某高砷高硫金精矿焙砂浸金特性的研究.pdf

第3 4 卷第3 期 2 0 1 4 年0 6 月 矿冶工程 ⅣⅡN 玎呵GA N DM 匝T A L L U R G I C A LE N G Ⅱ呵E E R 矾G V 0 1 ．3 4 №3 J u n e2 0 1 4 某高砷高硫金精矿焙砂浸金特性的研究① 杨永斌，刘晓亮，李骞，姜涛，曾冠武 中南大学资源加工与生物工程学院，湖南长沙4 1 0 0 8 3 摘要某高砷高硫金精矿焙砂含A u8 4 ．2 7g ／t ，含A s0 ．5 5 ％、s1 ．0 3 ％，生产现场金的氰化浸出率不足8 0 ％，迫切需要查明该焙砂的 浸金特性。结合化学成分和物相分析，发现含铁物相包裹是浸金渣中残留金难以浸出的根本原因。浸金渣残留金 1 9 ．5 4g ／t 中包 裹金占9 6 ．6 6 ％，主要包裹物相有氧化铁、毒砂和黄铁矿等含铁物相，9 2 ．6 8 ％的包裹金存在于这些含铁物相中。浸金试验中焙砂及 浸金渣所达到的浸出率分别只有8 4 ．4 7 ％、1 6 ．7 0 ％，进一步验证了含铁物相中的包裹金极难浸出，焙砂的浸金率很难继续提高。 关键词金精矿焙砂；浸金渣；氰化浸出；浸金 中图分类号T F l l1文献标识码Ad o i 1 0 ．3 9 6 9 ／i ．i s s n ．0 2 5 3 6 0 9 9 ．2 0 1 4 ．0 3 ．0 1 9 文章编号0 2 5 3 6 0 9 9 2 0 1 4 0 3 0 0 6 5 0 4 S t u d yo nC h a r a c t e r i s t i c so fL e a c l l i n gG o l df r o mAC a l c i n eo f H i g h - A r s e I l i ca n dH i g h - S I l l f u rG o l dC o n c e n t r a t e Y A N GY o n g ．b i n ，L I UX i a o l i a n g ，L IQ i a n ，J I A N GT a o ，Z E N GG u a n - w u S 如o o Z 旷如s o u r c ∞P r o 伽s i 昭。以B i o e 昭i 聊e 而昭，c e n 讹ZS o 以 ‰溉瑙渺，饥凸n 伊耽4 1 0 0 8 3 ，肌m 凡，吼讯口 A b s t r a c t Ac a l c i n eo fh i g h - a r S e n i ca n dh i g h - s u l p h u r9 0 1 dc o n c e n t r a t ea s s a y e d8 4 ．2 7g ／tA u ，0 ．5 5 ％A s ，1 ．0 3 ％Sw a s i n - s i t ut I ．e a t e dw i t hc y a n i d el e a c h i n gp r o c e s s ，r e s u l t i n gi na9 0 1 dl e a c h i n gm t ej u s tl e s st h a n8 0 ％，i n d i c a t i n ga nu r g e n t n e e df o re x p l o r i n gc h a m c t e I i s t i c so fg o l dl e a c h i n gf 而ms u c hc a l c i n e ．