一种含碳金矿悬浮焙烧强化金浸出率的方法

摘要

一种含碳金矿悬浮焙烧强化金浸出率的方法，按以下步骤进行：(1)将含碳金矿破碎磨矿获得粉矿；(2)将粉矿输送至预氧化悬浮焙烧炉，在气流以及负压作用下处于悬浮状态，并被加热至650～700℃进行脱砷焙烧，获得预氧化焙烧粉；(3)将预氧化焙烧粉通入强氧化悬浮焙烧炉中，在气流作用下处于悬浮状态，并在550～600℃进行强氧化焙烧，获得强氧化渣粉；(4)冷却后磨矿获得二次粉矿；(5)加水制成矿浆，然后加入氰化钠搅拌均匀进行氰化浸出；将浸出完成后的物料过滤，获得液相含金氰化浸出液。本发明的方法生产连续性好，对不同矿石的适应性强，设备易实现大型化和工业化。

权利要求

1.一种含碳金矿悬浮焙烧强化金浸出率的方法，其特征在于按以下步骤进行：（1）将含碳金矿破碎至粒径5 15mm，再磨矿至粒径‑0.074mm的部分占总质量≥80%，获~

得粉矿；所述的含碳金矿的Au含量5.74 24.58g/t，C的质量百分比2.93 15.37%，As的质量~ ~

百分比0.15 0.77%，S的质量百分比5.82 9.94%；

~ ~

（2）将粉矿输送至底部设有燃烧器的预氧化悬浮焙烧炉中，预氧化悬浮焙烧炉的顶部通过管道与引风机连通；在开启引风机的条件下，将煤气和空气通过燃烧器点燃后生成高温烟气，高温烟气进入预氧化悬浮焙烧炉，粉矿在气流以及负压作用下处于悬浮状态，并被加热至650~700℃进行脱砷焙烧，粉矿中的As转化为As2O3，脱砷焙烧后剩余的固体物料作为预氧化焙烧粉；粉矿在预氧化焙烧炉内的停留时间为15 20min；

~

（3）将预氧化焙烧粉通入强氧化悬浮焙烧炉中，强氧化悬浮焙烧炉顶部通过管道与引风机连通；在开启引风机的条件下，从强氧化悬浮焙烧炉底部通入氧气和氮气，预氧化焙烧粉在气流作用下处于悬浮状态，并且在550 600℃进行强氧化焙烧，预氧化焙烧粉中的C和S~

经氧化生成SO2和CO2，强氧化焙烧后剩余的固体物料作为强氧化渣粉；氧气的通入量按O2与预氧化焙烧粉中C和S完全反应理论所需量的1.1 1.3倍通入，完全反应所依据的反应式为：~

3FeS2+8O2= Fe3O4+ 6SO2、

4FeS2+11O2=2 Fe2O3+ 8SO2、C+O2= CO2、

2C+O2= 2CO和

3Fe2O3+ CO= 2Fe3O4+ CO2；

氧气在强氧化悬浮焙烧炉内的体积浓度为20 50%；预氧化焙烧粉在强氧化悬浮焙烧炉~

内的停留时间为30 60min；

~

（4）强氧化渣粉冷却至常温后，磨矿至粒径‑0.074mm的部分占总质量≥90%，获得二次粉矿；

（5）将二次粉矿加水制成质量浓度35 45%的矿浆，然后加入氰化钠搅拌均匀后进行氰~

化浸出，氰化钠的用量为0.5 8kg/t二次粉矿，氰化浸出时间20 24h；将浸出完成后的物料~ ~

过滤，获得液相含金氰化浸出液。

2.根据权利要求1所述的一种含碳金矿悬浮焙烧强化金浸出率的方法，其特征在于含金氰化浸出液中Au的浸出率≥95%。

说明书

一种含碳金矿悬浮焙烧强化金浸出率的方法

技术领域

[0001] 本发明属于选矿技术领域，特别涉及一种含碳金矿悬浮焙烧强化金浸出率的方法。

背景技术

[0002] 含碳金矿是难处理金矿之一，当原生金矿中碳含量超过0.2％时便会严重干扰氰化提金，出现“劫金”现象，明显影响金的浸出率。随着易处理金矿资源的日益减少，含碳金
矿的高效利用变得日益紧迫，氰化提金法由于具有氰化物消耗少、浸出率高和对矿石适应
性强等特点是黄金冶炼企业生产黄金的首选，据统计，世界上75％的黄金是使用氰化提金
法生产；因此，含碳金矿石在氰化浸金之前如何高效脱除其中的碳，从而提高金的浸出率，
降低氰化物的用量，实现难选金矿资源高效利用，具有重大意义。

