金精矿氰化锌粉置换提金工艺中氰化物平衡的方法

1.本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种高泥微细粒黄铁矿型金矿的浮选药剂及其使用方法。

背景技术：

2.金因具有良好的金属延展性和化学稳定性，且导电导热性优异，近年来在工业、信息电子科技、航天、航空和新能源、新材料等方面应用广泛。随着采金业的逐渐扩大，易选金矿也在迅速枯竭，低品位难选硫化矿作为主要的载金矿物已经成为选金行业重要的开发资源。

3.我国黄金矿产资源中，难处理金矿比重较大，金的赋存状态复杂，金矿床中出现的伴生矿物种类繁多，包括黄铁矿、毒砂、磁黄铁矿、方铅矿、闪锌矿、黄铜矿等载金硫化矿。黄铁矿作为最主要的载金矿物，已经成为选冶金矿研究的重点。

4.目前，针对黄铁矿型金矿的常用捕收剂有乙基黄药、丁基黄药、戊基黄药、苯胺黑药等，新型捕收剂如y89系列捕收剂为使用mibc、cs2和naoh为原料生产的六碳醇黄药，由于其具有特殊的分子结构式和较长的碳链，使其具有优良的选择性和较强的捕收能力。此外，组合药剂的使用，也是提高难选矿浮选指标的有效途径。戊基黄药与苯胺黑药的组合药剂是黄金生产中最常用的捕收剂，但该组合药剂对脉石矿物易泥化的金矿，存在浮选选择性差的问题。泥质矿物含量高的微细粒黄铁矿型金矿，细磨条件下，易产生大量的次生矿泥，影响浮选指标，细粒、微细粒金容易损失，金精矿的au品位低，au回收率不高。

5.因此，本发明所研究的用于高泥微细粒黄铁矿型金矿的浮选药剂，对该类型矿石中au的高效回收及工业应用具有重要意义。

技术实现要素：

6.本发明的目的在于克服现有技术的不足，提供一种高泥微细粒黄铁矿型金矿的浮选药剂及其使用方法。

7.本发明的目的是通过以下技术方案来实现的：

8.一种应用于高泥微细粒黄铁矿型金矿的浮选药剂，包括捕收剂emb-506和抑制剂emy-515。所述黄铁矿型金矿中，泥质矿物含量大于20％，微细粒为au的粒度小于37μm。

9.进一步的，所述捕收剂emb-506是一种含巯基(～sh)有机捕收剂，为2-咪唑硫醇、烧碱和水溶液按照质量比5～10：1～3：80～160比例混合而成，其具有捕收能力强、兼具消泡功能的特点，降低了矿泥对浮选过程的干扰，对微细粒含金硫化物的具有较好的捕收作用；

10.所述抑制剂emy-515是一种绿色植物基有机抑制剂，为萘基磺酸钠、田箐胶与水溶液按照质量比3～8：1～2：150～300比例混合而成，其对易浮的云母、绿泥石、高岭土等脉石矿物具有较好的选择性抑制作用。

11.进一步的，所述黄铁矿型金矿中，泥质矿物含量大于20％，微细粒为au的粒度小于

37μm。

12.本发明还提供一种上述浮选药剂应用于高泥微细粒黄铁矿型金矿的方法，包括以下步骤：

13.s1、调节矿浆ph值为8～10，再添加活化剂活化载金矿物(包括载金黄铁矿和载金砷黄铁矿)、组合捕收剂和起泡剂充分调浆，粗选得到金粗精矿和粗选尾矿；其中，所述组合捕收剂包括所述捕收剂emb-506；

