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含硫低品位金精矿浸出渣综合利用工艺研究 ① 朱海玲， 邓海波 （中南大学 资源加工与生物工程学院， 湖南 长沙 ４１００８３） 摘 要 对某浮选金精矿氰化浸出尾渣矿样进行了选矿试验研究。 采用浮选⁃精矿焙烧⁃氰化浸出联合流程，金总浸出率可达到 ６０．７５％；精矿焙烧过程产生的 ＳＯ２烟气可作为制取硫酸的原料；焙烧浸出尾渣含铁５２．０８％、含硫０．３２％，可作为铁精矿产品销售，最 终实现了资源的综合回收利用。 关键词 浸出渣； 焙烧； 氰化浸出； 金； 黄铁矿； 综合回收 中图分类号 ＴＤ９８２文献标识码 Ａｄｏｉ１０．３９６９／ ｊ．ｉｓｓｎ．０２５３－６０９９．２０１５．０３．０１４ 文章编号 ０２５３－６０９９（２０１５）０３－００５１－０４ Ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ Ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ Ｓｕｌｐｈｕｒｅｏｕｓ Ｌｏｗ⁃ｇｒａｄｅ Ｇｏｌｄ⁃ｌｅａｃｈｉｎｇ Ｒｅｓｉｄｕｅ ＺＨＵ Ｈａｉ⁃ｌｉｎｇ， ＤＥＮＧ Ｈａｉ⁃Ｂｏ （Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ ａｎｄ Ｂｉｏｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ， Ｃｅｎｔｒａｌ Ｓｏｕｔｈ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ， Ｃｈａｎｇｓｈａ ４１００８３， Ｈｕｎａｎ， Ｃｈｉｎａ） Ａｂｓｔｒａｃｔ Ｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎ ｔｅｓｔｓ ｗｅｒｅ ｃａｒｒｉｅｄ ｏｕｔ ｆｏｒ ｔｈｅ ｒｅｓｉｄｕｅ ｆｒｏｍ ｃｙａｎｉｄｅ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｏｆ ｔｈｅ ｆｌｏａｔｅｄ ｇｏｌｄ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ． Ａ ｃｏｍｂｉｎｅｄ ｆｌｏｗｓｈｅｅｔ ｏｆ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ， ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｒｏａｓｔｉｎｇ ａｎｄ ｃｙａｎｉｄｅ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｒｅｓｕｌｔｅｄ ｉｎ ｔｈｅ ｔｏｔａｌ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｒａｔｅ ｏｆ ｇｏｌｄ ｕｐ ｔｏ ６０．