高锑含砷难处理金精矿的提金方法技术

本发明专利技术涉及一种高锑含砷难处理金精矿的提金方法，按如下步骤进行：浸出除锑、调浆洗矿、酸处理、浓密、加压氧化、炭浸氰化得产品载金炭，即湿法除锑‑加压氧化处理‑氰化提金，它具有可实现高锑含砷金精矿的有效回收，可以脱除90％左右的锑，金的氰化浸出率达92‑96％，合理利用工艺回水，降低生产成本，可实现废水“零排放”，工艺无砷污染问题，是一种安全、清洁、节能、高效的工艺，对含锑、含砷金精矿有良好的适应性和广泛的推广前景等优点，适于含锑金矿提金应用。

Gold extraction method of refractory gold concentrate containing high arsenic antimony

The invention relates to a high antimony arsenic bearing refractory gold concentrate leaching method, comprising the following steps: leaching of antimony ore, starch, acid treatment, thick, pressure oxidation, carbon leaching products of gold loaded carbon, namely wet removal of antimony pressure oxidation processing cyaniding, it has effective recycling to achieve high antimony and arsenic containing gold concentrate, can remove about 90% of antimony, gold leaching rate of 92 96%, rational use of technological backwater, reduce production cost, can realize zero discharge of waste water process, arsenic pollution problems, is the process of a safe, clean, energy-saving, efficient, with antimony and arsenic containing gold concentrate has good adaptability and extensive application foreground etc., suitable for containing antimony gold gold application.