14.s2、将所述抑制剂emy-515加入到所述金粗精矿中进行精选，得到浮选金精矿。

15.进一步的，步骤s1中，所述矿浆的质量分数为30％～35％。

16.进一步的，步骤s1中，所述调节矿浆ph值的药剂为碳酸钠、所述活化剂为硫酸铜、所述起泡剂为聚乙二醇单甲醚；

17.所述组合捕收剂还包括：戊基黄药、y-89黄药中的一种或两种；苯胺黑药、25号黑药中的一种或两种。

18.进一步的，步骤s1中，所述粗选包括一次粗选或两次粗选，所述一次粗选时，粗选的浮选时间为4～6min；所述两次粗选时，第一次粗选的浮选时间为4～6min，第二次粗选的浮选时间为3～5min。

19.进一步的，步骤s1中，所述一次粗选或两次粗选中第一次粗选时，所述碳酸钠的用量为1000～1500g/t原矿，所述硫酸铜的用量为150～200g/t原矿，所述聚乙二醇单甲醚的用量为20～50g/t原矿，所述组合捕收剂还包括戊基黄药和苯胺黑药，所述戊基黄药的用量为100～200g/t原矿，所述苯胺黑药的用量为20～80g/t原矿，所述捕收剂emb-506的用量为20～60g/t原矿。

20.进一步的，步骤s1中，所述两次粗选中第二次粗选时，所述硫酸铜的用量为20～50g/t原矿，所述聚乙二醇单甲醚的用量为10～30g/t原矿，所述组合捕收剂还包括戊基黄药和苯胺黑药，所述戊基黄药的用量为50～100g/t原矿，所述苯胺黑药的用量为20～80g/t原矿，所述捕收剂emb-506的用量为20～60g/t原矿。

21.进一步的，步骤s2中，所述精选的次数为1～3次，每次精选中加入的所述抑制剂emy-515均为50～100g/t原矿。

22.与现有技术相比，本发明的优点在于：

23.本发明中，采用的载金硫化物高效捕收剂emb-506，其具有较强的捕收能力，尤其对微细粒含金硫化物的具有较好的捕收作用，作为辅助捕收剂与上述常用捕收剂配合使用，能有效提高细粒、微细粒金的回收率。同时，由于在细磨条件下，产生大量的次生矿泥影响浮选指标，其具有的消泡功能的特点，使得浮选过程减少了矿泥夹带，降低了矿泥对浮选过程的干扰，能有效改善浮选效果。

24.本发明中，采用的绿色选择性抑制剂emy-515在云母、绿泥石等黏土矿物表面的选择性吸附能力强，发生化学吸附，但在毒砂表面只有微弱的物理作用，即不影响毒砂的有效上浮，可有效提高载金矿物的浮选回收率和精矿au的品位。同时，该抑制剂原料来源广泛，成本不高。在同等用量条件下，本发明的捕收剂emb-506作为辅助捕收剂和绿色选择性抑制剂emy-515配合使用，强化微细粒含金硫化物的回收，能有效提高含泥量高的微细粒黄铁矿型金矿浮选的精矿au品位及回收率，实现该类型矿产资源的高效利用。

25.本发明的有益效果是：

26.本发明中，捕收剂emb-506对矿石中的微细粒含金硫化物具有较好的捕收效果，选择性抑制剂emy-515对易浮的云母、绿泥石、高岭土等泥质脉石具有较好的选择性抑制作用，并采用抑制剂后置添加的方式，粗选未添加，在精选中添加，有益于保障金回收率。所用药剂绿色低碳、成本不高，浮选指标优异，是一种高泥微细粒黄铁矿型金矿的高效浮选药剂。

27.上述药剂组合的使用，能有效提高含泥量高的微细粒黄铁矿型金矿浮选的精矿au品位及回收率，成功地取消了浮选过程中使用硫酸，将在酸性条件下选金变为弱碱性条件下选金，减轻矿山环保压力，实现该类型矿产资源的绿色高效利用。