７５％ ｗｉｔｈ ｔｈｅ ＳＯ２ｇａｓ ｇｅｎｅｒａｔｅｄ ａｍｉｄ ｔｈｅ ｒｏａｓｔｉｎｇ ｐｒｏｃｅｓｓ ｕｓｅｄ ａｓ ａ ｒａｗ ｍａｔｅｒｉａｌ ｆｏｒ ｓｕｌｆｕｒｉｃ ａｃｉｄ ｍａｎｕｆａｃｔｕｒｉｎｇ， ａｎｄ ｙｉｅｌｄｅｄ ａ ｆｉｎａｌ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｒｅｓｉｄｕｅ ｇｒａｄｉｎｇ ５２．０８％ ｉｒｏｎ ａｎｄ ０．３２％ ｓｕｌｆｕｒ， ｗｈｉｃｈ ｃａｎ ｂｅ ｕｓｅｄ ａｓ ａｎ ｉｒｏｎ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅ ｐｒｏｄｕｃｔ． Ｔｈｒｏｕｇｈ ｔｈｉｓ ａｐｐｒｏａｃｈ， ｔｈｅ ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ ｕｔｉｌｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ ｒｅｓｏｕｒｃｅ ｃａｎ ｂｅ ｒｅａｌｉｚｅｄ． Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｒｅｓｉｄｕｅ； ｒｏａｓｔｉｎｇ； ｃｙａｎｉｄｅ ｌｅａｃｈｉｎｇ； ｇｏｌｄ； ｐｙｒｉｔｅ； ｃｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ ｒｅｃｏｖｅｒｙ 中国是世界上黄金产量最大的国家，２０１３ 年产金 ４５６ ｔ。 随着科学技术发展，黄金的用途越来越广，消 耗量日益增大，易处理金矿资源逐渐匮乏，低品位、难 处理的金矿石以及浸出渣等二次资源成为我国黄金生 产原料的主体［１－２］。 氰化法是从矿石、精矿或尾矿中提取金的经济而 简易的方法，具有回收率高、对矿石适应性强等一系列 优点，是湿法提金的经典方法。 目前，世界新建提金厂 中约有 ８０％以上采用氰化法［３－４］。 然而，在氰化浸出 过程中会产生大量浸出尾渣，其中常常含有未被完全 浸出的 Ｆｅ、Ａｕ、Ｚｎ 等有价金属，由于浸出后形态复杂， 采用常规的选矿方法回收困难，一般直接堆弃，造成了 资源浪费和环境污染。 为解决从含金浸出渣中分离回收金的工艺问题， 本文提出了浮选⁃精矿焙烧⁃氰化浸出联合流程，成功 回收了低品位含金浸出渣中的金，且尾渣可作为铁精 矿销售，充分实现了资源的综合利用，加强了环境保 护，提高了企业的经济效益。 １ 矿样性质及研究方法 １．１ 矿样性质 试验所用矿样为某浮选金精矿氰化浸出尾渣，外 观为经过破磨的以黄铁矿为主的细粒硫化矿和脉石的 堆积物。 通过筛分分析可知，该浸出渣粒度较细， －０．０７４ ｍｍ 粒级占 ９８．６０％，含水量为 １．６４％。 该浸出 渣的光谱分析和化学分析结果分别见表 １ 和表 ２。 表 １ 金矿样光谱定量分析（ＩＯＰ⁃ＡＥＳ）结果（质量分数） ／ ％ ＦｅＳＣａＭｇＡｌＭｎ ２８．９１２１．６７０．１９０．０４００．５３０．０４５ ＫＮａＡｓＰＺｎＰｂ ０．１８０．０４０＜１０．０４１０．０６１０．０１２ 表 ２ 矿样化学分析结果（质量分数） ／ ％ Ａｕ１）ＳＡｓ １．３５２２．７７０．０１ １） 单位为 ｇ／ ｔ。 ①收稿日期 ２０１４－１２－３０ 作者简介 朱海玲（１９８６－），女，河北唐山人，博士研究生，主要研究方向为浮选工艺以及浮选药剂研发。 