一种难浸金矿提金的工艺方法

专利名称：一种难浸金矿提金的工艺方法
技术领域：
本发明涉及金矿的提取工艺，特别提供了一种难浸金矿提金的工艺方法。
背景技术：
难浸金矿石的储量占世界金矿总储量的60%，随着世界上易浸金矿资源的日渐枯竭，金的提取已逐步转向难浸金矿。这类金矿主要是因为炭硫砷等有害元素的存在，影响金的浸出，特别是有机炭的存在，至今还没有一种行之有效的方法用以提高这类金矿金的回收率。传统焙烧氧化法是比较成熟的难处理金矿预处理方法，它能解离黄铁矿、毒砂等硫化物中的包裹金，并可综合回收其中的硫和砷。但其缺点是焙烧过程不易控制，不是“欠烧”就是“过烧”，很难确保产出适合于氰化浸金的优质焙砂。特别是对于含碳高的物料，焙砂过程中难以完全烧掉全部的碳，可能使焙砂中的余碳比未焙烧前更具活性，吸金(劫金) 能力更强，使焙烧后的金浸出率可能更低。对于含砷高的含金物料，焙烧中若不加入还原剂 (如煤炭)，金随砷一起挥发的损失很大；若加入适量的还原剂，又将影响后继的氰化浸出。 所以，传统焙烧氧化法处理难处理金矿有很大欠缺。热压氧化工艺也是难处理金矿预处理方法之一，其分为酸性热压氧化法和碱性热压氧化法两种。碱性热压氧化法由于仅适用于碳酸盐含量高、硫化物含量低的难处理金矿石，因而相比较而言，酸性热压氧化工艺的应用较为广泛。酸性热压氧化法的优点在于硫铁矿和毒砂的氧化产物都是可溶的，因此，无论金颗粒多细都会被解离，因而金的浸出回收率较高，许多难处理金精矿经加压预处理后，金的浸出率有的高达98%以上。同时该工艺可以直接处理原矿，这对于不易于浮选富集的金矿石而言更加有效。但该工艺的缺点是设备的设计和材质要求很高，由于高温高压操作及设备的防腐问题会带来很高的安全危险，与生物氧化法相比，操作和维护水平的要求更高；再者，基建投资大，因而普遍认为只有建设大规模处理厂，经济上才比较合理。另外，酸性热压氧化法与生物氧化工艺一样，物料中的主要成份铁元素及砷等基本上都溶于水中，给生产废水的处理增加了不少压力，也增加了处理费用。工艺对物料也有选择性，对目前的难处理金矿资源的“贫、细、杂”等多样性来说，应用也受到一定限制，对碳质金矿的处理，效果差。生物氧化工艺也是难处理金矿预处理方法之一，是继焙烧氧化工艺和热压氧化工艺之后，又一种具有强大生命力的预处理工艺。但也存在不少弱点，如氧化时间长，矿浆浓度低，需要大容积的搅拌氧化槽；氧化需要高的供氧量，风机能量消耗高；氧化放热，正常工作时，一般需要降温冷却，消耗额外的能量；如果在操作中出现一次“误操作”，细菌可能会死亡，这需要几个星期才能把细菌的生物量恢复起来；对物料也有高度的选择性，应用也受到很大限制，对碳质金矿的处理，效果差。

发明内容
本发明的目的在于提供一种难浸金矿提金的工艺方法，以解决以往提金方法中存在的
3操作复杂、成本高、污染大、提金率低等问题。本发明提供的一种难浸金矿提金的工艺方法用于处理含炭、含硫、含砷难处理金矿，利用常规硫酸化焙烧工艺中产出的硫酸，对常规硫酸化焙烧的烧渣进行二次低温酸性焙烧氧化，二次低温酸性焙烧后进行中温焙烧分解硫酸盐回收三氧化硫和二氧化硫，之后进行氰化浸出，使难处理金矿中的金被高效提取，具体的工艺过程如图1所示
步骤1 将含硫>10%的难浸金矿原矿或金精矿进行常规的硫酸化氧化焙烧，得硫酸化焙砂，同时从硫酸化焙烧烟尘中将三氧化二砷和二氧化硫回收；
步骤2 将上述的硫酸化焙砂用硫酸润湿，其中，硫酸与水的质量比为1 :0. 5^0. 7，焙砂与水的质量比为1 :0. 3^0. 45 ；其中所述的硫酸优选由步骤1中得到的二氧化硫制成的，从而实现工艺用酸的自给自足，同时在常规硫酸氧化焙烧的过程中排放的尾气，按硫酸厂工艺标准进行废气处理，达标排放；
步骤3 将润湿后的硫酸化焙砂送入鳞板烘烤炉烘干，进行二次低温酸性焙烧氧化，其中，鳞板烘烤炉从炉头至炉尾，温度先低后高，变化范围为15(T 300°C，一般烘干 9(Tl20min，具体耗时多少，应根据不同原料的性质确定；