附图说明

28.图1为本发明的浮选药剂用于高泥微细粒黄铁矿型金矿的浮选工艺流程图。

具体实施方式

29.下面结合附图进一步详细描述本发明的技术方案，但本发明的保护范围不局限于以下所述。

30.实施例1

31.西北地区某金矿，为赋存于糜棱岩中的挤压性构造破碎带中的高温热液蚀变岩型金矿石，主要有价元素为金，伴生低品位银，属于微细粒-超微细粒浸染型极难选冶金矿石。矿石中主要贵金属矿物为金矿物，以细粒金为主，au的品位为2.4g/t。金粒大多数呈显微、超显微分散状态包含于毒砂中，其次包含于绢云母、绿泥石和石英等脉石矿物中，少数与黄铁矿和磁黄铁矿连生或包裹。矿石中金属硫化矿物主要为黄铁矿、毒砂、斜方砷铁矿和磁黄铁矿，占总矿物含量5％左右。主要脉石矿物为石英、绢云母、绿泥石、长石、高岭土等，脉石矿物之间硬度差别较大，云母、绿泥石等脉石矿物磨矿时容易泥化。矿石中含有37％左右泥质矿物，细磨条件下，易产生大量次生矿泥，影响浮选指标。

32.将本发明的浮选剂用于西北地区某高泥微细粒黄铁矿型金矿的浮选，包括以下步骤：

33.(1)将金矿原矿进行磨矿，入浮样品粒度为～0.074mm的含量占72.5％。磨矿后调制矿浆，矿浆的质量分数为32％。

34.(2)按每吨原矿计，向矿浆中添加碳酸钠1500g/t的碳酸钠，调节矿浆ph值为9.0，搅拌2min；然后添加200g/t的活化剂硫酸铜，以活化载金黄铁矿及砷黄铁矿，搅拌2min后添加组合捕收剂，依次添加150g/t的戊基黄药、40g/t的苯胺黑药、20g/t本发明的捕收剂emb-506，搅拌3min；最后添加20g/t的起泡剂聚乙二醇单甲醚，搅拌1min，控制浮选时间为6min，得到第一次粗选的粗精矿和尾矿。将尾矿进行第二次粗选作业，添加40g/t的活化剂硫酸铜，以活化载金黄铁矿及砷黄铁矿，搅拌2min后添加组合捕收剂，依次添加70g/t的戊基黄药、20g/t的苯胺黑药、40g/t本发明的捕收剂，搅拌3min，最后添加10g/t的起泡剂聚乙二醇单甲醚，搅拌1min，进行第二次粗选作业，控制浮选时间为5min，得到第二次粗选的粗精矿和最终尾矿。将第一次及第二次粗选的粗精矿合并得到金粗精矿。

35.(3)将金粗精矿进行精选三次，每次精选加入抑制剂emy-515的用量为50g/t原矿；三次精选作业后，得到最终金精矿产品。

36.对比例1

37.本对比例中浮选的目标矿物、粗选浮选步骤等参数与实施例1相同，区别仅在于：本对比例中捕收剂为戊基黄药和苯胺黑药，且第一次粗选戊基黄药和苯胺黑药的用量分别为160g/t原矿、50g/t原矿，第二次粗选戊基黄药和苯胺黑药的用量分别为80g/t原矿、30g/t原矿，两次粗选产品合并得到金粗精矿，未对金粗精矿进行精选。

38.对比例2

39.本对比例中浮选的目标矿物、粗选浮选步骤等参数与实施例1相同，区别仅在于：本对比例仅针对实施例1中两次粗选产品合并得到的金粗精矿进行三次精选，采用羧甲基纤维素钠(cmc)作为抑制剂，每次精选加入抑制剂cmc的用量为50g/t原矿；三次精选作业后，得到最终金精矿产品。

40.对比例3

41.本对比例中浮选的目标矿物、粗选浮选步骤等参数与实施例1相同，区别仅在于：本对比例中捕收剂为戊基黄药和苯胺黑药，且第一次粗选戊基黄药和苯胺黑药的用量分别为160g/t原矿、50g/t原矿，第二次粗选戊基黄药和苯胺黑药的用量分别为80g/t原矿、30g/t原矿，两次粗选产品合并得到金粗精矿，每次精选加入抑制剂emy-515的用量为50g/t原矿，三次精选作业后，得到最终金精矿产品。

