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3969/j.issn.1007-7545.2016.02.010 氰化尾渣熔融氯化提金扩大试验 常耀超,王云,刘大学 (北京矿冶研究总院,北京 100160) 摘要:扩大试验通过电炉熔融氯化―烟气洗涤连续运转,考察物料性质、氯化钙添加、气氛等对氰化尾渣中金挥发率的影响.结果表明,在进炉氰化尾渣含水≤6%、氯化钙添加量7%~10%、氧化气氛条件下,氰化尾渣采用电炉熔融氯化挥发提金,渣含金可降至0.6 g/t,砷可降至0.25%以下,铜、铅、锌等含量均可降至0.05%以下.在实际工业生产和设计中,建议采取干式进料、减少热损、自焙阳极等措施减少电耗和电极消耗,同时采取多级洗涤+电除雾器等措施来保障烟气中金属的回收. 关键词:氰化尾渣;

熔融氯化;

金;

回收;

电炉 中图分类号:TF821 文献标志码:A 文章编号:1007-7545(2016)02-0000-00 Expanding Test on Gold Recovery from Cyanide Residue by Molten Chlorination CHANG Yao-chao, WANG Yun, LIU da-xue (Beijing General Research Institute of Mining &

Metallurgy, Beijing 100160, China) Abstract:The effects of raw material properties, calcium chloride addition and reaction atmosphere on volatilization rate of gold from cyanide residue were investigated via continuous expanding test by molten chlorination in electric furnace and flue gas washing. The results show that gold content in residual slag is 0.6 g/t, arsenic content is 0.25% below, and contents of Cu, Pb, Zn are all below 0.05% under the optimum conditions including moisture content of raw material of ≤6%, calcium chloride addition of 7%~10%, and oxidizing atmosphere. For industrial application, it is proposed to reduce power consumption and anode consumption by means of dry-type feedstock, heat loss reduction, and self baking anode, and to ensure metals recovery in flue gas with application of multistage scrubbing and demister. Key words: cyanide residue;

molten chlorination;

gold;

recovery;

electric furnace 氰化尾渣中含有金银,属于可回收利用的二次资源,已经有很多方法可以从中回收金银[1-8].本文采用国内首创的熔融氯化法综合回收氰化尾渣中的金银,在实验室小型试验基础上首次在广西某黄金冶炼厂建成日处理规模12~15 t熔融氯化提金扩大试验装置.

1 试验原料 试验原料为广西某黄金冶炼厂自产氰化尾渣,含Au 13.20 g/t、Ag 13.00 g/t,其他主要成分(%):Cu 0.

11、Pb 0.

09、Zn 0.

11、TFe 43.

65、TS 1.

70、Al2O3 4.

75、CaO 1.

51、SiO2 18.02.烧渣真密度3

700 kg/m3,堆密度1

600 kg/m3.主要辅料有无水氯化钙(85% CaCl2)、石墨电极、NaOH(纯度99%).

2 试验装置 试验采用新建上料―电炉―烟气洗涤扩试装置,处理量为12~15 t/d.主要设备表见表1. 收稿日期:2015-09-09 基金项目:国家高技术研究发展计划(863计划)项目(2011AA06A104) 作者简介:常耀超(1979-),男,河南开封人,高级工程师. 表1 主要设备表 Table

1 Main equipment list for expanding test 设备名称 数量 设备规格 电炉

1 500 kVA 矿仓

1 2 m3 氯化钙仓

1 0.5 m3 螺旋输送机

1 Φ250 mm 圆盘给料机

2 DB600 文氏管

1 Φ130 mm 洗涤塔

2 PP,Φ500 mm 除雾器

1 PP,Φ500 mm 引风机

1 Q=3

000 m3/h,P=6 kPa 循环泵

3 Q=10 m3/h,H=20 m 压滤机

1 10 m2 压滤泵

1 Q=10 m3/h,H=40 m 水淬泵

1 Q=15 m3/h,H=25 m

3 试验过程、结果与讨论 3.1 研究方法 试验原料与氯化钙分别用计量斗计量后用葫芦提升进入矿仓和氯化钙仓中,按比例由圆盘给料机均匀送入螺旋输送机,通过溜管进入电炉.电炉通过3根石墨电极将物料熔化,熔渣从出渣口排出,采用水淬方式冷却,通过溜槽进入渣池,澄清后的上清液循环使用. 氯化烟气从炉膛顶部的排烟口排出,依次通过文氏管、2台湍球塔洗涤、除雾器进行净化,最后通过碱液洗涤塔脱硫后由引风机外排大气.文氏管循环槽底流由压滤泵送至压滤机过滤,滤饼为金泥,滤液回用. 取样分析:每批试验中每隔15~20 min取水淬渣送样分析. 3.2 试验过程及结果讨论 3.2.1 冷态调试 正式带料试验之前进行管路阻力测试、观察压缩空气对料层扰动情况及单机调试等工作.各级洗涤塔之间设有U型测压管,以检测各塔阻力变化情况.通过调整湍球塔内填料高度及喷淋量的大小,使各洗涤塔阻力控制在1 100~1

