砷锑金精矿冶炼工艺研究

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A氯化剂授出一三氯

2、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盒的物相分析以明确金在精矿产品中的赋存状态.混合精矿中

3、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

4、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+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

5、.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.ON,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

6、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=Sb

7、O5CI2+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,H99.59,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Sb9O一300目,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N

8、aOH,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

9、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96;脱s率98;焙砂中As,Sb,S含量在0.5左右