一种高砷高硫型金矿脱砷脱硫的方法技术

本发明专利技术涉及一种高砷高硫型金矿脱砷脱硫的方法，其包括以下步骤：将高砷高硫型金矿破碎、磨矿至-0.074mm粒级含量95％以上，所得矿样过滤、烘干后，向其中添加复合氧化剂溶液，并焙烧100-140min，焙烧产物进行水淬处理，然后采用氯化法浸出金；所述复合氧化剂为氯酸钠和过硫酸铵的混合物。本发明专利技术方法简单、工艺成熟、能耗较低、脱砷脱硫效率高，处理后提高了金的浸出率(≥82.6％)。

【技术实现步骤摘要】

本专利技术属于化学、冶金
，具体涉及。
技术介绍
高砷高硫型金矿中的金通常被包裹在黄铁矿和砷黄铁矿等硫化矿物中，对该类型的金矿进行浸出时，由于金矿物无法和浸出剂接触从而使浸出效果较差；并且高砷高硫型金矿中的硫、砷等元素含量较高，会大量消耗浸出时所添加的药剂，造成经济成本的增加。因此，在进行金矿浸出前需要对该类型的金矿进行预处理。氧化焙烧是目前常用的高砷高硫型金矿预处理的方法之一，可分为高温氧化焙烧和分段氧化焙烧两种工艺，前者是在较高温度下，通常是650°C以上，对高砷高硫型金矿进行焙烧；后者是采用两段焙烧工艺，一段焙烧温度为550°C左右，其目的是脱去砷元素，二段焙烧温度为650°C以上，主要是脱去硫元素。两种工艺都是利用空气作为氧化剂，最终目的都是使包裹金的硫化矿物氧化裂解，硫元素和砷元素分别以SO2和As2O3的形式逸出。其反应原理如下:4FeS2+1102 = 2Fe203+8S02FeAsS+502 = 4Fe203+As203+2S02后一种方法相对于前一种能耗较少，但由于空气氧化性较弱，两种工艺都需要在高温下才能发生上述反应，因而目前的氧化焙烧方法存在能耗过大、脱硫脱砷效率低的问题，不利于工业化应用。
技术实现思路
本专利技术所要解决的技术问题是针对现有技术中存在的上述不足，提供，该方法工艺简单，通过加入复合强氧化剂，能够有效降低焙烧温度，且获得较好的脱硫脱砷效果，采用氯化法对焙烧产物浸出，其金浸出率显著提高。本专利技术为解决上述技术问题采用以下技术方案:，其包括以下步骤:将高砷高硫型金矿破碎、磨矿至-0.074mm粒级含量95%以上，所得矿样过滤、烘干后，向其中添加复合氧化剂溶液，并焙烧100-140min，焙烧产物进行水淬处理，然后采用氯化法浸出金；所述复合氧化剂为氯酸钠和过硫酸铵的混合物。按上述方案，所述焙烧温度为200-550°C。按上述方案，所述复合氧化剂溶液中氯酸钠和过硫酸铵的质量比为2:1-5:1，且氯酸钠和过硫酸铵的总质量占矿样质量的5-25%。按上述方案，所述高砷高硫型金矿经水淬处理后脱砷率为90%以上，脱硫率为95%以上，金的浸出率彡82.6%。本专利技术的有益效果在于:1、本专利技术通过添加复合的强氧化剂，使其与包裹金的硫化矿物在较低的温度下发生反应，硫化物发生氧化反应时会放出大量的热，充分利用自身反应放出的热量能降低焙烧所需温度，所需的焙烧温度比一般的常规氧化焙烧温度低150?300°C，氧化效果比采用空气更好；另外，在采用溶液的形式添加药剂时，可以保证药剂和矿物更加充分的接触，焙烧效果更好；2、得到焙烧产物中As、S的脱去率达90%以上，对焙烧产物采用氯化法浸出时，金的浸出率可达82.6%以上(常规氧化焙烧方法采用空气作为氧化剂，其它焙烧条件相同时，焙烧产物中As、S的去除率低于60%，金的浸出率为53.4% ),显著提高经济效益。【附图说明】图1为本专利技术实施例1焙烧工艺流程图；图2为实施例1焙烧产物浸出工艺流程图；图3为实施例1中焙烧产物XRD图谱；图4为对比例I中焙烧产物XRD图谱。【具体实施方式】为使本领域技术人员更好地理解本专利技术的技术方案，下面结合附图对本专利技术作进一步详细描述。实施例1本实施例所用金矿样品粒度较细，-2mm粒级含量90%以上，直接缩分取样，对其进行化学成分和矿物成分分析，其金品位为12.8g/t，砷、硫含量分别为2.56%,7.52%，主要的脉石矿物有石英、高岭石和锂云母，载金矿物为黄铁矿和砷黄铁矿。取原矿100g，磨矿浓度50%，进行磨矿细度试验，磨矿15min时，-0.074mm含量为95.75%。原矿经磨矿15min后过滤和烘干即得矿样。