技术领域
[0001] 本
发明涉及一种含砷金矿
加压浸出液中铁离子的综合利用方法，适于类似
氧压工厂应用。
背景技术
[0002] 我国金矿类型繁多，其中金被硫化物如黄铁矿FeS2、毒砂FeAsS等包裹为难处理金矿金提取率低的主要原因之一。
现有技术中加压氧化是处理硫化物包裹金矿的最有效的工艺，是因为黄铁矿FeS2在高温高压条件下的氧化存在如下两个平行的竞争反应：
[0003] FeS2+7/2O2+H2O＝FeSO4+H2SO4 (1)
[0004] FeS2+2O2＝FeSO4+S0 (2)
[0005] 毒砂FeAsS的氧化也存在两个反应：
[0006] 2FeAsS+13/2O2+3H2O＝3H3AsO4+2FeSO4 (3)
[0007] 2FeAsS+7/2O2+2H2SO4+H2O＝2H3AsO4+2FeSO4+2S0 (4)
[0008] 金矿加压氧化一般在180-220℃的高温下反应，所以此时S0几乎全部被氧化，反应(1)、(3)占支配地位，反应产生的亚铁离子，按下列反应继续被氧化为高铁离子：
[0009] 2FeSO4+1/2O2+H2SO4＝Fe2(SO4)3+H2O (5)
[0010] 生成的高铁离子进一步发生
水解反应，生成赤铁矿(Fe2O3)、
碱式
硫酸铁(FeOHSO4)或黄
钾铁矾沉淀，其程度取决于溶液的Fe3+、H2SO4的浓度和
温度等条件，最终铁的浸出率一般在20-65％左右。
[0011] 经本
发明人试验研究发现：式(3)、(4)生成的H3AsO4在一定浓度、酸度、铁浓度及反应时间条件下，会生成稳定的砷酸铁沉淀，从而降低砷的污染。
[0012] 即Fe2(SO4)3+2H3AsO4+4H2O＝2FeAsO4·2H2O↓+3H2SO4 (5)
[0013] 对
碳酸盐含量高的金矿，在进入加压氧化前，还需要用酸先分解其中的碳酸盐，否则碳酸盐会在
高压釜内与硫酸反应生成CO2气体，占据釜内气相空间，降低釜内氧分压，从而降低甚至停止加压氧化效果。
矿石中碳酸盐分解的反应式如下式所示：
[0014] CO32-+H2SO4→CO2↑+SO42- (6)
[0015] 为了节约酸的用量，分解碳酸盐时可以考虑用加压氧化浸出的酸液进行处理，但对于含硫比较低(＜16％)而含碳酸盐比较高(＞25％)的金精矿(中)矿，由于氧化产生的酸不足，还须在分解碳酸盐工序中补加硫酸以及在中和除杂时加入碱，从而增加成本。
[0016] 为此研发一种含砷金矿加压浸出液中铁离子的综合利用方法就显得尤为迫切。
发明内容
[0017] 本发明的目的是提供一种含砷金矿加压浸出液中铁离子的综合利用方法，通过对铁离子的合理利用，可以有效降低生产过程中的药剂消耗成本并能促进砷的稳定沉淀。
[0018] 加压氧化浸出液中的硫酸返回
酸化可以分解碳酸盐，如反应式(6)，但处理低硫、高碳酸盐的金矿时，氧化液中的酸不足以分解碳酸盐，本发明利用铁离子的水解性质，如反应式(7)，通过对水解反应的控制，使氧化液中的铁水解产生酸，从而降低外加的硫酸用量。同时，采用分段控制的措施，可有效避免水解产生的Fe(OH)3形成胶体影响矿浆沉降效果，如下式可双向反应：
[0019]
[0020] 由于酸化后的矿浆需要浓密，上清液需要中和除杂，铁在前端沉淀还能大幅度降低溶液中和过程的药剂用量，所以通过对原料、酸度的合理控制，可以实现最佳的“酸平衡”状态，达到最经济、环保的运行条件。