300 Pa范围内. 3.2.2 第一批投料试验 开炉后第一批共计投入氰化尾渣6.5 t,控制氰化尾渣加料速度为500 kg/h,氯化钙添加量为7%,往炉内通入压缩空气流量为18.0 m3/h(标态,下同),电炉电压60 V,电流3

000 A.结果如图1所示. 图1 第一批试验渣含金曲线 Fig.1 Gold content in slag of first batch test 由结果看,渣含金基本在2~5 g/t之间,金挥发率在65%~85%之间,挥发率偏低.主要原因是试验前期炉内投入大量氰化尾渣铺底,炉内氯化钙添加量不足,导致氯化气氛下氯分压偏低,影响了金的挥发. 3.2.3 第二批投料试验 试验调整了氯化钙添加方式,即在下料前至少15 min加入氯化钙,在下料过程中按照配比7%正常添加,其它参数不变.试验结果见表2. 表2 第二批试验渣含金及金挥发率 Table

2 Gold content in slag and gold volatilization rate of second batch test 序号 Au/(g・t-1) 金挥发率/%

1 2.4 82.16

2 2.2 83.64

3 2.2 83.64

4 2.5 81.41

5 1.5 88.85

6 1.3 90.33

7 1.6 88.10 由表2可知,渣含金降至1.5~2.5 g/t之间,金挥发率在81%~90%之间,较第一批试验结果有明显提高. 3.2.4 第三批投料试验 氯化钙添加量、反应气氛、电炉参数是影响金挥发率的重要因素.提高氯化钙添加量使氯化反应气氛中氯含量增加,利于氯化反应进行;

氯化反应同时需在氧化气氛下进行,而氰化尾渣中含硫、砷等耗氧成分,会抑制氯化反应进行,因此熔融氯化过程需补入压缩空气;

通过调节电炉电压、电流可控制电极插入深度,调节物料熔化速率,进而影响氯化钙与熔融物料接触时间. 第三批试验共投料4.5 t,参数调整为:氰化尾渣加料速度500 kg/h、氯化钙添加量10%、通入电炉内的空气流量63.0 m3/h、电炉电压90 V、电流2

800 A.结果见表3. 表3 第三批试验结果 Table

3 Test result of third batch 序号 Au/(g・t-1) 金挥发率/%

1 1.90 85.61

2 2.20 83.33

3 3.30 75.00

4 1.90 85.61

5 3.20 75.76

6 2.60 80.30 从表3可看出,渣中金含量基本在2~3 g/t,较第二批试验金挥发率无明显提高,但炉渣较上批排放顺畅.分析原因主要为:1)此批氰化尾渣原料含水较高(约13%),进入炉内存在堆料情况,在炉料坍塌过程中瞬间大量水分蒸发,导致炉顶正压经常存在喷灰情况,破坏氯化挥发气氛,而导致渣含金较高.2)增大电炉功率,炉渣流动性改善,料在炉内停留时间减少,从而缩短了反应时间. 3.2.5 第四批投料试验 总结前面试验数据及经验,对试验过程出现的问题整改后进行第四批试验,试验条件为:氰化尾渣含水控制6%以下、加料速度500 kg/h、氯化钙添加量10%、通入电炉内的空气流量63.0 m3/h、电炉电压90 V、电流2

800 A、排渣方式采用间断操作.试验结果见表4. 表4 第四批试验渣含金及金挥发率 Table

4 Gold content in slag and gold volatilization rate of fourth batch test 序号 Au/(g・t-1) 金挥发率/%

1 1.9 85.61

2 1.9 85.61

3 1.9 85.61

4 0.8 93.94

5 0.6 95.45

6 0.6 95.45

7 0.6 95.45

8 0.6 95.45

9 0.5 96.21 由表4可见,一段时间后渣含金稳定在0.6 g/t,金挥发率达到96.21%.试验过程未出现异常情况,流程稳定.稳态下炉渣成分分析表明,渣中金含量降至0.6 g/t,金挥发率达到96.21%.银挥发率较低,仅50%左右,是由于AgCl的沸点较高(1

550 ℃),需高温、高氯气氛才能挥发.熔融氯化脱硫率达99%以上.炉渣中砷含量在0.20%~0.25%之间,砷脱除率在85%左右.由于原料中铜铅锌品位都较低,渣中铜铅锌都在0.05%以下. 3.2.6 技术经济指标 试验过程中对电耗及石墨电极消耗进行了统计,同时试验结束后对炉渣、溶液、滤饼等进行称量与分析,做了金的金属平衡,结果如下. 运行参数:投料速度500 kg/h;

石墨电极直径200 mm;

氰化渣水分≤6%;

氯化钙配比10%;

电炉运行功率468 kVA(理论计算值);

压缩空气(0.3 MPa)流量63 m3/h;

烟气温度~1

000 ℃. 指标:渣含金0.6 g/t;

吨矿电耗955 kWh(连续运行数据);

吨矿电极消耗13.76 kg(连续运行数据);

金的金属平衡率73.41%. 由此可见: 1)渣含金可稳定降至1.0 g/t以下,达到0.6 g/t.说明熔融氯化挥发工艺是可行的,金挥发是高效的. 2)熔融氯化的电耗较理论值偏高,主要原因,一是试验规模小,炉子设备等热损失大,同时未考虑余热利用等;

二是进炉原料含水量高,导致能耗增加. 3)电极消耗偏大,主要原因,一是规模小能耗高导致电极消耗增大;

二是过程存在停料、电炉保温情况,导致电极消耗增大.........