【技术实现步骤摘要】
本专利技术属于冶金，尤其涉及一种复杂金精矿资源有价元素综合回收的方法。
技术介绍
1、含砷碳金精矿属于难处理的金精矿，在硫化矿物中金被封闭，矿石中存在的碳质物会从氰化物溶液中吸附金的配合物，在金的表面形成各种化合物的保护层。采用常规氰化工艺处理，金银的回收率很低，一般在10～50％之间。特别是当含碳量较高时，金银的回收率几乎为零。采用传统焙烧氰化提金方法时，因碳质矿物质地较轻，受炉底鼓风及系统负压影响，在炉内停留时间过短，碳极易随烟尘吹出炉外，所以两段焙烧系统的脱碳率并不理想，同时焙烧过程中部分砷化物以砷酸盐的形式存在，砷酸盐会包裹金银等贵金属。另外，在焙烧过程中存在铁氧化物对金银的包裹，不仅造成金银的回收率低，而且还会产生氧化砷等有剧毒气体，使生产难以进行。
技术实现思路
1、本专利技术针对上述现有技术存在的不足，提供一种复杂金精矿资源有价元素综合回收的方法，具体的技术方案如下：
2、一种复杂金精矿资源有价元素综合回收的方法，包括如下步骤：
3、(1)一级氰化贫液调浆：对含砷碳金精矿采用含铜物料调整配置，采用加入氨水的氰化系统贫液调制矿浆浓度至15～25wt％，氨水用量3～5kg/t，得到一级矿浆；
4、(2)二级预先氰化提金：控制步骤(1)得到的一级矿浆氰化钠浓度进行氰化浸出过程，得到氰化系统贫液一和氰化提金矿浆；
5、(3)三级浮选富集载金碳：向步骤(2)得到的氰化提金矿浆中添加捕收剂，进行一次粗选、二次扫选、二次精选工艺流程，
6、(4)四级配铜调浆：向步骤(3)得到的尾矿滤饼中添加含铜物料使铜含量达到1～4wt％，添加含硫物质使硫含量达到20～25wt％，并用水调浆至矿浆浓度65～70wt％，得到四级矿浆；
7、(5)五级还原焙烧：将步骤(4)得到的四级矿浆搅拌均匀，然后进行还原焙烧，得到还原焙烧烟气和还原焙砂；
8、(6)六级磨矿酸浸处理：将步骤(5)得到的还原焙砂进行磨矿，使磨矿细度达到-400目80～90％得磨矿矿浆，然后控制磨矿矿浆的硫酸浓度和矿浆浓度进行酸浸处理，最后进行压滤得到含金滤饼及滤液；
9、(7)七级钢带炉焙烧：将步骤(6)得到的含金滤饼输送至电加热钢带炉中，进行电加热氧化焙烧，得到氧化焙烧烟气和氧化焙砂；
10、(8)八级氰化提金：将步骤(7)得到的氧化焙砂进行调浆，控制矿浆浓度30～40wt％，采用氨水调整ph＝9～10，然后进行磨矿至-400目95～98％；在添加氰化钠进行氰化浸出，得到氰化液和氰化后尾矿。
11、本专利技术中含砷碳金精矿成分为：金20～60g/t、银20～200g/t、含铜0.10～0.50wt％，含硫5～15wt％，含砷1～5wt％，含碳1～5wt％；所述氰化系统贫液来自步骤(2)中的氰化系统贫液一和步骤(3)中的氰化系统贫液二。
12、本专利技术采用氰化贫液调浆后，进行预先氰化提金工艺将自然金、裸露金经氰化浸出转变为金氰络离子进入到浮选的载金碳精矿，可充分的实现对自然金、裸露金的有效回收，在氰化系统贫液添加氨水可降低含铜物料与氰化钠发生溶解反应的几率，降低氰化钠消耗，也减少因铜的大量溶解而降低金的浸出效果的影响；同时联合浮选工艺得到载金碳精矿，对载金碳精矿处理可预先回收金，消除了易收金在焙烧过程被二次包裹造成损失的问题；而尾矿滤饼中则配置含铜物料进行还原焙烧，以铜元素作添加剂改善焙烧效果，减少焙烧过程中其他金属氧化物对金的包裹，有利于提高金回收率，含硫物质的添加可保证焙烧过程的热量要求和氧气制酸的需要；焙烧后的磨矿酸浸处理，使含金矿物得到单体解离，并把包裹在矿物中的金充分暴露，降低矿物的粒径，增加金颗粒的比表面积，消除金颗粒表面某些氧化物的包裹，进而使被物理包裹和化学结合的金银得以较好裸露，进而提高金的回收率；电加热式钢带炉对酸浸后含金物料进行氧化焙烧，不仅进一步提高单体金的裸露程度，进一步消除矿物对金的包裹，同时焙烧过程使酸性物质转化为二氧化硫、三氧化硫可进行返回还原焙烧工序，降低酸性物质对后续氰化浸出的影响，也解决了碱消耗量大、成本高的问题；最终的使氰化提金的金银总回收率达到98％以上，较常规工艺提高15～20wt％，大大提高了企业经济效益。
13、进一步地，所述步骤(1)中，所述含铜物料的加入量为含砷碳金精矿的1～5wt％。所述含铜物料为含金铜精矿、含铜金精矿、含铜银矿。
14、进一步地，所述步骤(2)中，控制氰化钠浓度为0.20～0.30wt％，氰化浸出浸出的时间为20～28小时。
15、自然金、裸露金经氰化浸出转变为金氰络离子，可充分的实现对自然金、裸露金的有效回收。可得到含金量为0.03～0.06mg/l的氰化系统贫液一。
16、进一步地，所述步骤(3)中，所述捕收剂为煤油，煤油的用量300～600g/t。可获得含金品位达到1～10kg/t的载金碳精矿，以及成分为含金10～30g/t、银10～30g/t、铜0.10～0.50wt％，硫5～15wt％，砷1～5wt％，含碳0.1～0.5wt％的尾矿滤饼中。
