基于高S高Fe金矿与含铜废料直接熔炼回收金和铜的方法

技术领域

本发明属于火法冶金技术领域，具体涉及一种基于高S高Fe金矿与含铜废料直接熔炼回收金和铜的方法。

背景技术

目前高S高Fe复杂金矿中金的提炼方法根据金的赋存状态不同也有所不同，针对铁包裹型金矿，主要有以下几种方法：磨矿-焙烧法，生物氧化，加压氧浸法等。

磨矿-焙烧法一般是磨矿后再焙烧，磨矿细化是破坏包裹使金暴露而提高金浸出率最为直接的方法，然而随着磨矿细度的增加，磨矿成本大幅提升，一些难处理金矿的金仍不能被暴露，且矿样颗粒过细还会在浸金过程中吸附已进入液相中的金，反而降低了金浸出率。

生物氧化利用嗜酸细菌和中温嗜热细菌等自养菌种，预先对包裹金的黄铁矿和毒砂等矿物进行处理，将其氧化为硫酸盐、硫磺及硫酸，从而使金裸露出来，再进行有效的氰化提金。该方法有成本低、浸出率高等优点，但是生产周期过长、原料适应性窄。中国的金矿产资源多种多样，而细菌氧化炼金技术仅针对于某一特定种类矿有效，且细菌生长需要特定的条件，因此该方法很难得到推广。

硫酸加压氧浸法采用湿法冶金的方法来分解黄铁矿、毒砂而使包裹金被解离，是目前用湿法冶金来分解黄铁矿、毒砂的方法中最成功的一种。该方法主要缺点：材质要求高，投资大，不易实施。

CN201110106567.3公开一种硫化金矿流态化焙烧方法，涉及一种难处理复杂原生金矿或低硫精矿，特别是含砷含硫含碳微细粒包裹型难处理金矿，将硫化金矿加入煤，在立式磨机中进行干燥与细磨混合，进行流态化焙烧；流态化焙烧的焙砂进行水淬后氰化浸金。优点：解决了目前含砷难选冶金矿采用常规流程提金回收率较低的现状。缺点：适用于低硫精矿焙烧预处理，对于高硫高铁金矿不适用。

CN201210007217.6公开一种难浸金矿预处理方法，采用干-湿二级球磨活化预浸工艺，第一级干磨采取振动球磨，第二级湿磨采取搅拌球磨，将矿物粒度的降低与加酸预浸同时进行。优点：在较低的温度和压力下实现硫化矿的完全氧化分解并抑制硫单质的生成，浸出温度低，时间短，能耗低。缺点：能耗高，不适合高铁包裹型金矿。

CN201310041102.3公开一种难选金矿的处理方法，该方法包括破碎匀浆、氧化脱碳、微生物催化以及氰化提金等步骤，本发明还提供了一种处理难选金矿的微生物菌剂。优点：可以有效脱除金矿中的硫砷碳元素，同时提高了金元素的浸出率。缺点：生产周期过长、原料适应性窄。

CN 201210260666.1公开一种对含硫金矿物进行微波焙烧和非氰浸金的节能优化工艺，包括如下步骤：(1)将金精矿或金矿石加水搅拌成矿浆；(2)微波辐射焙烧；(3)在焙砂中加入Fe₂(SO₄)₃和FeSO₄，再加水进行细磨；(4)细磨后多段浸出、磁选。优点：采用本发明可将含硫的金矿石或金精矿中金的浸出率提高到97％以上。缺点：采用微波焙烧、细磨、分段浸出，成本高、流程长、能耗高。

上述方法在处理高S高Fe复杂金矿时，存在或金提取率低，或工艺复杂、能耗高，或材质要求苛刻等问题，难以工业应用。鉴于目前的技术很难突破高S高Fe复杂金矿提取金的技术瓶颈，而低耗高效处理高S高Fe复杂金矿是当前国内外对复杂难处理金矿资源高效利用研究的发展趋势，随着能源的紧张和环保法规日益严格，传统火法冶金工艺逐渐被新的强化熔炼法代替。

