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砷锑金精矿冶炼工艺研究.doc

上传人:dzzj200808 文档编号:3019818 上传时间:2018-10-01 格式:DOC 页数:9 大小:26.50KB
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资源描述

1、砷锑金精矿冶炼工艺研究?12?甘肃有色金属第 l6 卷第 2 期砷锑金精矿冶炼工艺研究何兰生沈怡刘秀庆(兰州有色冶盘设计研究院兰州?30000)(西北矿冶研究院白银?30900)擒薹以龙王江砷锑全精矿曲原料.采用琏性 A 氯化荆浸出一焙烧脱砷硫一氰化提全工艺流程.锑,砷分鼻效果好,得到较好的蛏济技术指标.美 t 词砷锑全精矿氯化浸出氰化挺全龙王江金矿龙王江金矿石属于高砷锑复杂金矿石.由于金是以砷一锑一金互化物存在,因此该矿石中金的提取有较大的困难.为充分利用该矿资源,龙王江金矿对浮选金精矿先后进行了焙烧脱砷,细菌氧化,加压氧化,常压催化氧化脱砷等多方案的试验研究.在此基础上,最终认为采用“酸性

2、 A 氯化剂授出一三氯化锑水解一焙烧脱砷一氰化提金工艺较为适合该矿石.本文就此工艺的实验研究结果进行了分析,探寻该矿最佳的工艺技术指标,以便更好地指导类似矿石的生产.1 精矿产品的化学组成1.1 多元素化学分析该矿石金精矿多元素化学分析结果为():Sb26.83,As8.1l,S29.00,Au(g/t)51.60,Ag(g/t)50.O0,Fel9.52,SiOz8.53,CuO.46,PbO.4O,CaO0.38,ZnO.25,MgO0.12.1.2 锑,砷的化学物相分析对混合金精矿中的锑,砷进行化学镑相分析,结果见表 1,表 2.襄 1 混合童糟矿一的化掌鞠帽分析1.3 盒的物相分析以明

3、确金在精矿产品中的赋存状态.混合精矿中金的镑相分折结果见表 3,.作a鲁_BI开m=:蓄墅耋 l967 年生.19 铊年毕 t 于西安 t 筑科技大卓精盒暮.工学士.工翟尊.囊从事拄木工作.第 16 卷第 2 期砷锑金精矿冶炼工艺研究132 工艺流程概况对浮选金精矿首先采用 A 氯化剂浸出(A 氯化剂系用工业锑白粉及工业盐酸制得),将锑与砷金分离锑以 SbCts 形式进人浸出液,浸出液内含有高价锑盐,可进一步用原矿进行还原浸出(一段浸出),所得浸出液可直接水解,得到高纯度的锑白;砷,金进人氯化浸渣,采用焙烧法脱除砷与硫,砷,硫可在焙烧系统中加以回收利用;金残留在焙砂中,焙砂经碱处理后,用氰化法

4、提金.工艺流程如图 1 所示.围 1 龙王江砷锑盒精矿生产工艺滩程3 研究结果本工艺流程主要分为 A#氯化剂浸出,三氯化锑溶液水解,培烧脱砷硫,氰化提金等步骤.3.1A 氯化卉摹浸出A 氯化剂浸锑过程复杂,影响因素比较多,实验过程主要考察时间,温度,酸度,A氯化剂浓度,液固比等因素对浸出过程的影响.温度对浸锑的影响较大,温度升高对增强浸出剂的活性,提高锑的浸出率有益.但温度太高,浸出剂及盐酸的损失将增大.A氯化剂对浸锑的影响,用过量系数(n 一实际加浸出剂量/反应方程式理论量)进行考察,过量系数 a 是浸出体系的关键因素,n 过小,很难达到理想的浸出教果;过大,一方面浸出过程溶液的循环量加大+