【技术实现步骤摘要】
高锑含砷难处理金精矿的提金方法
本专利技术涉及一种高锑含砷难处理金精矿的提金方法，适于含锑金矿提金应用。
技术介绍
业内人士提到的“难处理金矿石”，一般指矿石具有难选冶的特性，比如含砷、含锑、有机碳、硫化物包裹等因素，导致该类型金矿采用常规或单一的选冶方法难以达到有效、环保地提取金的目的。我国大型金矿床少，资源分散，难处理金矿资源总量约有1500-2000t，占中国金矿资源地质储量的30-40％(参见宋鑫.中国难处理金矿资源及其开发利用技术[J].黄金,2009,(07):46-49.)。因此，如何经济、高效地开发难处理金矿资源对我国的黄金工业有重要意义。含砷金矿是难处理金矿中最普遍的最难处理的金矿，其因含砷矿物包裹金及砷污染问题导致处理成本高且回收率低。含锑金矿更是最难处理的金矿种类之一，氰化浸金过程中辉锑矿会与氰化钠反应消耗药剂：Sb2S3+6NaOH→Na3SbS3+Na3SbO3+3H2O2Na3SbS3+3NaCN+3H2O+3/2O2→Sb2S3+3NaCNS+6NaOHNaCNS等产物极易二次覆盖在已暴露的金矿物表面，阻碍金与O2、CN-接触，导致金浸出指标变差(参见杨子轩.含锑金矿回收方法研究现状[J].矿产综合利用,2015,(03):20-23.)。同时含砷、含锑的金精矿为极难处理金矿，该类矿石无法直接浸取黄金，需要经过预处理才能进行回收。对于含锑高且锑有回收价值的金精矿，常规方法是先采用湿法提锑，制备锑酸盐产品出售，再通过焙烧或生物法对提锑渣进行预处理后氰化提金，一般提锑后的渣仍含一定量的锑(约0.2-2％)。在焙烧处理时，砷污染问题仍然存在，而锑的氧化物由于熔点低在焙烧过程中易产生氧化锑的细小熔化物堵塞载金焙砂表面而形成“二次包裹”导致金回收率低(参见锑对难处理金矿石(金精矿)焙烧—氰化浸金的影响[J].黄金,2009,(02):33-37.)。生物法处理同样存在砷处理困难，残留锑元素影响氰化提金回收率的问题。加压氧化工艺是一种安全、清洁、节能、高效的新型冶金技术，砷在加压氧化过程中可以形成稳定的砷酸铁沉淀，硫化锑被完全氧化使包裹金得以暴露，不会对环境造成污染，特别适合用于处理含砷、含锑等类型的难处理金矿。该工艺有效避免了焙烧和生物法预处理工艺的缺陷，适应性强，金回收率高。为此研发一种高锑含砷难处理金精矿的提金方法就显得尤为迫切。
技术实现思路
本专利技术的任务是为了克服现有技术的不足，提供一种高锑含砷难处理金精矿的提金方法，即通过湿法除锑-加压氧化处理-氰化提金的方法，提高金的综合回收率，避免砷的污染，为该类型金精矿提供一种适应性强，环保、高效的回收手段。本专利技术的任务是通过以下技术方案来完成的：高锑含砷难处理金精矿的提金方法，依次按如下步骤工序与条件进行：A.浸出除锑，加水调节高锑含砷金精矿矿浆浓度至25～60％，按每升矿浆加入硫化钠30～85g，氢氧化钠20～60g，浸出温度45～80℃，浸出时间50～100min，浸出结束后液固分离，分离出浸出液和浸出渣，浸出液送锑回收系统或环保系统处理；B.调浆洗矿，加水调节浸出渣矿浆浓度至20～40％，搅拌10～40min，一次洗涤、过滤，将滤饼再浆化、洗涤、二次过滤，两次洗涤的合计洗涤率控制在90～96％，得滤饼和洗液；C.酸处理，加水调节滤饼矿浆浓度至10～15％，加入常规的硫酸调节终点pH值至1.0～1.5，处理时间60～80min，得酸处理后的矿浆；D.浓密，酸处理后的矿浆入浓密机，控制底流矿浆浓度至35～40％，向溢流溶液加入常规的碳酸钙或石灰或电石渣进行中和，中和终点pH控制至8.5～10.0，中和后过滤得中和渣和中和后液，中和渣送尾矿库；E.加压氧化，将步骤D的浓密机底流矿浆进行加压氧化，反应温度190～205℃，氧分压0.35～0.6MPa，停留时间40～70min，对加压氧化后的矿浆液固分离，分离出氧化渣和氧化液；F.炭浸氰化，调节氧化渣矿浆浓度至30～40％，pH至9～10，加入活性炭20～50g/L，氰化钠浓度0.5～1‰，氰化时间18～20h，得产品载金炭。说明书中涉及的百分比均为质量百分比。本专利技术与现有技术相比具有以下优点和效果：1.本专利技术采用湿法除锑-加压氧化处理-氰化提金的工艺实现高锑含砷金精矿的有效回收，湿法浸锑可以脱除90％左右的锑，经过加压氧化预处理后，金的氰化浸出率可以达到92-96％。2.合理利用工艺回水，降低生产成本，可实现废水“零排放”。3.工艺无砷污染问题，是一种安全、清洁、节能、高效的工艺，对含锑、含砷金精矿有良好的适应性和广泛的推广前景。附图说明图1是根据本专利技术提出的一种高锑含砷难处理金精矿的提金方法工艺流程图。业内人士所指的高锑含砷难处理金精矿是指含锑0.5-25％、含砷0-30％的特难处理金精矿。操作步骤是金精矿首先用硫化钠、氢氧化钠除锑；除锑后渣用工艺水两段洗涤，洗涤后矿用加压氧化的氧化液进行酸处理，酸处理矿浆浓密后底流进入加压氧化-氰化提金工序，酸化矿浆的溢流液进行中和处理；加压氧化的氧化液可以返回酸处理使用，中和后液返回洗矿使用。该方法能处理含锑0.5-25％，含砷0-30％范围的金精矿，适应性强，金回收率高，可回收高锑金矿中的锑。全湿法流程，与常规焙烧工艺相比，没有砷污染问题，且最大程度避免了锑的影响，是一种经济、有效的工艺，对类似金精矿良好的推广前景。以下结合附图对说明作进一步详细地描述。具体实施方式如图1所示，本专利技术的一种高锑含砷难处理金精矿的提金方法，依次按如下工艺步骤与条件进行：A.浸出除锑，加水调节高锑含砷金精矿矿浆浓度至25～60％，按每升矿浆加入硫化钠30～85g，氢氧化钠20～60g，浸出温度45～80℃，浸出时间50～100min，浸出结束后液固分离，分离出浸出液和浸出渣，浸出液送锑回收系统或环保系统处理；B.调浆洗矿，加水调节浸出渣矿浆浓度至20～40％，搅拌10～40min，一次洗涤、过滤，将滤饼再浆化、洗涤、二次过滤，两次洗涤的合计洗涤率控制在90～96％，得滤饼和洗液；C.酸处理，加水调节滤饼矿浆浓度至10～15％，加入常规的硫酸调节终点pH值至1.0～1.5，处理时间60～80min，得酸处理后的矿浆；D.浓密，酸处理后的矿浆入浓密机，控制底流矿浆浓度至35～40％，向溢流溶液加入常规的碳酸钙或石灰或电石渣进行中和，中和终点pH控制至8.5～10.0，中和后过滤得中和渣和中和后液，中和渣送尾矿库；E.加压氧化，将步骤D的浓密机底流矿浆进行加压氧化，反应温度190～205℃，氧分压0.35～0.6MPa，停留时间40～70min，对加压氧化后的矿浆液固分离，分离出氧化渣和氧化液；F.炭浸氰化，调节氧化渣矿浆浓度至30～40％，pH至9～10，加入活性炭20～50g/L，氰化钠浓度0.5～1‰，氰化时间18～20h，得产品载金炭。本专利技术的工艺可以进一步是：所述步骤B调浆洗矿的两次洗液合并返回步骤A浸出除锑回用。所述步骤D浓密中和的中和后液返回步骤B调浆洗矿回用。所述步骤E加压氧化液固分离的氧化液一部分返回步骤C酸处理回用，另一部分至步骤D浓密中和回用。采用本专利技术的方法，各实施例具体操作步骤和工艺参数如下：实施例1:某金精矿含锑11％、含砷15.2％本文档来自技高网...