[0003] 专利CN201710369536.4涉及一种高碳微细粒次显微金矿的选矿方法，提出将原矿先磨矿浮选得到粗精矿，粗精矿再磨再选得到金精矿，金精矿再焙烧脱碳脱硫，尾矿经过二
段焙烧浸出，获得金总回收率90％以上；但该方法流程复杂，焙烧时间长(2～3小时)，二段
焙烧尾矿浸出率低，最高仅为38.64％，存在效率低、生产连续性不强和焙烧效果差等问题。

[0004] 专利CN201610474954.5涉及一种综合清洁回收含碳金矿中金、碳、硫和硅元素的方法，提出将含碳金矿与氢氧化钠混合造球，通过高温焙烧脱除含碳金矿中的碳和硫，焙烧
产品采用高温高压水浸的方法实现了含碳金矿中金、碳、硫和硅的回收；但氢氧化钠的消耗
量大，含碳金矿与氢氧化钠的质量比达到1:1～3:1，浸出时需要高温高压，存在成本高、工
艺适应范围窄和产品分离困难等问题。

发明内容

[0005] 针对现有含碳金矿处理技术存在的上述问题，本发明提供一种含碳金矿悬浮焙烧强化金浸出率的方法，通过将含碳金矿焙烧脱砷，然后进行强氧化脱除硫碳，最后磨矿浸
出，提高金的浸出率。

[0006] 本发明的方法按以下步骤进行：

[0007] 1、将含碳金矿破碎至粒径5～15mm，再磨矿至粒径‑0.074mm的部分占总质量≥80％，获得粉矿；所述的含碳金矿的Au含量5～30g/t，C的质量百分比0.2～20％；

[0008] 2、将粉矿输送至底部设有燃烧器的预氧化悬浮焙烧炉中，预氧化悬浮焙烧炉的顶部通过管道与引风机连通；在开启引风机的条件下，将煤气和空气通过燃烧器点燃后生成
高温烟气，高温烟气进入预氧化悬浮焙烧炉，粉矿在气流以及负压作用下处于悬浮状态，并
被加热至650～700℃进行脱砷焙烧，粉矿中的As转化为As2O3，脱砷焙烧后剩余的固体物料
作为预氧化焙烧粉；

[0009] 3、将预氧化焙烧粉通入强氧化悬浮焙烧炉中，强氧化悬浮焙烧炉顶部通过管道与引风机连通；在开启引风机的条件下，从强氧化悬浮焙烧炉底部通入氧气和氮气，预氧化焙
烧粉在气流作用下处于悬浮状态，并且在550～600℃进行强氧化焙烧，预氧化焙烧粉中的C
和S经氧化生成SO2和CO2，强氧化焙烧后剩余的固体物料作为强氧化渣粉；

[0010] 4、强氧化渣粉冷却至常温后，磨矿至粒径‑0.074mm的部分占总质量≥90％，获得二次粉矿；

[0011] 5、将二次粉矿加水制成质量浓度35～45％的矿浆，然后加入氰化钠搅拌均匀后进行氰化浸出，氰化钠的用量为0.5～8kg/t二次粉矿，氰化浸出时间20～24h；将浸出完成后
的物料过滤，获得液相含金氰化浸出液。

[0012] 上述的步骤2中，脱砷焙烧时的主要反应式为：

[0013] 2FeAsS+5O2＝Fe2O3+As2O3+2SO2。

[0014] 上述的步骤2中，粉矿在预氧化焙烧炉内的停留时间为15～20min。

[0015] 上述的步骤3中，氧气的通入量按O2与预氧化焙烧粉中C和S完全反应理论所需量的1.1～1.3倍通入，完全反应所依据的反应式为：

[0016] 3FeS2+8O2＝Fe3O4+6SO2、

[0017] 4FeS2+11O2＝2Fe2O3+8SO2、

[0018] C+O2＝CO2、

[0019] 2C+O2＝2CO和

[0020] 3Fe2O3+CO＝2Fe3O4+CO2。

[0021] 上述的步骤3中，氧气在强氧化悬浮焙烧炉内的体积浓度为20～50％。

[0022] 上述的步骤3中，预氧化焙烧粉在强氧化悬浮焙烧炉内的停留时间为30～60min。

[0023] 上述的步骤5中，含金氰化浸出液中Au的浸出率≥95％。

[0024] 与现有含碳金矿脱碳脱硫预处理工艺相比，本发明的方法能有效处理不同矿石类型的含碳金矿，可充分脱除含碳金矿中的碳、硫、砷，为含碳金矿氰化浸金创造有利条件；进
行悬浮焙烧，相比回转窑焙烧其传热传质效率高，气体与矿物颗粒接触更充分，反应更彻
底，其中的碳、硫、砷可被充分氧化脱除；本发明的方法生产连续性好，对不同矿石的适应性
强，设备易实现大型化和工业化。