第 ３５ 卷第 ３ 期 ２０１５ 年 ０６ 月 矿矿 冶冶 工工 程程 ＭＩＮＩＮＧ ＡＮＤ ＭＥＴＡＬＬＵＲＧＩＣＡＬ ＥＮＧＩＮＥＥＲＩＮＧ Ｖｏｌ．３５ №３ Ｊｕｎｅ ２０１５ 对矿样进行了人工淘洗和显微镜镜下观察，均未 发现细粒单体金颗粒，可认为金均为夹杂于黄铁矿晶 格中的伴生金。 矿样含 Ａｕ １．３５ ｇ／ ｔ，有一定回收价值；含 Ｓ ２２．７７％， 未达到硫铁矿精矿标准；含 Ｆｅ ２８．９１％，可与 Ｓ 一起回 收；含有害杂质 Ａｓ 低；粒度较细，可不再磨。 考虑 Ａｕ、 Ｓ、Ｆｅ 的综合回收，拟采用联合流程强化处理方法。 １．２ 研究方法 分别进行了摇床重选、再磨氰化浸出以及浮选⁃焙 烧⁃氰化浸出联合流程的实验室小型选别试验。 试验所用药剂如乙黄药、丁黄药、松醇油、石灰、氰 化钠均为工业品。 ２ 试验结果与讨论 ２．１ 摇床重选试验 采用实验室型矿泥摇床进行重选试验，流程见 图 １，结果见表 ３。 -3 A*D A*23 A*3A*D3 图 １ 重选试验流程 表 ３ 摇床重选试验结果 名称 产率 ／ ％ Ａｕ 品位 ／ （ｇｔ －１ ） Ｓ 品位 ／ ％ Ａｕ 回收率 ／ ％ Ｓ 回收率 ／ ％ 摇床精矿２７．６１２．２５４３．２５３５．０３４２．８１ 摇床中矿３３．８０１．５０２３．１８２８．８１２８．０７ 摇床尾矿３８．５９１．６６２１．０４３６．１６２９．１２ 给矿１００．００１．７７２７．８９１００．００１００．００ 由于矿样粒度很细，采用摇床重选效率低，矿样的 金富集和回收率情况均较差。 后继试验不再考虑重选 方法。 ２．２ 直接再磨氰化浸出试验 为考查矿样氰化浸出提取金的可行性，进行了矿样 直接再磨氰化浸出探索试验。 矿样经再磨至－０．０４３ ｍｍ 粒级占 ９５％，添加石灰至 ｐＨ＝１０，ＮａＣＮ 用量为 ０．０５％， 搅拌浸出 ２４ ｈ。 试验流程和条件见图 ２，试验结果见 表 ４。 试验结果表明，采用简单的再磨氰化浸出法处 理，金浸出率较低。 这显然是由于矿样为已经过氰 化浸出后的尾渣，易浸出的单体金和黄铁矿表面嵌 杂披露的金颗粒已很少，属于难选难浸低品位含金 物料。 -3 B6-0.043 mmC95 CaO , pH 10 NaCN , 0.05 11* 1*A 1*B 24 h 图 ２ 矿样直接再磨氰化浸出试验流程 表 ４ 矿样直接再磨氰化浸出试验结果 名称 产率 ／ ％ Ａｕ 品位 ／ （ｇｔ －１ ） Ａｕ 回收率 ／ ％ 浸出液３．４０３２．７３ 浸出尾渣９６．６００．９５６７．２７ 给矿１００．００１．３５１００．００ ２．３ 浮选试验 考虑金、硫、铁的同步预先富集，进行了浮选试验 研究。 以乙黄药和丁黄药作捕收剂，松醇油作起泡剂， 试验流程和条件见图 ３，试验结果见表 ５。 -3A0g/t A/A ,/A ;*A * 21 3 5 min 22 3 min 3 min D323 3 min 80 80 50 图 ３ 矿样不再磨直接浮选精选试验流程 表 ５ 不再磨直接浮选精选试验结果 名称 产率 ／ ％ Ａｕ 品位 ／ （ｇｔ －１ ） Ｓ 品位 ／ ％ Ａｕ 回收率 ／ ％ Ｓ 回收率 ／ ％ 精矿４８．４１２．７０４６．０３８６．１８８５．０４ 中矿１３．１００．９９１５．