发明内容

本发明所要解决的技术问题是提供一种基于高S高Fe金矿与含铜废料直接熔炼回收金和铜的方法，通过直接熔炼使金捕集到铁锍中，从而回收金和铜。

本发明所述的基于高S高Fe金矿与含铜废料直接熔炼回收金和铜的方法，包括如下步骤：

(1)配料:

将高S高Fe金矿、助熔剂混合研磨得到含有S、Fe、Si、Au的混合料，再将混合料与含铜废料以层结构的形式间隔平铺于坩埚中，最底层为混合料；

(2)直接熔炼:

将坩埚中的物料进行熔炼，熔炼后，冷却降温，取出坩埚，放入冰水中水淬，得到含金铁锍和熔炼渣。

步骤(1)中，每层混合料的高度为8～10mm，每层含铜废料的高度为1～2mm。

步骤(1)所述的高S高Fe金矿含有S：15～30wt.％，Fe：20～35wt.％，Si：10～20wt.％， O:10～30wt.％，Au：30～100g/t，其余为杂质，所述的高S高Fe金矿不含铅。

步骤(1)所述的含铜废料为铜丝、铜灰、铜渣或铜火法熔炼阳极泥。

步骤(1)所述的助熔剂为铁钙硅渣，铁钙硅渣中Fe/Si摩尔比为1.1～1.5:1，Ca/Si摩尔比为0.1～0.5:1，铁钙硅渣由Fe₂O₃含量大于70wt.％的铁矿石，SiO₂含量大于85wt.％的石英砂和CaO含量大于90wt.％的生石灰制备而成。

步骤(1)所述的高S高Fe金矿、含铜废料、助熔剂的质量比为10:1～3:0.5～1。

步骤(1)所述的混合料中含水量为5～10wt.％，混合料粒度为0.075～0.125mm。

步骤(2)所述的熔炼温度为1000～1400℃，熔炼时间为20～120min；熔炼后，冷却降温至500～600℃。

熔炼过程中产生的SO₂烟气收尘，通入碱性溶液中吸收SO₂，净化后排放。

步骤(2)所述的含金铁锍含有Fe：45～65wt.％，S：15～30wt.％，Cu：5～35wt.％， Au：40～150g/t。

本发明的有益效果如下：

本发明高S高Fe金矿中的金、铁和其他有价金属与含铜废料中的铜均可以富集到铁锍中，有利于铁锍中各金属回收，金的回收率达到80％以上，铜的回收率达到70％以上。

本发明的熔炼原料为高S高Fe金矿，采用原矿中固有元素S和Fe富集金，采用直接熔炼方式，无需通入氧化性气体，含铜废料中的铜与高S高Fe金矿中的铁具有协同作用，增强了铁锍对金的捕集能力，能使金较好的捕集到铁锍中，同时该方法又能同时回收含铜废料中的铜。本发明混合料与含铜废料的设置方式是：以层结构的形式间隔平铺于坩埚中，最底层为混合料，这样的设置方式可以增加铜-氧-铁-硫的协同作用，使铁锍更容易沉降，减少熔渣中由于夹杂造成的金和铜的损失，增强了铜、铁锍对金的捕集作用，从而提高金属回收率。

本发明直接将高S高Fe金矿配入铜废料进行直接熔炼，金富集在铁锍相中，再从铁锍中回收金和铜，从而实现对金的富集。该方法兼具传统火法熔炼金回收率高的优点，同时经济成本低、污染少，且含金铁锍和熔炼渣分离效果好。

附图说明

图1是本发明工艺流程图。

具体实施方式

以下结合实施例对本发明做进一步描述。

实施例1

高S高Fe复杂金矿含有S：20.7wt.％，Fe：26.7wt.％，Si：14.9wt.％，O：22％，Au： 70g/t；其余为K、Al等常规杂质，且高S高Fe金矿不含铅。

含铜废料为废铜丝，主要成分为Cu，含量为90wt.％，其余为杂质，含铜废料的粒度为 0.075-0.09mm。

助熔剂为铁钙硅渣，其中铁钙硅渣由Fe₂O₃含量为85wt.％的铁矿石、SiO₂含量98wt.％的石英砂、CaO含量为95wt.％的生石灰制备而成，Fe/Si摩尔比为1.2:1，Ca/Si摩尔比为0.4:1。