附图说明

[0025] 图1为本发明实施例中的含碳金矿悬浮焙烧强化金浸出率的方法流程示意图。

具体实施方式

[0026] 本发明实施例中采用的含碳金矿Au含量5～30g/t，C的质量百分比2～20％，As的质量百分比0.1～1％，S的质量百分比5～10％。

[0027] 实施例1

[0028] 流程如图1所示；

[0029] 含碳金矿的Au含量5.74g/t，C的质量百分比2.93％，As的质量百分比0.15％，S的质量百分比5.82％；

[0030] 将含碳金矿破碎至粒径5～15mm，再磨矿至粒径‑0.074mm的部分占总质量90％，获得粉矿；

[0031] 将粉矿输送至底部设有燃烧器的预氧化悬浮焙烧炉中，预氧化悬浮焙烧炉的顶部通过管道与引风机连通；在开启引风机的条件下，将煤气和空气通过燃烧器点燃后生成高
温烟气，高温烟气进入预氧化悬浮焙烧炉，粉矿在气流以及负压作用下处于悬浮状态，并被
加热至650℃进行脱砷焙烧，粉矿中的As转化为As2O3，脱砷焙烧后剩余的固体物料作为预氧
化焙烧粉；粉矿在预氧化焙烧炉内的停留时间为20min；

[0032] 将预氧化焙烧粉通入强氧化悬浮焙烧炉中，强氧化悬浮焙烧炉顶部通过管道与引风机连通；在开启引风机的条件下，从强氧化悬浮焙烧炉底部通入氧气和氮气，预氧化焙烧
粉在气流作用下处于悬浮状态，并且在550℃进行强氧化焙烧，预氧化焙烧粉中的C和S经氧
化生成SO2和CO2，强氧化焙烧后剩余的固体物料作为强氧化渣粉；氧气的通入量按O2与预氧
化焙烧粉中C和S完全反应理论所需量的1.1倍通入；氧气在强氧化悬浮焙烧炉内的体积浓
度为50％；预氧化焙烧粉在强氧化悬浮焙烧炉内的停留时间为60min；

[0033] 强氧化渣粉冷却至常温后，磨矿至粒径‑0.074mm的部分占总质量95％，获得二次粉矿；

[0034] 将二次粉矿加水制成质量浓度35％的矿浆，然后加入氰化钠搅拌均匀后进行氰化浸出，氰化钠的用量为8kg/t二次粉矿，氰化浸出时间20h；将浸出完成后的物料过滤，获得
液相含金氰化浸出液，含金氰化浸出液中Au的浸出率95.42％。

[0035] 实施例2

[0036] 方法同实施例1，不同点在于：

[0037] (1)含碳金矿的Au含量18.37g/t，C的质量百分比15.37％，As的质量百分比0.62％，S的质量百分比9.94％；磨矿至粒径‑0.074mm的部分占总质量85％；

[0038] (2)脱砷焙烧温度680℃；粉矿在预氧化焙烧炉内的停留时间为18min；

[0039] (3)强氧化焙烧温度570℃；氧气的通入量按O2与预氧化焙烧粉中C和S完全反应理论所需量的1.2倍通入；氧气在强氧化悬浮焙烧炉内的体积浓度为30％；预氧化焙烧粉在强
氧化悬浮焙烧炉内的停留时间为40min；

[0040] (4)磨矿至粒径‑0.074mm的部分占总质量93％，获得二次粉矿；将二次粉矿加水制成质量浓度40％的矿浆，氰化钠的用量为3kg/t二次粉矿，氰化浸出时间22h；

[0041] (5)含金氰化浸出液中Au的浸出率95.21％。

[0042] 实施例3

[0043] 方法同实施例1，不同点在于：

[0044] (1)含碳金矿的Au含量24.58g/t，C的质量百分比8.66％，As的质量百分比0.77％，S的质量百分比6.05％；磨矿至粒径‑0.074mm的部分占总质量80％；

[0045] (2)脱砷焙烧温度700℃；粉矿在预氧化焙烧炉内的停留时间为15min；

[0046] (3)强氧化焙烧温度600℃；氧气的通入量按O2与预氧化焙烧粉中C和S完全反应理论所需量的1.3倍通入；氧气在强氧化悬浮焙烧炉内的体积浓度为20％；预氧化焙烧粉在强
氧化悬浮焙烧炉内的停留时间为30min；

[0047] (4)磨矿至粒径‑0.074mm的部分占总质量90％，获得二次粉矿；将二次粉矿加水制成质量浓度45％的矿浆，氰化钠的用量为0.5kg/t二次粉矿，氰化浸出时间24h；

[0048] (5)含金氰化浸出液中Au的浸出率96.01％。