一种含砷碳难处理金精矿协同处理焙烧氰化尾渣综合回收的方法.pdf

(19)国家知识产权局(12)发明专利申请(10)申请公布号CN115747490A(43)申请公布日2023.03.07(21)申请号202211150319.3(22)申请日2022.09.21(71)申请人山东国大黄金股份有限公司地址265406山东省烟台市招远市国大路668号(72)发明人郭建东王建政焦磊(74)专利代理机构烟台上禾知识产权代理事务所(普通合伙)37234专利代理师金丽丽(51)Int.Cl.C22B3/08(2006.01)C22B3/22(2006.01)C22B1/02(2006.01)C22B11/08(2006.01)权利要求书2页说明书7页(54)发明名称一种含砷碳难处理金精矿协同处理焙烧氰化尾渣综合回收的方法(57)摘要本发明属于黄金选冶技术领域，涉及一种含砷碳难处理金精矿协同处理焙烧氰化尾渣综合回收的方法，包括如下步骤：S1预先酸化细磨；S2酸解处理；S3浮选回收金精矿；S4两段焙烧脱碳脱硫脱砷；S5酸浸浮选；S6高氰氰化浸出；S7低氰氰化浸出。本发明将浮选与冶炼工艺有效结合，有利于高砷碳金精矿高值化回收；将回转窑低温脱砷、沸腾炉焙烧脱硫脱砷脱碳及酸浸处理、浮选工艺处理，有针对性优化工艺技术回收；梯级氰化钠浓度控制，提高金的浸出率、降低氰化钠消耗，降低能耗，经济效益显著；工艺技术条件简单，操作方便，作业环境友好，实现了有价金属的综合回收，整个过程属于清洁生产，无废气、废水产生，具有良好的环保效益。CN115747490ACN115747490A权利要求书1/2页1.一种含砷碳难处理金精矿协同处理焙烧氰化尾渣综合回收的方法，其特征在于，包括如下步骤：S1预先酸化细磨：将含砷碳金精矿与焙烧氰化尾渣进行混合得混合矿浆，采用硫酸调整混合矿浆浓度，调节混合矿浆pH为1‑2，对所述混合矿浆进行细磨，得磨矿矿浆；S2酸解处理：将所述S1中的磨矿矿浆添加硫酸进行酸解，酸解后进入浓缩机，得溢流液一和底流矿浆一；S3浮选回收金精矿：将所述S2中的底流矿浆一的浓度控制为30‑45wt％，添加纯碱，调整pH＝5‑6，再添加丁铵黑药、25#黑药、2#油，搅拌、浮选，采用一次粗选、二次扫选、三次精选浮选流程，得选碳尾矿一和泡沫一，刮出泡沫一，所述泡沫一为高碳金精矿；S4两段焙烧脱碳脱硫脱砷：一段焙烧为高碳金精回转窑焙烧，高碳金精矿进入回转窑进行焙烧，焙烧过程产生烟气，所述烟气经过布袋收砷处理得一次焙砂和尾气；二段焙烧为一次焙砂沸腾焙烧炉焙烧，将一次焙砂添加水调浆至65‑68wt％，输送至沸腾焙烧炉进行焙烧，得二次焙砂；S5酸浸浮选：将S4中的二次焙砂添加硫酸进行酸浸，酸浸后矿浆进入浓缩机，得溢流液二和底流矿浆二，所述底流矿浆二的浓度控制为20‑30wt％，添加纯碱，调整pH＝5‑6，再添加硫化碱、丁基黄药、2#油，搅拌、浮选，采用一次粗选、二次扫选、三次精选浮选流程，得选碳尾矿二和泡沫二，刮出泡沫二，所述泡沫二为高品位金精矿，所述碳尾矿二为低品位酸浸渣；S6高氰氰化浸出：将S5中的高品位金精矿添加30‑50kg/t的氰化钠，采用三次浸出三次洗涤工艺流程，得浸出渣一；S7低氰氰化浸出：将S5中的低品位酸浸添加3‑5kg/t的氰化钠，采用二次浸出二次洗涤工艺流程，得浸出渣二。2.根据权利要求1所述的含砷碳金精矿协同处理焙烧氰化尾渣综合回收的方法，其特征在于，所述S1中，所述含砷碳金精矿与所述焙烧氰化尾渣的质量比为1：(1‑2)；细度为‑200目90‑92％；采用硫酸调整混合矿浆浓度后，混合矿浆浓度为60‑65wt％。3.根据权利要求1所述的含砷碳金精矿协同处理焙烧氰化尾渣综合回收的方法，其特征在于，所述S1中，所述混合矿浆在陶瓷球为磨矿介质的磨矿机中进行细磨，温度40‑50℃，时间20‑30分钟，所述磨矿矿浆细度为‑400目98‑99％。4.根据权利要求1所述的含砷碳金精矿协同处理焙烧氰化尾渣综合回收的方法，其特征在于，所述S2中，所述硫酸浓度为20‑30wt％，固液质量比为1：(3‑8)。5.根据权利要求4所述的含砷碳金精矿协同处理焙烧氰化尾渣综合回收的方法，其特征在于，所述S2中，所述酸解的温度为60‑90℃，酸解的时间为4‑6小时。6.根据权利要求1所述的含砷碳金精矿协同处理焙烧氰化尾渣综合回收的方法，其特征在于，所述S3中，所述丁铵黑药的用量为100‑300g/t，所述25#黑药的用量为100‑300g/t，所述2#油的用量为100‑300g/t，搅拌的时间为10‑20分钟，浮选的时间为5‑15分钟。7.根据权利要求1所述的含砷碳金精矿协同处理焙烧氰化尾渣综合回收的方法，其特征在于，所述S4中，所述回转窑的窑头温度为480‑500℃，窑中温度为430‑480℃，窑尾温度为400‑430℃，所述回转窑焙烧时间为2