一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法

摘要

本发明属于冶炼技术领域，尤其涉及一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法，该方法包括以下步骤：A、将水、乙二胺四乙酸与碳酸氢钠搅拌混匀，得到混合液；B、向金精矿粉中加入水进行调浆，得到质量分数为37‑42％的浆料，再加入步骤A中得到的混合液与氰化钠，得到混合矿浆；C、将步骤B中得到的混合矿浆进行固液分离处理；本发明方法其操作简单，在金精矿浆料中加入了乙二胺四乙酸和碳酸氢钠，使浆料中残余的铜、铁、镁等离子与之结合，减少重金属离子对氰化物的消耗，从而达到降低氰化钠的用量，提高金的回收率。

说明书

技术领域

本发明属于冶炼技术领域，尤其涉及一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法。

背景技术

我国采用金精矿氰化提金工艺直接生产黄金的方法占黄金工业生产的半壁江山，金矿石中含有大量的杂质，例如矿石含有磁黄铁矿或白铁矿时，在碱性条件下会分解出FeSO₄和Fe(OH)₂，含有砷锑的雄黄、雌黄、辉锑矿等，在碱性条件下能够生成Na₂AsO₃、NaAsS₄、NaSbO₂、Na₂SbS₃等。这些杂质在氰化浸出过程中会消耗氰化钠和氧，从而提高生产成本。目前通用的工艺是采用碱性浸出，在碱性条件下使杂质溶于水中，然后通过固液分离的方式去除杂质。但是这种方法存在着杂质去除不彻底的问题，氰化钠消耗虽然有所降低，但依旧居高不下，每吨金精矿需要消耗氰化钠7kg-8kg。

发明内容

本发明为了解决上述技术问题提供一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法，其操作简单易行，在金精矿浆料中加入了乙二胺四乙酸和碳酸氢钠，使浆料中残余的铜、铁、镁等离子与之结合，减少重金属离子对氰化物的消耗，从而达到降低氰化钠的用量，提高金的回收率的目的。

本发明解决上述技术问题的技术方案如下：一种降低金精矿氰化浸出过程中氰化钠耗量的方法，包括以下步骤：

A、将水、乙二胺四乙酸与碳酸氢钠搅拌混匀，得到混合液；

B、向金精矿粉中加入水进行调浆，得到质量分数为37-42％的浆料，再加入步骤A中得到的混合液与氰化钠，得到混合矿浆；

C、将步骤B中得到的混合矿浆进行固液分离处理。

本发明的有益效果是：本发明方法其操作简单，在金精矿浆料中加入了乙二胺四乙酸和碳酸氢钠，使浆料中残余的铜、铁、镁等离子与之结合，减少重金属离子对氰化物的消耗，从而达到降低氰化钠的用量，提高金的回收率的目的。

在上述技术方案的基础上，本发明还可以做如下改进。

进一步，在步骤A中，所述搅拌时间为5-6min。

采用上述进一步方案的有益效果是搅拌时间5-6min即可使药剂充分溶解并搅拌均匀，低于5min溶解不完全或混合不均匀，高于6min则造成搅拌电能浪费。

进一步，在步骤A中，所述混合液的温度控制在15-25℃。

采用上述进一步方案的有益效果是在此温度范围内，药剂溶解速率较快，低于15℃则溶解速率慢，高于25℃造成热能浪费。

进一步，在步骤A中，所述乙二胺四乙酸与水的质量比为(0.3-0.4)：1000，所述碳酸氢钠与水的质量比为(0.1-0.2)：1000。

采用上述进一步方案的有益效果是乙二胺四乙酸和碳酸氢钠在此配比浓度范围内效果最佳，若低于0.3：1000，造成药剂量不足，影响指标，高于0.4：1000，造成药剂浪费。

进一步，在步骤B中，所述金精矿粉的粒径为400-425目。

采用上述进一步方案的有益效果是金精矿粉在此粒径范围内氰化浸出效果最佳，若高于425目会造成泥化，影响生产指标，若低于400目，金精矿粉不能完全与氰化物接触，造成金回收率低。

进一步，在步骤B中，所述混合液的体积与金精矿粉的质量比为(0.09-0.1):1000m³/kg。

采用上述进一步方案的有益效果是混合液加入量在此范围内效果最佳，若低于0.09:1000m³/kg，造成药剂量不足，影响指标，高于0.1:1000m³/kg，造成药剂浪费。

