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文档简介
金银冶金1、性质
金(Au),密度19.32(g/cm3),银(Ag),密度10.53(g/cm3)。金为黄色,银为白色,色彩美丽;均是热和电的优良导体,其中,银是最好的导体;均易形成合金,有良好的延展性,1gAu能拉成3km的细丝;它们对光有很强的反射能力;化学稳定性都很强。
2、用途金银具有非常优良的物化性质,使得它们在国民经济当中有很重要的应用。主要应用领域:(1)电子工业;(2)牙科;(3)货币、饰品
3、资源金常以自然金(含Au70-100%,其余为银及少量铁、铜)状态存在。含金矿物种类较少,主要是与其它金属形成互化物,如银金矿、金银矿、铋金矿、铜金矿、钯金矿、铂金矿、铱金矿、铑金矿等。其次为碲化物(碲金矿、针碲金矿等)。金矿有原生矿床和次生矿床。原生矿床多与有色金属伴生在一起;次生金矿主要指的是砂金矿,是原生金矿床遭到破坏后形成的。砂金矿因易采、易选,在40-50年前一直是主要开采的对象。至今仍在少数国家起着重要的作用。但现在主要的金矿是原生矿脉金矿。自然金多为弥散状(1-5um)、粉状(5-50um)和小粒状(0.03-2mm),仅少数为大粒状(>2mm)。金矿资源最丰富的国家是南非,其次是俄罗斯、加拿大、美国、澳大利亚、中国等。
银矿资源有两类:①伴生矿(为Ni、Cu、Mo、Pb、Zn、Au和其它金属为主,Ag仅是副产物。②独立银矿。其中以伴生矿为主。最常遇到的银矿物为:自然银、辉银矿(Ag2s)、淡红银矿(Ag3AsS3)、硫锑银矿(Ag3SbS3)、硫砷铜银矿(Ag,Cu)16As2S11、硫锑铜银矿(Ag,Cu)16Sb2S11、碲银矿(Ag2Te)和角银矿(AgCl)。银资源丰富的国家有秘鲁、墨西哥、俄罗斯、加拿大、澳大利亚、中国等。4、金银的生产金银矿石从矿山开采出来以后,品位还很低,必须进行选矿以提高其品位,选矿方法有:浮选、重选、磁选、重-浮联合选矿。只有当金银品位达到一定时才可送金银冶炼厂,有时视矿的种类,还要进行预处理。经过选矿和预处理后的金银精矿就可以提取金属。至今从金银精矿中提取金银的方法在工业上得到大规模应用的只有氰化法。过滤浸出液脱氧氰化物溶液浸出金银锌粉置换金泥处理
(1)传统氰化法,一般包括槽浸出、过滤、固液分离、锌粉置换和金泥处理等工序。前几个工序均存在着设备庞杂、占地多、基建投资大和处理量小等弊端,后面工序需消耗大量金属锌和硫酸,不经济。所以人们在传统氰化法的基础上研究了新的工艺。(2)炭浆法把氰化浸出槽排出的矿浆,送到吸附槽中用活性炭吸附矿浆中的金银的方法。(3)炭浸法把活性炭投入氰化浸出槽中,使氰化浸出金和炭吸附金在同一槽中进行的方法。
在槽子中氰化物溶液浸出金银浸出液预处理吸附槽中活性炭吸附解吸解吸液提取金银同一个槽子中:氰化物溶液浸出金银同时还进行活性炭吸附解吸解吸液提取金银炭浆法炭浸法第2节氰化浸金原理矿石中金的提取方法:重选:粗粒金(﹥0.070mm)混汞:0.07-0.01mm)湿法冶金---细粒金:微粒金(﹤0.01mm)重选法和混汞法属于物理方法,适合于提取粗颗粒金。湿法冶金主要过程包括两个方面:溶解(氧化、化学溶解)沉积(电沉积、置换、沉淀)2.1、氰化法演变史1782年:斯奇尔(Scheele)在实验室中制备了KAu(CN)2KAg(CN)2。1805年:哈根(Hagen)提出金在氰化钾溶液中溶解的事实。1843年:巴格拉齐昂(Barparuoh)发表了KCN溶金的研究工作,并指出氧气对溶解金、银有利。1846年:埃尔斯纳(Elsner)发表了一篇实验报告,指出金有氰化物溶解必须要有氧气。有关的反应式为:4Au+8KCN+2H2O+O2=4KAu(CN)2+4KOH1887年:McArthur和Forrest获得氰化法提金的专利。
氰化法提金并非指用氰化物溶解金,他们的主要发明不在于金的溶解而在于怎样从溶有金的氰化物溶液中将金提取出来,其主要关键点是使用了用锌片来置换金。美国的默丘尔公司1891年第一个成功将其应用。随后在南非广为应用。2.2氰化浸金原理2.2.1热力学
金银在氰化物溶液中的溶解,曾经提出了许多理论,现普遍认为金银(Me)的氰化可以写成下列两个反应:
2Me+4NaCN+2H2O+O2=2NaMe(CN)2+2NaOH+H2O2(2-1)
2Me+4NaCN+H2O2=2NaMe(CN)2+2NaOH(2-2)
在水溶液中,金的标准电位非常高。
Au++e=AuE0=1.69V
(2-3)
工业上常用的强氧化剂(例如硝酸)的电位都比它低,因而都不能使金氧化。
金能与许多配体(如氰根,氯离子等)形成配合物,Au++2CN-=Au(CN)2-(2-4)
稳定常数为:当溶液中有CN-
存在时,Au+
的活度(αAu+)急剧降低。250C时,金的电位方程(能斯特方程)为:
E=1.69+0.059lgαAu+
金属金与Au(CN)-2
构成的半电池反应为:Au(CN)-2+e=Au+2CN-
标准电位为αAu(CN)-2
和αCN-
均为1时,金在该溶液中的电位。溶液中αAu(CN)-2
和αCN-均为1时,溶液中αAu+可表达为:
金的电位为:
=-0.60V在氰化物溶液中,金的标准电位急剧地下降,选择适当的氧化剂将金氧化。
在碱性溶液中,使用最广泛的氧化剂为O2,其有关半电池反应为:O2+2H2O+4e=4OH-
O2+2H2O+2e=H2O2+2OH-
H2O2+2e=2OH-
溶解反应:
2Au+4CN-+2H2O+O2=2Au(CN)-2+2OH-+H2O2
ΔG0=-87815JK=2.47×1015
2Au+4CN-+H2O2=2Au(CN)-2+2OH-
ΔG0=-299150JK=2.74×1052
平衡常数或标准自由能变化表明,在热力学上金的溶解反应十分容易进行,即在氰化物溶液中金十分容易被氧化,以Au(CN)-2配离子的形式进入溶液。对银可以得到类似的结论。接近工业条件下的氰化物溶液溶解金银Au(Ag)-CN-―H2O系电位-pH图
pH和pCN的关系可用下式换算:
pH+pCN=9.4–lgA+lg(1+10pH-9.4)[CN-]总=10-2mol/L下pH与pCN的相关数值
