技术领域
[0001] 本
发明涉及黄金
冶炼后的尾矿处理，尤其涉及一种难处理含砷金尾矿的多级提金方法。
背景技术
[0002] 在黄金冶炼企业中，对于含砷、炭、硫等难处理金尾矿，一般采用两段
焙烧预处理以后，烧渣再经过氰化处理，金、
银的回收率可以达到90％和75％以上，提金尾矿中一般含金2g/t以下、含银30g/t以下，这些尾矿一般不再继续回收金、银等有价元素，而是直接用作
水泥添加剂、
铁红原料、陶瓷原料等。但是有一部分含砷、炭、硫等难处理金尾矿，即使采用了两段焙烧预处理，其中的金、银等回收率也很低，尾矿中的含金品位有时高达11-12g/t、含银高达100-300g/t，一般含金品位在4-8g/t，这种尾矿很难继续回收金、银等有价元素，一般
封存处理，也有一种处理方法是将这种尾矿投入熔炼炉，使其中的金银熔入
冰铜，最后再从冰铜中回收金银，但是这种方法需要企业投资熔炼设备，冶炼成本太高。
发明内容
[0003] 本发明针对现有难处理金尾矿不易回收有价值金属的问题，提供一种难处理含砷金尾矿的多级提金方法。
[0004] 本发明解决上述技术问题的技术方案如下：一种难处理含砷金尾矿的多级提金方法，其特征在于，包括如下步骤：
[0005] 1)
酸化：将金尾矿
研磨至细度小于400目，加水调浆至矿浆矿浓15-30％，加入
硫酸和过二
硫酸钾，酸化36-72h后将矿浆通过
压滤机进行分离，得一次酸浸液和一次酸化渣；
[0006] 2)一次酸化渣
碱浸：将步骤1)所得一次酸化渣调浆至浓度为15-30％，加入氢
氧化钠和过二
硫酸钾，碱浸36-72h后经过压滤机压滤得一次碱浸液和一次碱浸
滤饼，一次碱浸液循环使用，将一次碱浸滤饼用锌粉置换
贫液调整浓度30-50％，采用氰化钠作为
浸出剂，浸出36-72h后将浸出
浆液充分洗涤，分离得含金贵液和一次氰化尾矿，将含金贵液经
净化、脱氧、锌粉置换、板框压滤后得金泥和一次锌粉置换贫液；
[0007] 3)焙烧：调节步骤2)所得一次氰化尾矿含硫量大于20％后，加入水调整浆液浓度为68-70％，将浆液进行两段焙烧，一段焙烧
温度控制在500-580℃，二段焙烧
温度控制在580-680℃，产生的二氧化硫烟气进入制酸系统生产硫酸，焙砂备用；
[0008] 4)焙砂酸浸：将步骤3)所得焙砂用水调整浓度为15-30％，加入硫酸，70-80℃下酸浸3-6h，将酸浸浆液通过压滤机，得二次酸浸液和二次酸化渣；
[0009] 5)二次酸化渣碱浸：将步骤4)所得二次酸化渣加水调浆至浓度为15-30％，加入氢氧化钠和双氧水，碱浸36-72h后经过压滤机压滤得二次碱浸液和二次碱浸滤饼，二次碱浸液循环使用；
[0010] 6)二次碱浸滤饼氰化：将步骤5)所得二次碱浸滤饼用锌粉置换贫液调整浓度30-50％，采用氰化钠作为浸出剂，浸出36-72h后将浸出浆液充分洗涤，分离得含金贵液和二次氰化尾矿，将含金贵液经净化、脱氧、锌粉置换、板框压滤后得金泥和二锌粉置换贫液。
[0011] 其中，步骤1)中，所述硫酸浓度为200-300g/L；所述过二硫酸钾用量为每吨矿浆10-50kg。步骤2)中，所述氢氧化钠浓度为200-300g/L；所述过二硫酸钾用量为每吨一次酸化渣10-50kg；所述氰化钠的浓度为0.1-0.6wt％。步骤4)中，所述硫酸浓度为200-300g/L。
步骤5)中，所述氢氧化钠浓度为200-300g/L；所述双氧水用量为每吨二次酸化渣10-50kg。
步骤6)中，所述氰化钠的浓度为0.1-0.6wt％。
[0012] 为了实现材料的循环利用和提高回收率，可将步骤2)所得一次锌粉置换贫液和步骤6)所得二次锌粉置换贫液循环使用；将步骤6)所得二次氰化尾矿和步骤2)所得一次氰化尾矿混合后进行步骤3)工序。
[0013] 本发明的有益效果是：本发明难处理含砷金尾矿的多级提金方法，将含砷金尾矿经
过酸化氧化预处理、碱浸氧化、碱渣直接氰化提金、两段焙烧深化
脱硫脱砷、强化酸浸、强化碱浸氧化以及碱渣氰化等多级处理，实现从难处理含砷金尾矿中最大限度地回收金银的目的，解决难处理含砷金尾矿金