进一步，在步骤B中，所述氰化钠与金精矿粉的质量比为(4-5)：1000。

采用上述进一步方案的有益效果是氰化钠加入量在此范围内效果最佳，若低于4：1000，造成药剂量不足，影响指标，高于5：1000，造成药剂浪费。

进一步，在步骤B中，所述混合矿浆温度控制为15-25℃。

采用上述进一步方案的有益效果是在此温度范围内，氰化浸出及去除杂质效果好，低于15℃氰化浸出和去除杂质效果差，高于25℃造成热能浪费。

具体实施方式

以下对本发明的原理和特征进行描述，所举实例只用于解释本发明，并非用于限定本发明的范围。

实施例1

在药剂搅拌槽内加入10立方米水，并加入乙二胺四乙酸4kg，碳酸氢钠1kg，温度控制在19℃，搅拌5分钟，得到混合液，将50吨400目的金精矿加入水进行调浆，得到质量分数为40％的浆料，送至氰化浸出槽内，加入5立方米混合液，然后加入220kg氰化钠，得到混合矿浆，调整浸出槽内温度为19℃，混合矿浆经氰化浸出后，进行固液分离分别得到氰化尾渣和含金液体。

试验结果：金精矿中金的含量为50.1g/t，氰化尾渣中金的含量为0.90g/t，计算得金的氰化回收率为98.20％，氰化钠耗量为每吨金精矿4.4kg。

现有技术采用在碱性条件下使金精矿溶于水中，采用氰化钠直接浸出金精矿，然后通过固液分离的方式去除杂质，回收率达到98.15％，但每吨金精矿氰化钠耗量达到7.2kg。

实施例2

在药剂搅拌槽内加入5立方米水，并加入乙二胺四乙酸2kg，碳酸氢钠1kg，温度控制在20℃，搅拌5分钟，得到混合液，将40吨400目的金精矿加入水进行调浆，得到质量分数为40％的浆料，送至氰化浸出槽内，加入4立方米混合液，然后加入170kg氰化钠，得到混合矿浆，调整浸出槽内温度为20℃，混合矿浆经氰化浸出后，进行固液分离分别得到氰化尾渣和含金液体，含金液体加入锌粉置换后得到含金矿泥。

试验结果：金精矿中金的含量为48.3g/t，氰化尾渣中金的含量为0.85g/t，计算得金的氰化回收率为98.24％，氰化钠耗量为每吨金精矿4.25kg。

现有技术采用在碱性条件下使金精矿溶于水中，采用氰化钠直接浸出金精矿，然后通过固液分离的方式去除杂质，回收率达到98.21％，但每吨金精矿氰化钠耗量达到6.9kg。

实施例3

在药剂搅拌槽内加入10立方米水，并加入乙二胺四乙酸4kg，碳酸氢钠2kg，温度控制在20℃，搅拌5分钟，得到混合液，将60吨400目的金精矿加入水进行调浆，得到质量分数为40％的浆料，送至氰化浸出槽内，加入6立方米混合液，然后加入266kg氰化钠，得到混合矿浆，调整浸出槽内温度为20℃，混合矿浆经氰化浸出后，进行固液分离分别得到氰化尾渣和含金液体，含金液体加入锌粉置换后得到含金矿泥。

试验结果：金精矿中金的含量为52.7g/t，氰化尾渣中金的含量为0.87g/t，计算得金的氰化回收率为98.35％，氰化钠耗量为每吨金精矿4.43kg。

现有技术采用在碱性条件下使金精矿溶于水中，采用氰化钠直接浸出金精矿，然后通过固液分离的方式去除杂质，回收率达到98.33％，但每吨金精矿氰化钠耗量达到7.8kg。

对比例1

在药剂搅拌槽内加入5立方米水，并加入乙二胺四乙酸1kg，碳酸氢钠0.1kg，温度控制在20℃，搅拌5分钟，得到混合液，将30吨400目的金精矿加入水进行调浆，得到质量分数为40％的浆料，送至氰化浸出槽内，加入1立方米混合液，然后加入181kg氰化钠，得到混合矿浆，调整浸出槽内温度为20℃，混合矿浆经氰化浸出后，进行固液分离分别得到氰化尾渣和含金液体。

试验结果：金精矿中金的含量为49.2g/t，氰化尾渣中金的含量为0.91g/t，计算得金的氰化回收率为98.15％，氰化钠耗量为每吨金精矿6.03kg。

以上所述仅为本发明的较佳实施例，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。