pH024689.410~14pCN11.49.47.45.43.42.32
结论1)用氰化物溶液溶解金银,生成配离子的电极电位,比游离的金银离子的电极电位低得多,所以氰化物溶液是溶解金银的良好溶剂和配合剂。
2)金银被氰化物溶液溶解形成Au(CN)2-,Ag(CN)2-配离子的反应线⑨、⑩,几乎都落入水稳定区中,即线①和②之间,这说明这两种配离子在水溶液中是稳定的。
3)金比银易溶解,不形成配离子时金的电位高于银,但形成配合物后,Au(CN)2-的电位比Ag(CN)2-低得多,从热力学角度来看在氰化物溶液中金比银容易溶解。4)在pH<9~10时,Au(CN)2-、Ag(CN)2-配离子的电位随着pH的上升而直线下降,在此范围内,提高pH,对溶解金银有利,但当pH>9~10后,pH对电位的影响较小。5)氰化物溶金的曲线⑨及下方的平行曲线说明,在pH相同时,金配离子的电极电位,随着配离子活度降低而降低。银也具有同样的规律;6)O2/H2O线在金线、银线之上,说明O2
是溶解金银的良好氧化剂;7)溶金半电池与O2/H2O组成的原电池,在pH=9~10的电位差最大,也就是ΔG0的负值最大,反应进行最彻底,故氰化控制pH在9~10间。8)pH<9.4时,氰化物主要以HCN存在,在pH>9.4时则主要以CN-存在;9)强氧化剂的存在能将CN-氧化,增加氰化物的消耗;10)锌能从氰化液中置换出金。2.1.2动力学金的动力学实质上是电化学溶解过程2Au+4NaCN+2H2O+O2=2NaAu(CN)2+2NaOH+H2O2
对于银的溶解,同样可以写出类似的反应式金、银在氰化物溶液中的溶解速度
溶解质量/mg需用时间/min氰化物+氧气氰化物+过氧化氢金105~1030~90银515180反应:2Au+4NaCN+H2O2=2NaAu(CN)2+2NaOH
为一缓慢过程。大量过氧化氢时,会将氰根氧化为对金不起作用的CNO-
。CN-+H2O2=CNO-+H2O在金的浸出过程中,主要按生成H2O2反应进行,即金在氰化物溶液中除生成Au(CN)2-外,还生成H2O2。
金银在氰化物溶液中的溶解本质上是一个电化学腐蚀过程。
在阳极区:2Au(CN)2-+2e=2Au+4CN-在阴极区:O2+2H2O+2e=H2O2+2OH-总的反应为:2Au+4CN-+O2+2H2O=2Au(CN)-2+H2O2+2OH-金氰化反应的速度常数k与温度T的关系:相应的活化能为15kJ/mol,说明氰化过程属于典型的扩散控制过程。在阳极区,CN-向金表面扩散的速度为:lgk=-3.432-A2[CN]DCN--CN-的扩散系数
δ-扩散层的厚度
[CN]-扩散层外(本体)CN-浓度
[CN]0-扩散层内CN-的浓度
A2—阳极区的面积由于化学反应速度很快,所以[CN]0→0,则有在阴极区,O2
向阴极表面扩散的速度为DO2
-O2
的扩散系数
[O2]-扩散层外(本体)O2
的浓度[O2]0-扩散层内O2
的浓度A1—阴极区的面积
A1([O2]-[O2]0)
氰化时金的溶解速度与氰化物浓度和氧压之间的关系2.2.2氰化浸金的主要影响因素(1)氰化物浓度和氧浓度氰化过程中[CN]/[O2]的比例为6时有利于浸出,在室温和常压下,浸金游离氰化钾的最佳浓度为0.01%,溶银为~0.02%。但实际上工业上大多采用氰化物的浓度为0.02~0.05%或更浓一些。这是因为矿石含有可与CN-作用和可以与氧气作用的伴生矿物,使氰化物和已溶解在溶液中的氧气无益地消耗在这些副反应上。
(2)搅拌溶金过程在大多数情况下都具有扩散控制的特征。因此,所有加速CN-与O2
扩散的因素,都应当是强化氰化过程的可能途径。(3)温度两个方面影响氰化过程,一方面提高温度将导致氰根和氧气扩散系数增大和扩散层减薄;另一方面会降低氧的溶解度从而降低溶液中氧的浓度。
在0.25%KCN溶液中金的溶解速度与温度的关系
(4)金粒的大小和形状(5)矿浆粘度氰化矿浆的粘度会直接影响氰化物和氧的扩散速度,并且当矿浆粘度较高时,对金粒与溶液间的相对流动会产生阻碍作用。(6)金粒表面的薄膜①硫化物薄膜②不溶性氰化物膜③黄原酸盐膜
(7)pH值
钙离子对金溶解的阻滞效应
2.2.3氰化物的水解和保护碱水溶液中CN-会发生水解并形成挥发性的HCN和OH-:
CN-+H2O=OH-+HCN↑
氰化钠的水解率
氰化钠浓度不同CaO(%)浓度下NaCN的水解率,%%10-2mol/L00.010.050.510.21.10.320.070.24.081.70.340.070.12.042.50.350.070.051.023.50.350.070.020.4085.40.350.070.010.2047.60.350.070.0050.10210.50.350.070.0020.04116.10.350.07
保护碱的作用:1、抑制氰化物的水解;2、中和氰化过程中产生的硫酸、碳酸。这些酸会与氰化物作用生成HCN:2NaCN+H2SO4=Na2SO4+2HCN↑2NaCN+H2CO3=Na2CO3+2HCN↑3、降低铁矿物对CN-的破坏作用
FeSO4+6NaCN=Na4Fe(CN)6+Na2SO4第4节难浸矿石氰化前的预处理矿石的难浸性主要表现为:
①金以细粒包裹于矿石颗粒中;
②矿石中存在“不可见”金、粒度极细(小于5微米)或进入如砷黄铁矿等晶格中;
③矿石含有“劫金碳”,造成已溶金的损失;
④矿石中含有对氰化有害的杂质,如碲、锑、砷、铜、硒和铅等;
⑤矿石中的某些矿物或元素影响了金溶解化学过程。难浸矿石的预处理的目的:破坏金的包裹矿物、“劫金碳”以及对金氰化有害的杂质。难浸矿石的预处理方法:主要有焙烧,加压氧化,生物氧化,硝化氧化和超细磨。难处理金矿的预处理:
(1)焙烧氧化:流化床沸腾焙烧、闪速焙烧、循环氧化焙烧等;
(2)加压氧化法:120~180℃,0.2~3.2MPa氧压;
(3)微生物氧化法:氧化亚铁硫杆菌,
28~35℃,pH1.7~2.4,4~6d,液固比4:1;
(4)化学氧化法:臭氧、过氧化物、漂白粉等;
(5)微波氧化法:微波场下,有Ca(OH)2时,
易于消除不利于氰化的影响。38一、焙烧1、焙烧分类:按照焙烧过程的主要化学反应,大致可分为以下几种:
还原焙烧:将金属氧化物用还原剂(CO、H2、C等)在焙烧过程中还原为金属或低价金属氧化物。氯化焙烧:将金属氧化物或硫化物用氯化剂(Cl、NaCl、CaCl2等)在焙烧过程使之转化氯化物。
氧化焙烧:将金属硫化物在氧化气氛中进行焙烧,使金属硫化物中硫化物和砷等脱除,相应地生成氧化物或相应地酸盐。熔解(锻烧):使碳酸盐或硫酸盐高温分解,使其生成氧化物及驱除结晶水与吸湿水的热解离过程。对于铁、铜、钴、镍等矿石,上述几种方法均有应用;而对于金矿石而言,氧化和氯化两种焙烧方法应用较多,用于大规模工业生产,处理难浸矿石的主要还是氧化焙烧。2、焙烧的基本原理黄铁矿焙烧过程发生反应:氧不足时:3FeS2+8O2=Fe3O4+6SO2氧充足时:4FeS2+11O2=2Fe2O3+8SO2
焙烧产生红棕色Fe2O3为多孔性焙砂,可使硫化物包裹金暴露易于金的氰化浸出。焙烧炉排出的烟气必须回收,其反应式为:
2SO2+2H2O+O2=2H2SO4砷黄铁矿焙烧过程发生反应:氧不足时:2FeAsS+5O2=Fe2O3+As2O3+2SO2氧充足时:2FeAsS+6O2=Fe2O3+As2O5+2SO2若矿石或金精矿中存在碱金属氧化物(如CaO)时,会使焙烧过程中产生的SO2、As2O3或As2O5与之反应生成硫酸盐(或亚硫酸盐)和砷酸盐(或亚砷酸盐),其反应式为:
2CaO+2SO2+O2=2CaSO44CaO+As2O3+O2=Ca3(AsO4)2
总之,硫化物在焙烧过程中可产生SO2、As2O3或As2O5从炉气中排出,达到脱硫、脱砷的目的。若原料中存在碱金属氧化物,会以硫酸盐或砷酸盐的形式滞留于原料中,但它们改变了化合形态。难浸金矿石的氧化焙烧
焙烧的作用:经氧化焙烧,含金硫化矿物被氧化成多孔的焙砂,金被充分暴露,氰化液易于渗入,为氰化浸出提供有利条件。1.焙烧过程:(1)450~500℃时,黄铁矿开始氧化;超过950℃后焙砂部分边缘熔化,空隙减少,不利于氰化。(2)焙烧温度下,砷黄铁矿同样氧化;第一段:控制弱氧化气氛尽量生成挥发性的As2O3;
第二段:大量过剩空气氧化其他硫化物。42难浸金矿石的氧化焙烧43加料管一段焙烧炉二段焙烧炉中间旋风收尘器烟囱旋风收尘器冷却器焙砂排放管空气空气2.焙烧设备难浸金矿石的氧化焙烧加拿大的吉安特黄刀和坎贝尔红湖两座金矿采用焙烧工艺处理难浸金矿—氰化处理。金的总回收率为87%~92%。其中95%的金系用氰化法从多孔焙砂中回收,其余5%的金用炭浆法从烟尘中回收。二、加压氧化氧化焙烧是处理复杂硫化矿的传统方法,在焙烧过程中还要回收烟气,以防止环境污染,造成成本增加。故可采用加压氧化。加压氧化是在高温(180~225℃)、高压(氧分压在500kPa左右)条件下,经1~3小时的氧化使硫化物达到完全氧化,从而解离出金。1、加压氧化机理:按照加压氧化可有酸性加压氧化和非酸性(中性或碱性)加压氧化。酸性加压氧化:在压力设备(高压釜)中停留1~3小时。黄铁矿和砷黄铁矿的氧化反应:
4FeSO4+2H2SO4+O2=2Fe2(SO4)3+2H2O2HAsO2+O2+2H2O=2H3AsO4
生成的Fe3+和AsO3-4进一步水解、沉淀:
Fe2(SO4)3+2H2O=2FeOHSO4+H2SO4Fe2(SO4)3+2H3AsO4+4H2O=2FeAsO4·2H2O+3H2SO4非酸性加压氧化:
非酸性加压氧化分为中性和碱性加压氧化,pH值一般为7~9,反应过程是一个极其复杂的过程,一般情况下,对含碳酸盐矿物较多的碱性矿石可考虑采用非酸性加压氧化,可降低生产成本。对于钴、砷矿石,其主要化学反应:
2CoAsS+10NaOH+13/2O2=2Co(OH)2+2Na3AsO4+2Na2SO4+3H2O2FeAsS+10NaOH+13/2O2=2Fe(OH)2+2Na3AsO4+2Na2SO4+3H2O生成的Fe(OH)2进一步氧化:
2Fe(OH)2+1/2O2+H2O=2Fe(OH)3黄铁矿总反应为:
FeS2+8NaOH+15/2O2=4Na2SO4+2Fe(OH)3+H2O2、加压氧化的工艺目前,国内外对非酸性加压氧化的理论研究尚不够完善,主要集中在酸性加压氧化。氧化前的预处理:是用硫酸将原矿或浮选精矿中的碳酸盐分解。另一个作用是保证足够高的酸起始浓度,以利于加快起始氧化速度。加压氧化:是该工艺主体作业。该过程在高压釜中进行,使硫化物和砷化物氧化成对氰化无害的硫酸盐和砷酸盐。氧化后矿浆的洗涤:一方面使硫化物氧化,另一方面可导致贱金属和脉石矿物的溶解。洗涤系统的主要目的是在金回收之前,除去耗氧物质和可能形成泥渣的铅、铁等。洗涤作业通常是在浓密机和过滤机中进行。
洗涤液的中和处理:中和系统一般分两个阶段进行。第一阶段用石灰将pH值调到4左右;第二阶段再加入石灰使pH值调到10~11左右,使金属离子以相应的氢氧化物、水合氢氧化物和砷酸盐的形式沉淀。金的回收:加压氧化后,金的回收通常采用常规的氰化浸出。将冼涤后浓密机底流进行调浆并加入CaO,使pH值达到氰化要求的数值,然后进行常规的氰化提金。氧化后金的氰化浸出率可达95%或更高。难浸金矿石的加压氧化法49精矿磨矿矿物预处理酸性加压氧化逆流洗涤底流炭浆氰化载金炭尾浆载金炭解析-再生贵液电积金泥熔铸合质金洗液中和处理石灰石石灰空气渣尾矿场制氧车间木质素磺酸钠絮凝剂氰化钠-石灰-O2活性炭O2冷却水高压蒸汽图4-含金砷黄铁矿精矿加压氧化处理工艺流程矿浆进料矿浆排料空气冷却蛇管挡板隔板调节阀难浸金矿石的加压氧化法502.加压氧化设备:难浸金矿石的细菌氧化法51理想的细菌:氧化亚铁硫杆菌已投入工业应用。细菌氧化的作用:使含硫、砷、铁等的矿物氧化,金被充分暴露,氰化液易于渗入,为氰化浸出提供有利条件。氧化亚铁硫杆菌的生长条件:嗜酸需氧。最佳pH1.7~2.4,最佳温度28~35℃,补加铵盐、磷盐等。能以硫化矿物、元素硫或硫酸亚铁的氧化过程中释放出的能作为能源,并以空气中的二氧化碳为碳源来合成菌体进行繁殖。氧化亚铁硫杆菌细胞形态
(长1.0~1.5μm,宽0.5~0.8μm)三、生物氧化生物氧化法也称为细菌氧化法,它是靠细菌将硫化物中的硫和铁分别氧化为硫酸盐和三价铁,从而使包裹于硫化物中的金解离出来。用于难浸矿石处理的细菌主要有氧化铁(亚铁)硫杆菌、硫化裂片菌。
氧化铁硫杆菌:一种很小的杆状细菌,呈格兰氏阴性,通过单板性鞭毛进行移动,不能形成孢子,并且严格需氧。它从二氧化碳中获得碳,从二价铁和还原态硫获得能量,在pH值1~3.5和温度20~40℃条件下繁殖。