42.实施例2

43.实施例2采用和实施例1相同的原矿、药剂用量和工艺流程，区别在于实施例2采用的所述金矿组合捕收剂的组合方式和实施例1不同，实施例2的所述金矿组合捕收剂为：y-89黄药+25号黑药+捕收剂emb-506。

44.实施例3

45.实施例2采用和实施例1相同的原矿、药剂用量和工艺流程，区别在于实施例2采用的所述金矿组合捕收剂的组合方式和实施例1不同，实施例2的所述金矿组合捕收剂为：戊基黄药+25号黑药+捕收剂emb-506。

46.上述实施例1～3及对比例1～3中高泥微细粒黄铁矿型金矿的浮选结果见表1。

47.表1

[0048][0049][0050]

由表1可知，经采用本发明的浮选药剂后，同等条件下，添加捕收剂emb-506作为辅助捕收剂，两次粗选得到的金粗精矿产品中au的回收率比不添加时提高了6.2个百分点；精选过程中，采用抑制剂emy-515作为抑制剂比用羧甲基纤维素钠得到的金精矿产品au品位高，从31.8g/t提高至40g/t左右；采用捕收剂emb-506比不采用捕收剂emb-506的粗金矿(金精矿加中矿)回收率高，从8g/t左右提升至14.14g/t；捕收剂emb-506和抑制剂emy-515配合使用，能有效提高金精矿au品位和回收率。

[0051]

以上所述仅是本发明的优选实施方式，应当理解本发明并非局限于本文所披露的

形式，不应看作是对其他实施例的排除，而可用于各种其他组合、修改和环境，并能够在本文所述构想范围内，通过上述教导或相关领域的技术或知识进行改动。而本领域人员所进行的改动和变化不脱离本发明的精神和范围，则都应在本发明所附权利要求的保护范围内。技术特征：

1.一种应用于高泥微细粒黄铁矿型金矿的浮选药剂，其特征在于：包括捕收剂emb-506和抑制剂emy-515。2.根据权利要求1所述的浮选药剂，其特征在于：所述捕收剂emb-506为2-咪唑硫醇、烧碱和水溶液按照质量比5～10：1～3：80～160比例混合而成；所述抑制剂emy-515为萘基磺酸钠、田箐胶与水溶液按照质量比3～8：1～2：150～300比例混合而成。3.根据权利要求1所述的浮选药剂，其特征在于：所述黄铁矿型金矿中，泥质矿物含量大于20％，微细粒为au的粒度小于37μm。4.权利要求1～3任一项所述浮选药剂应用于高泥微细粒黄铁矿型金矿的方法，其特征在于：包括以下步骤：s1、调节矿浆ph值为8～10，再添加活化剂、组合捕收剂和起泡剂充分调浆，粗选得到金粗精矿和粗选尾矿；其中，所述组合捕收剂包括所述捕收剂emb-506；s2、将所述抑制剂emy-515加入到所述金粗精矿中进行精选，得到浮选金精矿。5.根据权利要求4所述的方法，其特征在于：步骤s1中，所述矿浆的质量分数为30％～35％。6.根据权利要求4所述的方法，其特征在于：步骤s1中，所述调节矿浆ph值的药剂为碳酸钠、所述活化剂为硫酸铜、所述起泡剂为聚乙二醇单甲醚；所述组合捕收剂还包括：戊基黄药、y-89黄药中的一种或两种；苯胺黑药、25号黑药中的一种或两种。7.根据权利要求6所述的方法，其特征在于：步骤s1中，所述粗选包括一次粗选或两次粗选，所述一次粗选时，粗选的浮选时间为4～6min；所述两次粗选时，第一次粗选的浮选时间为4～6min，第二次粗选的浮选时间为3～5min。8.根据权利要求7所述的方法，其特征在于：步骤s1中，所述一次粗选或两次粗选中第一次粗选时，所述碳酸钠的用量为1000～1500g/t原矿，所述硫酸铜的用量为150～200g/t原矿，所述聚乙二醇单甲醚的用量为20～50g/t原矿，所述组合捕收剂还包括戊基黄药和苯胺黑药，所述戊基黄药的用量为100～200g/t原矿，所述苯胺黑药的用量为20～80g/t原矿，所述捕收剂emb-506的用量为20～60g/t原矿。9.根据权利要求7所述的方法，其特征在于：步骤s1中，所述两次粗选中第二次粗选时，所述硫酸铜的用量为20～50g/t原矿，所述聚乙二醇单甲醚的用量为10～30g/t原矿，所述组合捕收剂还包括戊基黄药和苯胺黑药，所述戊基黄药的用量为50～100g/t原矿，所述苯胺黑药的用量为20～80g/t原矿，所述捕收剂emb-506的用量为20～60g/t原矿。10.根据权利要求4所述的方法，其特征在于：步骤s2中，所述精选的次数为1～3次，每次精选中加入的所述抑制剂emy-515均为50～100g/t原矿。

