阅读说明：本技术 一种焙烧氰化尾渣氯化挥发提金方法 (Method for extracting gold by chlorination and volatilization of roasted cyanidation tailings ) 是由 钱虎 邵京明 冯玉华 桑胜华 丁雨波 潘贵 迟正峰 刘春荣 孙磊 师超 温建爽 于 2019-10-16 设计创作，主要内容包括：本发明公开了一种焙烧氰化尾渣氯化挥发提金方法,选矿样,矿样来自金精焙烧-酸浸-氰化-脱水-干燥后的氰化尾渣,含水15.08%、金品位6.25g/t、银品位10.10g/t、硫含量1.6%、铁含量33%；在氰化尾渣中按比例加入氯化剂、水和粘结剂,混合均匀；采用压球机造球,温度为1000-1200℃,焙烧时间2h；经干燥箱干燥得生球,生球放置于马弗炉中于1100℃氧化性氛围高温焙烧2h；放入回转窑内,在800℃-1150℃-950℃连续升温、降温的情况下焙烧150min；降温冷却后测定金、银含量。本发明所述焙烧氰化尾渣氯化挥发提金方法,通过延长高温-降温区、缩短低温-中温升温区物料停留时间,利于提高金的挥发率,同时提高氯化钙的有效利用率。(The invention discloses a method for extracting gold by chlorination and volatilization of roasted cyanided tailings, which comprises the following steps of selecting an ore sample, wherein the ore sample is from cyanided tailings obtained after gold fine roasting, acid leaching, cyaniding, dehydrating and drying, and contains 15.08% of water, 6.25g/t of gold, 10.10g/t of silver, 1.6% of sulfur and 33% of iron; adding a chlorinating agent, water and a binder into the cyanidation tailings in proportion, and uniformly mixing; pelletizing by a pelletizer at the temperature of 1000-1200 ℃ for 2 h; drying the green pellets in a drying oven to obtain green pellets, and roasting the green pellets in a muffle furnace at the oxidizing atmosphere of 1100 ℃ for 2 hours at high temperature; placing into a rotary kiln, and roasting for 150min under the condition of continuously heating and cooling at 800-1150-950 ℃; and (5) cooling and then determining the contents of gold and silver. The method for extracting gold by chlorination and volatilization of the roasted cyanidation tailings prolongs the high-temperature-cooling zone and shortens the material retention time in the low-temperature-medium-temperature heating zone, thereby being beneficial to improving the volatilization rate of gold and simultaneously improving the effective utilization rate of calcium chloride.)

一种焙烧氰化尾渣氯化挥发提金方法

技术领域

本发明属于提金工艺技术领域，特别是涉及一种焙烧氰化尾渣氯化挥发提金方法。

背景技术

我国黄金矿山的尾矿排放量每年大约2000多万吨，我国采用浮选金精矿氰化厂较多，焙烧氰化渣中常含有高品位金、银、铜、铅、锌等其有价金属元素，由于氰渣粒度细、泥化严重，金、银以微细嵌布在铁矿物和脉石或被其包裹，采用常规方法无法对金进行有效回收，只能用于生产建筑材料、废弃堆存或者填埋。高温氯化挥发利用金属的氯化物普遍沸点较低易挥发且氯化物高温易分解等特点，利用氯化剂的作用使有价金属形成氯化物挥发进入烟气中进行回收，而脉石则依然留在尾渣中。在温度大于800℃，有氯化剂存在时，一些锡、铅、镓、铜、锌、金、银等金属及其硫化物和氧化物可以和氯化剂生成易挥发的金属氯化物。李学鹏等研究了含锡尾矿中锡、铅、镓等有价金属氯化挥发回收，取得了很好的回收效果。金的高温氯化挥发提取一般认为是氯化剂在高温下分解成氯气和氯化氢气体，与六方晶体的金发生配位作用，形成挥发性的氯化物。

氯化挥发在焙烧氰化尾渣中金提取方面的工业应用研究较少，目前还没有成熟的提金方法。

发明内容

本发明的目的就是提供一种焙烧氰化尾渣氯化挥发提金方法，能完全解决上述现有技术的不足之处。

针对焙烧氰化尾渣氯化挥发提金工艺，结合现场生产调试进行了研究，系统考察了焙烧温度、焙烧时间、造粒方式、造球粒度、焙烧氛围、回转窑焙烧温度场等因素对金挥发率的影响。结果表明焙烧温度、时间、焙烧氛围是主要影响因素，生产现场回转窑内温度场分为进料低温升温区、中温-高温氯化钙分解区、高温氯化挥发主反应区、降温排料区，800℃是氯化钙的分解温度，有26.66%的CaCl₂分解，1150℃是金的主要挥发温度，有74.63%金挥发。