5、不利浸出过程,另一方面造成溶液中 sb 过大超过体系ESb“的水解浓度时,浸出体系水解 ,从而影响浸锑教果.酸度对 A 氯北剂浸锑也是一个重要因素,在浸出液锑浓度很高的情况下,为使浸出体系不发生水解,除了足够高的总氯浓度外,还必须保证有足够高的酸度,但酸度过高,对水解同样不利,甚至引起锑的浸出率降低.这可能是由于在高酸度下,sb“或其它复杂金属离子形成更复杂的络合物,从而影响浸出过程.在 a 过量系数一定的情况下,I/s 过大,溶液中单位体积内浸出剂的活度降低,从而影响浸出过程I/s 太小,浸出过程溶液的密度过大,带来操作上的困难综合各因素考虑,A 氯化剂浸锑过程优化条件为 HCl 一 2.O

6、N,口一 1.3,T=80,t一曲,I/s 一 3.试验物料量 100g,浸出渣重66.2g,试验结果见表 4表 4A化捌晨出试 t 墙暴原矿品值()渣寺量 (%)爱出丰 ()中嚣?14?甘肃有色金属第 16 卷第 2 期由表 4 可以看出,采用 A 氯化剂可以使得砷锑金精矿中的锑与砷,金很好地分离,锑的浸出率达 97.83,砷的浸出率为0.86.金全部留在渣相,渣中含锑 0.88,砷 12.15,金为 77.9g/t 攫渣中硫约 4O,其中元素硫为 l5,可单独回收元素硫,也可以以 SO 形式一起回收.本工艺流程中浸锑所需的 A 氯化剂是在体系中自生的,其返量根据浸出液中的锑含量,金精矿的锑

7、品位来确定.3.2 三氯化锑溶液的水解三氯化锑的水解过程比较简单,其主要反应如下:2SbCI3+3H2O=SbO+6HCISbCI.+H2O=SbOCI+2HC14SbC1 一 jHzO=SbO5CI2+10HC1水解产物随水解溶液终点酸度的不同而改变,当H2.8N 时,产物是 sbOcI,H2.5N 时,产物是 sb.O,.终点的酸度一般加水或少量的弱碱(如氨水)来调节A 氯化剂浸出液进行三氯化锑水解的主要影响因素为:加水倍数;水解时间;水解温度.综合考虑,水懈过程优化条件为:N 一 15 倍,t=30rain,T 一 30C,洗涤方式采用氨水调浆洗涤.终点 PH=89.水解后,Sb2O39

8、9.59,Pb0.027,Cu0.036,AsO0.12,Fe0.006,酒石酸不溶物 0.44,其水解可达 99%以上,水解液中的 Sb0.1g/1.3.3 焙烧脱砷硫A 氯化剂授锑后的渣含砷约 12,金77.8g/t,主要载金矿物是毒砂和黄铁矿.在黄铁矿和毒砂中.金以显微状和次显擞状形式存在,7.85 的自然金粒度小于 1m.常规氰化浸出效果较差,因此必须进行预处理.现在处理该类型金矿石比较经济的方法是焙烧法,其主要目的是在控制好一定的温度以及一定的气氛下,使得硫和砷分别以 SOz,As:O.的形态脱除,同时产生有利于氰化提金的疏松多孔的焙砂.焙烧温度的高低对提金影响很大温度太低,则达不到

9、黄铁矿和毒砂分解的目的(毒砂热分解温度为 600700C,氧化分解温度为 450550C;黄铁矿分解温度为 850700C,氧化分解温度为 400600C),砷和硫脱除不完全.温度太高,一方面矿物产生高温微焙烧结块现象,使金重新被包裹;另一方面,高温很容易使金的表面污染,破坏金的表面活性,影响氰化提金效果;再者还可能使气相中的金损失增大.因此,获得较理想的焙烧脱砷指标,选择的工艺条件应符台下列规律:焙烧在弱氧化气氛中进行;避免物料直接进入高温区,选取适宜焙烧温度,以提高金回收率并减少金的损失;控制焙烧时间,按照以下工艺条件,焙烧温度 55O650C,焙烧时间 2h,焙砂细度 9O 一 300