技术总结

本发明属于矿物加工技术领域，具体涉及一种高泥微细粒黄铁矿型金矿的浮选药剂及其使用方法。本发明的浮选药剂，包括捕收剂EMB-506和抑制剂EMY-515；浮选药剂的使用方法为：S1、调节矿浆pH值，再添加活化剂、含所述捕收剂EMB-506的组合捕收剂和起泡剂充分调浆，粗选得到金粗精矿和粗选尾矿；S2、将所述抑制剂EMY-515加入到所述金粗精矿中进行精选，得到浮选金精矿。本发明的浮选药剂能够强化微细粒含金硫化物的回收，有效提高含泥量高的微细粒黄铁矿型金矿浮选的精矿Au品位及回收率，成功地取消了浮选过程中使用硫酸，将在酸性条件下选金变为弱碱性条件下选金，减轻矿山环保压力，实现该类型矿产资源的绿色高效利用。实现该类型矿产资源的绿色高效利用。实现该类型矿产资源的绿色高效利用。

技术研发人员：赵开乐 张俊辉 杨耀辉 宋军 颜世强 王晓慧 明平田 王振 李飞

受保护的技术使用者：都兰金辉矿业有限公司 西南科大学

技术研发日：2022.03.29

技术公布日：2022/6/30 金精矿氰化锌粉置换提金工艺中氰化物平衡的方法

【技术领域】

[0001]本发明涉及一种金精矿氰化锌粉置换提金工艺中氰化物平衡的方法，特别涉及一种在黄金行业中有毒物料氰化物的平衡。

【背景技术】

[0002]氰化提取黄金技术是现代的主要产金工艺。金矿石经浮选富集后，精矿含金品位高数量少，极大的缩小氰化规模及投资，氰渣减量化效果明显，含氰贫液回用，环境污染小并可实现就地产金，在黄金行业被广泛应用。氰化物有剧毒，金精矿氰化锌粉置换提金工艺中氰化物的平衡能促进优化选矿条件，减少氰化物消耗，明晰氰化物污染途径。氰化物平衡可应用于企业生产条件优化、建设项目的环评及验收、清洁生产水平评价及审查、环保应急等诸多方面。

[0003]氰化物在金精矿氰化锌粉置换提金工艺中会有及少量的水解，形成的氰化氢在高PH值下有极少量的挥发，另外的水解产物形成氨反应方程为:

[0004]CN^H2O 一 HCN+0rL 5

[0005]CN^H2O 一 NH3+HC03_

[0006]CN>3H20 — NH3+C02+H(T

[0007]金精矿氰化锌粉置换提金工艺为得到最佳金选矿回收率，游离氰化物与矿浆溶解氧比为6，充氧形成的大量空气叠加机械搅拌条件下，氰化物被氧化产生氰酸盐:

[0008]CN>20!T— CNO >H20

[0009]2CN>02+H20 — 2CNCT

[0010]上述过程的产物被水慢慢地水解生成铵盐和部分的脲:

[0011 ] 2CN0>2H20 — NH4+++HC03_

[0012]CN(T+NH4+— CO (NH 2) 2

[0013]金精矿氰化锌粉置换提金工艺中氰化物碱性条件下会与矿物中的硫化物结合生成硫氰酸盐；另外还有部分氰化物以铁氰的形式形成沉淀，除此之外氰化物也会以其他形式消耗。

[0014]贵液净化滤饼量极少返回随金精矿再次进入氰化流程，夹带的氰化物绝大部分转化损失；置换金泥夹带的氰化物在后续酸浸或火法熔炼冶炼时破坏；氰化物排放量包含外排氰渣、氰化水处理污泥或以其他气态或液体中的氰化物总量。

[0015]传统的氰化物平衡仅以液相氰化物(总氰)浓度及矿浆浓度推算，忽略了细小粒度固相矿物及金泥对氰化物的吸附富集效应，不注重生产过程氰化物转化为氨氮、硫氰、氰酸盐等的去向、系统内存量、氰化物的重复利用。

【发明内容】

[0016]本发明的目的是提供一种金精矿氰化锌粉置换提金工艺中氰化物平衡的方法，该方法以水及物料平衡为基础的金精矿氰化锌粉置换提金工艺中氰化物平衡是一种动态平衡，包含:投入量与生产过程中被分解、氧化、沉淀等转化损失的氰化物量包含转化为液相及固相中硫氰、氰酸盐、氨氮、其他的的量，外排污染物如氰渣、氰化水处理污泥或以其他气态或液体中的氰化物总量，生产过程处理破坏且未回收的氰化物量之间的平衡如锌粉置换金泥带走氰化物下步冶炼酸浸或火法熔炼或含氰废水处理过程破坏的，同时体现生产过程各设施中氰化物的存量及生产过程回收回用等重复利用的氰化物量。金精矿氰化锌粉置换提金工艺产品一般为合质金锭，无氰化物带走。

[0017]本发明的方法是:确认磨矿、浓密调浆、浸出、洗涤、置换、压滤各系统各设备存矿浆量及以总氰计的氰化物浓度，据此计算出各设施中氰化物的存量并累计出系统留存量；确认全工艺系统氰化物投入量；再确认系统中排放的最终污染物中氰化物的量；通过磨矿、浓密调浆、浸出、洗涤、锌粉置换各工序进出含氰物料中按湿固相、其余液相分别考察氰化物转化为硫氰、氨氮、氰酸盐的量，同时关注总氰化物变化，推出转化为其他的量包含氰化物挥发量及净化滤饼损失，从而计算出各工序氰化物转化损失量；确认返回系统氰化物回用量及回收氰化物量及返回点位，统计氰化物重复利用量；依据物料走向及上述数据绘制出金精矿氰化锌粉置换提金工艺氰化物平衡图；

[0018]以总氰计的氰化物的平衡符合下面的物料平衡公式:

[0019]Σ G排放=Σ G投入-Σ G处理破坏-EG转化损失

[0020]其中:Σ G排放——外排污染物如氰渣或以其他气态或液体中的氰化物总量t/a ；

[0021]Σ G投入一一生产过程所有添加氰化物(含氰化过程)的总和t/a ;

[0022]Σ G处理破坏一一生产过程处理破坏且未回收的氰化物量t/a ;