[0021] 本发明的任务是通过以下技术方案来完成的：
[0022] 含砷金矿加压浸出液中铁离子的综合利用方法，适用的对象是含硫10-16％、砷0.8-3.5％、以碳酸
钙计碳酸盐25-45％的金精(中)矿的氧化浸出液，具体工艺步骤和条件如下：
[0023] A.三级搅拌酸化：将金精(中)矿与先用硫酸启动后改用步骤D得到的氧化浸出液搅拌成浆并酸化反应，分解碳酸盐，反应在
串联的一至三号搅拌槽中进行，从三个搅拌槽的底部充入空气，矿浆从一号槽加入，逐槽自流到三号槽，硫酸乃至氧化浸出液从一号槽分多点分布式加入，加入量按公式V＝980·ω/CH2SO4+2.625CFe3+计算，式中：
[0024] V(m3/t)——每吨矿石加入的氧化浸出液体积，允许偏差量±10％[0025] ω(％)——矿石中以碳酸钙计碳酸盐含量
[0026] CH2SO4(kg/m3)——浸出液中H2SO4的浓度
[0027] CFe3+(kg/m3)——浸出液中Fe3+的浓度
[0028] 控制一、二、三号搅拌槽矿浆的出口pH值范围分别为1.5-2.2、2.2-2.5、2.5-3.2，得三号搅拌槽的酸化后的矿浆。
[0029] B.浓密：将酸化后的矿浆从三号搅拌槽输至浓密机进行沉降，得酸化液和浓度为固体
质量45～50％的酸化矿浆底流，再向酸化液先加入碱启动后改用步骤D得到的剩余氧化浸出液进行中和除杂，得中和渣入
尾矿库；
[0030] C.加压氧化：将酸化矿浆底流入高压釜进行加压氧化，氧化温度200-220℃，氧分压0.4-1.0MPa，
停留时间50-100min，得氧化矿浆；
[0031] D.液固分离：将氧化矿
浆液固分离，得含有H2SO430-50g/L、Fe3+18-25g/L的氧化浸出液和氧化渣，氧化浸出液存储于溶液槽待用或直接返回步骤A三级搅拌酸化替代硫酸和步骤B浓密后中和除杂用，得氧化渣可入其它工序另行处理。
[0032]
说明书中涉及的百分比均为质量百分比。
[0033] 本发明与现有技术相比具有以下优点和效果：
[0034] 1.利用含砷金矿加压氧化浸出液中的铁，为矿石分解碳酸盐提供硫酸来源，可使酸化过程减少甚至免去外加硫酸。
[0035] 2.通过对铁水解反应的多影响矿浆沉降效果，流程畅通。
[0036] 3.能大幅度降低中和除杂的药剂消耗，实现系统的酸平衡。
[0037] 4.通过对工艺的精细控制，可有效避免水解产生的Fe(OH)3形成胶体消耗，充分利用了氧压反应的特点。
[0038] 5.是一种经济、简单、有效的配套方法，适于类似的氧压工厂推广应用。
附图说明
[0039] 图1是根据本发明提出的一种含砷金矿加压浸出液中铁离子的综合利用方法工艺
流程图。
[0040] 附图中各标示分别表示：
[0041] 1.酸化后的矿浆 2.酸化矿浆底流 3.酸化矿浆溢流 4.氧化矿浆 5.氧化渣 6.氧化浸出液 7.中和渣
[0042] 以下结合附图对说明作进一步详细地描述。
具体实施方式
[0043] 如图1所示，本发明的一种含砷金矿加压浸出液中铁离子的综合利用方法工艺，适用的对象是含硫10-16％、砷0.8-3.5％、以碳酸钙计碳酸盐25-45％的金精(中)矿的氧化浸出液，具体工艺步骤和条件如下：
[0044] A.三级搅拌酸化：将金精(中)矿与先用硫酸启动后改用步骤D得到的氧化浸出液6搅拌成浆并酸化反应，分解碳酸盐，反应在串联的一至三号搅拌槽中进行，从三个搅拌槽的底部充入空气，矿浆从一号槽加入，逐槽自流到三号槽，硫酸乃至氧化浸出液6从一号槽分3+