２７８．５５７．６３ 尾矿３８．４９０．２２４．９８５．２７７．３３ 给矿１００．００１．５２２６．２０１００．００１００．００ 由表 ５ 可见，矿样不再磨直接采用硫化矿捕收剂 进行浮选，效果良好。 经一次粗选、二次精选，浮选精 矿产率 ４８．４１％，金品位富集到 ２．７０ ｇ／ ｔ，金回收率 ８６．１８％；硫品位富集到 ４６．０３％，硫回收率 ８５．０４％。 曾尝试将矿样再磨浮选和不再磨浮选相比，粗选 粗精矿金品位、金回收率、硫品位、硫回收率均略有提 高，但幅度不大。 这可能是由于矿样本身已经很细了。 ２５矿 冶 工 程第 ３５ 卷 ２．４ 浮选⁃焙烧⁃氰化浸出联合流程试验 浮选精矿若直接氰化浸出，由于黄铁矿晶格未被 破坏，伴生金难以披露被浸出。 浸出作业前的预处理 目的是破坏黄铁矿晶格，常用方法有预氧化法和焙烧 法。 考虑到硫和铁的综合回收，拟采用焙烧法。 为进一步降低进入焙烧作业的处理物料量，相应 降低浸出作业的处理物料量和成本，并提高浸出尾渣 的含铁品位，使之能作为铁精矿综合利用，设计了浮 选⁃焙烧⁃氰化浸出联合流程闭路试验。 以乙黄药和丁 黄药作捕收剂，松醇油作起泡剂；浮选精矿的焙烧采用 马弗炉，温度为 ８５０ ℃，氰化浸出添加石灰至 ｐＨ＝１０， ＮａＣＮ 用量为０．０５％，搅拌浸出２４ ｈ。 浮选⁃焙烧⁃氰化浸 出联合流程闭路试验流程和条件见图 ４，结果见表 ６。 -3A0g/t A/A ,/A ;*A * 21 22 SO28 -23 -3  5 min 3 min3 min 3 min  B 850 , 2 h 11* 24 h 3 min 80 80 50 A/A ,/A ;*A 15 15 10 CaO , pH10 NaCN , 0.05 1*A1*B 图 ４ 浮选⁃焙烧⁃氰化浸出联合流程试验流程 表 ６ 浮选⁃焙烧⁃氰化浸出联合流程试验结果 名称 产率 ／ ％ Ａｕ 品位 ／ （ｇｔ －１ ） Ｓ 品位 ／ ％ Ａｕ 回收率 ／ ％ Ｓ 回收率 ／ ％ 浸出液６０．７５ 浸出渣３６．３８０．８８０．３２２３．７００．４３ 烧渣３７．１８３．０７１．００８４．４５１．３２ 浮选精矿５３．８５２．１２４６．１４８４．４５８８．３７ 浮选尾矿４６．１５０．４５７．０９１５．５５１１．６３ 给矿１００．００１．３５２８．１２１００．００１００．００ 注浸出渣含 Ｆｅ ５２．０８％。 由表 ６ 可见，采用浮选⁃精矿焙烧⁃氰化浸出联合 流程，获得产率 ５３．８５％、金品位 ２．１２ ｇ／ ｔ、金浮选回收 率 ８４．４５％、硫品位 ４６．１４％、硫回收率８８．３７％的浮选精 矿。 浮选精矿送氧化焙烧，焙烧过程产生的 ＳＯ２烟气 可作为制取硫酸的原料。 烧渣送氰化搅拌浸出，金总 浸出率 ６０．２５％。 浸出尾渣含铁 ５２．０８％、含硫 ０．３２％， 可作为铁精矿产品销售。 ３ 机理讨论 黄药类巯基捕收剂具有异极性的分子结构，由非 极性疏水基团和极性特定亲固（硫）基团构成，形成既 有亲固性又有亲油（疏水）性的所谓“双亲结构”分子。 由于硫化矿物具有导体或半导体性质，故有一定的传 导电子能力，因此，在浮选中，当巯基捕收剂与硫化矿 物表面接触时，捕收剂在矿物表面的阳极区被氧化，同 时，氧化剂在阴极区被还原，构成了共轭的氧化还原反 应，硫化矿物充当了反应的电极。 