【技术保护点】
一种高锑含砷难处理金精矿的提金方法，依次按如下工艺步骤与条件进行：A.浸出除锑，加水调节高锑含砷金精矿矿浆浓度至25～60％，按每升矿浆加入硫化钠30～85g，氢氧化钠20～60g，浸出温度45～80℃，浸出时间50～100min，浸出结束后液固分离，分离出浸出液和浸出渣，浸出液送锑回收系统或环保系统处理；B.调浆洗矿，加水调节浸出渣矿浆浓度至20～40％，搅拌10～40min，一次洗涤、过滤，将滤饼再浆化、洗涤、二次过滤，两次洗涤的合计洗涤率控制在90～96％，得滤饼和洗液；C.酸处理，加水调节滤饼矿浆浓度至10～15％，加入常规的硫酸调节终点pH值至1.0～1.5，处理时间60～80min，得酸处理后的矿浆；D.浓密，酸处理后的矿浆入浓密机，控制底流矿浆浓度至35～40％，向溢流溶液加入常规的碳酸钙或石灰或电石渣进行中和，中和终点pH控制至8.5～10.0，中和后过滤得中和渣和中和后液，中和渣送尾矿库；E.加压氧化，将步骤D的浓密机底流矿浆进行加压氧化，反应温度190～205℃，氧分压0.35～0.6MPa，停留时间40～70min，对加压氧化后的矿浆液固分离，分离出氧化渣和氧化液；F.炭浸氰化，调节氧化渣矿浆浓度至30～40％，pH至9～10，加入活性炭20～50g/L，氰化钠浓度0.5～1‰，氰化时间18～20h，得产品载金炭。...

【技术特征摘要】
1.一种高锑含砷难处理金精矿的提金方法，依次按如下工艺步骤与条件进行：A.浸出除锑，加水调节高锑含砷金精矿矿浆浓度至25～60％，按每升矿浆加入硫化钠30～85g，氢氧化钠20～60g，浸出温度45～80℃，浸出时间50～100min，浸出结束后液固分离，分离出浸出液和浸出渣，浸出液送锑回收系统或环保系统处理；B.调浆洗矿，加水调节浸出渣矿浆浓度至20～40％，搅拌10～40min，一次洗涤、过滤，将滤饼再浆化、洗涤、二次过滤，两次洗涤的合计洗涤率控制在90～96％，得滤饼和洗液；C.酸处理，加水调节滤饼矿浆浓度至10～15％，加入常规的硫酸调节终点pH值至1.0～1.5，处理时间60～80min，得酸处理后的矿浆；D.浓密，酸处理后的矿浆入浓密机，控制底流矿浆浓度至35～40％，向溢流溶液加入常规的碳酸钙或石灰或电石渣进行中...

【专利技术属性】
技术研发人员：陈景河，王春，蔡创开，熊明，郭金溢，许晓阳，丁文涛，林海彬，陈庆根，
申请(专利权)人：紫金矿业集团股份有限公司，厦门紫金矿冶技术有限公司，
类型：发明
国别省市：福建,35