低温烘烤过程中，物料失水，稀硫酸转变为浓硫酸，在接近浓硫酸沸点温度下(浓硫酸沸点338°C )，浓硫酸具有极强的氧化性，能氧化绝大多数金属低价氧化物、硫化物、有机物等，即使是木屑也能被氧化为碳，继而被氧化为二氧化碳，因此，物料中的铁、铜、铅、锌、镍、 钴、锑等多种金属氧化物，均能被硫酸在接近其沸点温度下氧化为硫酸盐；其次，硫酸化焙砂中原有残留的更具活性的碳、砷及硫化物等，也被氧化成CO2、As2O3及硫酸盐，从而进一步离解硫酸化焙烧过程中未被离解的以及因过烧而新产生的包裹金，其中鳞板烘烤炉的热源来源于硫酸厂的余热；
步骤4 将上述二次低温焙烧后的产物放入烘干机继续烘烤，分解硫酸盐，并挥发出多余的酸，其中，烘烤温度为550°C ^600oC ；
二次低温酸性焙烧后，接着在高于铁硫酸盐和其它金属硫酸盐离解的550°C飞00°C温度范围内在烘干机中继续焙烧进行硫酸化分解，通常时间为60min，由于大多数金属硫酸盐离解的温度为550°C飞00°C，故在此温度范围内不会产生新的包裹体，从而，使铁的硫酸盐离解为!^e2O3，其它金属硫酸盐也离解并释放出S03。焙烧挥发出的酸(含S03、SO2)及分解出的SO3 (含SO2)返回硫酸厂制酸，循环利用，减少污染，同时也降低了成本；
步骤5 将烘干后的产物加水调浆，调浆后在磨浸机中细磨至909Γ95%以上通过400 目，然后再加氧化钙和氰化钠调浆，调节PH值为l(Tll后，进行金的氰化处理，最终提金完毕，其中，所述的氰化处理可以常规氰化24h或进行加压氰化池(反应釜0. 8MPa)，金的浸出率一般都会达到90% 95%以上；
焙烧结束后，加水调浆，其目的是为了当伴生有价元素在水浸液中有回收价值时，可从水浸液中回收，如铜等；
水浸渣经塔式磨浸机细磨至400目占909Γ95%以上，此过程可进一步离解包裹在脉石中的金。综上所述，本发明提供的一种难浸金矿提金的工艺方法，采用硫酸化焙烧结合二次低温焙烧和硫酸化分解的方法处理难浸金矿。二次低温酸性焙烧的采用，使对硫酸化焙烧单元的技术控制要求不高，不管硫酸化焙烧单元是“欠烧”还是“过烧”，也不怕硫酸化焙烧单元砷、硫、碳的脱除率高与不高，也无论硫酸化焙烧单元中铁元素主要是以!^e2O3形式存在还是以!^e3O4的形式存在，对金的氰化浸出率影响都不大，经后续二次低温酸性焙烧工序的进一步处理和硫酸化分解，都能获得高的氰化浸出回收率，其总体过程为采用硫酸化焙烧——烧渣二次低温酸性焙烧——中温硫酸化分解——氰化提金的连续作业，使包裹在碳、砷、硫中的难浸金被高效回收。本发明提供的难浸金矿提金的工艺方法为了提高对环境的保护，还可以作以下的改进
1、硫酸化焙烧制酸后的废气处理，在现行常规硫酸厂尾气处理设备的基础上，多增加一 二级同样处理设备，废气达标排放。2、硫酸化焙烧收砷冷凝室及烟气净化单元中的含砷物料，可采用标准通用的负压静态外加热设备加热至150°C，使砷升华而被提纯至99. 6%以上的纯As2O3产品，然后将砷回收后的残留渣，转送选金系统。3、氰化提金后的尾矿，经SO2-空气氧化法处理，消除氰化物之后，可经脱水干燥处理，外销给水泥厂，或自办砖厂制砖外销。4、物料在进入氰化浸出之前，已通过水浸系统除去绝大部分贱金属。在浸出槽或反应釜内进行氰化浸出，氰化物耗量低，浸出液可长期循环使用。5、工艺过程中产生的酸性废水可用作为二次低温酸性焙烧配料用水，节约硫酸用量，也不需要外排。6、其它冷却水、冲地水等也可实现厂内循环使用。