B a s e do nt h ec h e m i c a lc o m p o s i t i o n sa n dp h a s e s a n a l y s i s ，i ti sf o u n dt h a tt h ep r i m a r yc a u s ef o rt h ed i f E i c u l tl e a c h i n go f9 0 l df 而ms u c hl e a c hr e s i d u ei st h a tt h eg o l db e i n g t r a p p e di n s i d es o m ef e r r o u sp h a s e ．T e s t ss h o wt h a tt h ei n c l u s i o ng o l da c c o u n t sf o r9 6 ．6 6 ％i nt 1 1 e1 e a c hr e s i d u ea s s a y i n g 1 9 ．5 4g ／tA u ，p r e d o m i n a t e l ye n c l o s e dw i t h i nf e r r o u sp h a s e a r o u n d9 2 ．6 8 ％ ，s u c ha si r o no x i d e ，a r S e n o p y T i t ea n d p y r i t e ．I nt h et e s t s ， t h e g o l d - l e a c h i n gr a t e sf b mc a l c i n ea n dg o l d - l e a c hr e s i d u ew e I ℃j u s t8 4 ．4 7 ％a n d1 6 ．7 ％， r e s p e c t i V e l y ，f u r t h e rv e r i f y i n gt h ed i f E i c u l t yi nt h el e a c h i n go ft h ei n c l u s i o ng o l di nf e r m u sp h a s e ，t h u st l l eg o l d 一1 e a c h i n g r a t ef 如mc a l c i n ei sh a r d l yi m p r o V e d ． K e yw o r ‘l s c a l c i n eo fg o l dc o n c e n t I a t e ；g o l dl e a c h i n gr e s i d u e ；c y a n i d el e a c h i n g ；g o l dl e a c h i n g 金矿提金的主要方法中氰化法仍占有主导地 位J 。随着黄金产业的快速发展，高品位、易处理金 矿石逐渐枯竭，而品位低、杂质含量高、微细浸染的难 处理金矿石逐渐成为黄金产业的主要处理对象旧J 。 我国难处理金矿丰富，含砷硫金矿占1 ／3 以上，属极难 浸出矿石，必须经过预处理旧1J 。目前，主要预处理方 法有湿法化学预处理、焙烧氧化预处理和细菌氧化预 处理㈤] 。 某高砷高硫金精矿含A u4 5 ．7 7 9 ／t ，含A s8 ．7 3 ％、s 2 3 ．8 9 ％、F e2 4 ．0 7 ％，通过国内普遍采用的焙烧氧化预 处理方法脱除该金精矿中的硫和砷，所得焙砂含A u 8 4 ．2 7 9 ／t ，含A s0 ．5 5 ％、S1 ．0 3 ％、F e3 1 ．2 5 ％，将得到的 焙砂进行氰化提金，生产现场的浸金率不足8 0 ％。针 对这一情况，本文结合化学分析、物相分析以及实验室 浸出试验，通过对现场生产流程中金精矿、焙砂和浸金 渣3 种物料进行综合分析，深人研究了焙砂中金的浸 出特性，为该类金矿提金技术的完善提供参考。 1 实验原料及方法 1 ．1 原料 实验原料来自于湖南某黄金冶炼厂，该厂采用 “两段氧化焙烧- 酸浸- 氰化浸出”工艺提金，其氧化焙 烧条件为一段焙烧温度5 0 0 5 5 0 ℃，二段焙烧温度 6 5 0 7 0 0 ℃；酸洗条件为p H 2 采用硫酸调节 ，液 固比2 1 ；氰化浸出条件为氰化钠质量浓度0 ．