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一種含金尾礦或氰化尾渣預處理脫硅浸金的方法

文(wen)檔序號:9593047閱讀:1458來源:國知局
一種含金尾礦或氰化尾渣預處理脫硅浸金的方法
【技術領域】
[0001] 本發明屬于有色冶金領域,特別涉及一種含金尾礦或氰化尾渣預處理脫硅浸金的 方法。
【背景技術】
[0002] 我國黃金礦山的數量、規模日趨增長,隨之尾礦量也大幅度增長。據不完全數據 統計表明,中國黃金每年產生尾礦量可達2000多萬噸,在這些排放的尾礦中金的品位依然 很高,尤其是在我國較早開采的黃金礦山以及難浸黃金礦山的尾礦中,金的品位甚至可達 7. 13g/t。因此,將含金尾礦作為二次資源回收利用,受到黃金生產企業的高度重視。
[0003] 含金尾礦一般指礦石提取黃金精礦后所排出的廢渣,由于過去采金及選冶技術落 后,致使相當一部分金丟失在尾礦中。這些尾礦除浮選后尾渣,大部分為氰化后為尾渣,這 些尾渣中含有大量的脈石礦物、殘留的CN-和浮選藥劑,尾渣中各礦物的粒度極細,并且 可回收礦物受到氰化過程的影響。相關資料表明,多數焙砂氰化尾渣金的品位達1~3g/t 以上;細菌氧化氰化尾渣中金的品位一般可達3~11. 2g/t,這兩種氰化尾渣中的金都難以 再氰化浸出回收,因此,如何提高這些含金尾礦或氰化尾渣金的氰化浸出率,是黃金生產和 科研的重要研究課題。