银回收低得问题，充分利用金矿资源，使尾矿中含金将至2g/t以下，含银将至35g/t以下，提高资源利用率，本发明艺技术方法简单易行、经济实用。
具体实施方式
[0014] 以下结合实例对本发明进行描述，所举实例只用于解释本发明，并非用于限定本发明的范围。
[0016] 一种难处理含砷金尾矿的多级提金方法，包括如下步骤：
[0017] 含金10g/t、含银100g/t、含砷1％，含铅1％，含硫20％，细度小于400目的72％的含砷金尾矿与水调浆至矿浓50％，采用高效
球磨机进行磨矿，磨矿细度达到400目，用水调整矿浓为15％，添加硫酸，起始硫酸浓度200g/L，过二硫酸钾用量10kg/t含砷金尾矿，酸化氧化时间36小时酸化氧化结束后，矿浆通过压滤机进行液固分离，得到酸浸液和酸化渣；
[0018] 将酸化渣经过碱浸氧化过程，采用碱浸液调浆矿浆浓度15％，添加氢氧化钠，起始氢氧化钠浓度为200g/L，添加过二硫酸钾入量，过二硫酸钾用量10kg/t，碱浸氧化时间36小时，经过压滤机压滤得到碱浸液和碱浸滤饼，碱浸液循环使用；碱浸滤饼采用锌粉置换贫液调整矿浆浓度30％，氰化钠作为浸出剂，浸出过程中氰化钠的浓度控制在0.10％，浸出时间36小时，浸出后矿浆经充分洗涤和液固分离后得到含金贵液和氰化尾矿，含金贵液经过净化、脱氧、锌粉置换、板框压滤得到金泥和锌粉置换贫液。
[0019] 在调浆槽中，用硫磺调整焙烧原矿的硫含量，确保硫含量大于20％，调浆加入水调整矿浆浓度68％，常温常压，连续搅拌；将已配好的矿浆送入
沸腾炉中，进行两段焙烧，一段焙烧温度控制在500℃，二段焙烧温度控制在580℃；产生的二氧化硫烟气进入制酸系统生产硫酸；产生的焙砂进入下步酸浸工序；
[0020] 焙砂用水调整矿浓为15％，添加硫酸，起始硫酸浓度200g/L，酸浸时间3小时，酸浸温度70℃，使包裹金银得到进一步解离。酸浸结束后，矿浆通过压滤机进行液固分离，得到酸浸液和酸化渣；
[0021] 将酸化渣经过碱浸氧化过程，碱浸是采用碱浸液调浆矿浆浓度15％，添加氢氧化钠，起始氢氧化钠浓度为200g/L，添加双氧水，双氧水用量10-50kg/t含砷金尾矿，碱浸氧化时间36-72小时，经过压滤机压滤得到碱浸液和碱浸滤饼，碱浸液循环使用；
[0022] 碱浸滤饼采用锌粉置换贫液调整矿浆浓度30％，氰化钠作为浸出剂，浸出过程中氰化钠的浓度控制在0.10％，浸出时间36-72小时，浸出后矿浆经充分洗涤和液固分离后得到含金贵液和终端氰化尾矿，含金贵液经过净化、脱氧、锌粉置换、板框压滤得到金泥和锌粉置换贫液。
[0023] 终端氰化尾矿成分为含金1.0g/t、含银10g/t、含砷0.08％，含硫0.3％，金的回收率达到90％，银的浸出率达到90％。
[0024] 实施例2
[0025] 一种难处理含砷金尾矿的多级提金方法，包括如下步骤：
[0026] 含金30g/t、含银300g/t、含砷5％，含硫25％，细度小于400目的82％的含砷金尾矿与水调浆至矿浓60％，采用高效球磨机进行磨矿，磨矿细度达到400目，用水调整矿浓为22％，添加硫酸，起始硫酸浓度250g/L，过二硫酸钾用量30kg/t含砷金尾矿，酸化氧化时间
54小时酸化氧化结束后，矿浆通过压滤机进行液固分离，得到酸浸液和酸化渣；
[0027] 将酸化渣经过碱浸氧化过程，采用碱浸液调浆矿浆浓度20％，添加氢氧化钠，起始氢氧化钠浓度为250g/L，添加过二硫酸钾入量，过二硫酸钾用量30kg/t，碱浸氧化时间54小时，经过压滤机压滤得到碱浸液和碱浸滤饼，碱浸液循环使用；碱浸滤饼采用锌粉置换贫液调整矿浆浓度32％，氰化钠作为浸出剂，浸出过程中氰化钠的浓度控制在0.40％，浸出时间54小时，浸出后矿浆经充分洗涤和液固分离后得到含金贵液和氰化尾矿，含金贵液经过净化、脱氧、锌粉置换、板框压滤得到金泥和锌粉置换贫液。