2 ％，p H 1 0 采用生石灰调节 ，液固比2 ．5 1 ，浸出时间2 4h 。 ①收稿日期2 0 1 3 1 2 1 9 基金项目国家自然科学基金 5 1 0 7 4 1 8 2 ；中央高校基本科研业务经费一青年教师助推课题 2 0 1 0 1 2 2 0 0 0 3 2 作者简介杨永斌 1 9 6 9 一 ，男，江西莲花人，博士，副教授，从事矿产综合利用研究。 万方数据 第3 4 卷 原料包括含砷硫金精矿、氧化焙烧焙砂以及浸金渣，化 学成分分别见表1 。 表1 样品的化学成分组成 质量分数 ／％ 1 单位为吕／t 。 由表1 可知，金精矿含砷8 ．7 3 ％，含硫2 3 ．8 9 ％，属 于高砷高硫金精矿。经两段焙烧氧化预处理后，焙砂 A u 品位由4 5 ．7 7g ／t 富集到8 4 ．2 7g ／t ，含A s 量由 8 ．7 3 ％降至0 ．5 5 ％，含s 量由2 3 ．8 9 ％降至1 ．0 3 ％。焙 砂经常规氰化浸出后，浸金渣残留金品位高达1 9 ．5 4 g ／t ，金浸出率不足8 0 ％。 1 ．2 实验方法 为了查明金的浸出特性，对现场生产流程中金精 矿、焙砂和浸金渣3 种物料进行了物相分析，包括x 射线衍射 x R D 物相分析和化学物相分析，基于金与 各物相的赋存关系，初步查明了浸金渣中残留金难以 浸出的原因。在该基础上又进行了实验室氰化浸金试 验，进一步验证焙砂浸金特性。物料样品先经T s T w 型行星球磨机磨矿 一7 4 仙m 占9 9 ．5 0 ％以上 ，然后将 其放入4 0 0m L 的玻璃浸出槽中，加水至给定的矿浆液 固比，根据试验要求由ⅪT 型搅拌器进行搅拌浸出， 并采用N a O H 溶液调节p H 值。 2 实验结果与讨论 2 ．1 物相分布特性 2 ．1 ．1 物相组成样品的x 射线衍射分析见图1 。样 品的化学物相分析见表2 。 2 p ／ o 图1 样品的X 射线衍射分析 表2 样品的化学物相分析结果 由图1 可知，金精矿中的主要物相为硅酸盐矿物 s i 0 、毒砂 F e A s s 、黄铁矿 F e S ，含有少量的氧 化铁矿物以及铝、钙、镁的盐类矿物；金精矿经焙烧氧 化预处理后，所得焙砂主要含有硅酸盐矿物、赤铁矿 F e 0 ， 、磁铁矿 F e ，0 。 ，少量铝、钙、镁的盐类矿物 以及微量含砷物相；焙砂经常规氰化浸出后，所得浸金 渣的主要存在物相与焙砂比较基本没有发生变化。 表2 表明，金精矿中含量居多的为黄铁矿、硅酸盐 矿物和毒砂，而焙砂和浸金渣中主要为氧化铁矿物和 硅酸盐矿物，说明金精矿中的绝大部分黄铁矿和毒砂 在焙烧过程中已转变为氧化铁矿物。焙砂及其浸金渣 中，氧化铁矿物含量高达5 0 ．5 0 ％～5 2 ．3 7 ％，硅酸盐矿 物含量为3 5 ．3 2 ％～3 7 ．9 6 ％。 2 ．1 ．2 主要元素的物相分布砷、硫、金的物相分析 结果分别见表3 ～5 。 表3 样品的砷物相分析 表4 样品的硫物相分析 表5 样品的金物相分布 】 单位为∥f 万方数据 第3 期杨永斌等某高砷高硫金精矿焙砂浸金特性的研究 6 7 表3 表明，金精矿中砷主要以毒砂形式存在，焙烧 后，大部分毒砂氧化分解使砷得以脱除，含砷量降至 0 ．5 5 ％，少量的残留砷主要以砷酸盐和氧化砷形式存 在。由表4 可知，金精矿中硫主要以毒砂、黄铁矿等硫 化物形式存在，焙烧后，毒砂、黄铁矿被氧化破坏，大部 分硫以氧化物形式脱除，焙砂中的硫含量降至1 ．0 3 ％， 少量未脱除的硫基本转化为硫酸盐，焙砂经氰化浸出 后，所得浸金渣中含硫量由1 ．0 3 ％进一步降至0 ．