来源：百度文库 编辑：中财网 时间：2024/05/01 08:38:24
从难处理的硫化精矿中提取金和银的无焙烧工艺
转载 为使含金砷黄铁矿精矿中的细粒浸染金解离，以便下-步氰化，最近几年提出了许多新的湿法冶金法。从环保观点看，采用这些方法是合理的，但除工艺效果外，这些方法还存在许多严重的缺点。用行星齿轮磨矿机和喷射磨矿机进行机械破碎是这方面有前途的工艺方案之-。在超细磨时，提高含金硫化矿物的解离能力，可以在条件不大严格，药剂耗量适度和设备外形简单的情况下，实现金矿物的分解。
本试验所用的原料为雅库梯亚的精矿之一，精矿细磨进而用湿法冶金处理。用含56克/吨Aa，260克/吨Ag5.4%As，16.8%S和10.0%C的精矿进行了研究。游离金不超过6~8%，没有自然银。
用MCII-05和MCII-005型的磨矿机进行喷射磨矿。利用压缩空气作为能载体，表压为0.45~0.50MIIa、耗量80米3/小时时。在各种磨矿制度下处理了大约100公斤精矿。物料不平衡差1.0~0.5%。细粒物料主要随布袋收尘器废气而损失掉。
分级机转子的转动速度从20增加到50c-1，细粒级产率就可增加：-6+0微米级的含量由45%增加到87%，在这种情况下，-9+6微米级的产串由49%下降到12%，而中等粒级的粒子由5降低到3.5微米。
上述粒级范围内精矿中的硫化矿物特点是化学活性高（与 原矿物相比高9~15倍），在常温和常压下，能用氢氧化钠溶液进行分解。在此条件下，砷主要以砷酸盐离子的形式转入溶液，而硫以硫代硫酸盐和硫酸盐离子的形式进入溶液。在最佳条件下，砷黄铁矿分解80~85%，黄铁矿40~45%。机械破碎后，增加了粉碎矿物复合体的吸附能力。
为了抑制Au和As的二次吸附，必须用AM-26型的阴离子交换剂（8.05%）进行吸附浸出。氰化时贵金属的回收率取决于预先加碱处理时间（τ）。如果将此时间由12d,时增加到48小时，而在其他条件也理想的情况下：液：固=6：1，氧氧化钠浓度为50克/分米3，那么Au浸出率将从75%提高到89.5%，银浸出率从81.5%提高到96.6%。氰化时间为48小时，液：固=4：1，NaCN浓度0.4%时，进行氰化较为合理。精矿氰化过程中贵金属的浸出动力学曲线示于图1。
表1 用不同方法处理精矿时金和银的回收率
处 理 方 法 剩余含量克/吨 回收率% Au Ag Au Ag 喷射磨矿精矿的吸附氰化法喷射磨矿精矿碱浸吸附氰化法 12.50 76.00 77.30 91.30 -6微米粒级，90% 6.10 10.00 88.90 96.20 -15微米粒级，90% 5.80 8.00 89.50 97.00 给矿粒度70%-74微米 17.60 100.00 68.00 62.50
从表中可以看出，精矿吸附氰化的指标取决于预先的碱处理方案。当把喷流工序和用氢氧化钠溶液（按表1）浸出结合起来时，可保证贵金属的最高回收串。此时金的回收率达88.9%，银96.2%。喷流磨矿精矿的吸附氰化，在没有预先碱浸时，Au回收率不超过77.3%，As 71.3%，浸出渣中的含量分别为12.15和76克/吨。当处理的产品粒度为-6微米和-15微米时，实际上，可以达到相同的指标。上述事实证明，用生产上使用的设备进行喷射磨矿是可能的。苛性钠的耗量为85公斤/吨，氰化物10公斤/吨。
为了清除碱溶液中的砷以便再次利用，浸出矿浆应进行浓缩和过滤。浓缩的单位面积为0.58~0.85米2（吨，昼夜），当添加聚丙烯酰胺后，可降低到0.18~0.23米2（吨，昼夜）。浸出矿浆产品浓缩结果表明，粒度为-6和-15微米的量实际相等。过滤机的单位生产率为3~7吨/（米2、昼夜），即可以利用通常的工艺设备。
获得的碱性溶液含As 2~3.9克/分米3，S 2.8~8.9克/分米3。氢氧化钠的剩余浓度为30~35克/分米2。用通常加石灰的方法可使碱性溶液中的大部分砷析出，母液可循环使用（As剩余浓度不超过0.3~0.4克/分米3）。部分硫同时随砷-起沉淀，沉淀物含砷酸钙37.6%，硫酸钙16.8%，即产品实际上与砷酸盐的工艺要求相符合。氢氧化钠在处理过程中有20~30%获得再生。耍将溶液净化到极限许可浓度，可在溶液中添加磷酸盐进行深度净化。
根据精矿处理研究的结果，推荐如下工艺流程，包括：空气喷射磨矿（将准备产品磨至粒度为-15微米）、用氢氧化钠溶液浸出、吸附氰化、按生产已掌握的析出商品金属流程去解吸金与银，碱性母液反复净化，以便循环使用或废弃（图2）。技术经济计算表明，精矿处理成本比预先脱离砷之后的MJI3的实际情况低30%。
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