为此，本发明通过下述技术方案来实现：一种焙烧氰化尾渣氯化挥发提金方法，包括如下步骤：

第一步，选矿样，矿样来自金精焙烧-酸浸-氰化-脱水-干燥后的氰化尾渣，含水15.08%、金品位6.25g/t 、银品位10.10g/t、硫含量1.6%、铁含量33%；

第二步，在氰化尾渣中按比例加入氯化剂、水和粘结剂，混合均匀；采用压球机造球，温度为1000-1200℃，焙烧时间2h；

第三步，经干燥箱干燥得生球，生球放置于马弗炉中于1100℃氧化性氛围高温焙烧2h；

第四步，放入回转窑内，在800℃-1150℃-950℃连续升温、降温的情况下焙烧150min；降温冷却后测定金、银含量。

作为优选方式之一，第二步中，粘结剂为5%的NaCl，温度为1100℃时高温焙烧120min。

作为优选方式之一，第二步中，粘结剂为3%的NaCl+2%的CaCl₂组合氯化剂添加下，温度为1100℃时高温焙烧120min。

作为优选方式之一，第三步中，生球由滚筛进行预先筛分，后经链篦机干燥进入振动筛检查筛分。

进一步优选：经14mm、12mm、10mm、8mm振动筛筛子筛分得+14mm、-14mm~+12、-12~+10mm、-10~+8mm、-8mm五个粒级生球。

与现有技术相比，本发明的有益效果在于：本发明所述焙烧氰化尾渣氯化挥发提金方法，通过延长高温-降温区、缩短低温-中温升温区物料停留时间，利于提高金的挥发率，同时提高氯化钙的有效利用率。

具体实施方式

下面将结合本发明实施例，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。

实施例1：

针对甘肃焙烧氰化尾渣氯化挥发提金工艺，结合现场生产试车对影响金挥发率的主要因素进行了系统，并就回转窑温度场进行了，为生产现场造球和筛分粒度控制、回转窑煤气给入量、风量、燃烧器火焰调整、燃烧器伸入量、冷却时间等现场条件参数的优化调整提供数据支撑和参考。

本发明所述焙烧氰化尾渣氯化挥发提金方法，包括如下步骤：

第一步，选矿样，矿样来自金精焙烧-酸浸-氰化-脱水-干燥后的氰化尾渣，含水15.08%、金品位6.25g/t 、银品位10.10g/t、硫含量1.6%、铁含量33%；

第二步，在氰化尾渣中按比例加入氯化剂、水和粘结剂，混合均匀；采用压球机造球，温度为1000-1200℃，焙烧时间2h；

第三步，经干燥箱干燥得生球，生球放置于马弗炉中于1100℃氧化性氛围高温焙烧2h；

第四步，放入回转窑内，在800℃-1150℃-950℃连续升温、降温的情况下焙烧150min；降温冷却后测定金、银含量。

其中：

本实施例所选矿样按照都兰金辉：强胜紫金：苏晋德=0.8:0.5:1.2的比例配制，矿样各元素的测定结果见表1。

表1 配矿样品主要化学成分分析结果：

成分	Au	Ag	Cu	Pb	Zn	As	S	C	Sb
										含量	26.87	22.20	0.15	0.42	0.47	3.64	23.22		0.67

注：Au、Ag的含量单位为g/t，其余均为%。

金精焙烧-酸浸-氰化-脱水-干燥后参数如下：

控制焙烧温度T₁=550℃，T₂=630℃，***浓度=30‱，磨矿15min（测得细度为92%），浸出时间24h，矿浆浓度=40%，使用氢氧化钠调节PH分别为10。然后进行脱水，干燥。

表2 不同焙烧温度实验数据分析：

一段焙烧温度（℃）	酸浸渣Au含量（g/t）	氰渣Au含量（g/t）	氰化回收率（%）	***耗量（Kg/t）
					550	29.32	6.84	76.67	2.88
555	27.09	6.95	74.34	2.24
					560	27.42	6.68	75.64	2.58