[0028] 在调浆槽中，用硫磺调整焙烧原矿的硫含量为23％，调浆加入水调整矿浆浓度69％，常温常压，连续搅拌；将已配好的矿浆送入沸腾炉中，进行两段焙烧，一段焙烧温度控制在550℃，二段焙烧温度控制在630℃；产生的二氧化硫烟气进入制酸系统生产硫酸；产生的焙砂进入下步酸浸工序；
[0029] 焙砂用水调整矿浓为20％，添加硫酸，起始硫酸浓度250g/L，酸浸时间4小时，酸浸温度75℃，使包裹金银得到进一步解离。酸浸结束后，矿浆通过压滤机进行液固分离，得到酸浸液和酸化渣；
[0030] 将酸化渣经过碱浸氧化过程，碱浸是采用碱浸液调浆矿浆浓度22％，添加氢氧化钠，起始氢氧化钠浓度为250g/L，添加双氧水，双氧水用量30kg/t含砷金尾矿，碱浸氧化时间54小时，经过压滤机压滤得到碱浸液和碱浸滤饼，碱浸液循环使用；
[0031] 碱浸滤饼采用锌粉置换贫液调整矿浆浓度30％，氰化钠作为浸出剂，浸出过程中氰化钠的浓度控制在0.10％，浸出时间36-72小时，浸出后矿浆经充分洗涤和液固分离后得到含金贵液和终端氰化尾矿，含金贵液经过净化、脱氧、锌粉置换、板框压滤得到金泥和锌粉置换贫液。
[0032] 终端氰化尾矿成分为含金1.3g/t、含银22g/t、含砷0.16％，含硫0.4％，金的回收率达到95.67％，银的浸出率达到92.67％。
[0033] 实施例3
[0034] 一种难处理含砷金尾矿的多级提金方法，包括如下步骤：
[0035] 含金50g/t、含银800g/t、含砷10％，含硫40％，细度小于400目73％的含砷金尾矿与水调浆至矿浓70％，采用高效球磨机进行磨矿，磨矿细度达到400目，用水调整矿浓为30％，添加硫酸，起始硫酸浓度300g/L，过二硫酸钾用量50kg/t含砷金尾矿，酸化氧化时间
72小时酸化氧化结束后，矿浆通过压滤机进行液固分离，得到酸浸液和酸化渣；
[0036] 将酸化渣经过碱浸氧化过程，碱浸是采用碱浸液调浆矿浆浓度30％，添加氢氧化钠，起始氢氧化钠浓度为300g/L，添加过二硫酸钾入量，过二硫酸钾用量50kg/t含砷金尾矿，碱浸氧化时间72小时，经过压滤机压滤得到碱浸液和碱浸滤饼，碱浸液循环使用；碱浸滤饼采用锌粉置换贫液调整矿浆浓度50％，氰化钠作为浸出剂，浸出过程中氰化钠的浓度控制在0.60％，浸出时间72小时，浸出后矿浆经充分洗涤和液固分离后得到含金贵液和氰化尾矿，含金贵液经过净化、脱氧、锌粉置换、板框压滤得到金泥和锌粉置换贫液。
[0037] 在调浆槽中，将经过碱浸氧化氰化尾矿用硫磺调整，使硫含量达到25％，调浆加入水调整矿浆浓度70％，常温常压，连续搅拌；将已配好的矿浆送入沸腾炉中，进行两段焙烧，一段焙烧温度控制在580℃，二段焙烧温度控制在680℃；产生的二氧化硫烟气进入制酸系统生产硫酸；产生的焙砂进入下步酸浸工序；
[0038] 用水调整矿浓为30％，添加硫酸，起始硫酸浓度300g/L，酸浸时间6小时，酸浸温度80℃，使包裹金银得到进一步解离。酸浸结束后，矿浆通过压滤机进行液固分离，得到酸浸液和酸化渣；
[0039] 将酸化渣经过碱浸氧化过程，碱浸是采用碱浸液调浆矿浆浓度30％，添加氢氧化钠，起始氢氧化钠浓度为300g/L，添加双氧水，双氧水用量50kg/t含砷金尾矿，碱浸氧化时间72小时，经过压滤机压滤得到碱浸液和碱浸滤饼，碱浸液循环使用；
[0040] 碱浸滤饼采用锌粉置换贫液调整矿浆浓度50％，氰化钠作为浸出剂，浸出过程中氰化钠的浓度控制在0.60％，浸出时间72小时，浸出后矿浆经充分洗涤和液固分离后得到含金贵液和终端氰化尾矿，含金贵液经过净化、脱氧、锌粉置换、板框压滤得到金泥和锌粉置换贫液。
[0041] 终端氰化尾矿成分为含金1.5g/t、含银32g/t、含砷0.22％，含硫0.5％，金的回收率达到97.00％，银的浸出率达到96.00％。
[0042] 以上所述仅为本发明的较佳实施例，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何
修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。
