CN1031566A - 催化氧化酸法预处理难冶炼金精矿 - Google Patents

Abstract

本发明是一种新型的湿法冶金方法。在100℃ 及20～50KPa压力(总)下，由于催化剂***的作用， 氧气能快速氧化pH为0.5～1.4水溶液介质中硫化 矿物(例如黄铁矿、毒砂)成为硫磺及硫酸盐，使金从 硫化矿物相中释放游离出来，并保留在酸浸渣中。此 渣可用氰化法或硫脲法提取金，金的浸取率为95～ 99％。

本方法适用于含砷金精矿、含铜砷金精矿、含铜 铅锌金精矿、含黄铁矿金精矿等，以及含金在5g/T 以上的上述各类型的金矿。

Description

本发明属于贵金属湿法冶金领域。

在含黄铁矿、毒砂等硫化矿物的金精矿中，金常以高度分散的显微金和次显微金形式存在，并形成包裹体。如不将它们氧化破坏到一定程度（例如将黄铁矿氧化破坏80%左右），则氰化浸取时金的浸取率低，试剂消耗高。

目前在工业上处理含砷金精矿时采用焙烧法，然后再自焙砂中氰化提金。焙烧时，不可避免的造成环境污染和金的机械损失;有时尚需对焙砂进行酸性或碱性浸取的预处理操作，才适于氰化提金。由于焙烧，金精矿中伴生的银的回收率也较低。利用铜、铅、锌等有色金属冶炼厂处理含砷金精矿时，亦存在环境污染问题，所以对金精矿中的砷含量要求限制在0.4%以下。对此，许多选矿厂必须预先脱砷，方能把金精矿中的砷含量降低到0.4%以下。另外，当将它作为冶炼辅助原料使用时，冶炼厂用量有限。

在湿法冶金方面，仅加压酸浸法付诸工业实践，用以处理黄铁矿型难冶金矿。例如美国麦克劳林厂（Engineering    and    Mining    Journal    1986年，№11.pp    26-32）在160-180℃及220KPa下操作。由于高温高压操作，高压釜及辅属换热***设备投资高，相应的操作费用亦高。近期公布的美国专利    US4，571，263（1986年）把温度范围定为135～250℃，亦不能显著改进高压氧化酸浸法的缺点。所以在湿法冶金领域中，寻找一个有效而实用的催化***，使硫化矿物（特别是顽固的黄铁矿）能在较低操作温度及压力下快速氧化分解，是研究工作的一个重要方向。令人感兴趣的是硝酸浸取法。苏联А.К.КУнбазаров等（Гидрометаллургия золота，Издательство《НАУКА》，Москва，1980年p.58-63）在75～85℃下用150-200g/l HNO₃分解含金-砷的硫化精矿，每吨矿的硝酸单耗为0.1～0.3吨，并建议溶液中的硝酸盐，在350℃下脱硝后使硝酸得到再生，从而可使硝酸单耗降低2～3倍。

在欧洲专利EP O119685（A）中，Vreugde等提出，在3-4N HNO₃、80℃及140KPa氧气压力下，可以快速氧化含金砷黄铁矿，矿中砷、铁及硫的脱除率分别达100、100及68-95%。用此酸浸渣进行氰化提金时，当原金精矿含230g/T Au时，金的氰化浸取率为86%。显然，该专利方法的缺点是硝酸浓度高，操作压力较高，氧气消耗高，金的氰化浸取率却太低。

本发明目的是针对现有技术的缺点，改进工艺流程，以便提高金的回收率，降低生产成本及减少环境污染。本发明以黄铁矿型难冶金精矿为对象，例如含砷金精矿、含铜及砷金精矿、含铜铅锌金精矿、含黄铁矿金精矿等，实现催化浸取预处理，以氧气将金精矿中的硫化物氧化。经此种预处理后，矿中金的氰化浸取率有显著提高，可高达95～99%。矿中有价金属可得到综合回收，矿中砷可最终成为较稳定的砷酸铁。工艺过程对环境无污染;对人身无危害。

采用氧化酸浸法预处理难冶金精矿时，引入一个催化***，可以显著降低操作的温度及压力。本发明方法所用催化***，由稀硝酸及结构特征为多极性基团的表面活性剂所组成，操作在≤100℃及20-50KPa下进行。由于能把通常的氧化酸浸温度160-180℃及压力150-220KPa降低到≤100℃及20-50KPa下进行，则工艺主体及辅属设备可简化，降低基建投资费用，操作及维修费用亦显著降低。

本发明所用的多极性基团表面活性剂，可以是木质素磺酸盐，亦或褐煤的水浸泡液或联大茴香胺等。

本发明的操作条件可以选择如下：矿浆固体浓度为13-20%，PH0.5～1.4，加入的催化***为0.1～0.9%HNO₃及0.05～0.2%（矿重）多极性基团表面活性剂，如木质素磺酸钠等。矿浆固体浓度也可以低于13%，以不影响反应自热进行为准。增加硝酸浓度，浸取反应速度提高，但硝酸单耗损失亦相应增加，故以0.1～0.9%HNO₃为宜。多极性基团表面活性剂用量过多时，则浸取反应速度并不再增加，甚或有所降低。

自含砷金精矿、含铜砷金精矿、含铜铅锌金精矿、含黄铁矿金精矿等矿，以及自含金在5g/T以上的上述各类型的金矿中提金时，实现本发明的工艺流程由配料、催化氧化酸浸、固液分离、溶液处理及金回收五个单元操作所组成。