一般认为，黄药疏水 基团 Ｘ－在黄铁矿表面被氧化成双黄药 Ｘ２，发生吸附， 使黄铁矿表面疏水 ２Ｘ－＋ １ ２ Ｏ２＋２Ｈ＋→ Ｘ２ ＋Ｈ ２Ｏ 该反应由发生在界面上不同区域的两个独立的共轭电 极反应组成，通过黄铁矿传递电子而联系起来［５－６］，见 图 ５。 0/ A0/B FeS26 2X- 2H O22e X22e H2O 1 2 2e 图 ５ 黄药在黄铁矿表面的吸附机理 在氧化气氛中加热硫化矿，将矿石中的全部硫化 物转变为相应的金属氧化物的过程称为氧化焙烧。 例 如，黄铁矿氧化焙烧的反应式为 ４ＦｅＳ２＋１１Ｏ２􀪆􀪆２Ｆｅ２Ｏ３＋８ＳＯ２↑ 焙烧温度在 ８５０ ℃左右时，焙烧过程产生的 ＳＯ２ 烟气可作为制取硫酸的原料。 浸出焙烧渣中的 Ｆｅ２Ｏ３ 含量达到一定品级后可作为铁精矿产品。 焙烧渣中原黄铁矿晶格被破坏生成疏松状的 Ｆｅ２Ｏ３，使其中的伴生金变得易于浸出。 金氰化溶解生 成金氰络合物，浸出反应为 ４Ａｕ＋８ＣＮ－ ＋Ｏ ２＋２Ｈ２Ｏ 􀜪􀜩 􀜒４Ａｕ（ＣＮ）２ －＋４ＯＨ－ 金浸出过程可用电化腐蚀机理解释，其阴极区和 阳极区的电极反应见图 ６。 由图 ６ 可以看出，金的氰 化溶解必须有氧或氧化剂存在，且随着溶液中氧浓度 提高，金溶解速度显著提高。 ３５第 ３ 期朱海玲等 含硫低品位金精矿浸出渣综合利用工艺研究 6;16 A09 D4e 09 A1 A2 O22H2O2e H2O22OH- H2O22e OH- AuCN2- CN- OH- O2 δ Au Aue Au2CN- AuCN2- 图 ６ 金氰化浸出溶解的电极反应式 金的氰化溶解过程遵循化学反应动力学原则。 因 物料粒度细、氰化溶液与金颗粒接触反应和带走的速 度快，搅拌浸出［７－１０］周期在 ２４ ｈ 左右。 因物料粒度 大、溶液渗流缓慢，堆浸法浸出［１１－１２］周期往往在 ７０ ｄ 以上。 ４ 结 论 １） 某浮选金精矿氰化浸出尾渣矿样含金 １．３５％、 含硫 ２２．７７％，具有一定的综合利用价值。 由于矿样为 已经过初次选矿和氰化浸出后的尾渣，易选的单体金 和易浸出的表面解离的金颗粒已较少。 要处理此类难 选难浸低品位含金物料，需要采用联合流程强化处理 方法。 ２） 单一重选、再磨氰化浸出以及浮选法均不能实 现铁和金的良好富集。 ３） 采用浮选⁃精矿焙烧⁃氰化浸出联合流程，获得产 率 ５３．８５％、金品位２．１２ ｇ／ ｔ、金浮选回收率８４．４５％、硫品 位 ４６．１４％、硫回收率 ８８．３７％的浮选精矿。 浮选精矿送 氧化焙烧，焙烧过程产生的 ＳＯ２烟气可作为制取硫酸的 原料。 烧渣送氰化搅拌浸出，金总浸出率 ６０．２５％。 浸 出尾渣含铁 ５２．０８％、含硫 ０．３２％，可作为铁精矿产品 销售。 参考文献 ［１］ 杨永斌，刘晓亮，李 骞，等． 某高砷高硫金精矿焙砂浸金特性的 研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１４（３）６５－６８． ［２］ 牛艳萍，宗京京，丁淑芳，等． 某含砷含碳难处理金矿选矿试验研 究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１４（２）５０－５３． ［３］ 陈芳芳，张亦飞，薛 光． 