10、目以上,常温下氰化浸出 NaCN 浓度 0.2,CaO 含量0.05,1/s 为 4,浸出 12h,正交试验结果见表 5.表 5 焙烧一氰化浸出结果由上表可以看出,在焙烧温度 550C 条件下,氰化提金可获得较好的效果,金浸出率达 89.29%,渣含金 15.45g/t3.4 氰化提金焙烧后的金精矿焙砂主要化学组成为Sb0.50.81,As0.6,SO.65第 l6 卷第 2 期砷锑金精矿冶炼工艺研究?15?Aul20g/t.氰化过程的主要影响因素是:NaCN 浓度,PH 值,液固比(1/S),浸出时间(t),(焙砂) 磨矿细度等.根据本矿性质,氰化提金的工艺条件为:焙砂细度9O 一 300目

11、,NaCN:0.O5,CaO:0.03,t:12h,I/s:2 其浸出结果见表 6.表 6 氰化浸出试验结果由表 6 可知,氰化渣含 Au 约 15g/t,金浸出率在 88 左右.为进一步提高金的浸出率,采用了二段氟化或 NaOH,HC1 预处理焙烧+氰化提金“的流程,试验结果见表 7.表 7 二段处理或 Na0H,HC1 预处理氰化结果由表 7 可以看出,二段氟化也未取得更好的浸金效果,经 NaOH,HC1 处理后的焙砂氰化浸金率分别为 94.2j,91.75.因此要提高氰化提金的浸出率,用 NaOH 预处理是有必要的,且同时可降低氰化过程 NaCN和 CaO 的用量.4 问题讨论(1)由于

12、实验条件的限制,焙烧试验是在马弗炉内进行的.而工业生产中,通常采用回转窑脱砷硫工艺,控制脱砷所要求的气氛,使得砷脱除更为完全,焙砂中的砷含量可进一步降低.(2)氯化浸渣中的砷含量高达 12 以上.在焙烧时砷以 AsO.形态脱除,AsO 随后在冷却系统收集,经再处理后可制得适合于销售的白砒.此工艺在湖南黄金洞金矿,哈图金矿已成功应用.在设备选型合理,操作正常情况下,As:0 的污染问题可得到有效地控制.(3)氯化浸锑后的浸渣,硫高达 4O 左右,在焙烧过程中被脱除 98 以上,出口烟气 SO 浓度较高,经电收尘后可用于制酸(如石门雄黄矿的工业生产实践),也可用于后步氰化液的处理,以达到以废治废的

13、目的.(4)氰化浸锑过程洗液量较大,且锑含量较高(2832g/1). 洗液一部分进到第二步浸出,另一部分作一次浸出的补充液,这两部分洗液用量不超过 5O.其余洗液直接送去水解,水解部分用水量也比较大(15 倍于氯化锑溶液量),但这部分水用氨水调节酸度后可直接返回使用.5 结语(1)龙王江金矿属于含锑砷的复杂难处理金矿石,采用“酸性 A“氯化剂浸出一焙烧脱砷硫一氰化提金“联合工艺流程 ,是处理该金矿石的有效途径.经过试验研究,取得了金浸出率94,渣含金约 10g/t 较好的技术指标工艺试验综合指标如下:湿法提锑:锑浸出率98 锑水解率99;浸渣含锑 0.5;水解液含砷0.1g/1.焙烧脱砷硫:脱 As 率96;脱 s 率98;焙砂中 As,Sb,S 含量在 0.5 左右.氰化提金:金浸出率94;渣含金10g/l;NaOH 消耗量 75kg/t 焙砂;NaCN 消耗量 7.54kg/t 焙砂.金属总回收率:锑总回收率 97砷总回收率 92.(2)该工艺流程简单,溶液可密闭循环,烟气可以制酸,并同时可回收砷,锑,对于综合利用资源,变害为利,减少环境樽染,是一项切实可行的方法.

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