配料时，用水及来自固液分离的部分澄清液将矿浆固体浓度调为13-20%，同时加入0.05～0.20%（矿重）多极性基团表面活性剂如木质素磺酸钠。在配料槽中，矿中少量耗酸物质与部分循环澄清液中的游离酸相作用，并释放出CO₂气体，保持矿浆PH0.5～1.4，不足量加入硫酸补充。之后，将矿浆泵至高压釜中。

催化氧化酸浸在高压釜中进行。通入氧气，并补加少量HNO₃，使矿浆溶液中的HNO₃浓度保持为0.1～0.9%，在≤100℃及20-50KPa下进行反应，反应温度靠自热反应进行，1～2小时反应完毕，矿浆进入固液分离***。

矿浆固液分离操作在浓密机中进行，并加入清水洗涤。酸浸渣进入金提取***。当酸浸渣中存有PbSO₄或可资回收的元素硫时，应分别回收后再用氰化法或硫脲法提金。固液分离所得溶液部分返回配料;部分进入溶液处理***。当溶液中有Cu、Zn等有价金属可资回收时，应回收后再进入废液处理***，使其中砷含量及酸度达到排放标准。

与常规的氧化酸浸预处理方法相比，本发明的操作温度及压力均甚低。常规法的温度为160-180℃，压力为150-220KPa;本发明的温度为≤100℃，压力为20-50KPa。由此，本发明的催化氧化酸浸法，所需的设备投资、操作及维修费用均较低。与硝酸法专利E.P.0119685相比，本发明方法的浸取酸度很低;进行有限度氧化而致氧耗量较少;相应的元素硫产量较高;金的氰化回收率在95%以上，而非86%。

为具体说明本发明的结果及优点，实施实例如下：

例    一

含毒砂及黄铁矿的金精矿（30.29%S，31.39%Fe，10.94%As，13.6%SiO₂，100g/T Au），在100℃及40KPa（总）下，矿浆固体浓度13%，酸度为0.1N，在催化剂作用下浸取1小时，每吨矿耗氧量～300M³，酸浸渣产率为矿重的33%，经X光分析表明：金精矿中的黄铁矿物相已完全消失。砷溶率～70%，铁溶率～80%，元素硫产率为矿中总硫量的23%。

例    二

在例一所给定的催化浸取条件下，当每吨矿的耗氧量为200～300M³时，酸浸渣用常规氰化法提金时，金的氰化浸取率为94～97%。硫脲法金的浸取率可达93%。

如果上述金精矿不经催化浸取预处理而直接进行氰化或硫脲法提金时，则金的浸取率分别为80%及66%。如果不加入催化***而仅为常规酸法氧化预处理时，则必须在160℃及70KPa（总）下反应4小时，才能使金的氰化浸取率达到97%。

例    三

在例一所给定的催化浸取条件下，对黄铁矿型低品位金精矿进行预处理，矿样化学成分为：10.9%S，12.3%Fe，53%SiO₂，9.84%Al₂O₃，1.97%CaO，1.06%MgO，16.7g/T Au，在PH 1～1.2下进行催化氧化浸取，每吨矿耗氧量50～80M³，酸浸渣产率～80%，其氰化提金时浸取率为96.4%及97.0%，相应氰化渣中金含量为0.69及0.67g/T。如不经催化氧化预处理时，则氰化时金浸出率仅为70%。

例    四

本实例证明了本发明方法对含高砷金精矿的适用性。试料成份为：16%S，28%Fe，33%As及0.5%Au。在100℃、40KPa（总）及0.08N酸度下进行催化氧化酸浸，耗氧量为每吨矿190M³，酸浸渣产率80%，铁溶率44%，砷溶率80%，硫磺产率25%，则此酸浸渣进行硫脲法提金时，金浸取率为96.7%。

例    五

本实例证明了本发明方法对含铜、铅的复杂金精矿的适用性。试料成份为：22%S，16%Fe，44%Pb，2.8%Cu，82.9g/T Au。在例一给定的催化氧化酸浸条件下，每吨矿耗氧量为160M³，酸浸渣产率～100%，硫磺产率～25%。将此酸浸渣用四氯化碳脱硫及氯化钠溶液脱铅后，再进行氰化时金的浸取率为98.5～99.0%;用硫脲法提金时浸取率为93.2%。如果此精矿不经预处理而直接氰化或硫脲法浸取时，则金的浸取率分别仅为17.5%及18.0%。

Claims (4)

1、采用氧化酸浸法预处理难冶金精矿，其特征是在氧化酸浸时加入一个催化***，催化***由稀硝酸及结构特征为多极性基团的表面活性剂所组成，在≤100℃及20-50KPa压力下，通入氧气将难冶金精矿氧化。

2、根据权利1所说的方法，其特征在于所用多极性基团表面活性剂为木质素磺酸盐、褐煤水浸泡液或联大茴香胺等。

3、根据权利1及2所说的方法，其特征在于矿浆固体浓度为13-20%，PH0.5～1.4，保持矿浆溶液中含0.1～0.9%HNO₃及0.05～0.2%（矿重）的多极性基团表面活性剂，实现催化氧化酸浸。

4、由权利1、2及3所说的方法，可适于处理含砷金精矿、含铜砷金精矿、含铜铅锌金精矿、含黄铁矿金精矿等，以及含金在5g/T以上的上述各类型的金矿。