6 6 ％， 残存的硫仍然以硫酸盐为主。表5 表明，金精矿中金 主要赋存于毒砂和黄铁矿中，分配比达到7 9 ．4 4 ％，其 余的金有1 7 ．0 2 ％存在于氧化铁矿物中，而单体金和连 生金以及赋存于硅酸盐矿物中的金所占分配比很小。 基于砷、硫、金物相分布量的演变进行推算可知，金 精矿经两段焙烧氧化预处理后，毒砂和黄铁矿中分别有 9 6 ．0 6 ％和8 0 ．5 2 ％的金得到暴露，使单体金和连生金的 分配比由2 ．6 4 ％增加到8 7 ．8 3 ％，含量由1 ．2 1g ／t 提高到 7 4 ．2 1g ／t 。尽管如此，焙砂中仍有1 2 ．1 7 ％的金因包裹 问题不易被浸出，而且包裹金中高达9 3 ．8 4 ％的赋存于 氧化铁矿物、毒砂和黄铁矿等含铁物相中，硅酸盐矿物 中的包裹金含量较少。 生产现场浸金渣中的残留金绝大部分为包裹金， 有5 7 ．7 3 ％存在于氧化铁矿物中，3 4 ．9 5 ％存在于毒砂和 黄铁矿中，3 ．9 9 ％存在硅酸盐矿物，仅有3 ．3 3 ％的单体 金和连生金。 导致浸金渣中残留金难浸的原因有以下几个 方面 1 浸金渣中有5 7 ．7 3 ％的残留金存在于氧化铁矿 物 占5 2 ．3 7 ％，见表2 ，说明在焙烧氧化过程中不可 避免地产生了铁氧化物二次包裹问题。6 ’8 | 。在焙烧过 程中，容易产生过热现象，焙砂容易烧结，其中铁氧化 物的结构遭到破坏并再次包裹金，经磨矿作业后，金也 很难暴露，明显阻碍了金的氰化浸出。 2 浸金渣中依然有3 4 ．9 5 ％的金存在于少量的毒 砂和黄铁矿 共占0 ．3 0 ％，见表2 ，说明经焙烧氧化预 处理后所残存的毒砂和黄铁矿依旧是重要的富金体。 首先，常温、常压条件下，毒砂在碱性氰化溶液中很难 溶解。7 。，对氰化浸金不会造成不利的影响，但毒砂所 包裹的金，尤其是微粒金，即使在超细磨时，也不能将 使其得以暴露。6 。，因而阻碍金的氰化浸出。其次，黄 铁矿在浸出过程中会与金竞争消耗氧化剂和浸出剂， 使金难以得到有效浸出。 3 焙烧氧化预处理过程中，I 段低温焙烧后残留 的毒砂，有可能在Ⅱ段高温焙烧氧化条件下生成砷酸 铁 F e A s 0 。 ，生成的砷酸铁易覆盖在金的表面，形成 钝化膜，对金产生二次包裹，进而阻碍金的氰化浸 出’6 ] 。由表3 可知，金焙砂中6 0 ．3 6 ％的残留砷以砷酸 盐的形式存在，这就更加增大了因砷酸铁造成金的二 次包裹的可能性。 3 实验室浸金试验 试验过程模拟生产现场的氰化浸出工艺，3 种样 品的氰化浸出条件和试验结果分别如表6 和表7 所示。 表6 样品的氰化浸出条件 注浸出条件1 为生产现场氰化浸出条件；浸出条件4 为两段氰化浸 出，每段浸出时间为2 4h ，浸出过程的其它因素条件如表中所示。 表7 样品的氰化浸出试验结果 由表6 和表7 可知，在氰化浸出条件l 时，该高砷 高硫金精矿的浸金率仅有1 2 ．6 8 ％，说明该含砷硫金精 矿极难浸出，而经焙烧氧化预处理后，所得焙砂的金浸 出率可明显提升至7 6 ．9 6 ％，但仍不足8 0 ％。随着浸出 条件的优化，在氰化浸出条件2 时，p H 值由1 0 提升至 1 l ，浸出时间由2 4h 延长至4 8h ，焙砂的金浸出率可 达到8 1 ．6 7 ％，而浸金渣的金浸出率只有1 2 ．7 3 ％，其残 留金极难浸出。随着浸出条件的进一步优化，在氰化 浸出条件3 时，N a C N 质量浓度由O ．2 ％提升至0 ．4 ％， 焙砂的浸金率可达到8 3 ．1 0 ％。在氰化浸出条件4 时， 进行两段氰化浸出，焙砂的浸金率可达到8 3 ．3 2 ％。在 氰化浸出条件5 时，采用了适宜质量浓度的过氧化氢 进行助浸氰化浸出。9 。1 “，焙砂的浸金率可提升至 8 4 ．4 7 ％，然而，提升幅度有限，该条件下浸金渣的金浸 出率仍然很低，只有1 6 ．