将上述金矿和助熔剂按照质量比10:0.7混合均匀，研磨，控制混合料的粒度为 0.075-0.09mm，含水量为8wt.％，金矿和含铜废料的质量比为10:2。将混合料与含铜废料以层结构的形式间隔平铺于坩埚中，最底层为混合料层，向上是含铜废料层，再向上是混合料层，再向上是含铜废料层，混合料与含铜废料交替平铺。混合料层高为10mm，含铜废料层高为1mm。将坩埚放入马弗炉中于1250℃下熔炼30min，自然冷却，当温度降至500℃，将坩埚放入冰水中水淬。熔炼过程中产生的SO₂烟气收尘，冷却，通入NaOH溶液中去除少量SO₂，净化后排放气体。

含金铁锍中铁的含量为57.5wt.％，硫的含量为30wt.％，金的含量为135g/t，铜的含量为 5wt.％；其余为杂质。再将含金铁锍通过吹炼-电解法，回收金属金和铜。金的回收率为85％，铜的回收率为70％。

对比例1

高S高Fe复杂金矿含有S：20.7wt.％，Fe：26.7wt.％，Si：14.9wt.％，O：22％，Au： 70g/t；其余为K、Al等常规杂质，且高S高Fe金矿不含铅。

含铜废料为废铜丝，主要成分为Cu，含量为90wt.％，其余为杂质。

助熔剂为铁钙硅渣，其中铁钙硅渣由Fe₂O₃含量为85wt.％的铁矿石、SiO₂含量98wt.％的石英砂、CaO含量为95wt.％的生石灰制备而成，Fe/Si摩尔比为1.2:1，Ca/Si摩尔比为0.4:1。

将金矿、含铜废料和助熔剂按照质量比10:2:0.7混合均匀，研磨，控制混合料的粒度为 0.075-0.09mm，含水量为8wt.％。将该混合料加入到坩埚中，再放入到熔炼炉中于1250℃下熔炼30min，自然冷却，当温度降至500℃，将坩埚放入冰水中水淬。熔炼过程中产生的SO₂烟气收尘，冷却，通入NaOH溶液中去除少量SO₂，净化后排放气体。

含金铁锍中铁的含量为55.5wt.％，硫的含量为32wt.％，金的含量为125g/t，铜的含量为4.5wt.％；其余为杂质。再将含金铁锍通过吹炼-电解法，回收金属金和铜。金的回收率为 81％，铜的回收率为65％。

实施例2

高S高Fe复杂金矿含有S：23wt.％，Fe：29wt.％，Si：16wt.％，O：25％，Au：60g/t；其余为K、Al等常规杂质，所述的高S高Fe金矿不含铅。

含铜废料为废铜丝，主要成分为Cu，含量为85wt.％，其余为杂质，含铜废料的粒度为 0.075-0.09mm。

助熔剂为铁钙硅渣，其中铁钙硅渣由Fe₂O₃含量为80wt.％的铁矿石、SiO₂含量92wt.％的石英砂、CaO含量为95wt.％的生石灰制备而成，Fe/Si摩尔比为1.3:1，Ca/Si摩尔比为0.3:1。

将上述金矿和助熔剂按照质量比10:0.5混合均匀，研磨，控制混合料的粒度为 0.075-0.09mm，含水量为5wt.％，金矿和含铜废料的质量比为10:3。将混合料与含铜废料以层结构的形式间隔平铺于坩埚中，最底层为混合料层，向上是含铜废料层，再向上是混合料层，再向上是含铜废料层，混合料与含铜废料交替平铺。混合料层高为10mm，含铜废料层高为1mm。将坩埚放入马弗炉中于1300℃下熔炼30min，自然冷却，当温度降至500℃，将坩埚放入冰水中水淬。熔炼过程中产生的SO₂烟气收尘，冷却，通入NaOH溶液中去除少量>2，净化后排放气体。

