CN104388980A - 一种从难处理金矿中提金的方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种从难处理金矿中提金的方法，该方法是将难处理金矿、含铅物料和含铁固硫剂混合后，压团、干燥，制得团块；团块与炭还原剂和熔剂混合后，置于炉中熔炼，得到粗铅、铁锍、熔炼渣和烟气产物；所得粗铅通过电解精炼，得到精铅和含金阳极泥，金回收率大于99％，铅回收率大于95％；铁锍经沸腾焙烧后，所得二氧化硫尾气制酸，焙烧所得铁渣作为含铁固硫剂循环利用；熔炼渣经焙烧和磁选分离出磁性铁粉后，残渣作为水泥或建工的高硅配料；熔炼产生的烟气经过除尘回收有价金属后排空；真正实现了资源的综合回收利用，环保经济；该方法操作简单、成本低廉、安全环保，可以工业化大规模生产。

Description

一种从难处理金矿中提金的方法
技术领域
本发明涉及一种从难处理金矿中提金的方法，属于金矿冶炼技术领域。
背景技术
世界上的矿产资源逐渐趋向枯竭，形势越发严重，金矿更为突出。富金矿石和易处理金矿石的储量越来越少，因而在黄金生产上所占比重也呈逐年下降趋势，而对黄金的需求量又逐年增长，因此贫矿和难处理金矿的利用就越发的重要，现在已经成为部分产金国的主要金产品的原料来源。
难处理金矿的储量占世界金总储量的60％，这类金矿主要是因为其中有炭、硫、砷、锑等有害元素的存在，影响金的浸出，特别是有机炭和硫的存在，至今还没有一种行之有效的方法用以提高这类金矿中金的高效提取。
传统处理这类金矿是先进行预先氧化再用氰化物进行浸出回收，预先氧化方法有：焙烧氧化、热压氧化和细菌氧化等。焙烧氧化程度不易控制，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，焙烧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，劫金能力更强，使焙烧后的金浸出率可能更低，这是利用传统焙烧氧化处理难处理金矿最大的缺点。热压氧化工艺可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。同时该工艺也可以直接处理原矿，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。同时，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。生物氧化工艺由于氧化时间长，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，效果差等原因而在工业应用较少。
发明内容
针对现有技术中从难处理金矿中提取金的方法存在过程复杂、成本高、不能大规模工业化生产等缺陷；本发明的目的是在于提供一种操作简单、低成本从难处理金矿中高效回收金的方法，该方法安全环保，可以工业化大规模生产。
本发明提供了一种从难处理金矿中提金的方法，该方法包括以下步骤：
步骤一：压制团块
将难处理金矿、含铅物料和含铁固硫剂粉末混合后，压团、干燥，制得团块；其中，含铅物料质量为难处理金矿质量的30～60％；含铁固硫剂的加入量为铁固硫剂中铁全部转化成硫化铁所需理论摩尔量的1.0～2.0倍；所述的含铅物料为硫化铅精矿、湿法炼锌渣、含铅湿法炼铜渣、铅酸蓄电池泥中一种或几种；所述的含铁固硫剂为氧化铁矿和/或黄铁矿烧渣；
步骤二：熔炼
将步骤一制得的团块与炭还原剂和熔剂混合后置于鼓风炉中，通入富氧空气，在900～1300℃温度下进行熔炼，得到粗铅、铁锍、熔炼渣和烟气产物；其中，所述的熔剂为河砂和/或石灰石，熔剂的加入量满足熔炼混合料中SiO2与FeO的成分摩尔比为1～1.5:1，SiO2与CaO的成分摩尔比为1.5～2:1；炭还原剂为熔炼混合料总质量的8～15％；富氧空气的通入量为100～200Nm3每吨团块；所述的富氧空气中氧气体积百分含量为25～30％；
步骤三：电解
步骤二所得粗铅通过电解精炼，得到精铅和含金的阳极泥。
本发明的从难处理金矿中提金的方法还包括以下优选方案。
优选的方案中熔炼温度为1000～1300℃。
优选的方案中难处理金矿粒度为0.02～1mm。
优选的方案中含铅物料粒度为0.02～10mm。
优选的方案中含铁固硫剂粒度为0.02～10mm。
优选的方案中炭还原剂粒度为10～50mm。
优选的方案中熔剂粒度为1～20mm。
优选的方案中炭还原剂为焦炭和/或煤炭。
优选的方案中熔炼时间为30～120min。
优选的方案中干燥直至团块中水分质量含量为2～10％。
优选的方案中所述的团块直径为6～30mm。干燥后的团块强度要求：将团块从1m高度抛下3次，小于10mm部分不超过团块总质量的15％为合格。
