一种含金尾矿或氰化尾渣预处理脱硅浸金的方法
【技术领域】
[0001] 本发明属于有色冶金领域，特别涉及一种含金尾矿或氰化尾渣预处理脱硅浸金的 方法。
【背景技术】
[0002] 我国黄金矿山的数量、规模日趋增长，随之尾矿量也大幅度增长。据不完全数据 统计表明，中国黄金每年产生尾矿量可达2000多万吨，在这些排放的尾矿中金的品位依然 很高，尤其是在我国较早开采的黄金矿山以及难浸黄金矿山的尾矿中，金的品位甚至可达 7. 13g/t。因此，将含金尾矿作为二次资源回收利用，受到黄金生产企业的高度重视。
[0003] 含金尾矿一般指矿石提取黄金精矿后所排出的废渣，由于过去采金及选冶技术落 后，致使相当一部分金丢失在尾矿中。这些尾矿除浮选后尾渣，大部分为氰化后为尾渣，这 些尾渣中含有大量的脉石矿物、残留的CN-和浮选药剂，尾渣中各矿物的粒度极细，并且 可回收矿物受到氰化过程的影响。相关资料表明，多数焙砂氰化尾渣金的品位达1~3g/t 以上；细菌氧化氰化尾渣中金的品位一般可达3~11. 2g/t，这两种氰化尾渣中的金都难以 再氰化浸出回收，因此，如何提高这些含金尾矿或氰化尾渣金的氰化浸出率，是黄金生产和 科研的重要研究课题。
【发明内容】
[0004] 本发明目的主要是提供一种含金尾矿或氰化尾渣预处理脱硅浸金的方法，该方法 能显著提高含金尾矿或氰化尾渣中金的浸出率，充分提取尾矿和尾渣中残留的金，以解决 常规提金方法中存在的工艺流程长，浸出效果差以及污染严重等缺点。
[0005] 为达到上述目的，本发明采用的了如下的技术方案：
[0006] 以含金尾矿或氰化尾渣为原料，首先采用高压低浓度碱浸脱除尾渣中一部分二氧 化硅，再采用常压高浓度碱浸最大限度地脱除尾渣中的二氧化硅，然后对脱除二氧化硅后 的尾渣进行氰化法提取金，其具体步骤如下：
[0007] 1)将含金尾矿或氰化尾渣倒入高压釜中，与碱液混合均匀，加热并恒温反应，冷却 过滤，滤液经调节制成水玻璃或硅酸钠溶液等硅产品；
[0008] 2)将步骤1)中滤渣加入常压反应器中，加入高浓度碱液，加热后反应，反应结束 后冷却，稀释过滤，滤液经调节后作为步骤1)中高压反应的碱液，滤渣用于浸出金；
[0009] 3)步骤2)中的滤渣加入氰化钠溶液并加入氧化钙，调节矿浆的pH为9~11后， 进行氰化处理，浸出液用于回收金，浸出渣用于回收铁。
[0010] 优选地，步骤1)中碱液的浓度为10%~50%;含金尾矿或氰化尾渣与碱液的固液 比为1:1~1:5 ;反应温度为100~300°C;反应时间为1~5小时。
[0011] 优选地，步骤2)中高浓度碱液的浓度为50%~90% ;反应温度为220°C~300°C; 反应时间为〇. 5~3小时。
[0012] 优选地，本发明所采用的含金尾矿或氰化尾渣中金的品位为1. 6~4.lg/t。
[0013] 优选地，所述碱液或高浓度碱液为氢氧化钠溶液，本领域技术人员根据需要还可 以选择其他种类的碱液，比如氢氧化钾溶液等。
[0014] 本发明的方法将含金尾矿或氰化尾渣的金的浸出率提高到85. 63%以上。
[0015] 本发明采用两步碱浸出，以利于高浓度碱液的回收以及硅产品的制备，使整个工 艺清洁，绿色环保，高效，简便。
【附图说明】
[0016] 图1为本发明含金尾矿或氰化尾渣预处理脱硅浸金的方法的路线图。
【具体实施方式】
[0017] 下面以附图和【具体实施方式】对本发明作进一步详细的说明。
[0018] 如图1所示，一种含金尾矿或氰化尾渣预处理脱硅浸金的方法，所述方法包括如 下步骤：