含金铁锍中铁的含量为48wt.％，硫的含量为21wt.％，金的含量为126g/t，铜的含量为 30wt.％；其余为杂质。再将含金铁锍通过吹炼-电解法，回收金属金和铜。金的回收率为87％，铜的回收率为80％。

对比例2

高S高Fe复杂金矿含有S：23wt.％，Fe：29wt.％，Si：16wt.％，O：25％，Au：60g/t；其余为K、Al等常规杂质，所述的高S高Fe金矿不含铅。

含铜废料为废铜丝，主要成分为Cu，含量为85wt.％，其余为杂质。

助熔剂为铁钙硅渣，其中铁钙硅渣由Fe₂O₃含量为80wt.％的铁矿石、SiO₂含量92wt.％的石英砂、CaO含量为95wt.％的生石灰制备而成，Fe/Si摩尔比为1.3:1，Ca/Si摩尔比为0.3:1。

将上述金矿，含铜废料和助熔剂按照质量比10:3:0.5混合均匀，研磨，控制混合料的粒度为0.075-0.09mm，含水量为5wt.％。将该混合料加入到坩埚中，再放入到熔炼炉中于1300℃下熔炼30min，自然冷却，当温度降至500℃，将坩埚放入冰水中水淬。熔炼过程中产生的>2烟气收尘，冷却，通入NaOH溶液中去除少量SO₂，净化后排放气体。

含金铁锍中铁的含量为46wt.％，硫的含量为23wt.％，金的含量为110g/t，铜的含量为 28wt.％，其余为杂质。再将含金铁锍通过吹炼-电解法，回收金属金和铜。金的回收率为80％，铜的回收率为75％。

实施例3

高S高Fe复杂金矿含有S：28.6wt.％，Fe：27.3wt.％，Si：16.8wt.％，O：19％，Au： 30g/t；其余为K、Al等常规杂质，所述的高S高Fe金矿不含铅。

含铜废料为废铜丝，主要成分为Cu，含量为88wt.％，其余为杂质，含铜废料的粒度为 0.09-0.125mm。

助熔剂为铁钙硅渣，其中铁钙硅渣由Fe₂O₃含量为82wt.％的铁矿石、SiO₂含量90wt.％的石英砂、CaO含量为93wt.％的生石灰制备而成，Fe/Si摩尔比为1.2:1，Ca/Si摩尔比为0.4:1。

将上述金矿和助熔剂按照质量比10:0.8混合均匀，研磨，控制混合料的粒度为 0.09-0.125mm，含水量为6wt.％，金矿和含铜废料的质量比为10:2.5。将混合料与含铜废料以层结构的形式间隔平铺于坩埚中，最底层为混合料层，向上是含铜废料层，再向上是混合料层，再向上是含铜废料层，混合料与含铜废料交替平铺。混合料层高为10mm，含铜废料层高为1mm。将坩埚放入马弗炉中于1200℃下熔炼30min，自然冷却，当温度降至600℃，将坩埚放入冰水中水淬。熔炼过程中产生的SO₂烟气收尘，冷却，通入NaOH溶液中去除少量SO₂，净化后排放气体。

含金铁锍中铁的含量为55wt.％，硫的含量为15.5wt.％，金的含量为50g/t，铜的含量为29wt.％，其余为杂质。再将含金铁锍通过吹炼-电解法，回收金属金和铜。金的回收率为85％，铜的回收率为84％。

对比例3

高S高Fe复杂金矿含有S：28.6wt.％，Fe：27.3wt.％，Si：16.8wt.％，O：19％，Au： 30g/t；其余为K、Al等常规杂质，所述的高S高Fe金矿不含铅。

含铜废料为废铜丝，主要成分为Cu，含量为88wt.％，其余为杂质。

助熔剂为铁钙硅渣，其中铁钙硅渣由Fe₂O₃含量为82wt.％的铁矿石、SiO₂含量90wt.％的石英砂、CaO含量为93wt.％的生石灰制备而成，Fe/Si摩尔比为1.2:1，Ca/Si摩尔比为0.4:1。