综上所述，本发明提供的难浸金矿提金的工艺方法可达到无废生产的目的，对环境友好。本发明提供的难浸金矿提金的工艺方法与加压氧化法、细菌氧化法相比，具有工艺流程简单，投资少，运行费用低，操作方便的特点，特别是二次低温焙烧，它充分利用了前段硫酸化焙烧过程中生产出的硫酸进行二次彻底氧化，充分使金解离，比较彻底地消除影响金浸出的炭、硫、砷等有害元素；紧接着进行中温硫酸化分解，分解硫酸盐并挥发出多余的酸，然后经过细磨，实现金的高效提取，此外，本发明还将焙烧氧化法和酸性热压氧化法的优点特性统一在常压下实现，兼容了两种方法的优点，操作条件比较温和，反应速度快， 工艺投资费用低，生产费用合适，环境友好，易于实现工业化生产，该方法也适合于其它含硫含砷等类型难处理金矿的预处理，以及适合于其它焙烧、浸出的湿法冶金系统。


图1为难浸金矿的提金工艺流程图。
具体实施例方式实施例1
云南镇沅浮选金精矿，含金35. 86g/t、含硫15. 11%、含砷0. 70%、含碳4. 83%，细度为 70%-37um。金的粒度微细，主要为硫化物包裹，占85. 69%，单体裸露金占10. 16%，脉石包裹金占4. 15%，在光片镜下所见最大金粒为0. 0085mm，其中多在0. 002 0. 005mm。矿样中有机碳含量高达1. 11%，有很强的“劫金”能力。直接氰化48h，金的浸出率仅为1%。
取金精矿(已烘干)lOOOg，当马沸炉炉温400°C时入炉，30min后开始升温至 650°C，微开炉门(中途搅翻矿粉三次)，控温焙烧60min。冷却至常温后重量为867g，烧渣产率为86. 7%ο称烧渣433. 5g，用250gH2S04 (约136ml)和水150ml调浆，之后进行低温烘烤。当马沸炉炉温150°C时入炉烘烤30min，当料浆烘成块状后铲动划成小块，再升温至200°C和 250 °C 各烘烤 30min。低温烘烤后，再升温至550°C 60(TC，继续烘烤60min。然后冷却至室温，渣重 422g，按原料计渣产率84. 4%。之后加水，在50%磨矿浓度下，在塔式磨浸机中细磨至400目过95%。然后加CaO和氰化钠调浆，矿浆pH值10. 5左右，氰根浓度1%。，充气搅拌浸出48h， 中途补充少量(0. 5kg/t) H202。氰化尾渣金品位2. 39g/t，金的浸出回收率94. 37%。实施例2
云南长安浮选金精矿，含金37. 60g/t、含砷3. 47%，含硫22. 82%。金的嵌布粒度极微细， 基本上均小于10um，以2 IOum占多数。金呈不规则粒状充填于毒砂粒间隙中或毒砂边缘，或与黄铁矿连生嵌布于黄铁矿裂隙，或呈微细粒状包裹体包含于石英中。直接氰化48h， 金的浸出率仅13. 7%。取金精矿(已烘干)lOOOg，当马沸炉炉温400°C时入炉，30min后开始升温至 650°C，微开炉门(中途搅翻矿粉三次)，控温焙烧60min。冷却至常温后重量为920g，烧渣产率为92. 0%。称烧渣460g，用250gH2S04 (约136ml)和水150ml调浆，之后进行低温烘烤。当马沸炉炉温150°C时入炉烘烤30min，当料浆烘成块状后铲动划成小块，再升温至200°C和 250 °C 各烘烤 30min。低温烘烤后，再升温至550°C 600°C，继续烘烤60min。然后冷却至室温，渣重 449g,按原料计渣产率89. 8%。之后加水，在50%磨矿浓度下，在塔式磨浸机中细磨至400目过95%。然后加CaO和氰化钠调浆，矿浆pH值10. 5左右，氰根浓度1%。，充气搅拌浸出48h， 中途补充少量(0. 5kg/t) H202。氰化尾渣金品位2. 38g/t，金的浸出回收率94. 32%。实施例3
广西金牙浮选金精矿，含金53. 60g/t、含硫32.观％、含砷7. 51%、含碳0. 86%。直接氰化 48h，金的浸出率为53. H取金精矿(已烘干)lOOOg，当马沸炉炉温400°C时入炉，30min后开始升温至 650°C，微开炉门(中途搅翻矿粉三次)，控温焙烧60min。冷却至常温后重量为858g，烧渣产率为85. 8%ο称烧渣4^g，用250gH2S04 (约136ml)和水150ml调浆，之后进行低温烘烤。当马沸炉炉温150°C时入炉烘烤30min，当料浆烘成块状后铲动划成小块，再升温至200°C和 250 °C 各烘烤 30min。低温烘烤后，再升温至550°C 600°C，继续烘烤60min。然后冷却至室温，渣重 413g，按原料计渣产率82. 6%。之后加水，在50%磨矿浓度下，在塔式磨浸机中细磨至400目过95%。然后加CaO和氰化钠调浆，矿浆pH值10. 5左右，氰根浓度1%。，充气搅拌浸出48h， 中途补充少量(0. ^g/t)H202。氰化尾渣金品位1. 78g/t，金的浸出回收率97. 26%。实施例4 CN 102534195 A