取30g矿样置于陶瓷坩埚中；称取2.25g氯酸钠和0.75g过硫酸铵，加入1mL水，使两种药剂充分溶解得到氧化剂溶液，然后将氧化剂溶液和原矿混合，用玻璃棒搅拌均匀，置于电阻炉中进行焙烧，焙烧温度为400°C，焙烧120min后取出，水淬。焙烧工艺流程图如图1所示。对焙烧产物取样进行XRD分析，测得焙烧产物中主要的矿物为赤铁矿和石英，如图3所示。砷、硫检测As、S含量分别为0.24%和0.32% (砷脱去率为90%，硫脱去率为95% )，并对焙烧产物进行氯化浸出，氯化浸出条件为:氯酸钠用量为90kg/t，氯化钠用量为32kg/t，浸出温度为80°C，浸出时间为4h，pH为1.5?2，液固比为4:1，搅拌速度为700r/min，流程图如图2所示，金的浸出率为84.1%。对比例I不添加氧化剂溶液，其他焙烧条件与实施例1完全相同。对本对比例所得焙烧产物进行XRD分析，分析结果如附图4所示，焙烧产物中还存在砷黄铁矿，表明空气作为氧化剂的脱砷硫效果比实施例1中采用复合氧化剂要差，且对焙烧产物氯化浸出，金的浸出率为 53.实施例2对本实施例所用金矿进行破碎筛分，缩分取样后分析其化学成分和矿物成分，其金品位为34.2g/t，S含量为9.73%,Si0234.12%，主要的脉石矿物有石英、高岭石，载金矿物为黄铁矿。取原矿100g，磨矿浓度50%，进行磨矿细度试验，磨矿12min时，-0.074mm含量为96.27%。原矿经磨矿12min后过滤和烘干即得矿样。取30g矿样置于陶瓷坩埚中；称取6.25g氯酸钠和1.25g过硫酸铵，加入1mL水，使两种药剂充分溶解得到氧化剂溶液，然后将氧化剂溶液和原矿混合，用玻璃棒搅拌均匀，置于电阻炉中进行焙烧，焙烧温度为200°C，焙烧IlOmin后取出，水淬。对焙烧产物取样进行XRD分析，测得焙烧产物中主要的矿物为赤铁矿和石英。并采用与实施例1相同的方法对焙烧产物进行氯化浸出，测得金的浸出率为82.6%。实施例3对本实施例所用金矿进行破碎筛分，缩分取样后分析其化学成分和矿物成分，其金品位为16.23g/t，As含量4.23%, S含量为7.45%，Si0229.89%，主要的脉石矿物有石英、云母，载金矿物为黄铁矿和砷黄铁矿。取原矿100g，磨矿浓度50%，进行磨矿细度试验，磨矿14min时，-0.074mm含量为97.12%。原矿经磨矿14min后过滤和烘干即得矿样。取30g矿样置于陶瓷坩埚中；称取1.0g氯酸钠和0.5g过硫酸铵，加入1mL水，使两种药剂充分溶解得到氧化剂溶液，然后将氧化剂溶液和原矿混合，用玻璃棒搅拌均匀，置于电阻炉中进行焙烧，焙烧温度为550°C，焙烧140min后取出，水淬。对焙烧产物取样进行XRD分析，测得焙烧产物中主要的矿物为赤铁矿和石英。并采用与实施例1相同的方法对焙烧产物进行氯化浸出，测得金的浸出率为83.5%。由以上实施例可知本专利技术提供的方法步骤简单、工艺成熟，采用的焙烧温度较低，且脱硫脱砷效果较好，所得焙烧产物中金的浸出率达80%以上，可成为高砷高硫金矿的有效处理方法。可以理解的是，以上实施方式仅仅是为了说明本专利技术的原理而采用的示例性实施方式，然而本专利技术并不局限于此。对于本领域内的普通技术人员而言，在不脱离本专利技术的精神和实质的情况下，可以做出各种变型和改进，这些变型和改进也视为本专利技术的保护范围。【主权项】1.，其特征在于包括以下步骤:将高砷高硫型金矿破碎、磨矿至-0.074mm粒级含量95%以上，所得矿样过滤、烘干后，向其中添加复合氧化剂溶液，本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种高砷高硫型金矿脱砷脱硫的方法，其特征在于包括以下步骤：将高砷高硫型金矿破碎、磨矿至‑0.074mm粒级含量95％以上，所得矿样过滤、烘干后，向其中添加复合氧化剂溶液，并焙烧100‑140min，焙烧产物进行水淬处理，然后采用氯化法浸出金；所述复合氧化剂为氯酸钠和过硫酸铵的混合物。

【技术特征摘要】

【专利技术属性】
技术研发人员：张亚辉，涂博，隆岗，李玄武，尤大海，
申请(专利权)人：武汉理工大学，
类型：发明
国别省市：湖北;42