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矿渣提炼黄金的整个过程(矿渣中的黄金提炼过程)

矿渣提炼黄金的整个过程(矿渣中的黄金提炼过程) 从含金黄铁矿的精矿和焙砂中回收金

黄铁矿含金或基本不含金。含金黄铁矿浮选产生的精矿经氧化焙烧脱硫(或制酸),产生的焙砂和烟尘呈疏松多孔结构。大部分金颗粒是从载体矿物中解离出来的单体,容易被浸出回收。煅烧砂的成分主要变为赤铁矿和少量磁铁矿,其中残留少量黄铁矿和磁黄铁矿等硫化物。提取黄金后,浸出渣还可用于炼铁或制造水泥。很多情况下,焙砂中还含有一定量的银、铜等有价金属,所以可以考虑综合回收。

影响黄铁矿焙砂金浸出率的主要因素是焙烧温度、焙砂中残余硫含量和硫酸化程度。焙烧温度过高,颗粒容易团聚形成包金。为了使焙砂中的残余硫含量降至最低,必须提供足够的氧气,而且还能产生更多的SO3,这有利于焙砂的硫酸化和金的浸出。但是,焙烧制酸必须在供氧略不足的条件下进行,以防止SO3的生成。因此,在焙烧实践中,必须兼顾硫酸和金的生产,以生产出含有大量赤铁矿和少量磁铁矿的焙砂。

A.O. Filmer研究了南非几种含黄铁矿的焙烧砂中金的氰化浸出过程,发现金的浸出率随着焙烧砂氧化程度的增加而增加,但随着焙烧砂中硫含量的增加而降低。他认为焙砂中金的浸出速度慢、浸出率低主要是由于不溶性包裹金和硫化金的电化学钝化。金包裹主要是焙砂结块造成的。所以在焙烧过程中,要尽量分散颗粒,让金颗粒充分暴露出来。否则,只能通过再细磨来提高金的浸出率。电化学钝化与含金矿物的导电性有关。黄铁矿和焙砂中与金伴生的矿物,如黄铁矿、磁黄铁矿和磁铁矿,具有很高的导电性。在浸出过程中,这些矿物的整个表面都会发生氧还原。不仅会增加氧气和氰化钠的消耗,而且由于硫化物被氧气氧化过程缓慢,会阻碍其负载金颗粒的溶解速度。如果焙砂被充分氧化和焙烧,其中的大部分矿物将转化为赤铁矿。赤铁矿的电导率约为10-4/m,与绝缘体的电导率相近。除了它携带的金颗粒,赤铁矿的表面不会被氧气还原,金颗粒也不会被钝化。即使物料中的可溶性成分在焙烧过程中在金颗粒表面形成涂层,也可能对金颗粒的溶解速率影响不大,更不可能造成金颗粒的钝化。当他用99.9%纯金板用饱和甘汞电极测量纯氰化物浸出液中的电位时,发现当阴极电位保持在- 0.6V时,金的溶解几乎达到最大值。反之,当阳极电位达到- 0.6V时,金就会被活化钝化。然而,当铅、铊、汞和铋离子加入到纯氰化物溶液中时,它可以改变金的钝化倾向。

综上所述,可以得出以下结论:未充分氧化焙烧的黄铁矿焙砂金浸出率低的原因之一是焙砂的孔隙结构未充分发育,金颗粒不能完全暴露在浸出液中;第二个原因是当剩余的含金硫化矿物被浸出时,表面的氧会被还原,阻碍金的溶解或钝化。如果只是用来浸出部分氧化的焙砂,即使氰化钠因浸出液缺氧而大量消耗,也不能加强溶金的作用。

根据山东、河北、内蒙古等地含金硫精矿和焙砂的氰化提金试验,现将操作条件和技术经济指标叙述如下。

1.含金铁矿石焙烧条件的选择

根据黄铁矿的热谱,其吸热峰为650℃±50℃。大量生产实践证明,黄铁矿的焙烧温度是影响焙砂金浸出率的关键因素之一。焙烧温度越高,焙砂颜色越深,这是磁铁矿(Fe3O4)产量增加的原因。这不仅会降低金颗粒的暴露量和浸出率,还会增加焙砂的硬度和磨矿难度。因此,一般情况下,焙烧温度应力应设定在允许的下限温度,以产出以Fe2O3(赤铁矿)为主的红棕色焙砂。这种焙砂可粗磨或不粗磨送氰化,金的回收率也高。