黄金冶炼生产工艺现状及发展［Ｊ］． 贵 金属，２０１１（１）１１－１８． ［４］ 薛 光，吴润身，李克勤． 加压氰化法提取金银的试验研究［Ｊ］． 黄金，１９９９，２０（３）３５－３７． ［５］ 王淀佐，邱冠周，胡岳华． 资源加工学［Ｍ］． 北京科学出版社， ２００５． ［６］ 胡岳华，冯其明． 矿物资源加工技术与设备［Ｍ］． 北京科学出版 社，２００６． ［７］ 刘玉雷，张清波，文扬思，等． 广西龙头山金矿石富氧浸出工业试 验研究［Ｊ］． 黄金，１９９８，１９（１０）４０－４３． ［８］ 蔡世军，王玲玲． 氨氰浸金技术在老柞山金矿的应用［Ｊ］． 黄金， ２００１，２２（１）４５－４７． ［９］ 梁晓春，薛 光． 从高铜、高铅金精矿中氰化提取金、银的试验研 究［Ｊ］． 黄金，２００６，２７（８）３６－３８． ［１０］ 薛 光，任文生，于永江． 金精矿焙烧氰化工艺中新型调整剂的 研究［Ｊ］． 中国有色冶金，２００６（１）３６－３９． ［１１］ 谢朝学，袁慧珍． 浅论堆浸提金工艺过程［Ｊ］． 云南冶金，２００６， ３５（４）１６－３２． ［１２］ 孙克成． 紫金山金矿大规模堆浸生产实践［Ｊ］． 黄金，２０００，２１ （７）３３－３５． 􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎􀪎 （上接第 ５０ 页） ３ 结 语 某含金多金属硫化矿具有回收价值的元素为铅、 锌、金，且铅、锌品位均较低。 主要金属矿物有黄铁矿、 闪锌矿、方铅矿，金属矿物间的嵌镶关系复杂，部分金 属矿物间嵌布粒度细微，分离较为困难；非金属矿物主 要有石英、绢云母、粘土矿物。 通过优先浮选、混合浮 选及部分混合浮选工艺的对比，确定采用铅优先浮选、 锌硫混合浮选、锌硫分离的工艺流程，实现了矿石中有 价矿物的综合回收，获得了含 Ｐｂ ４７．１１％、铅回收率 ８２．２５％的铅精矿和含 Ｚｎ ４６．９４％、锌回收率 ６７．２２％的 锌精矿，金回收率为 ８６．９３％。 参考文献 ［１］ 董福章． 某低品位铅锌硫化矿浮选工艺试验研究［Ｊ］． 矿业快报， ２００８（８）８５－８７． ［２］ 魏宗武，陈建华，艾光华，等． 硫化铅锌无氰浮选工艺流程及技术 进展［Ｊ］． 矿产保护与利用，２００７（４）３９－４３． ［３］ 罗仙平，王淀佐，孙体昌，等． 会理难选铅锌矿石电位调控抑锌浮 铅优先浮选新工艺［Ｊ］． 有色金属，２００６（３）９４－９７． ［４］ 王成行，叶富兴，童 雄，等． 云南某富银硫化铅锌矿中伴生银的 综合回收研究［Ｊ］． 矿冶工程，２０１３（４）６７－６９． ［５］ 曹 飞，吕 良，李文军，等． 豫西某难选铅锌矿选矿试验研究 ［Ｊ］． 矿冶工程，２０１３（６）３６－３７． ［６］ 程建国． 低品位微细粒氧化铅锌矿选冶工艺研究［Ｊ］． 矿冶工程， ２０１３（５）１０６－１１０． ［７］ 谢 贤，童 雄，王成行，等． 某难选高硫铅锌矿的选矿工艺试验 研究［Ｊ］． 矿产保护与利用，２０１０（１）３８－４０． ［８］ 胡为柏． 浮选［Ｍ］． 北京冶金工业出版社，１９８３． ［９］ 黄红军． 云南某铅锌硫化矿浮选新工艺的研究［Ｊ］． 矿产综合利 用，２００８（１）３－５． ４５矿 冶 工 程第 ３５ 卷