[0023]Σ G转化损失一一生产过程氰化物转化为硫氰、氨氮、氰酸盐及其他的量t/a，其中包含氰化物挥发和净化滤饼损失。

[0024]所述的生产过程中被分解、氧化、沉淀等转化的氰化物量包含转化为液相及固相中硫氰、氰酸盐、氨氮、其他的量。氰化物转化为其他的量通过以转化为液相及固相中硫氰、氰酸盐、氨氮及过程氰化物变化推出。固相中硫氰、氰酸盐、氨氮、氰化物及上述的氰渣、金泥带出的氰化物量都以湿料计，不洗涤烘干，以真实反应物料吸附富集效应。金泥、湿固相中硫氰、氨氮、氰化物检测参照土壤中方法，氰酸盐参照毒浸标准附录F的方法。

[0025]本发明的有益效果:

[0026]不以液相氰化物(总氰)浓度及矿浆浓度推算，关注细小粒度固相矿物及金泥对氰化物的吸附富集效应，同时注重生产过程氰化物转化为氨氮、硫氰、氰酸盐等的去向，系统内存量，氰化物的重复利用。对优化生产条件，减少药剂消耗，明晰氰化物污染途径及减量化、环境应急都非常必要。

【具体实施方式】

[0027]本发明的方法是:确认磨矿、浓密调浆、浸出、洗涤、置换、压滤各系统各设备存矿浆量及以总氰计的氰化物浓度，据此计算出各设施中氰化物的存量并累计出系统留存量；确认全工艺系统氰化物投入量；再确认系统中排放的最终污染物中氰化物的量；通过磨矿、浓密调浆、浸出、洗涤、锌粉置换各工序进出含氰物料中按湿固相、其余液相分别考察氰化物转化为硫氰、氨氮、氰酸盐的量，同时关注总氰化物变化，推出转化为其他的量包含氰化物挥发量及净化滤饼损失，从而计算出各工序氰化物转化损失量；确认返回系统氰化物回用量及回收氰化物量及返回点位，统计氰化物重复利用量；依据物料走向及上述数据绘制出金精矿氰化锌粉置换提金工艺氰化物平衡图；

[0028]以总氰计的氰化物的平衡符合下面的物料平衡公式:

[0029]Σ G排放=Σ G投入-Σ G处理破坏-EG转化损失

[0030]其中:Σ G排放——外排污染物如氰渣或以其他气态或液体中的氰化物总量t/a ；

[0031]Σ G投入一一生产过程所有添加氰化物(含氰化过程)的总和t/a ;

[0032]Σ G处理破坏一一生产过程处理破坏且未回收的氰化物量t/a ;

[0033]Σ G转化损失一一生产过程氰化物转化为硫氰、氨氮、氰酸盐及其他的量t/a，其中包含氰化物挥发和净化滤饼损失。

[0034]所述的生产过程中被分解、氧化、沉淀等转化的氰化物量包含转化为液相及固相中硫氰、氰酸盐、氨氮、其他的量。氰化物转化为其他的量通过以转化为液相及固相中硫氰、氰酸盐、氨氮及过程氰化物变化推出。固相中硫氰、氰酸盐、氨氮、氰化物及上述的氰渣、金泥带出的氰化物量都以湿料计，不洗涤烘干，以真实反应物料吸附富集效应。金泥、湿固相中硫氰、氨氮、氰化物检测参照土壤中方法，氰酸盐参照毒浸标准附录F的方法。

[0035]具体实例:

