一種高砷高硫型金礦脫砷脫硫的方法
【技術領域】
[0001]本發明屬于化學、冶金技術領域，具體涉及一種高砷高硫型金礦脫砷脫硫的方法。
【背景技術】
[0002]高砷高硫型金礦中的金通常被包裹在黃鐵礦和砷黃鐵礦等硫化礦物中，對該類型的金礦進行浸出時，由于金礦物無法和浸出劑接觸從而使浸出效果較差；并且高砷高硫型金礦中的硫、砷等元素含量較高，會大量消耗浸出時所添加的藥劑，造成經濟成本的增加。因此，在進行金礦浸出前需要對該類型的金礦進行預處理。氧化焙燒是目前常用的高砷高硫型金礦預處理的方法之一，可分為高溫氧化焙燒和分段氧化焙燒兩種工藝，前者是在較高溫度下，通常是650°C以上，對高砷高硫型金礦進行焙燒；后者是采用兩段焙燒工藝，一段焙燒溫度為550°C左右，其目的是脫去砷元素，二段焙燒溫度為650°C以上，主要是脫去硫元素。兩種工藝都是利用空氣作為氧化劑，最終目的都是使包裹金的硫化礦物氧化裂解，硫元素和砷元素分別以SO2和As2O3的形式逸出。其反應原理如下:
[0003]4FeS2+1102 = 2Fe203+8S02
[0004]FeAsS+502 = 4Fe203+As203+2S02
[0005]后一種方法相對于前一種能耗較少，但由于空氣氧化性較弱，兩種工藝都需要在高溫下才能發生上述反應，因而目前的氧化焙燒方法存在能耗過大、脫硫脫砷效率低的問題，不利于工業化應用。
【發明內容】
[0006]本發明所要解決的技術問題是針對現有技術中存在的上述不足，提供一種高砷高硫型金礦脫砷脫硫的方法，該方法工藝簡單，通過加入復合強氧化劑，能夠有效降低焙燒溫度，且獲得較好的脫硫脫砷效果，采用氯化法對焙燒產物浸出，其金浸出率顯著提高。
[0007]本發明為解決上述技術問題采用以下技術方案:
[0008]一種高砷高硫型金礦脫砷脫硫的方法，其包括以下步驟:
[0009]將高砷高硫型金礦破碎、磨礦至-0.074mm粒級含量95%以上，所得礦樣過濾、烘干后，向其中添加復合氧化劑溶液，并焙燒100-140min，焙燒產物進行水淬處理，然后采用氯化法浸出金；
[0010]所述復合氧化劑為氯酸鈉和過硫酸銨的混合物。
[0011]按上述方案，所述焙燒溫度為200-550°C。
[0012]按上述方案，所述復合氧化劑溶液中氯酸鈉和過硫酸銨的質量比為2:1-5:1，且氯酸鈉和過硫酸銨的總質量占礦樣質量的5-25%。
[0013]按上述方案，所述高砷高硫型金礦經水淬處理后脫砷率為90%以上，脫硫率為95%以上，金的浸出率彡82.6%。
[0014]本發明的有益效果在于:1、本發明通過添加復合的強氧化劑，使其與包裹金的硫化礦物在較低的溫度下發生反應，硫化物發生氧化反應時會放出大量的熱，充分利用自身反應放出的熱量能降低焙燒所需溫度，所需的焙燒溫度比一般的常規氧化焙燒溫度低150?300°C，氧化效果比采用空氣更好；另外，在采用溶液的形式添加藥劑時，可以保證藥劑和礦物更加充分的接觸，焙燒效果更好；2、得到焙燒產物中As、S的脫去率達90%以上，對焙燒產物采用氯化法浸出時，金的浸出率可達82.6%以上(常規氧化焙燒方法采用空氣作為氧化劑，其它焙燒條件相同時，焙燒產物中As、S的去除率低于60%，金的浸出率為53.4% ),顯著提高經濟效益。
【附圖說明】
[0015]圖1為本發明實施例1焙燒工藝流程圖；
[0016]圖2為實施例1焙燒產物浸出工藝流程圖；
[0017]圖3為實施例1中焙燒產物XRD圖譜；
[0018]圖4為對比例I中焙燒產物XRD圖譜。
【具體實施方式】
[0019]為使本領域技術人員更好地理解本發明的技術方案，下面結合附圖對本發明作進一步詳細描述。
[0020]實施例1
[0021]本實施例所用金礦樣品粒度較細，-2mm粒級含量90%以上，直接縮分取樣，對其進行化學成分和礦物成分分析，其金品位為12.8g/t，砷、硫含量分別為2.56%,7.52%，主要的脈石礦物有石英、高嶺石和鋰云母，載金礦物為黃鐵礦和砷黃鐵礦。
[0022]取原礦100g，磨礦濃度50%，進行磨礦細度試驗，磨礦15min時，-0.074mm含量為
95.75%。原礦經磨礦15min后過濾和烘干即得礦樣。
[0023]取30g礦樣置于陶瓷坩堝中；稱取2.25g氯酸鈉和0.75g過硫酸銨，加入1mL水，使兩種藥劑充分溶解得到氧化劑溶液，然后將氧化劑溶液和原礦混合，用玻璃棒攪拌均勻，置于電阻爐中進行焙燒，焙燒溫度為400°C，焙燒120min后取出，水淬。焙燒工藝流程圖如圖1所示。
[0024]對焙燒產物取樣進行XRD分析，測得焙燒產物中主要的礦物為赤鐵礦和石英，如圖3所示。砷、硫檢測As、S含量分別為0.24%和0.32% (砷脫去率為90%，硫脫去率為95% )，并對焙燒產物進行氯化浸出，氯化浸出條件為:氯酸鈉用量為90kg/t，氯化鈉用量為32kg/t，浸出溫度為80°C，浸出時間為4h，pH為1.5?2，液固比為4:1，攪拌速度為700r/min，流程圖如圖2所示，金的浸出率為84.1%。
[0025]對比例I
[0026]不添加氧化劑溶液，其他焙燒條件與實施例1完全相同。對本對比例所得焙燒產物進行XRD分析，分析結果如附圖4所示，焙燒產物中還存在砷黃鐵礦，表明空氣作為氧化劑的脫砷硫效果比實施例1中采用復合氧化劑要差，且對焙燒產物氯化浸出，金的浸出率為 53.