硫化裂片菌:球形细胞,格兰氏阴性,不能移动,无鞭毛。化学无机源营氧物主要是还原态硫化合物,偶而还有二价铁。它们能从有机和无面化合物中获得碳,在pH值1~6和温度50~90℃条件下繁殖。1、生物氧化法机理:生物氧化的化学过程:细菌既作为催化剂又直接参与氧化反应,是活着的有机体。它们需要营养成分(如硫化物、氮、钾及微量元素)。硫化物在生物氧化过程中发生的生物化学反应可以按直接或间接机理进行。直接机理需要细菌与矿物表面的紧密接触,以便使细菌附着在矿物表面,而间接机理则包含细菌形成硫酸高铁的作用。细菌对黄铁矿作用的主要氧化反应进行:
4FeS2+2H2O+15O2
细菌
2Fe2(SO4)3+2H2SO4
细菌对砷黄铁矿作用的主要氧化反应进行:
4FeAsS+13O2+6H2O
细菌
4H3AsO4+4FeSO4
2、生物氧化法特性:与焙烧和加压氧化工艺不同,生物氧化主要是靠细菌的嗜硫性,将硫氧化成硫酸或硫酸盐,但氧化程度远不如焙烧与加压氧化,尽管如此,其随后的氰化提金回收率与焙烧和加压氧化基本一致。其原因是金虽然分布在整个硫化物中,但是金粒在硫化物晶格中总与结构位移有关,而晶格位移的部位是容易受到侵蚀的。这意味着即使金均匀地分布于硫化物中,也能被细菌选择性地氧化而解离出来。在富金部位细菌对硫化物的作用是优先进行的,因为在金—硫化物共生体中金起了类似阴极的作用。因此,细菌氧化可在部分硫化矿氧化的条件下获得高的金回收率。在大多数情况下,经细菌浸出预处理,可获得较高的金氰化回收率。但从动力学观点看,焙烧和回压氧化可在几小时内完成氧化的全过程,而细菌氧化过程时间很长,需几天至几十年。细菌对硫化矿物的可氧化性顺序从易至难为:磁黄铁矿、砷黄铁矿、辉锑矿、黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿、方铅矿。难浸金矿石的细菌氧化法55细菌氧化一般分为:槽式氧化和堆式氧化。图3-细菌浸出气流搅拌装置1、直接返回使用氰化废水处理的最佳方案为返回使用,随着氰化工艺的普遍应用,试验和实践均证实,脱金贫液的适量返回不仅不会降低金银的氰化浸出率,而且可降低氰化物消耗量,有利于氰化厂的水量平衡。2净化法
(1)碱氯化法用漂白粉(CaOCl2)、漂粉精(Ca(OCl)2)及氯气净化氰化废水的方法,统称为碱氯化法。该法是在碱性介质中利用次氯酸根的强氧化作用将氰化物氧化成氰酸根,如果有足够的次氯酸根,氰酸根还可继续氧化成CO2和N2。次氯酸根氧化氰根时,是分阶段进行的。氧化初期,生成氰酸根,有关反应为:CN-+ClO-+H2O=CNCl+2OH-CNCl+2OH-=CNO-+Cl-+H2O(2)SO2-空气氧化法此法是国际镍公司(INCO)在20世纪80年代研制的,除了能破坏游离氰根外,其余含氰配合物都能除去。氰的脱除率可达99%,重金属离子浓度可降至1mg/L以下。其反应为:CN-+SO2+O2+H2O=CNO-+H2SO4
(3)铁离子沉淀法向pH7.5~10的碱性含氰废水加入含Fe2+或Fe3+的硫酸盐或氯化物,可使溶液中的金属氰配合物解离成金属离子和CN-。解离的CN-与Fe2+生成Fe(CN)64-,Fe(CN)64-又可与解离出来的少部分铜、铅、锌、镍等重金属离子生成Me2Fe(CN)6·xH2O沉淀。Fe3+除与CN-生成类似的沉淀外,还可生成Fe(OH)3沉淀。解离出来的大部分铜、铅、锌、镍等重金属离子则水解生成氢氧化物沉淀。2.4、氰化废水的处理处理方法大致有三种:(1)脱金贫液直接返回氰化作业循环使用,如返回磨矿、配制新氰化试剂、洗涤浓缩机底流等;(2)含氰废水净化,即采用有关化学药剂破坏含氰废水中的氰化物,使含氰废水转化为无毒废水;(3)氰化物再生回收,采用酸处理含氰废水,使氰根呈HCN气体逸出,随后用碱吸收获得浓氰化物溶液。
回收法回收方法有两种:酸化法和硫酸锌-硫酸法。
(1)酸化法酸化法的原理是往含氰的废水中加酸使其pH小于7,游离的氰化物和氰根与铜、锌等金属离子的配合物容易离解,生成易挥发的HCN,将挥发出来的HCN用碱吸收。
2CN-+H2SO4=SO42-+2HCN↑Zn(CN)42-+2H2SO4=ZnSO4+SO42-+4HCN↑2Cu(CN)32-+2H2SO4=2CuCN↓+2SO42-+4HCN↑
生成的CuCN与废水中的硫氰酸根反应,可生成更稳定的硫氰酸亚铜沉淀:CuCN+CNS-=CuCNS↓+CN-硫氰酸铜返回浸出NaCNNaOH石灰中和尾矿库溢流滤液废液过滤浓密分离废气贫液混合HCN气体碱液吸收加温硫酸(2)硫酸锌-硫酸法往氰化废水中加入硫酸锌时,可使游离的氰根和铜、锌等金属离子的氰根配合物转化成白色的氰化锌沉淀:2CN-+ZnSO4=Zn(CN)2↓+SO42-Zn(CN)42-+ZnSO4=2Zn(CN)2↓+SO42-Cu(CN)32-+ZnSO4=Zn(CN)2↓+CuCN↓+SO42-将生成的氰化锌分离,并用硫酸处理:Zn(CN)2+H2SO4=ZnSO4+2HCN↑
生成的HCN气体挥发逸出,用碱液吸收,再生氰化物溶液,返回浸出使用。所产出的硫酸锌,可用于处理另一批氰化废水。滤液空气流硫酸锌溶液过滤硫酸锌氰化锌中和含铜渣浑浊液上清液酸化脱金溶液沉淀反应氰化氢气体碱液吸收氰化钠溶液
分级浸出洗水氰化尾矿炉渣合质金原矿粗碎筛分细碎磨矿固液分离熔炼
浓密与洗涤返砂细磨
