金矿富集金的方法，其特征在于，焙烧矿与焦炭、石灰或/和石英 砂按配料比配料，于1450 1600°C下还原熔炼产出生铁，金富集于生铁中，焦炭的配比，按 不低于50%的铁被还原为金属铁的量加入，石灰或/和石英砂的配比按渣型加入；将富金 生铁铸造成阳极块，在带隔膜电解槽中进行电解，金富集于阳极泥中，电解质体系为FeCl2 与NH4Cl水溶液，FeCl2浓度在50 200g/L，NH4Cl浓度在50 200g/L，电流密度为50 400A/m2，电解液温度为20 60°C ；或电解质体系为FeSO4与(NH4)2SO4水溶液，FeSO4浓度 为20 250g/L，(NH4)2SO4浓度在50 200g/L，电流密度为50 500A/m2，电解液温度为 20 70 。
2.根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述配料比为，焙烧矿焦炭石灰石 英砂的质量比=10 2 5 4 0 0 3。
3.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，所述焦炭的配料比，按不低于75%的 铁被还原为金属铁的量加入，其焙烧矿焦炭的质量比=10 1. 5 5。
4.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，所述焙烧矿系以黄铁矿包裹型金矿， 包括金具有回收价值的含金硫精矿为原料，通过一段或两段焙烧得到，焙烧温度为500 800°C，焙烧时间为1 4h。
5.根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，所述还原熔炼采用高炉、交流或直流 电弧炉、各类熔池熔炼炉进行。
全文摘要
一种黄铁矿包裹型金矿富集金的方法，以黄铁矿包裹型金矿(包括金具有回收价值的含金硫精矿)焙烧产出的焙烧矿为原料，按配比配入焦炭、石灰和石英等，加入熔炼炉内于1450～1600℃下还原熔炼，产出富金生铁。再将富金生铁铸成阳极板，采用隔膜电解技术，于硫酸亚铁或硫酸铵水溶液电解体系中电解，产出电解纯铁和富金阳极泥。这一方法资源利用率高，环境友好。
文档编号C22B11/00GK102051491SQ20101055087
公开日2011年5月11日 申请日期2010年11月19日 优先权日2010年11月19日
发明者何从行, 刘志宏, 刘智勇, 朱德庆, 李启厚, 马小波 申请人:中南大学, 湖南有色金属控股集团有限公司