优选的方案中步骤二所得铁锍经沸腾焙烧后得到铁渣和二氧化硫尾气，铁渣作为含铁固硫剂返回步骤一过程，二氧化硫尾气进入制酸***制备硫酸。
优选的方案中步骤二所得烟气经除尘回收有价金属后排空。
优选的方案中步骤二所得熔炼渣通过焙烧，得到含锌的烟气，焙烧渣通过磁选分离出磁性铁产品。
优选的方案中熔炼混合原料中大部分铅和金都进入粗铅合金中，如金矿中含有铜、锑，也将大部分进入粗铅合金中，少部分的铅进入烟气，还有部分铅残留在铁锍和熔炼渣中。铁大部分进入铁锍，部分在熔炼渣中。二氧化硅等脉石大部分进入渣相，如原料为高砷原料，将产生黄渣，大部分砷进入黄渣中。
本发明的创造性要点：针对现有技术中对难处理金矿进行的处理工艺存在的缺陷，发明人对难处理金矿的成分及其性能的大量研究，经过发明人的研究发现：难处理金矿与含铅废渣原料在含铁固硫剂作用下，经过适当温度的还原熔炼，能有效地将铅和金与其它金属等杂质进行离解，最终得到铅金合金。大量研究表明：难处理金矿、含铅物料和含铁固硫剂等，在本发明的反应条件下，主要进行以下一系列反应：1、铁固硫剂发生还原反应：Fe2O3+0.5C＝2FeO+0.5CO2，Fe2O3+CO＝2FeO+CO2；2、含铅物料中铅废料中的硫酸铅发生分解：PbSO4+4CO＝PbS+4CO2，PbSO4+2CO＝Pb+SO2+2CO2；3、FeO与含硫物料发生还原固硫反应：FeS2+FeO+CO＝2FeS+CO2，2FeS2＝2FeS+S2，FeO+0.5S2+CO＝FeS+CO2，4FeAsS+3O2＝4FeS+2As2O3，PbSO4+FeO+CO＝Pb+FeS+CO2，PbS+FeO+CO＝Pb+FeS+CO2；4、氧化铅在还原气氛下发生还原反应：PbO+CO＝Pb+CO2，PbO2+2CO＝Pb+2CO2。通过熔炼能将各种难处理金矿中的金绝大部分有效离解出来进入粗铅合金中；而硫得到有效固定进入铁锍，铁锍经沸腾焙烧，产生高浓度二氧化硫尾气进入制酸硫酸***；熔炼渣经过焙烧后回收锌产品，焙烧产物经磁选分离获得磁性铁产品，最终渣料为稳定的高硅、砷含量的玻璃体，不易风化，可以长期堆存或作为水泥原料使用；熔炼产品中的烟气如果锌含量不高，可直接返回进入铅原料配料使用；如锌含量过高(Zn>15％)，则需要另行处理回收锌后返回进入铅原料配料使用；实现了整个熔炼产品无害化，综合回收利用资源。
和现有技术相比，本发明的的有益效果在于：1、工艺过程简单、成本低，可以大规模工业化生产；2、金和铅主要从粗铅中回收，金回收率大于99％，铅回收率大于95％；铁锍经沸腾焙烧后，所得二氧化硫尾气制酸，焙烧渣中的铁作为含铁固硫剂循环利用；熔炼渣经焙烧和磁选分离后，残渣作为水泥或建工的高硅配料，焙烧尾气除尘回收锌后排空；熔炼过程产生的烟气经过除尘回收有价金属后排空；实现了资源的综合回收利用，环保经济。
附图说明
【图1】为本发明的申请的工艺流程图。
具体实施方式
以下实施例旨在进一步说明本发明内容，而不是限制本发明的保护范围。
实施例1
将高硫含量的金矿(粒径范围为0.08～0.5mm)、湿法炼锌渣(粒径范围为0.05～5mm)和氧化铁矿(粒径范围为0.08～5mm)粉末混合后，压团、干燥至水分含量为8％左右，得到粒径大小为20mm左右的干团块；将制得的团块与焦炭(加入量占熔炼原料总质量的15％，粒径范围为10～40mm)和河砂(粒径范围为2～15mm)混合后置于鼓风炉中，混合熔炼物料中主要成分Pb 20.01％、SiO220.86％、FeO 26.46％、CaO 11.29％、S 8.89％、Au 6g/t。从鼓风炉底部以120N m3/吨的流量通入氧体积含量为25％的富氧空气，在1100～1200℃温度下进行熔炼40min，得到粗铅、铁锍、熔炼渣和烟气产物。粗铅合金中含金135g/t，金入合金率99.2％，通过电解精炼得到铅和含金的阳极泥，金综合回收率99.8％，铅直收率达到84.75％，回收率为98.64％。铁锍经高温沸腾焙烧后，所得二氧化硫尾气制酸，焙烧渣中的铁作为含铁固硫剂循环利用。烟气产物经过除尘收集含锌等金属氧化物烟尘，含SO2浓度小于400ppm，达到直接排空的要求，达到固硫效果。熔炼渣经过高温焙烧后，磁选分离回收铁渣和高硅产品。
实施例2