全泥搅拌氰化流程酸化矿山简介矿山项目交通金翅岭金矿是招金矿业股份有限公司的子公司,位于招远市梦芝办事处张华孙家村北,南距招远市区8km,距莱西火车站72km,北距龙口港30km,东距烟台港125km,向西18km有新建成的威海-乌海高速公路招远出口,省级公路黄水公路从矿区中部通过,交通十分方便。(见交通位置图1-1)。矿区地理坐标为东经120°21′58″至120°22′14″,北纬37°24′57″至37°25′20″。邮政编码:265400,电话传真矿山简介招金矿业股份有限公司金翅岭金矿始建于1966年。经过几十年的发展,现已成为采、选、氰、冶综合性黄金生产企业。金翅岭金矿目前黄金选矿能力达到了3000吨/日,常规金银精矿处理规模为1600吨/日,含砷复杂金银精矿处理规模为100吨/日,年自产黄金28000两,冶炼加工黄金81.7万两,冶炼加工白银75.085吨。企业现有干部职工1300多人。矿山简介十五”以来,企业通过实施观念创新、管理创新和科技创新,努力打造企业可持续发展的新平台。对选氰冶工艺改造等领域的10几个课题进行技术攻关,多项成果分别获得国家、省、市级科技进步奖。近几年来,我矿与中科院、中南大学、东北大学、昆明理工大学、中国地质大学、长沙矿冶研究院等高校和科院院所合作,项目成功率达到95%以上,并有一个项目获得国家技术发明二等奖,五个项目获得省部级科技进步奖。目前,企业拥有“含砷难处理金银精矿的催化氧化酸浸湿法冶金新工艺体系及工业开发”“氧化泡沫浸出”、“湿法冶炼”、“氰化尾渣综合回收低含量有价金属研究与应用”、“综合预处理强化助浸技术在大规模氰化提金生产中的联合应用”等在国内同行业领先的新技术、新工艺。矿山简介在企业管理方面,注重以先进的管理理念指导生产经营,探索建立了“严细准全和五高三化”管理模式,以及“民主监督监察”内部激励约束机制,成为全国黄金行业学习的典范。并先后荣获烟台市首批“管理示范企业”、山东省“思想政治工作优秀企业”、山东省“高新技术企业”、山东省“管理创新优秀企业”、全国“守合同重信用企业”、“国家设备管理优秀单位”等荣誉称号,并在全国同行业首家通过了ISO9001-2000国际质量体系认证,在全国冶金行业首家通过了0SHAS18001职业安全健康管理体系认证。采矿简介矿山目前使用的采矿方法为上向水平分层干式充填法和削壁充填法,这两种采矿方法矿山已用了多年,具有成熟的生产经验,取得较好的经济技术指标。其中,上向水平分层干式充填采矿法约占80%;削壁填采矿法占20%。施工顺序:凿岩-装药、爆破-分层充填-矿柱回收。根据矿体赋存条件和所选用的采矿方法,并参考本矿的生产实际指标,选取的各种采矿方法损失≤4%,贫化指标均≤12%。采矿简介下设金翅岭采区、原疃采区两个生产采区
(1)金翅岭采区始建于1966年,先后经过多次改造,最终形成当前二级提升的生产系统。一级明竖井井口标高60.5m,最低中段标高-170m,井筒断面3.2m×1.7m,下设-30m、-80m、-130m、-170m四个中段,采用φ1.6m卷扬机;二级盲竖井最低中段标高-370m,井筒断面3.2m×2.2m,下设-210m、-250m、-290m、-330m、-370m五个中段,采用φ1.2m卷扬机。矿井提升能力为200t/d,其中出矿量100t/d。采区涌水量平均约5500m3/d,最大涌水量8000m3/d。在-80m、-170m、-250m、-370m各设一座水泵房。,其中-80m中段水泵房直接排到地表水池内,-250m、-370m中段泵房将水排到-170m中段,再由-170m中段泵房排到地表水池。采矿简介(2)原疃采区是原疃矿区的主采区,自1979年投产以来,随着企业的不断发展状大以及受各种客观因素的影响,采区开拓也经历了多次较大的变化。目前,采区为三级提升,一级明竖井井口标高+52.8m,最低中段标高-70m,井筒断面2.67m×1.72m,下设-70m一个中段,采用φ1.6m卷扬机;二级盲竖井最低中段标高为-240m,井筒断面φ3.5m,下设-110m、-150m、-190m、-240m四个中段,采用φ1.6m卷扬机;三级盲竖井最低中段标高-380m,井筒断面3.2m×2.2m,下设-270m、-300m、-340m、-380m四个中段,采用φ1.6m卷扬机。提升能力350t/d,其中出矿量200t/d。采区平均涌水量为8500m3/d,最大涌水量20000m3/d。在-150m、-240m、-300m、-380m各设一座水泵房。-380m、-300m、-240m中段的水泵房分别将本中段的汇水排到-150m中段水仓内,然后再由-150m中段水泵排到地表。采矿简介(3)安措井是原疃采区的安全措施井,为解决原疃采区第二个安全出口而建。井筒断面φ4.0m,采用φ2.5m卷扬机,井口标高+43.7m。设计-109m、-159m、-196m、、-303m、-383m七个中段。-109m、-196、-246m、中段已经与原疃采区贯通。-109m、-380m设泵房。选矿厂简介选矿厂1975年10月1日开始筹建,1976年5月1日投产,选厂最初设计规模为50t/d,几经改造到目前为止,现选矿厂2010年投入使用,选矿厂的处理能力为3000t/d。为两套并列系统。氰化法是金银富集的主要方法,自30年代搅拌氰化发展以来,氰化法占金银生产的半壁江山,氰化法利用金银能溶解于氰化物溶液中的性质,将金银转入溶液。然后通过各种方法,将转入溶液中的金银还原为高品位的含金银固体的过程搅拌浸出-锌置换法因其流程简单、投资少、回收率高、成本低、适应性强、易于管理等优点被普遍应用。主要工艺过程:氰化浸出—固液分离和洗涤—贵液锌置换
CCD原则工艺流程图配矿金银精矿来自于选矿产品,我矿精矿来源广泛,原料遍及全国20多个省市,涉及到360多个客户,精矿品位和性质变化很大,为保证生产的稳定,根据初步试验及化验结果,在精矿堆放料场进行统一配矿,配矿后进入生产料仓,以原料性质的稳定。精矿再磨因金银精矿中的金银以细粒或微细粒嵌布在硫化矿物中,通过再磨矿,1)使矿石中的金粒单体解离,并把包裹在其它矿物中间的金颗粒充分解离出来,使其在氰化物中充分与氧接触,发生溶解反应,并从固体表面扩散到液体中。2)降低金颗粒的粒径,增加金颗粒的比表面积。3)使金暴露出新鲜表面,排除金粒表面某些薄膜的不利影响。4)矿浆在磨矿和分级过程中,受到强烈的充气和搅拌,提高金的浸出率。5)减少粗颗粒,确保不发生沉槽现象。精矿再磨金翅岭金矿采用由一段磨矿二次分级的磨矿分级工艺,金银精矿分别由一台5T抓斗起重机加到两台绞笼给料机,分别经过2m*2m搅拌槽,调浆后通过除草机进入3m*3.5m缓冲槽,同时石灰注入一台石灰罐,由一台加灰绞龙加入缓冲槽,经混合后,金精矿软管泵分别打入二个一次分级泵,由分级泵打入对应的3组Ф150旋流器组,进行分级,旋流器沉砂进入12台Ф1.5×4m球磨机磨矿,磨机排矿与旋流器分级形成闭路磨矿.溢流进入对应的3组二次分级旋流器,二次分级底流返回对应一次分级泵槽,二次分级溢流浓密机为10-15%,细度为-400目90%以上.氧化钙浓度0.3-0.6‰,溢流自流分别流入五台Ф16m单层浓密机进行沉淀.其中金系统3台,银系统2台,溢流部分作加料、球磨分级泵调浆水,部分外排.精矿再磨精矿再磨球磨机的工作原理粗颗粒矿由给料端给入筒体,工作时,筒体以一定的转速转动,运转时产生一个离心力,使钢球贴附筒壁并随之升高到一定高度后泻落,靠其冲击力将粗粒矿磨碎,同时钢球在被提升的过程中,产生沿筒体下滑的相对运动,因此,在钢球彼此之间及筒体接触之间,产生对粗粒矿的磨削力,同时将粗粒矿磨细。精矿再磨精矿再磨其下部是一圆锥形壳体2,上部连接一圆柱形壳体l,圆柱壳体上口封死,中间有一层底板,底板中央插入一短管溢流管5,在底板下部沿圆柱壳面的切线方向连接有给矿管3,在底板之上沿壳体切线方向连接有溢流排出管6,锥体最下端有可更换的沉砂嘴4。水力旋流器多用耐磨铸铁制造,为减低壳体内壁的磨损速度,还常用辉绿岩铸石、耐磨橡胶等耐磨材料做衬里。