[0036]首先通过确认磨矿、浓密、浸出、洗涤、置换、压滤各系统各设备存矿浆量或液体量及氰化物(矿浆直测总氰计)浓度，计算出各系统中氰化物的存量。其次确认全工艺过程添加氰化物的质量及浓度，折算出全系统氰化物投入量(以CN质量计)；再次确认系统中排放的最终污染物如氰渣、废水、废气中氰化物的量，不包含氰化物挥发的量，因金精矿氰化锌粉置换提金工艺氰化过程PH值11-12之间，高碱度下挥发量很小，对充氧强搅拌的浸出槽实行加盖，挥发量可忽略不计，这部分量计入转化损失量中不作为排放量；再次通过磨矿、浓密调浆、浸出、洗涤、置换各工序进出含氰物料中按湿固相、其余液相分别考察氰化物转化为硫氰、氨氮、氰酸盐的量，同时关注氰化物(总氰)变化，推出转化为其他的量包含氰化物挥发量，从而确认各工序氰化物转化损失量；再次确认返回系统贫液量及氰化物浓度计算出氰化物回用量及回收氰化物量及返回点位，计算氰化物的重复利用量；最后依据物料走向及上述数据绘制出金精矿氰化锌粉置换提金工艺氰化物平衡图。其中:随金泥带入冶炼计入处理破坏量。

[0037]生产过程中被分解、氧化、沉淀等转化的氰化物量包含转化为液相及固相中硫氰、氰酸盐、氨氮、其他的量。氰化物转化为其他的量通过以转化为液相及固相中硫氰、氰酸盐、氨氮及过程氰化物变化推出。固相中硫氰、氰酸盐、氨氮、氰化物及上述的氰渣、金泥带出的氰化物量都以湿料计，不洗涤烘干，以真实反应物料吸附富集效应。金泥、湿固相中硫氰、氨氮、氰化物检测参照土壤中方法，氰酸盐参照毒浸标准附录F的方法。

【主权项】

1.一种金精矿氰化锌粉置换提金工艺中氰化物平衡的方法，该方法是:确认磨矿、浓密调浆、浸出、洗涤、置换、压滤各系统各设备存矿浆量及以总氰计的氰化物浓度，据此计算出各设施中氰化物的存量并累计出系统留存量；确认全工艺系统氰化物投入量；再确认系统中排放的最终污染物中氰化物的量；通过磨矿、浓密调浆、浸出、洗涤、锌粉置换各工序进出含氰物料中按湿固相、其余液相分别考察氰化物转化为硫氰、氨氮、氰酸盐的量，同时关注总氰化物变化，推出转化为其他的量包含氰化物挥发量及净化滤饼损失，从而计算出各工序氰化物转化损失量；确认返回系统氰化物回用量及回收氰化物量及返回点位，统计氰化物重复利用量；依据物料走向及上述数据绘制出金精矿氰化锌粉置换提金工艺氰化物平衡图； 以总氰计的氰化物的平衡符合下面的物料平衡公式: Σ G排放=Σ G投入-Σ G处理破坏-EG转化损失 其中:Σ G排放一一外排污染物如氰渣或以其他气态或液体中的氰化物总量； Σ G投入一一生产过程所有添加氰化物的总和； Σ G处理破坏一一生产过程处理破坏且未回收的氰化物量； Σ G转化损失一一生产过程氰化物转化为硫氰、氨氮、氰酸盐及其他的量，其中包含氰化物挥发和净化滤饼损失。

【专利摘要】本发明公开了一种金精矿氰化锌粉置换提金工艺中氰化物平衡的方法，该方法以水及物料平衡为基础的氰化锌粉置换提金工艺中氰化物平衡是动态平衡，包含：投入量与生产过程中被分解、氧化、沉淀等转化损失的氰化物量包含转化为液相及固相中硫氰、氰酸盐、氨氮、其他的量，外排污染物如氰渣、氰化水处理污泥或以其他气态或液体中的氰化物总量，生产过程处理破坏且未回收的氰化物量之间的平衡，同时体现生产过程各设施中氰化物的存量及生产过程回收回用等重复利用的氰化物量。金精矿氰化锌粉置换提金工艺产品一般为合质金锭，无氰化带走。

【IPC分类】C22B11/08

【公开号】CN104962752

【申请号】CN201510316017

【发明人】张微, 杨明远, 朱军章, 乔瞻

【申请人】长春黄金研究院

【公开日】2015年10月7日

【申请日】2015年6月10日