【發明內容】

[0004] 本發明目的主要是提供一種含金尾礦或氰化尾渣預處理脫硅浸金的方法,該方法 能顯著提高含金尾礦或氰化尾渣中金的浸出率,充分提取尾礦和尾渣中殘留的金,以解決 常規提金方法中存在的工藝流程長,浸出效果差以及污染嚴重等缺點。
[0005] 為達到上述目的,本發明采用的了如下的技術方案:
[0006] 以含金尾礦或氰化尾渣為原料,首先采用高壓低濃度堿浸脫除尾渣中一部分二氧 化硅,再采用常壓高濃度堿浸最大限度地脫除尾渣中的二氧化硅,然后對脫除二氧化硅后 的尾渣進行氰化法提取金,其具體步驟如下:
[0007] 1)將含金尾礦或氰化尾渣倒入高壓釜中,與堿液混合均勻,加熱并恒溫反應,冷卻 過濾,濾液經調節制成水玻璃或硅酸鈉溶液等硅產品;
[0008] 2)將步驟1)中濾渣加入常壓反應器中,加入高濃度堿液,加熱后反應,反應結束 后冷卻,稀釋過濾,濾液經調節后作為步驟1)中高壓反應的堿液,濾渣用于浸出金;
[0009] 3)步驟2)中的濾渣加入氰化鈉溶液并加入氧化鈣,調節礦漿的pH為9~11后, 進行氰化處理,浸出液用于回收金,浸出渣用于回收鐵。
[0010] 優選地,步驟1)中堿液的濃度為10%~50%;含金尾礦或氰化尾渣與堿液的固液 比為1:1~1:5 ;反應溫度為100~300°C;反應時間為1~5小時。
[0011] 優選地,步驟2)中高濃度堿液的濃度為50%~90% ;反應溫度為220°C~300°C; 反應時間為〇. 5~3小時。
[0012] 優選地,本發明所采用的含金尾礦或氰化尾渣中金的品位為1. 6~4.lg/t。
[0013] 優選地,所述堿液或高濃度堿液為氫氧化鈉溶液,本領域技術人員根據需要還可 以選擇其他種類的堿液,比如氫氧化鉀溶液等。
[0014] 本發明的方法將含金尾礦或氰化尾渣的金的浸出率提高到85. 63%以上。
[0015] 本發明采用兩步堿浸出,以利于高濃度堿液的回收以及硅產品的制備,使整個工 藝清潔,綠色環保,高效,簡便。
【附圖說明】
[0016] 圖1為本發明含金尾礦或氰化尾渣預處理脫硅浸金的方法的路線圖。
【具體實施方式】
[0017] 下面以附圖和【具體實施方式】對本發明作進一步詳細的說明。
[0018] 如圖1所示,一種含金尾礦或氰化尾渣預處理脫硅浸金的方法,所述方法包括如 下步驟:
[0019] 1)將含金尾礦或氰化尾渣倒入高壓釜中,與堿液混合均勻,加熱并恒溫反應,冷卻 過濾,濾液經調節制成水玻璃或硅酸鈉溶液等硅產品;
[0020] 2)將步驟1)中濾渣加入常壓反應器中,加入高濃度堿液,加熱后反應,反應結束 后冷卻,稀釋過濾,濾液經調節后作為步驟1)中高壓反應的堿液,濾渣用于浸出金;
[0021] 3)步驟2)中的濾渣加入氰化鈉溶液并加入氧化鈣,調節礦漿的pH為9~11后, 進行氰化處理,浸出液用于回收金,浸出渣用于回收鐵或其他有價金屬。
[0022] 實施例1 :
[0023] 內蒙古某含金尾礦,含金4.lg/t,其他化學成分如下表1所示。
[0024] 表1內蒙古某含金尾礦中除金外的化學成分/%
[0025]
[0026] 常規方法:取含金尾礦100g,按固液比1:3加入5%的氰化鈉溶液,并用氧化鈣將 pH調節為10. 0,對其曝氣并攪拌浸出48小時,金浸出率為10.86%。
[0027] 本發明方法:取含金尾礦200g,固液比是1:5,加入40%NaOH溶液,加入高壓釜, 在180°C下反應2小時,待冷卻后取出,過濾;濾渣烘干后加入常壓反應器,按固液比1:3,加 入80%NaOH,在280°C下,攪拌2小時,然后稀釋進行二次過濾,硅的浸出率為92. 6%,然后 再將二次濾渣與氰化鈉溶液及氧化鈣進行調漿,其礦漿pH為10. 0,氰化鈉濃度為5 %,曝氣 并攪拌浸出48小時,金浸出率為87. 54%。
[0028] 本發明方法:取氰化尾渣200g,固液比是1:4,加入30%NaOH溶液,加入高壓釜, 在180°C下反應3小時,待冷卻后取出,過濾;濾渣烘干后加入常壓反應器,按固液比1:4,加 入50%NaOH,在250°C下,攪拌3小時,然后稀釋進行二次過濾,硅的浸出率為87. 9%,然后 再將二次濾渣與氰化鈉溶液及氧化鈣進行調漿,其礦漿pH為10. 0,氰化鈉濃度為5 %,曝氣 并攪拌浸出48小時,金浸出率為84. 63%。
[0029] 本發明方法:取氰化尾渣200g,固液比是1:2,加入10%NaOH溶液,加入高壓釜, 在150°C下反應5小時,待冷卻后取出,過濾;濾渣烘干后加入常壓反應器,按固液比1:5,加 入75%NaOH,在250°C下,攪拌1小時,然后稀釋進行二次過濾,硅的浸出率為84. 9%,然后 再將二次濾渣與氰化鈉溶液及氧化鈣進行調漿,其礦漿pH為10. 0,氰化鈉濃度為5 %,曝氣 并攪拌浸出48小時,金浸出率為80. 74%。
[0030] 實施例2:
[0031] 山東某含金尾礦,含金1. 6g/t,其他化學成分如下表2所不。
[0032] 表2山東某含金尾礦中除金外的化學成分/%
[0033]
[0034] 常規方法:取含金尾礦100g,按固液比1: 3加入5%的氰化鈉溶液,并用氧化鈣將 pH調節為10. 0,對其曝氣并攪拌浸出48小時,金浸出率為20. 63%。
[0035] 本發明方法:取含金尾礦200g,固液比是1:5,加入50%NaOH溶液,加入高壓釜, 在300°C下反應2小時,待冷卻后取出,過濾;濾渣烘干后加入常壓反應器,按固液比1:6,加 入50%NaOH,在220°C下,攪拌2小時,然后稀釋進行二次過濾,硅的浸出率為95. 48%,將 二次濾渣與氰化鈉溶液及氧化鈣進行調漿,其礦漿pH為10. 0,氰化鈉濃度為5 %,曝氣并攪 拌浸出48小時,金浸出率為92. 66%。
[0036] 本發明方法:取氰化尾渣200g,固液比是1:1,加入20%NaOH溶液,加入高壓釜, 在180°C下反應2小時,待冷卻后取出,過濾;濾渣烘干后加入常壓反應器,按固液比1:3,加 入85%NaOH,在250°C下
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