多点分布式加入，加入量按公式V＝980·ω/CH2SO4+2.625CFe 计算，式中：
[0045] V(m3/t)——每吨矿石加入的氧化浸出液体积，允许偏差量±10％[0046] ω(％)——矿石中以碳酸钙计碳酸盐含量
[0047] CH2SO4(kg/m3)——浸出液中H2SO4的浓度
[0048] CFe3+(kg/m3)——浸出液中Fe3+的浓度
[0049] 控制一、二、三号搅拌槽矿浆的出口pH值范围分别为1.5-2.2、2.2-2.5、2.5-3.2，得三号搅拌槽的酸化后的矿浆1。
[0050] B.浓密：将酸化后的矿浆1从三号搅拌槽输至浓密机进行沉降，得酸化液3和浓度为固体质量45～50％的酸化矿浆底流2，再向酸化液3先加入碱启动后改用步骤D得到的剩余氧化浸出液6进行中和除杂，得中和渣(7)入尾矿库；
[0051] C.加压氧化：将酸化矿浆底流2入高压釜进行加压氧化，氧化温度200-220℃，氧分压0.4-1.0MPa，停留时间50-100min，得氧化矿浆4；
[0052] D.液固分离：将氧化矿浆4液固分离，得含有H2SO430-50g/L、Fe3+18-25g/L的氧化浸出液6和氧化渣5，氧化浸出液6存储于溶液槽待用或直接返回步骤A三级搅拌酸化替代硫酸和步骤B浓密后中和除杂用，得氧化渣5可入其它工序另行处理。
[0053] 本发明的方法可以进一步是：
[0054] 所述步骤A三个搅拌槽的充气量分别为10-12、8-10、4-6Nm3/㎡·h。
[0055] 所述步骤B中的中和除杂的碱为石灰。
[0057] 某金精矿含硫15.2％、含铁21％、含砷3.2％、含碳酸盐(以碳酸钙计)41.5％，加压氧化后的氧化液产酸185kg/t，按220kg/t先加浓硫酸启动，后将液固分离的氧化浸出液6返回搅拌酸化分解碳酸盐，酸化液3至中和除杂先按180kg/t加石灰启动，后将液固分离的剩余氧化浸出液6返回中和除杂用。
[0058] 采用本发明的方法，具体操作步骤和工艺参数如下：
[0059] (1)氧化浸出液6含H2SO442.1g/L，含Fe3+21g/L。
[0060] (2)进入高压釜前的金精(中)矿与步骤D的氧化浸出液6进行搅拌酸化反应，分解碳酸盐，反应在三个串联的搅拌槽中进行，从槽底部充入空气，三个槽的充气量分别控制为12、10、6Nm3/㎡·h，矿浆从一号槽加入，逐槽自流到三号槽，氧化浸出液6从一号槽分多点分布式加入,氧化浸出液6加入量按V＝980·ω/CH2SO4+2.625CFe3+＝4.18m3/t加入，通过微调氧化浸出液6的加入流量，控制一、二、三号槽矿浆的出口pH值分别为1.5、2.2、2.5。
[0061] (3)将步骤A分解碳酸盐后的酸化后的矿浆1从三号槽输送到浓密机进行沉降，酸化液3去中和除杂，浓度为固体质量45％酸化矿浆底流2入高压釜进行加压氧化，氧化温度218℃，氧分压0.8MPa，停留时间100min，氧化矿浆4液固分离后后氧化浸出液6直接返回步骤A三级搅拌酸化替代硫酸和步骤B浓密后中和除杂用。
[0062] 此例可达到系统酸平衡，启动后分解碳酸盐过程不外加硫酸，酸化液开路中和除杂消耗石灰减少为115kg/t。
[0063] 实施例2