水力旋流器的规格以圆柱体的直径表示。圆锥的锥角可以不同,一般最小为10°、最大为45°。
水力旋流器的工作原理:矿浆在压力作用下经给矿管沿柱体切线方向进入壳体,在壳内做回转运动,矿浆中的粗颗粒(或密度大的颗粒)因受到较大的离心力而进入回转流的外围,并同时随矿浆流向下流动,最终由底部沉砂嘴排出成为沉砂;细颗粒所受离心力较小,处于回转流中心并随液流髑上运动,最后由溢流管排出成为溢流。预处理精矿的预处理包括:碱浸预处理、生物氧化预处理、热压氧化预处理、焙烧氧化预处理、化学氧化预处理等。预处理其目的一是消除矿石中一些影响浸出的杂质成分。如Cu、Fe等金属离子,以及金、银颗粒表面的硫化物,过氧化物和黄原酸盐薄膜等;二是调整矿浆浓度及放矿均匀程度,为浸出做好准备。在磨矿时,矿浆在磨矿和分级过程中,受到了强烈的充气和搅拌。当矿浆为碱性时,使某些矿物经受了一定程度的“碱浸”作用,有助于消除某些杂质对金浸出的不利的影响。例如矿石含有磁黄铁矿或白铁矿时,经过碱浸,在碱和氧的作用下,分解出来的FeSO4和Fe(OH)2就会生成Fe(OH)3沉淀。从而在氰化浸出过程中,减少氰化物和氧的消耗。另外,有些矿物如含有砷锑的雄黄、雌黄、辉锑矿等,在碱浸时能够生成Na2AsO3、NaAsS4、NaSbO2、Na2SbS3等,这些物质如果不从溶液中除去,在氰化物溶液中也会消耗大量的氰化物和氧。因此,在碱浸后,应该采用脱水和洗矿的方法除去这些杂质。预处理预处理16米单层浓密机放矿分别流入两台台4×4.5m缓冲槽,用板柜压滤机进行压滤,滤液分别流回Ф16单层浓密机,滤饼水分低于22%,两个滤饼分别经贫液调浆后,搅拌后流入对应的Ф4×4.5m缓冲槽.浓度为38-42%.矿浆由四台4/3C-AHR泵分别打入浸出槽,进行浸出,金一浸NaCN浓度控制在3-5‰,浸出矿浆浓度为38-42%.银一浸NaCN浓度控制在4.5-6.5‰,矿浆浓度为36-44%.预处理浸出与洗涤氰化浸出的原理是利用金(银)能溶解于含有氧的氰化物溶液中的性质,将金(银)转入溶液。4Au+8NaCN+O2+2H2O=4NaAu(CN)2+4NaOH4Ag+8NaCN+O2+2H2O=4NaAg(CN)2+4NaOH然后将转入溶液中的金(银)还原为固体金(银)。2Au(CN)2-+2e=Au+(CN)42-2Ag(CN)2-+2e=Ag+(CN)42-简单地说,它包含浸出和沉淀两个步骤。浸出与洗涤氰化的方法较多,主要有堆浸法,炭浆法(CIP),树脂吸附法(RIP),炭浸法(CIL),搅拌浸出—锌置换法,搅拌浸出—电积法等。堆浸法多用于含金银矿石的处理。炭浆法、树脂吸附法以及炭浸法对于单一金(银)矿石(或低品位精矿)较为有效,对处理品位较高的银精矿效果较差。而搅拌浸出、电解法对回收银效果较好,但对回收较低品位的伴生金则效果较差。而搅拌浸出-锌置换法是处理金银精矿历史最长,最为普通的方法。它具有流程简单、投资少、回收率高、成本低、适应性强、易于管理等优点。浸出与洗涤影响金浸出的因素1、氰化物及氧浓度金的溶解速度取决于、02的扩散速度,即Au粒表层需有一定比例的CN—、0-2在压力、温度一定的条件下,氧在水中的溶解度是固定不变的。实践中,游离[CN—]低时,利于Au、Ag的溶解,同时非贵金属的溶解速度和数量将会降低,从而减少药剂消耗。浸出与洗涤2、80℃,Au溶解速度最高保护碱、氧在溶液中的溶解度随温度的升高而下降。升高温度,增加氰化物的水解,实践中,15℃~20℃最佳。3、金粒大小和形状
粗粒金>70μm,不适于氰化物,宜用重选、混汞法回收,以免在氰化中,粗粒金溶解缓慢,浸出不完全损失于氰渣中。另外闭路磨矿系统中,粗粒金易在循环物料中富集和镶嵌在磨矿机衬板和介质上,氰化物加到磨机中,有效地加速粗粒金的浸出。细粒金1~70μm,宜用氰化法处理。
磨矿细度越细,金粒暴露越完全,浸出速度越快。根据金的实际浸出效果与磨矿费用、药剂消耗、洗涤过滤等条件等因素,选择合理的磨矿细度。浸出与洗涤4、矿浆黏度直接影响CN—、0-2扩散速度,决定条件:温度、矿浆浓度、含泥量5、浸出时间延长浸出时间,浸出率升高,浸出速度下降。6、杂质离子增速效应:适量:Pb、Hg、Bi、Ta促进金的溶解和扩散阻滞效应:磁黄铁矿、砷黄铁矿、辉铋矿等在碱性氰化液中分解,消耗大量的溶解氧,金属矿物溶解,与CN—结合,形成硫代氰酸盐及络合物。在金属面形成薄膜:硫化物、过氧化钙、不溶性Pb(CN)2、浮选药剂等。浸出与洗涤洗涤的意义矿石经氰化浸出后,金生成Au(CN)2—溶于溶液中。洗涤的目的就是使含金溶液与固体分离。含金较低的固体可以废弃或进一步处理。而将含金溶液用于金的沉淀。含金溶液的回收是采用各种固液分离技术实现的。浓密机是基于重力沉降作用的固液分离设备,通常金属焊接板作为结构材料建成带锥底的圆筒形浅槽。可将含固重为10%~20%的矿浆通过重力沉降浓缩为含固量为45%~55%的底流矿浆,借助安装于浓密机内慢速运转(1/3~1/5r/min)的耙的作用,使增稠的底流矿浆由浓密机底部的底流口卸出。浓密机上部产生较清净的澄清液(溢流),由顶部的环形溜槽排出。
浸出与洗涤浓密机按其传动方式分主要有三种,其中前两种较常见:1.中心传动式。通常此类浓密机直径较小,一般在24米以内居多。2.周边辊轮传动型,较常见的大中型浓密机。因其靠传动小车传动得名。直径通常在53米左右,也有100米的。3.周边齿条传动型。多层浓密机与单层浓密机的区别?