将上述金矿，含铜废料和助熔剂按照质量比10:2.5:0.8混合均匀，研磨，控制混合料的粒度为0.09-0.125mm，含水量为6wt.％。将该混合料加入到坩埚中，再放入到熔炼炉中于1200℃下熔炼30min，自然冷却，当温度降至600℃，将坩埚放入冰水中水淬。熔炼过程中产生的>2烟气收尘，冷却，通入NaOH溶液中去除少量SO₂，净化后排放气体。

含金铁锍中铁的含量为53wt.％，硫的含量为18wt.％，金的含量为44.5g/t，铜的含量为 28wt.％，其余为杂质。再将含金铁锍通过吹炼-电解法，回收金属金和铜。金的回收率为82％，铜的回收率为81％。

实施例4

高S高Fe复杂金矿含有S：26.5wt.％，Fe：22.1wt.％，Si：14.9wt.％，O：27.2％，Au： 40g/t；其余为K、Al等常规杂质，所述的高S高Fe金矿不含铅。

含铜废料为废铜丝，主要成分为Cu，含量为85wt.％，其余为杂质，含铜废料的粒度为 0.09-0.125mm。

助熔剂为铁钙硅渣，其中铁钙硅渣由Fe₂O₃含量为80wt.％的铁矿石、SiO₂含量96wt.％的石英砂、CaO含量为91wt.％的生石灰制备而成，Fe/Si摩尔比为1.2:1，Ca/Si摩尔比为0.5:1。

将上述金矿和助熔剂按照质量比10:0.8混合均匀，研磨，控制混合料的粒度为 0.09-0.125mm，含水量为10wt.％，金矿和含铜废料的质量比为10:1.6。将混合料与含铜废料以层结构的形式间隔平铺于坩埚中，最底层为混合料层，向上是含铜废料层，再向上是混合料层，再向上是含铜废料层，混合料与含铜废料交替平铺。混合料层高为10mm，含铜废料层高为1mm。将坩埚放入马弗炉中于1150℃下熔炼25min，自然冷却，当温度降至550℃，将坩埚放入冰水中水淬。熔炼过程中产生的SO₂烟气收尘，冷却，通入NaOH溶液中去除少量SO₂，净化后排放气体。

含金铁锍中铁的含量为52wt.％，硫的含量为20.5wt.％，金的含量为77g/t，铜的含量为 27wt.％，其余为杂质。再将含金铁锍通过吹炼-电解法，回收金属金和铜。金的回收率为89.5％，铜的回收率为92％。

对比例4

高S高Fe复杂金矿含有S：26.5wt.％，Fe：22.1wt.％，Si：14.9wt.％，O：27.2％，Au： 40g/t；其余为K、Al等常规杂质，所述的高S高Fe金矿不含铅。

含铜废料为废铜丝，主要成分为Cu，含量为85wt.％，其余为杂质。

助熔剂为铁钙硅渣，其中铁钙硅渣由Fe₂O₃含量为80wt.％的铁矿石、SiO₂含量96wt.％的石英砂、CaO含量为91wt.％的生石灰制备而成，Fe/Si摩尔比为1.2:1，Ca/Si摩尔比为0.5:1。

将上述金矿，含铜废料和助熔剂按照质量比10:1.6:0.8混合均匀，研磨，控制混合料的粒度为0.09-0.125mm，含水量为10wt.％。将该混合料加入到坩埚中，再放入到熔炼炉中于1150℃下熔炼25min，自然冷却，当温度降至550℃，将坩埚放入冰水中水淬。熔炼过程中产生的>2烟气收尘，冷却，通入NaOH溶液中去除少量SO₂，净化后排放气体。

含金铁锍中铁的含量为54wt.％，硫的含量为24.5wt.％，金的含量为70g/t，铜的含量为 20wt.％，其余为杂质。再将含金铁锍通过吹炼-电解法，回收金属金和铜。金的回收率为85.5％，铜的回收率为86％。

实施例及对比例中回收率的计算按照以下公式：

回收率＝回收金属的重量/高S高Fe复杂金矿中的金属重量。