分析表2数据可以看出，控制一段焙烧温度为550℃时，氰化回收率较其他两组温度要略好，同时***耗量也较其他两组略高。

表3 不同PH值实验数据分析：

PH值	酸浸渣Au含量（g/t）	氰渣Au含量（g/t）	氰化回收率（%）	***耗量（Kg/t）
					10	26.73	6.04	77.40	2.92
10.5	25.86	6.83	73.59	2.75
					11	25.97	6.91	73.39	2.16

分析表3可以看出，调节PH=10时，氰化回收率要较其他两组略高。

***浓度对比实验

实验条件：按照之前两组实验的结果，控制焙烧温度T₁=550℃，T₂=630℃，PH=10，磨矿15min（测得细度为92%），浸出时间24h，矿浆浓度=40%，控制***浓度分别为25‱、30‱、35‱进行实验。

表4 不同***浓度实验数据分析

***浓度（‱）	酸浸渣Au含量（g/t）	氰渣Au含量（g/t）	氰化回收率（%）	***耗量（Kg/t）
					25	25.82	7.03	72.77	3.10
30	27.53	6.20	77.48	2.68
					35	26.33	6.56	75.08	3.09

***浓度控制在30‱时氰化回收率明显较***浓度为25‱和35‱更好。

磨矿细度：控制焙烧温度T₁=550℃，T₂=630℃，PH=10，***浓度=30‱，浸出时间24h，矿浆浓度=40%，分别磨矿15min（测得细度=92%）、17.5min（测得细度=95%）、20min（测得细度=97%）进行实验。

表5 不同磨矿细度实验数据分析：

-400目占比（%）	酸浸渣Au含量（g/t）	氰渣Au含量（g/t）	回收率（%）	***耗量（Kg/t）
					92	26.85	6.33	76.42	2.85
95	26.13	6.18	76.35	3.07
					97	25.59	7.08	72.33	2.98

磨矿细度控制在92%与95%较好，控制在97%时较差。

通过对实验一样品的焙烧温度、PH值、***浓度对比实验数据分析，对都兰金辉：强胜紫金：苏晋德=0.8:0.5:1.2样品的最佳焙烧氰化条件为焙烧温度T₁=550℃，T₂=630℃，PH=10，***浓度=30‱，磨矿细度为92%-95%。

另外，膨润土用量对金银挥发率的影响：膨润土作为粘结剂能显著提高生球强度，满足工业流程过程球团形貌的完整性，减少粉料对焙烧环境的恶化，实验对比了膨润土的添加对金、银挥发提金率的影响，对比结果见表1。

表6膨润土用量对金银挥发率的影响：

Table 1 Effect of the dosage of Bentonite on the chloridizingvolatilization of gold and silver

由表6知，不添加膨润土焙烧后熟球金、银品位低，且挥发率较好，添加膨润土有利于提高造球强度。

焙烧氛围对金银挥发率的影响：

采用坩埚作为焙烧器皿，由于坩埚呈圆锥形，高径比大，高温焙烧过程中只有表层球充分与氧气接触反应，表层以下球基本处于弱氧氛围。因此，在本实施例中，采用镁砂填充坩埚和坩埚两种焙烧器皿下金的挥发效果，以确定焙烧氛围对金挥发率的影响程度，对比结果见表2。

表7 焙烧氛围对比实验结果：

Table 2 Effect of roasting atmosphere on the volatilization rate of goldand silver

采用自制镁砂填充3号粘土坩埚焙烧氯化挥发提金效果显著好于3号粘土坩埚焙烧提金效果，究其原因为氯化挥发需要有氧气的参与分解氯化剂，氧气不足，高温容易使球团熔融结块，不利于反应的进行，同时易造成回转窑结圈影响生产。

压球造球方式金银氯化挥发效果：

生产现场采用圆盘造粒机造球，对操作人员造球技能水平要求较高，造球粒度变化大、合格率低且不稳定，为此考虑采用压球机造粒代替圆盘造粒机。压球机造粒对含水量要求较低，为了保证强度，添加粘结剂膨润土，在1150℃焙烧时间2h条件考察对比了7%CaCl2、1%膨润土；7%CaCl2压球机造粒后金、银氯化挥发提取效果，结果见表3。