是它的层间装有泥封槽,二是它有2-3个调节水箱。浓密机的池体是用钢筋混凝土浇制的,也可以用钢板焊制。池中有两层层间隔板,将池体分为三层,每层相当于一个单层浓密机,每层都有给料口,排料口,溢流口和耙子浸出与洗涤浸出与洗涤浓密机的池体是用钢筋混凝土浇制的,也可以用钢板焊制。池中有两层层间隔板,将池体分为三层,每层相当于一个单层浓密机,每层都有给料口,排料口,溢流口和耙子。上、中、下层的耙子都固定在中间的同一竖轴上,通过同一个传动机构,带动竖轴和耙子转动,与单层浓密机结构不同之处,除层数增加外,还有两点,一是两层中间有泥封槽;二是它的上部有二至三个调节水箱。三层浓密机的给料一般是浸出结束后的矿浆与中层溢流水充分混合,先进入上层带有筛板的给料筒内,再进入上层池内沉降,沉降后的浓缩矿浆经中心的泥封槽排入中层的混料室,在这里经下层的溢流水冲洗稀释,然后在沉降。沉降后的浓缩矿浆再经泥封槽进入下层混料室,在这里与洗涤水(贫液或清水)冲洗稀释,再在下层沉降,最后由下层排出氰化尾矿。由上可见,矿浆给入上层,最后由下层排出,而洗涤水给入下层,下层溢流通过调节水箱给入中层,中层溢流通过分配箱给入上层,上层的溢流即为含金较高的贵液。每层浓缩的矿浆通过转动耙子给入池底泥封槽再排入下层浸出与洗涤圆环型的泥封池里圈是矿浆排入下一层的通道,外圈则连接在中间层隔板上。泥封罩固定在竖轴上,与轴一起旋转。它插在泥封池的矿浆中,形成砂泥密封,使上一层浓缩矿浆不是直接流入下一层,而是在你泥封池内走一个横卧的S形路程,从而达到强制排矿的目的。由于矿浆中粗粒矿砂在泥封槽内沉积,S形通道会逐渐被堵塞,内、外刮板的作用就是不断清理这个S通道使其不致堵塞,并保证均衡排矿。螺旋形的内、外刮板焊在泥封罩竖筒的内、外两边,每边四块,其倾斜方向相反(有的多层浓密机外刮板为平铁板,垂直焊在泥封罩竖筒的外部)。外刮板在旋转时将矿泥向下压,内刮板则将矿浆铲起,使其从泥封池里圈溢出进入混料室,与下一层的溢流水充分混合。浸出与洗涤浸出与洗涤浸出与洗涤浸出与洗涤置换洗涤后的含金溶液称为贵液,从贵液中将金还原出来,锌置换法是目前黄金矿山普遍采用的方法。锌置换有两种方案,锌丝置换与锌粉置换。它的主要原理是当向含金(银)的溶液中加入锌后,金(银)被锌置换转化为金属状态而析出,同时锌溶解于碱性的氰化钠溶液中。其反应式为2Au(CN)2-+Zn=2Au+Zn(CN)42-2Ag(CN)2-+Zn=2Ag+Zn(CN)42-锌同时也部分溶解于溶液中,反应过程为:4CN-+Zn+2H2O=Zn(CN)42-+2OH-+H2
当溶液中有氧存在时,锌被氧化:2Zn+O2+2H2O=2Zn(OH)2
Zn(OH)2+4CN-=Zn(CN)42-+2OH–
Zn(CN)42-+Zn(OH)2=2Zn(CN)2+2OH–置换影响置换因素:1氰与碱的浓度锌置换金时对贵液中氰化物和碱的浓度应有一定的要求。一般来说,氰化物和碱的浓度取决于浸出时氰和碱的浓度高低。生产中常用贫液作为洗水,这样有利于保持氰和碱的浓度,特殊情况下采用新水作洗水,将大大降低氰和碱的浓度,这时应补加适量的氰化物和碱。氰化物和碱的浓度太高,会使锌的溶解速度加快。当碱度过高时,锌可以在无氧的条件下溶解,使锌的耗量增加,但由于锌的溶解也会使锌不断暴露新鲜表面而有利于金的置换。–
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置换2、氧的浓度溶液中溶解氧对置换是有害的。在有氧存在时,溶液中具备了金溶解的条件,已经沉淀的金将发生返溶现象,影响置换效果;另外氧的存在会加快锌的溶解速度,增加锌耗,大量产生氢氧化锌和氰化锌而影响置换。所以在锌粉置换之前必须脱氧,以确保置换顺利进行。生产中一般要求溶液中的溶氧量为0.5毫克/升以下。3锌的用量锌作为沉淀剂,其用量的大小对金置换效果起着决定性作用。锌量太少,满足不了置换要求,而用量过多又会造成不必要的浪费,使置换成本增高置换4铅盐的作用铅在置换过程中的主要作用为锌与铅形成锌—铅电偶使金溶解,所以在锌置换金时铅是必不可少的。因为铅的存在可加速金的置换。生产中常用的铅盐为硝酸铅和醋酸铅。但铅的用量也不宜过多,过量的铅会覆盖于锌的表面,减慢置换速度。另外铅进入金泥后使金泥重量增加,含金品位下降,不但增加火法冶炼成本且会造成污染,影响工人健康。5、温度及溶液中杂质的影响(1)温度的影响:锌置换金的反应速度与温度有关,置换反应速度取决于金氰络离子向锌表面扩散的速度。温度增高,扩散速度加快,反应速度增加。而当温度低于15℃时,置换率将受到影响,如果温度低于10℃时反应速度将很慢。所以生产中一般应保持置换温度在15~30℃之间。(2)溶液中杂质的影响:溶液中所含杂质如铜、汞、镍及可溶性硫化物等都是置换金的有害杂质。铜的络合物与锌反应时,铜被锌置换而消耗锌,同时铜在锌的表面形成薄膜妨碍金的置换,可溶性硫化物会与锌和铅作用,并在锌和铅的表面上生成硫化锌和硫化铅,降低了锌对金的置换作用。置换6贵液清洁度的影响贵液的清洁程度是置换能否正常进行的重要条件之一。进入置换作业的贵液必须达到清澈透明,不允许带有超过要求的悬浮物和油类。因为悬浮物(主要是细粒矿泥)在置换中会污染锌的表面而降低金置换速度。使用锌粉置换时大量矿泥进入置换过滤机将堵塞滤布,使置换无法进行。另外,悬浮物几乎全部进入金泥,影响金泥的质量。所以在置换作业之前,要对贵液进行净化处理。贵液如有油类混入,会在锌表面形成油膜而影响金的置换。生产中要求贵液中悬浮物含量为5毫克/升以下,所以必须对贵液进行严格的净化处理。置换锌粉置换是锌丝置换法的基础上发展而来的,本法在二十世纪初期基本完善,并投入工业生产,目前在世界上仍作为从氰化含金银贵液中提金的主要方法而被广泛采用。锌粉置换工艺由贵液净化、脱氧和锌粉置换三个作业组成,其流程如图。净化作业:净化作业的目的是清除贵液中的固体悬浮物,避免其进入置换作业,影响置换效果和金泥质量,因此生产中要求净化后贵液中悬浮物含量越低越好。净化所用设备可以分成两类:一类为真空吸滤式的,如板框式真空过滤器;一类为压滤式,如板框压滤机,管式过滤器及星形过滤器等。置换脱氧作业:如前所述贵液中的溶解氧对锌置换金银是有害的,所以必须脱除。锌粉置换的脱氧设备为真空脱氧塔,其真空度一般在680~720毫米汞柱,可使贵液中含氧量降到0.5克/米2以下。锌粉置换作业:该作业由两部分组成,即锌粉添加和置换部分。锌粉添加要求添加量准确、均匀、连续、尽量避免锌粉氧化、受潮结块。锌粉添加是由锌粉加料机和锌粉混合器联合完成的。锌粉加料机有胶带运输机、圆盘给料机及各种振动式加料机。混合器要求带有液面控制装置。置换置换当锌粉加入贵液中置换反映立即开始,而由置换机完成最终的置换和金泥过滤。常用的置换机为板框式压滤机、置换过滤机或布袋置换器等。净化,脱氧与置换三个作业在生产工艺安排中应连续进行,避免中间间断,贵液从净化到脱氧主要是靠真空抽吸而转送,而脱氧后的贵液进入置换是由对空气密封的水泵扬送,整个锌粉置换系统对外部空气是个密闭系统,漏气将破坏该系统的正常工作。置换置换