云南丽江宁浪县古代高砷冰铜渣，含金36. 58g/t、含银230g/t、含硫16. 15%、含砷 31. 33%、含铜 6. 43%、含铅 2. 18%、含锌 3. 59%、含铁 36. 56%。取干料lOOOg，细磨至90%通过200目。当马沸炉炉温400°C时入炉，30min后开始升温至650°C，微开炉门(中途搅翻矿粉三次)，控温焙烧60min。冷却至常温后重量为723g， 烧渣产率为72. 3%。称烧渣361. 5g，用250gH2S04 (约136ml)和水150ml调浆，之后进行低温烘烤。当马沸炉炉温150°C时入炉烘烤30min，当料浆烘成块状后铲动划成小块，再升温至200°C和 250 °C 各烘烤 30min。低温烘烤后，再升温至550°C 600°C，继续烘烤60min。然后冷却至室温，渣重 352g，按原料计渣产率70. 4%。之后加水浸出铜，水浸渣水洗后在50%磨矿浓度下，在塔式磨浸机中细磨至400目过95%。然后加CaO和氰化钠调浆，矿浆pH值10.5左右，氰根浓度 1%。，充气搅拌浸出48h，中途补充少量(0. ^g/t)H202。氰化尾渣金品位1. 18g/t，金的浸出回收率97. 73%。实施例5
贵州某碳质浮选金精矿含金46. 65g/t、含硫24. 30%、含碳2. 25%、含砷2. 30%，直接氰化48小时，金的浸出率仅为14. 7%。取金精矿(已烘干)lOOOg，当马沸炉炉温400°C时入炉，30min后开始升温至 650°C，微开炉门(中途搅翻矿粉三次)，控温焙烧60min。冷却至常温后重量为934g，烧渣产率为93. 4%ο称烧渣467g，用250gH2S04 (约136ml)和水150ml调浆，之后进行低温烘烤。当马沸炉炉温150°C时入炉烘烤30min，当料浆烘成块状后铲动划成小块，再升温至200°C和 250 °C 各烘烤 30min。低温烘烤后，再升温至550°C 600°C，继续烘烤60min。然后冷却至室温，渣重 452g，按原料计渣产率90. 4%。之后加水，在50%磨矿浓度下，在塔式磨浸机中细磨至400目过95%。然后加CaO和氰化钠调浆，矿浆pH值10. 5左右，氰根浓度1%。，充气搅拌浸出48h， 中途补充少量(0.5kg/t) H2O2。氰化尾渣金品位1.97g/t，金的浸出回收率96. 18%。 对比例1
云南镇沅浮选金精矿，含金35. 86g/t、含硫15. 11%、含砷0. 70%、含碳4. 83%，细度为 70%-37um。金的粒度微细，主要为硫化物包裹，占85. 69%，单体裸露金占10. 16%，脉石包裹金占4. 15%，在光片镜下所见最大金粒为0. 0085mm，其中多在0. 002 0. 005mm。矿样中有机碳含量高达1. 11%，有很强的“劫金”能力。直接氰化48h，金的浸出率仅为1%。取金精矿(已烘干)lOOOg，当马沸炉炉温400°C时入炉，30min后开始升温至 650°C，微开炉门(中途搅翻矿粉三次)，控温焙烧60min。冷却至常温后重量为867g，烧渣产率为86.7%。之后加水，在50%磨矿浓度下，在塔式磨浸机中细磨至400目过95%。然后加 CaO和氰化钠调浆，矿浆pH值10. 5左右，氰根浓度1%。，充气搅拌浸出48h，中途补充少量 (0. 5kg/t) H2O2，金的浸出回收率36. 03%。对比例2