将高炭含量的金矿(粒径范围为0.1～1mm)、硫化铅精矿(粒径范围为1～10mm)和氧化铁矿(粒径范围为1～10mm)粉末混合后，压团、干燥至水分含量为8％左右，得到粒径大小为10mm左右的干团块；将制得的团块与焦炭(加入量占熔炼原料总质量的8％，粒径范围为20～40mm)和河砂(粒径范围为2～15mm)混合后置于鼓风炉中，混合熔炼物料中主要成分Pb 18.01％、SiO222.86％、FeO 27.85％、CaO 12.04％、S 9.03％、Au 6.32g/t。从鼓风炉底部以180Nm3/吨的流量通入氧体积含量为28％的富氧空气，在1150～1250℃温度下进行熔炼60min，得到粗铅、铁锍、熔炼渣和烟气产物。粗铅合金中含金119g/t，金入合金率98.5％，通过电解精炼得到铅和含金的阳极泥，金综合回收率99.6％，铅直收率达到78.45％，回收率为95.83％。铁锍经高温沸腾焙烧后，所得二氧化硫尾气制酸，焙烧渣中的铁作为含铁固硫剂循环利用。烟气产物经过除尘收集含锌等金属氧化物烟尘，含SO2浓度小于400ppm，达到直接排空的要求，达到固硫效果。熔炼渣经过高温焙烧后，磁选分离回收铁渣和高硅产品。
实施例3
将含砷的金矿(粒径范围为0.05～0.5mm)、铅酸蓄电池泥(粒径范围为0.5～8mm)和黄铁矿烧渣(粒径范围为1～10mm)粉末混合后，压团、干燥至水分含量为5％左右，得到粒径大小为25mm左右的干团块；将制得的团块与焦炭(加入量占熔炼原料总质量的10％，粒径范围为10～30mm)和石灰石(粒径范围为5～15mm)混合后置于鼓风炉中，混合熔炼物料中主要成分Pb 18.89％、SiO220.63％、FeO 30.35％、CaO 14.04％、S 8.3％、As3％、Au 7.13g/t。从鼓风炉底部以200N m3/吨的流量通入氧体积含量为25％的富氧空气，在1200～1300℃温度下进行熔炼80min，得到粗铅、铁锍、熔炼渣和烟气产物。粗铅合金中含金128g/t，金入合金率99.3％，通过电解精炼得到铅和含金的阳极泥，金综合回收率99.7％，铅直收率达到80.32％，回收率为96.64％。铁锍经高温沸腾焙烧后，所得二氧化硫尾气制酸，焙烧渣中的铁作为含铁固硫剂循环利用。烟气产物经过除尘收集含锌等金属氧化物烟尘，含SO2浓度小于400ppm，达到直接排空的要求，达到固硫效果。熔炼渣经过高温焙烧后，磁选分离回收铁渣和高硅产品；砷产生黄渣。

Claims (9)

1.一种从难处理金矿中提金的方法，其特征在于，包括以下步骤：
步骤一：压制团块
将难处理金矿、含铅物料和含铁固硫剂粉末混合后，压团、干燥，制得团块；其中，含铅物料质量为难处理金矿质量的30～60％；含铁固硫剂的加入量为铁固硫剂中铁全部转化成硫化铁所需理论摩尔量的1.0～2.0倍；所述的含铅物料为硫化铅精矿、湿法炼锌渣、含铅湿法炼铜渣、铅酸蓄电池泥中一种或几种；所述的含铁固硫剂为氧化铁矿和/或黄铁矿烧渣；
步骤二：熔炼
将步骤一制得的团块与炭还原剂和熔剂混合后置于鼓风炉中，通入富氧空气，在900～1300℃温度下进行熔炼，得到粗铅、铁锍、熔炼渣和烟气产物；其中，所述的熔剂为河砂和/或石灰石，熔剂的加入量满足熔炼混合料中SiO2与FeO的成分摩尔比为1～1.5:1，SiO2与CaO的成分摩尔比为1.5～2:1；炭还原剂为熔炼混合料总质量的8～15％；富氧空气的通入量为100～200Nm3每吨团块；所述的富氧空气中氧气体积百分含量为25～30％；
步骤三：电解
步骤二所得粗铅通过电解精炼，得到精铅和含金的阳极泥。
2.如权利要求1所述的方法，其特征在于，熔炼温度为1000～1300℃。
3.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的难处理金矿粒度为0.02～1mm；所述的含铅物料粒度为0.02～10mm；所述的含铁固硫剂粒度为0.02～10mm，所述的炭还原剂粒度为10～50mm；所述的熔剂粒度为1～20mm。
4.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的炭还原剂为焦炭和/或煤炭。
5.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的熔炼时间为30～120min。
6.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述的干燥直至团块中水分质量含量为2～10％。
7.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤二所得铁锍经沸腾焙烧后得到铁渣和二氧化硫尾气，铁渣作为含铁固硫剂返回步骤一过程，二氧化硫尾气进入制酸***制备硫酸。
8.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤二所得烟气经除尘回收有价金属后排空。
9.如权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤二所得熔炼渣通过焙烧，得到含锌的烟气，焙烧渣通过磁选分离出磁性铁产品。
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