为了最大限度地暴露金颗粒,提高金的浸出率,根据试验,焙烧炉排出的赤热焙砂水淬渣的氰化浸出率比干法可提高7%。它的作用是热焙砂突然淬火开裂,使更多的金粒暴露出来。

由于各地黄铁矿的矿物结构和组成不同,焙烧时吸热峰的温度也不同。需要进行实验测定,选择最佳的焙烧温度和焙烧时间。许多厂矿焙烧硫铁矿制酸。为了满足制酸的要求,焙烧温度通常提高到850℃或900℃以上,这对焙砂提金不利。对于焙烧硫铁矿制酸的厂矿,应兼顾制酸和提金的利益,提高经济效益。

二。含金黄铁矿焙砂的浮选

8.34g∕t含金焙砂是由山东某矿含金黄铁矿原矿焙烧而成。焙砂中的金粒度较细,均小于0.074毫米,其中0.074 ~ 0.053毫米占20.30%,0.053 ~ 0.037毫米占23.20%,0.037 ~ 0.010毫米占24.50%,直径小于0.010毫米占32.00%。由于原矿被氧化焙烧,结构疏松,解理增多,金粒刚好失去了撞击矿物(硫化矿物),大多解离成单体,为金的浮选富集提供了条件。

金浮选采用三段磨矿、三段浮选作业,每次都产生粗金精矿。为了充分分散矿物和抑制煤泥、赤铁矿等氧化物,在每个磨矿阶段加入碳酸钠(2000 ~ 5000 g ∕ t)和羧甲基纤维素(100 ~ 900 g ∕ t),使用20%固相矿浆。浮选捕收剂采用铵黑粉和起泡剂2#油,分批加药,分批刮取。获得的324g∕t焙砂含金最高的精矿的浮选试验结果列于表1。第三次精矿金总回收率为88.90%,平均金品位为100.42克∕吨,尾矿和矿泥中金含量为1克∕吨

产品

屈服∕%

黄金级∕ g t-1

黄金分配率∕%

初级精矿

1.96

7.395

281.86

100.42

66.22

88.90

二次浓缩

2.615

44.15

13.84

三级精矿

2.82

26.14

8.84

尾矿

44.84

92.605

1.00

1.00

5.38

11.10

污泥

47.765

1.00

5.72

总计达

100.00

100.00

100.00

100.00

试验结果表明,为了获得较好的指标,浮选前应抑制煤泥和氧化物,保证足够的浮选时间(三次浮选总时间为48min),并分阶段加入药剂。这样可以使颗粒均匀、长时间地漂浮,防止浮选初期因药剂浓度过高而导致大量泥状夹杂物漂浮。

三。含金黄铁矿的精矿和焙砂氰化实例

表2显示了来自山东、内蒙古和河北的五个含金铁矿石样品的矿石处理和氰化工艺的比较。5#样品为金厂峪金矿氰化尾渣,氰化浸出前在迁西化工厂焙烧制酸。1982年,25t∕d氰化提金工业试验厂在迁西化工厂建成,金的再浸出率为77%。从表中可以看出,在磨矿粒度合适的前提下,试样3的工艺较好,其回收率最高,氰化处理的给矿量较少。与样品1#和2#相比,氰化浸出前的再磨操作也减少了。经检验,氰化浸出渣中残留的金80%为包裹金,这是因为黄铁矿中的金粒度过细,无法回收。

表2硫精矿和焙砂氰化浸出的比较

数字

生产地点

手艺

流动

预氰化研磨∕%-300筛网

NaCN∕

g t-1

CaO∕

千克吨-1

吸入

时间∕h

原材料grade∕

g t-1

浸出渣中含有gold∕

g t-1

金浸出率

∕%

一个

山东

原矿浮选精矿的氰化

98.0

6.2

5.0

10

1.25

91.67

2

山东

原矿浮选精矿焙烧后的氰化

53.2

3.8

5.0

10

18.50

1.33

92.81

山东

原矿焙烧后浮选精矿的氰化

利用

6.0

11.65

24

104.0

4.75

95.08

内蒙古

原矿焙烧后氰化

利用

1.5

42.0

8.6

1.20

86.05

河北省

氰化渣焙烧水淬后氰化

83%

-360目

0.94

6.77

8.5

4.20

0.96

77.00

四。硫精矿焙砂和粉尘的氰化

硫酸厂沸腾焙烧炉焙烧含29.34%硫和6~9g∕t金的硫精矿,金品位高。其中小于10μm的金颗粒占52.5%,大于53μm的金颗粒仅占11.3%

焙砂从焙烧炉中排出,进行水淬、脱水、研磨和洗涤。矿石洗涤包括分级、浓缩和通过水力旋流器过滤,以从矿石中去除硫酸铜、酸、贱金属氧化物和铁盐。然后加石灰处理矿浆至pH10(加石灰前,矿浆pH 2 ~ 3)送去搅拌氰化。金的回收率为72% ~ 80%。%.由于洗涤处理不完善,金的回收率低,氰化物和石灰的消耗也高。

关键词TAG: 贵重金属 金 

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