云南长安浮选金精矿，含金37. 60g/t、含砷3. 47%，含硫22. 82%。金的嵌布粒度极微细，基本上均小于10um，以2 IOum占多数。金呈不规则粒状充填于毒砂粒间隙中或毒砂边缘，或与黄铁矿连生嵌布于黄铁矿裂隙，或呈微细粒状包裹体包含于石英中。直接氰化48h， 金的浸出率仅13. 7%。取金精矿(已烘干)lOOOg，当马沸炉炉温400°C时入炉，30min后开始升温至 650°C，微开炉门(中途搅翻矿粉三次)，控温焙烧60min。冷却至常温后重量为920g，烧渣产率为92.0%。之后加水，在50%磨矿浓度下，在塔式磨浸机中细磨至400目过95%。然后加 CaO和氰化钠调浆，矿浆pH值10. 5左右，氰根浓度1%。，充气搅拌浸出48h，中途补充少量 (0. 5kg/t) H2O2，金的浸出回收率73. 46%。对比例3
广西金牙浮选金精矿，含金53. 60g/t、含硫32.观％、含砷7. 51%、含碳0. 86%。直接氰化 48h，金的浸出率仅为53. m。取金精矿(已烘干)lOOOg，当马沸炉炉温400°C时入炉，30min后开始升温至 650°C，微开炉门(中途搅翻矿粉三次)，控温焙烧60min。冷却至常温后重量为858g，烧渣产率为85.8%。之后加水，在50%磨矿浓度下，在塔式磨浸机中细磨至400目过95%。然后加 CaO和氰化钠调浆，矿浆pH值10. 5左右，氰根浓度1%。，充气搅拌浸出48h，中途补充少量 (0. 5kg/t)H202，金的浸出回收率76. 31%。
权利要求
1.一种难浸金矿提金的工艺方法，其特征在于具体的工艺过程如下，步骤1 将含硫>10%的难浸金矿原矿或金精矿进行常规的硫酸化氧化焙烧，得硫酸化焙砂，同时从硫酸化焙烧烟尘中将三氧化二砷和二氧化硫回收；步骤2 将上述的硫酸化焙砂用硫酸润湿，其中，硫酸与水的质量比为1 :0. 5^0. 7，焙砂与水的质量比为1 0. 3 0. 45 ；步骤3 将润湿后的硫酸化焙砂送入鳞板烘烤炉烘干，进行二次低温酸性焙烧氧化；步骤4 将上述二次低温焙烧后的产物放入烘干机继续烘烤，分解各种硫酸盐，并挥发出多余的酸；步骤5 将烘干后的产物加水调浆，调浆后在磨浸机中细磨至909Γ95%以上通过400 目，然后再加氧化钙和氰化钠调浆，调节PH值为l(Tll后，进行金的氰化处理，最终提金完毕。
2.按照权利要求1所述难浸金矿提金的工艺方法，其特征在于步骤2中所述的硫酸为由步骤1中得到的二氧化硫制成的。
3.按照权利要求1所述难浸金矿提金的工艺方法，其特征在于步骤3中的鳞板烘烤炉从炉头至炉尾，温度先低后高，变化范围为15(T 300°C。
4.按照权利要求1所述难浸金矿提金的工艺方法，其特征在于步骤4中的烘烤温度为 550 0C "600 0C ο
5.按照权利要求1所述难浸金矿提金的工艺方法，其特征在于步骤4烘烤过程中产生的二氧化硫、三氧化硫烟气或挥发出的多余的酸经多级喷雾吸收，返回到步骤2中作为酸性焙烧配料。
全文摘要
一种难浸金矿的提金工艺方法，采用硫酸化焙烧—烧渣二次低温酸性焙烧—中温硫酸化分解—氰化提金的连续作业，利用常规硫酸化焙烧工艺中产出的硫酸，对常规硫酸化焙烧的烧渣进行二次低温酸性焙烧氧化，之后进行中温焙烧分解硫酸盐，然后经过细磨再进行氰化浸出，使包裹在碳、砷、硫中的难浸金被高效回收；该方法将焙烧氧化法和酸性热压氧化法的优点特性统一在常压下实现，兼容了两种方法的优点，操作条件比较温和，反应速度快，工艺投资费用低，生产费用合适，环境友好，易于实现工业化生产。这种方法也适合于其它焙烧-浸出的湿法冶金系统。
文档编号C22B1/06GK102534195SQ201010581979
公开日2012年7月4日 申请日期2010年12月10日 优先权日2010年12月10日
发明者关增辉, 孟宇群, 宿少玲, 杨裕祥, 沈海涛 申请人:中国科学院金属研究所