[0064] 某金精(中)矿含硫12.3％、含铁19.1％、含砷1.6％，含碳酸盐(以碳酸钙计)30.06％，加压氧化后氧化液产酸150kg/t，按144kg/t先加浓硫酸启动，后将液固分离的氧化浸出液6返回搅拌酸化分解碳酸盐，酸化液3至中和除杂先按165kg/t加石灰启动，后将液固分离的剩余氧化浸出液6返回中和除杂用。
[0065] 采用本发明的方法，具体操作步骤和工艺参数如下：
[0066] (1)氧化浸出液6含H2SO434g/L，含Fe3+19.1g/L。
[0067] (2)进入高压釜前的金精(中)矿与步骤D的氧化浸出液6进行搅拌酸化反应，分解碳酸盐，反应在三个串联的搅拌槽中进行，从槽底部充入空气，矿浆从1号槽加入，自流到3号槽流出，浸出液从1号槽分多点分布式加入，氧化浸出液6加入量按V＝980·ω/CH2SO4+2.625CFe3+＝3.5m3/t加入，通过微调氧化浸出液6的加入流量，控制一、二、三号槽矿浆的出口pH值范围分别为2.1、2.4、3.1。
[0068] (3)步骤A分解碳酸盐后的酸化后的矿浆1从三号槽输送到浓密机进行沉降，浓度为固体质量45-50％酸化矿浆底流2入高压釜加压氧化，氧化温度210℃，氧分压0.6MPa，停留时间80min，氧化矿浆4液固分离后后氧化浸出液6直接返回步骤A三级搅拌酸化替代硫酸和步骤B浓密后中和除杂用。
[0069] 此例可达到系统酸平衡，启动后分解碳酸盐过程不外加硫酸，氧化浸出液6开路中和除杂消耗石灰减少为95kg/t。
[0070] 实施例3
[0071] 某金精(中)矿含硫10.8％、含铁14.4％、含砷0.9％，含碳酸盐(以碳酸钙计)25.04％，加压氧化后氧化液产酸132kg/t，按113kg/t先加浓硫酸启动，后将液固分离的氧化浸出液6返回搅拌酸化分解碳酸盐，酸化液3至中和除杂先按132kg/t加石灰启动，后将液固分离的剩余氧化浸出液6返回中和除杂用。
[0072] 采用本发明的方法，具体操作步骤和工艺参数如下：
[0073] (1)加压浸出液含H2SO431g/L，含Fe3+18.2g/L。
[0074] (2)进入高压釜前的金精矿浆与步骤D的氧化浸出液6进行搅拌酸化反应，分解碳酸盐，反应在三个串联的搅拌槽中进行，从槽底部充入空气，三个槽的充气量分别控制为10、8.5、5.5Nm3/(㎡·h)，矿浆从一号槽加入，逐槽自流到三号槽，浸出液从一号槽分多点分布式加入，氧化浸出液6按V＝980·ω/CH2SO4+2.625CFe3+＝3.12m3/t加入，通过微调氧化浸出液6的加入流量，控制一、二、三号槽矿浆的出口pH值范围分别为1.8、2.3、2.8。
[0075] (3)步骤A分解碳酸盐后的的酸化后的矿浆1从三号槽输送到浓密机进行沉降，浓度为固体质量45-50％酸化矿浆底流2入高压釜加压氧化，氧化温度205℃，氧分压0.5MPa，停留时间60min，氧化矿浆4液固分离后后氧化浸出液6直接返回步骤A三级搅拌酸化替代硫酸和步骤B浓密后中和除杂用。
[0076] 此例可达到系统酸平衡，启动后分解碳酸盐过程不外加硫酸，氧化浸出液6开路中和除杂消耗石灰减少为75kg/t。
[0077] 如上所述，便可较好地实现本发明。上述实施例仅为本发明最佳的实施方式，但本发明的实施方式并不受上述实施例的限制，其他未背离本发明的精神实质与原理下所做的改变、修饰、替换、组合、简化，均应为等效的置换方式，都包含在本发明的保护范围内。