表8压球造粒方式金银氯化挥发效果：

Table 3 Effect of chlorination and volatilization of gold and silver ongranulation by pressing ball

由表8可以看到对辊造粒方式虽然操作简单，但金、银的挥发效果较差，金挥发率只有66.16%。

对比NaCl和CaCl2两种不同氯化剂在添加量5% NaCl、3% NaCl+2% CaCl2和5%CaCl2在氧化性焙烧氛围中对金挥发率的作用效果，实验结果见表4。

表9不同氯化剂焙烧结果：

Table 4 Effect of the dosage of CaCl2 and NaCl on the chloridizingvolatilization of gold

由表9可知：

添加5% NaCl在1100℃高温焙烧120min，金挥发率好于添加5% CaCl2挥发率，金挥发率在89.63%；3% NaCl+2% CaCl2组合氯化剂添加下，金的挥发效果最好为93.97%。组合氯化剂添加方式可以避免NaCl单独添加易熔融大量提前分解，又可以避免CaCl2容易吸水与粉矿混合不均、在吸收系统液相累积结晶及大量石膏的产生。

焙烧温度和时间：

取生产现场链篦机干燥后经振动筛筛分合格粒度生球，在1000℃、1050℃、1150℃高温分别焙烧30min、60min、90min金挥发效果，用干燥生球金品位6.00g/t，结果见表10。

表10焙烧温度和时间对金氯化挥发的影响：

Table 5 Effect of the roasting temperature and time on the chloridizingvolatilization of gold

由表10知，金挥发率随焙烧时间的延长均成近似于直线递增变化趋势，焙烧1.5h金的挥发率最好，焙烧温度越高金的挥发率越好。

造球粒度：现场造粒机制得生球由滚筛进行预先筛分，后经链篦机干燥进入振动筛检查筛分，若不对造球粒度进行严格控制，不仅影响后续金的焙烧挥发效果，大量不合格球返回重新造粒，更会加剧恶化造球及焙烧效果。

通过取生产现场干燥后生球，经14mm、12mm、10mm、8mm筛子筛分得+14mm、-14mm~+12、-12~+10mm、-10~+8mm、-8mm五个粒级生球，在实验室置于马弗炉中于1100℃氧化性氛围高温焙烧2h，焙烧结果见表6。

表11不同粒级焙烧结果表：

Table 6 Calcine particle size distribution and Au content in eachparticle size fraction

球粒度越大，金的挥发率越高，生产现场振动筛上生球大于等于8mm粒度占比达96.71%、12-14mm占比58.76%、大于等于10mm占比为83.49%。合格球粒度在+10~-14金挥发效果较好，1100℃高温下焙烧2h，金的挥发率均在85%以上。

实验室模拟回转窑温度场：所定温度区间和焙烧时间均来自现场实地测定及计算，以最大限度的确保的可靠性及参考性。800℃焙烧60min；1150℃焙烧40min；800℃~~1150℃~950℃连续升温、降温60~40~50min条件下金的挥发效果，结果见表12。

表12 温度场结果：

Table 7 Test results of temperature field

由表12知， 800℃低温升温区，恰好是氯化钙的熔融分解区，有26.66%的CaCl2消耗分解，而因温度太低，反应60min金的挥发率只有4.24%；在1150℃高温区反应40min有35.93%CaCl2消耗分解，金的挥发率为74.63%。在800℃~1150℃~950℃连续升温、降温的情况下焙烧150min，金的总挥发率为85.37%，56.13%的CaCl2消耗分解。

综上所述，焙烧温度、时间、焙烧氛围是主要影响因素，金的挥发率随焙烧时间的延长均成近似于直线递增变化趋势，氧化性焙烧氛围有利于金挥发率的提高，并避免了球团高温熔融造成回转窑结圈现象的发生。氯化剂NaCl在1100℃金挥发率好于CaCl₂，NaCl+CaCl₂组合氯化剂优于单独添加，球粒度越大，金的挥发率越高，生球粒度在10mm~14mm范围金的挥发率最好。回转窑内温度场分为进料低温升温区、中温-高温氯化钙分解区、高温氯化挥发主反应区、降温排料区。800℃是氯化钙的开始分解温度，1150℃左右高温度区为氯化挥发反应主反应区。延长高温-降温区、缩短低温中温升温区物料停留时间有利于提高金的挥发率同时提高氯化钙的有效利用率。

以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，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、等同替换和改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。