[0027]實施例2
[0028]對本實施例所用金礦進行破碎篩分，縮分取樣后分析其化學成分和礦物成分，其金品位為34.2g/t，S含量為9.73%,Si0234.12%，主要的脈石礦物有石英、高嶺石，載金礦物為黃鐵礦。
[0029]取原礦100g，磨礦濃度50%，進行磨礦細度試驗，磨礦12min時，-0.074mm含量為
96.27%。原礦經磨礦12min后過濾和烘干即得礦樣。
[0030]取30g礦樣置于陶瓷坩堝中；稱取6.25g氯酸鈉和1.25g過硫酸銨，加入1mL水，使兩種藥劑充分溶解得到氧化劑溶液，然后將氧化劑溶液和原礦混合，用玻璃棒攪拌均勻，置于電阻爐中進行焙燒，焙燒溫度為200°C，焙燒IlOmin后取出，水淬。
[0031]對焙燒產物取樣進行XRD分析，測得焙燒產物中主要的礦物為赤鐵礦和石英。并采用與實施例1相同的方法對焙燒產物進行氯化浸出，測得金的浸出率為82.6%。
[0032]實施例3
[0033]對本實施例所用金礦進行破碎篩分，縮分取樣后分析其化學成分和礦物成分，其金品位為16.23g/t，As含量4.23%, S含量為7.45%，Si0229.89%，主要的脈石礦物有石英、云母，載金礦物為黃鐵礦和砷黃鐵礦。
[0034]取原礦100g，磨礦濃度50%，進行磨礦細度試驗，磨礦14min時，-0.074mm含量為
97.12%。原礦經磨礦14min后過濾和烘干即得礦樣。
[0035]取30g礦樣置于陶瓷坩堝中；稱取1.0g氯酸鈉和0.5g過硫酸銨，加入1mL水，使兩種藥劑充分溶解得到氧化劑溶液，然后將氧化劑溶液和原礦混合，用玻璃棒攪拌均勻，置于電阻爐中進行焙燒，焙燒溫度為550°C，焙燒140min后取出，水淬。
[0036]對焙燒產物取樣進行XRD分析，測得焙燒產物中主要的礦物為赤鐵礦和石英。并采用與實施例1相同的方法對焙燒產物進行氯化浸出，測得金的浸出率為83.5%。
[0037]由以上實施例可知本發明提供的方法步驟簡單、工藝成熟，采用的焙燒溫度較低，且脫硫脫砷效果較好，所得焙燒產物中金的浸出率達80%以上，可成為高砷高硫金礦的有效處理方法。
[0038]可以理解的是，以上實施方式僅僅是為了說明本發明的原理而采用的示例性實施方式，然而本發明并不局限于此。對于本領域內的普通技術人員而言，在不脫離本發明的精神和實質的情況下，可以做出各種變型和改進，這些變型和改進也視為本發明的保護范圍。
【主權項】
1.一種高砷高硫型金礦脫砷脫硫的方法，其特征在于包括以下步驟:將高砷高硫型金礦破碎、磨礦至-0.074mm粒級含量95%以上，所得礦樣過濾、烘干后，向其中添加復合氧化劑溶液，并焙燒100-140min，焙燒產物進行水淬處理，然后采用氯化法浸出金； 所述復合氧化劑為氯酸鈉和過硫酸銨的混合物。2.根據權利要求1所述的高砷高硫型金礦脫砷脫硫的方法，其特征在于:所述焙燒溫度為 200-550°C。3.根據權利要求1所述的高砷高硫型金礦脫砷脫硫的方法，其特征在于:所述復合氧化劑溶液中氯酸鈉和過硫酸銨的質量比為2:1-5:1，且氯酸鈉和過硫酸銨的總質量占礦樣質量的5-25%。4.根據權利要求1所述的聞神聞硫型金礦脫神脫硫的方法，其特征在于:所述聞神聞硫型金礦經水淬處理后脫砷率為90%以上，脫硫率為95%以上，金的浸出率> 82.6%。
【專利摘要】本發明涉及一種高砷高硫型金礦脫砷脫硫的方法，其包括以下步驟：將高砷高硫型金礦破碎、磨礦至-0.074mm粒級含量95％以上，所得礦樣過濾、烘干后，向其中添加復合氧化劑溶液，并焙燒100-140min，焙燒產物進行水淬處理，然后采用氯化法浸出金；所述復合氧化劑為氯酸鈉和過硫酸銨的混合物。本發明方法簡單、工藝成熟、能耗較低、脫砷脫硫效率高，處理后提高了金的浸出率(≥82.6％)。
【IPC分類】C22B1/02, C22B11/06, C22B3/04
【公開號】CN105219948
【申請號】CN201410269525
【發明人】張亞輝, 涂博, 隆崗, 李玄武, 尤大海
【申請人】武漢理工大學
【公開日】2016年1月6日
【申請日】2014年6月17日