锌粉置换原则工艺流程图金银贵液分别用6N6冷凝泵打入板柜压滤机进行净化.经过净化后的金银贵液分别自流到储液罐中,储液罐中的贵液经三台Ф1.4×4.4m脱氧塔进行真空脱氧.真空度不低于-0.08Mpa,脱氧塔内真空是靠3组射流真空泵组实现的.脱氧后的金银贵液与3台LXG-30锌粉给料机给入的锌粉混合后,,分别经3台6N6冷凝泵打入对应的13台BAY30/630板柜压滤机中(不同时使用),进行置换沉淀.贫液流入储液罐中,金银贫液用6N6泵分别打入各自的二洗洗水箱,做为二洗洗液.置换后的金银泥送入冶炼室进一步提纯.多元素浮选氰化尾矿中含有少量金、银、铜、铅、锌等有色金属利用浮选的方法进行富集,通过分段浮选,分别获得铜、铅、锌精矿。使有价元素资源得到充分回收利用,取得了巨大的经济效益和社会效益。氰化尾渣特点:一是渣的粒度很细,一般是38μm占90%以上;二是有用矿物经氰化物长时间作用,一部分可溶性的硫化物及氧化物已溶解,矿物表面性质受氰化物长期浸蚀,已发生很大的变化,矿物之间可浮性明显减少;三是氰渣中绝大部分为无回收价值非金属矿物;四是氰渣中有价元素组成复杂,目前技术经济条件下,能够回收的占极少数;五是有用矿物一般氧化率很低(原因已被氰化物溶解),不足10%,或低于20%,绝大部分为硫化物,有利于浮选法回收。多元素浮选对氰化尾渣综合回收工艺确定为优先浮选铅精矿,再浮选铜精矿,浮选工艺均采用一粗二扫二精的浮选工艺。多元素浮选氰化厂的尾矿经泵打入压滤机打矿槽,经压滤脱水,贫液返回氰化厂,滤饼至缓冲槽进行调浆、浓缩、中和脱CN-,再经加药槽加药(加入药有:硫酸、黄药、浮选油、乙硫氮、黑药),进而通过浮选机浮选,得到的精矿经过浓缩机和压滤机脱水后送入精矿库。多元素浮选冶炼氰化产品金银泥进入冶炼车间的成品金和成品银。我矿将“金、银泥全湿法冶炼新工艺”应用于生产,同传统的火法直接熔炼法相比,具有金银回收率高,适应性强,冶炼周期短,金银成色高,加工成本低,操作条件好,根治污染等突出特点。冶炼金银泥预处理:利用在热的稀硝酸中银溶解而金不这一化学性质,将金银泥加入到稀硝酸溶液中,金银泥中的银及杂质一起被浸出到溶液中,浸出结束后,进行液固分离,固体硝酸浸渣送下一工序浸金,液体送去沉银置换。王水溶金
:经过预处理后的硝酸浸渣,金得到富集,利用金溶于王水这一化学性质,将浸渣加入到配置好的王水溶液中,使金充分溶解于王水溶液。沉银置换银:利用在溶液中银与氯离子反应这一化学性质,在浸银后的硝酸浸液,加入食盐使硝酸浸液中的银沉淀完全,形成浆状氯化银,将浆状氯化银充分洗涤后,加入铁粉进行置换,获得银粉。冶炼还原金:利用二氧化硫具有强还原性这一性质,含金王水溶液经过脱硝后,通入二氧化硫气体或加入亚硫酸钠,将金从溶液中还原出来,获得金粉。炉渣熔炼:为彻底回收金银,王水溶金后的浸渣烘干后在转炉中进行还原熔炼。熔炼后的合金熔液含金银总量在97%以上,将合金水淬成粒状,将粒状合金投入盛有稀硝酸的反应釜中,反应完毕后,硝酸浸液进入金银泥预处理工序,浸渣进入王水浸金工序。铸锭:前面工序获得的金粉、银粉不易运输和贮存,需要按要求融化后铸造成金锭和银锭。金锭和银锭即为最终产品。冶炼冶炼金属平衡为什么进行金属平衡处理矿石中的金属量,在理论上应当等于选矿产品中所含的金属量,但是实际在金属平衡表中却不一致。差值决定于取样的准确性、化学分析和机械损失。差值小说明选矿厂生产技术管理水平高,差值大则说明管理水平差。为了评定选厂某一期间(班、日、旬、月、季、年)的工作情况,必须按一定形式编制关于入厂矿石和已处理矿石以及选矿产品的报表,其中包括矿石重量,所得到的选矿产品重量,矿石和选矿产品化学分析结果,精矿中的金属回收率等。金属平衡金属平衡分为两种:一种是实际金属平衡,又叫商品平衡;另一种是理论金属衡,又叫工艺平衡。实际金属平衡是考虑了在工艺过程中,各个选矿阶段上的机械损失和局部流失在内的。实际金属平衡是根据现场实际处理的原矿量及原矿品位和得到的实际精矿量及精矿品位,而计算出精矿回收率,这个回收率称做实际回收率。理论金属平衡没有考虑选矿各阶段的机械损失和金属流失,是根据原矿、精矿、尾矿的化验品位,计算出精矿回收率,这个回收率称为理论回收率。根据原矿处理量以及原矿、精矿和尾矿品位而编制的金属平衡叫做理论金属平衡或工艺平衡。金属平衡生产技术管理人员通过金属平衡表的编制和流程考查可及时发现选矿生产中存在的技术管理,设备等方面存在的问题。要及时对问题进行分析,了解各环节金属流失或指标低的原因,研究进一步开展节能降耗,改进工艺和设备,采用新技术,新设备的措施和途径,从而为提高选矿厂经济效益创造必要的条件。金属平衡金属平衡的数据处理金属平衡应如实反映生产情况,作为金属平衡依据的一切原始数据,绝不允许随意调整和更改。误差太大时,要及时对计量、取样、加工、化验器具进行校核,以便查明原因,迅速纠正。金属平衡的计量取样进入选矿厂的原矿量计量应以磨矿机的给矿量为准,如有洗矿作业,应安置矿泥计量装置,原矿计量的衡器要有专人维护,经常校核。经计量的各种矿石必须测定水份。选矿厂取样、加工应按下述规定进行1、各种取样加工,其样品最少重量在样品最大粒度大于或等于2毫米时,应按下式进行计算:Q=Rd2(公斤)式中:Q为样品最少重量(公斤);R为常数(根据各矿实际可取不同数据);d为最大颗粒直径(毫米)。金属平衡2、各种矿浆的截取,要用取样机或人工垂直等速截取整个矿流。3、各种尾矿,集中后取样,同时也要取分别样。4、各取样点都必须坚持“有流必取”不得滞后,也不得提前停止取样。5、各种取样、加工的工具、器具必须专用,严禁互相混用或放于一处互相污染。6、在烘样、送样、加工等过程中,必须用专门的样品刷,经器皿刷干净,以保持样品的代表性。理论金属平衡也称工艺金属平衡)表是根据在平衡表期间内的原矿石和最终选矿产品(精矿与尾矿)所化验得到的品位算出的精矿产率和金属回收率,因未考虑生产过程中的损失,所以此回收率称为理论论回收率,此金属平衡表称为理论金属平衡表。它可以反映出选矿过程技术指标的高低,一般按班、日、旬、月、季和年来编制,可可作为选矿工艺过程的业务评价与分析资料,并能够根据在平衡表期间内的工作指标,对个别车间、工段和班的工作情况进行比较。实际金属平衡(也称商品金属平衡)表是根据在乎衡表期间内所处理矿石的实际数量、精矿的实际数量(如出厂数量及留在矿仓、浓密机和各种设备中的数量)以及化验品位算出的精矿产率和金属回收率,所以此回收率称为实际金属回收率,此金属平衡表称为实际金属平衡表。它反映了选矿厂
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