7 0 ％。 又由表5 可知，焙砂中单体金和连生金的分配比 为8 7 ．8 3 ％，浸金渣中包裹金的分配比为9 6 ．6 6 ％，而浸 金渣中有高达9 2 ．6 8 ％的包裹金存在于含铁物相中，即 万方数据 6 8 矿冶工程第3 4 卷 使经强化浸出后，浸金渣中残留金的浸出率只有 1 6 ．7 0 ％，而焙砂中金的浸出率也只能达到8 4 ．4 7 ％ 见 表6 。这进一步表明，金的包裹问题，尤其是含铁物 相中的包裹金很难有效浸出，导致浸金渣残留金的浸 出率很低，这也是焙砂氰化提金过程明显受阻、浸金率 很难继续得到提高的根本原因。 4 结论 1 该高砷高硫金精矿经焙烧氧化预处理后，绝大 部分毒砂和黄铁矿转化为氧化铁矿物，大量包裹金得 以暴露的同时，焙砂中依然有1 2 ．2 7 ％ 1 0 ．2 6 9 ／t 的难 浸金，难浸金中高达9 3 ．8 4 ％的金包裹于氧化铁矿物、 毒砂和黄铁矿等含铁物相中。其中5 9 ．7 2 ％～6 0 ．0 6 ％ 的难浸包裹金存在于氧化铁矿物 占5 0 ．5 0 ％～ 5 2 ．3 7 ％ 中，说明焙烧氧化过程不可避免地伴随着金 的铁氧化物二次包裹问题，而少量的毒砂和黄铁矿 占0 ．0 7 ％～0 ．3 0 ％ 却包裹有3 3 ．7 7 ％～3 6 ．1 6 ％的难浸 金，说明焙烧氧化过程残存的毒砂和黄铁矿依然是重 要的金包裹体。 2 该高砷高硫金精矿焙砂中单体金和连生金的分 配比为8 7 ．8 3 ％，浸金渣中包裹金的分配比为9 6 ．6 6 ％， 而浸金渣中有高达9 2 ．6 8 ％的包裹金存在于含铁物相 中，实验室浸出试验表明，在生产现场氰化浸出条件 下，焙砂的金浸出率只有7 6 ．9 6 ％，在提高氰化剂用量、 延长浸出时间及助浸条件下，焙砂和浸金渣的金浸出 率也只能分别达到8 4 ．4 7 ％和1 6 ．7 0 ％，这进一步验证 了焙砂中的包裹金极难浸出的特性，即氧化铁矿物、毒 砂和黄铁矿等含铁物相对金的包裹是导致金浸出率难 以继续提高的根本原因。 参考文献 [ 1 ]王云帆，周平，裴斌，等．金矿氰浸工艺优化技术的发展现状 [ J ] ．矿冶，2 0 1 1 ，2 0 1 5 9 6 3 ． [ 2 ] 惠学德，王海东，梁泽来．某难处理金矿石提金工艺试验研究[ J ] ． 有色金属 选矿部分 ，2 0 1 1 2 2 2 2 6 ． [ 3 ] 杨振兴．难处理金矿石选冶技术现状和发展方向[ J ] ．黄金， 2 0 0 2 ，2 3 7 3 卜3 4 ． [ 4 ] 朱军，刘苏宁．难处理金矿浸出技术的现状与研究[ J ] ．矿业工 程，2 0 1 0 ，8 1 3 5 3 7 ． [ 5 ] 刘俊壮，黄万抚．含高砷金矿浸金工艺研究现状[ J ] ．现代矿业， 2 0 1 0 ，1 0 1 0 2 6 2 9 ． [ 6 ]胡春融，杨风，杨翅春．黄金选冶技术现状及发展趋势[ J ] ．黄 金，2 0 0 6 ，2 7 7 2 9 3 6 ． [ 7 ] 夏光祥，方沈珩，石伟．难浸金矿的提金技术与展望[ J ] ．贵金 属，2 0 0 1 4 3 卜3 4 ． [ 8 ] 姜涛．提金化学 第一版 [ M ] ．长沙湖南科学技术出版社， 1 9 9 8 ． [ 9 ] 杨永斌，姜涛．催化浸金电化学基础与技术[ M ] ．长沙中南大 学出版社，2 0 1 1 ． [ 1 0 ] 薛光，任文生，薛元昕．金银湿法冶金及分析测试方法 第一 版 [ M ] ．北京科学出版社，2 0 0 9 ． [ 1 1 ] 薛光，于永江．边磨边浸氰化提高金、银浸出率的试验研究 [ J ] ．黄金，2 0 1 0 ，4 3 1 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