[0019] 1)将含金尾矿或氰化尾渣倒入高压釜中，与碱液混合均匀，加热并恒温反应，冷却 过滤，滤液经调节制成水玻璃或硅酸钠溶液等硅产品；
[0020] 2)将步骤1)中滤渣加入常压反应器中，加入高浓度碱液，加热后反应，反应结束 后冷却，稀释过滤，滤液经调节后作为步骤1)中高压反应的碱液，滤渣用于浸出金；
[0021] 3)步骤2)中的滤渣加入氰化钠溶液并加入氧化钙，调节矿浆的pH为9~11后， 进行氰化处理，浸出液用于回收金，浸出渣用于回收铁或其他有价金属。
[0022] 实施例1 :
[0023] 内蒙古某含金尾矿，含金4.lg/t，其他化学成分如下表1所示。
[0024] 表1内蒙古某含金尾矿中除金外的化学成分/%
[0025]
[0026] 常规方法：取含金尾矿100g，按固液比1:3加入5%的氰化钠溶液，并用氧化钙将 pH调节为10. 0,对其曝气并搅拌浸出48小时，金浸出率为10.86%。
[0027] 本发明方法：取含金尾矿200g，固液比是1:5,加入40%NaOH溶液，加入高压釜， 在180°C下反应2小时，待冷却后取出，过滤；滤渣烘干后加入常压反应器，按固液比1:3,加 入80%NaOH，在280°C下，搅拌2小时，然后稀释进行二次过滤，硅的浸出率为92. 6%，然后 再将二次滤渣与氰化钠溶液及氧化钙进行调浆，其矿浆pH为10. 0,氰化钠浓度为5 %，曝气 并搅拌浸出48小时，金浸出率为87. 54%。
[0028] 本发明方法：取氰化尾渣200g，固液比是1:4,加入30%NaOH溶液，加入高压釜， 在180°C下反应3小时，待冷却后取出，过滤；滤渣烘干后加入常压反应器，按固液比1:4,加 入50%NaOH，在250°C下，搅拌3小时，然后稀释进行二次过滤，硅的浸出率为87. 9%，然后 再将二次滤渣与氰化钠溶液及氧化钙进行调浆，其矿浆pH为10. 0,氰化钠浓度为5 %，曝气 并搅拌浸出48小时，金浸出率为84. 63%。
[0029] 本发明方法：取氰化尾渣200g，固液比是1:2,加入10%NaOH溶液，加入高压釜， 在150°C下反应5小时，待冷却后取出，过滤；滤渣烘干后加入常压反应器，按固液比1:5,加 入75%NaOH，在250°C下，搅拌1小时，然后稀释进行二次过滤，硅的浸出率为84. 9%，然后 再将二次滤渣与氰化钠溶液及氧化钙进行调浆，其矿浆pH为10. 0,氰化钠浓度为5 %，曝气 并搅拌浸出48小时，金浸出率为80. 74%。
[0030] 实施例2:
[0031] 山东某含金尾矿，含金1. 6g/t，其他化学成分如下表2所不。
[0032] 表2山东某含金尾矿中除金外的化学成分/%
[0033]
[0034] 常规方法：取含金尾矿100g，按固液比1: 3加入5%的氰化钠溶液，并用氧化钙将 pH调节为10. 0,对其曝气并搅拌浸出48小时，金浸出率为20. 63%。
[0035] 本发明方法：取含金尾矿200g，固液比是1:5,加入50%NaOH溶液，加入高压釜， 在300°C下反应2小时，待冷却后取出，过滤；滤渣烘干后加入常压反应器，按固液比1:6,加 入50%NaOH，在220°C下，搅拌2小时，然后稀释进行二次过滤，硅的浸出率为95. 48%，将 二次滤渣与氰化钠溶液及氧化钙进行调浆，其矿浆pH为10. 0,氰化钠浓度为5 %，曝气并搅 拌浸出48小时，金浸出率为92. 66%。
[0036] 本发明方法：取氰化尾渣200g，固液比是1:1，加入20%NaOH溶液，加入高压釜， 在180°C下反应2小时，待冷却后取出，过滤；滤渣烘干后加入常压反应器，按固液比1:3,加 入85%NaOH，在250°C下