17、进一步地，所述步骤(3)中，得到的载金碳精矿采用火法冶炼得到金锭产品。
18、载金碳精矿通过单独火法冶炼得到金锭产品，消除了碳质物对焙烧过程的影响，同时预先回收金，消除了易收金在焙烧过程被二次包裹造成损失的问题。
19、进一步地，所述步骤(4)中，含铜物料的含铜量为2～50wt％；所述含硫物质为硫磺、高硫精矿等。
20、进一步地，所述步骤(5)中，还原焙烧的温度为520～560℃，还原焙烧的时间为3～5小时。
21、进一步地，所述步骤(5)中，所述还原焙烧烟气经过重力除尘、电除尘、干法布袋收砷、湿法净化、二转二吸工艺产出工业硫酸。
22、不仅砷得到了很好的回收，解决了传统工艺产生氧化砷等有剧毒气体，使生产难以进行的技术问题；而且还可产出工业硫酸。
23、进一步地，所述步骤(6)中，所述磨矿矿浆的硫酸浓度为30～50wt％，所述磨矿矿浆的矿浆浓度为20～40wt％；酸浸处理的温度为60～80℃，酸浸处理的时间为4～6小时。
24、进一步地，所述步骤(6)中，所述滤液采用硫化法回收铜等有价金属。
25、进一步地，所述步骤(7)中，氧化焙烧的温度为610～630℃，氧化焙烧的时间为1～3小时。
26、进一步地，所述步骤(7)中得到的氧化焙烧烟气经风机输送至步骤(5)五级还原焙烧进行协同处理。
27、氧化焙烧过程使酸性物质转化为二氧化硫、三氧化硫返回还原焙烧工序回收，降低了酸性物质对后续氰化浸出的影响，减少碱的用量、降低成本，提高金回收率。
28、进一步地，所述步骤(8)中，氰化钠的浓度为0.30～0.50wt％，氰化浸出的时间为50～80小时。
29、本文档来自技高网...
【技术保护点】
1.一种复杂金精矿资源有价元素综合回收的方法，其特征在于，包括如下步骤：
2.根据权利要求1所述的复杂金精矿资源有价元素综合回收的方法，其特征在于，所述步骤(2)中，控制氰化钠浓度为0.20～0.30wt％，氰化浸出浸出的时间为20～28小时。
3.根据权利要求1所述的复杂金精矿资源有价元素综合回收的方法，其特征在于，所述步骤(3)中，所述捕收剂为煤油，煤油的用量300～600g/t。
4.根据权利要求1所述的复杂金精矿资源有价元素综合回收的方法，其特征在于，所述步骤(5)中，还原焙烧的温度为520～560℃，还原焙烧的时间为3～5小时。
5.根据权利要求4所述的复杂金精矿资源有价元素综合回收的方法，其特征在于，所述步骤(5)中，所述还原焙烧烟气经过重力除尘、电除尘、干法布袋收砷、湿法净化、二转二吸工艺产出工业硫酸。
6.根据权利要求1所述的复杂金精矿资源有价元素综合回收的方法，其特征在于，所述步骤(6)中，所述磨矿矿浆的硫酸浓度为30～50wt％，所述磨矿矿浆的矿浆浓度为20～40wt％；酸浸处理的温度为60～80℃，
7.根据权利要求1所述的复杂金精矿资源有价元素综合回收的方法，其特征在于，所述步骤(7)中，氧化焙烧的温度为610～630℃，氧化焙烧的时间为1～3小时。
8.根据权利要求7所述的复杂金精矿资源有价元素综合回收的方法，其特征在于，所述步骤(7)中得到的氧化焙烧烟气经风机输送至步骤(5)五级还原焙烧进行协同处理。
9.根据权利要求1所述的复杂金精矿资源有价元素综合回收的方法，其特征在于，所述步骤(8)中，氰化钠的浓度为0.30～0.50wt％，氰化浸出的时间为50～80小时。
10.根据权利要求9所述的复杂金精矿资源有价元素综合回收的方法，其特征在于，所述步骤(8)中，氰化液采用锌粉置换得到含金30～70wt％的金泥，经冶炼得到金锭、银锭产品。
...【技术特征摘要】
1.一种复杂金精矿资源有价元素综合回收的方法，其特征在于，包括如下步骤：
2.根据权利要求1所述的复杂金精矿资源有价元素综合回收的方法，其特征在于，所述步骤(2)中，控制氰化钠浓度为0.20～0.30wt％，氰化浸出浸出的时间为20～28小时。
3.根据权利要求1所述的复杂金精矿资源有价元素综合回收的方法，其特征在于，所述步骤(3)中，所述捕收剂为煤油，煤油的用量300～600g/t。
4.根据权利要求1所述的复杂金精矿资源有价元素综合回收的方法，其特征在于，所述步骤(5)中，还原焙烧的温度为520～560℃，还原焙烧的时间为3～5小时。
5.根据权利要求4所述的复杂金精矿资源有价元素综合回收的方法，其特征在于，所述步骤(5)中，所述还原焙烧烟气经过重力除尘、电除尘、干法布袋收砷、湿法净化、二转二吸工艺产出工业硫酸。
6.根据权利要求1所述的复杂金精矿资源有价元素综合回收的方法，其特征在于，...
【专利技术属性】
技术研发人员：王建军，刘占林，郭建东，王敏杰，欧海涛，薛希刚，梁志伟，
申请(专利权)人：山东国大黄金股份有限公司，
类型：发明
国别省市：
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