金精矿硫氰酸盐浸金试验研究

张建元 刘昱辰 王洪凯 孙宏志 顾维鹏

摘要：针对低硫金精矿和焙烧金精矿性质，采用硫氰酸盐法浸金，考察了硫氰酸钠浓度、浸出时间、二氧化锰添加量、甘氨酸添加量等對金浸出率的影响，获得了最佳浸金条件，并与氰化法进行了对比分析。结果表明：在浸出时间48 h、pH值1、液固比2∶1、二氧化锰添加量1 g/kg、甘氨酸添加量1 g/kg的最佳条件下，当硫氰酸钠浓度为1.0 mol/L时，低硫金精矿金品位从47.22 g/t降到9.11 g/t，金浸出率为80.7 %，其金浸出率和浸金速率均小于氰化法;当硫氰酸钠浓度为0.6 mol/L时，焙烧金精矿金品位从51.90 g/t降到1.50 g/t，金浸出率为97.1 %，其金浸出率和浸金速率都接近于氰化法;硫氰酸盐法更适用于焙烧金精矿浸出。

关键词：硫氰酸盐;低硫金精矿;焙烧金精矿;甘氨酸;金浸出率;非氰

中图分类号：TF831   文章编号：1001-1277（2021）07-0063-04

文献标志码：Adoi：10.11792/hj20210713

引 言

黄金是一种重要的矿产资源，在国民经济发展中具有重要作用。氰化法是目前广泛应用的浸金方法，但其容易造成环境污染，且对于含有铜、砷、辉锑矿和碳质物的难处理金矿石浸金效率较低[1]。因此，很多学者一直在进行非氰药剂浸金研究。

目前，非氰浸金方法主要有硫代硫酸盐法[2-3]、硫脲法[4-5]、多硫化物法[6-7]和硫氰酸盐法等。其中，硫氰酸盐浸金体系主要由硫氰酸盐和氧化剂组成，常用氧化剂有Fe3+、MnO 2、O 2、H 2O 2等。其浸金实质是电化学腐蚀溶解过程，即金粒在阳极表面失去电子，与络合剂形成稳定的络合物，从而实现浸出[8]。BARBOSA-FILHO等[9]在pH值为1～2的条件下，采用Fe3+-硫氰酸盐法浸金，发现金浸出率很高且浸金速率很快。KHOLMOGOROV等[10]采用硫氰酸钾溶液浸出难处理毒砂精矿中的金，结果表明，在最佳条件下，金浸出率可达95 %。对于铁氧化物包裹型金矿石，在酸性条件下，部分铁氧化物溶解形成Fe3+，增强了浸金体系的氧化效果，使包裹金得以浸出[11]。硫氰酸盐具有稳定不易分解、配合能力强、选择性好、环境适应能力强等优点，是一种有前景的非氰浸金剂[12-15]。

本文选用某黄金冶炼厂的低硫金精矿和经过预处理的焙烧金精矿进行硫氰酸盐法浸金研究，考察硫氰酸钠浓度、浸出时间、pH、液固比、二氧化锰添加量、甘氨酸添加量对金浸出率的影响，选择最佳浸出条件，并在浸金速率、金浸出率等方面与氰化法浸金进行对比分析。

1 试验材料及方法

1.1 试验原料与试剂

硫氰酸钠及试验所用其他试剂均为分析纯，购于中国医药集团有限公司;工业级氰化钠纯度为30 %。试验原料XRD谱图见图1，主要元素分析结果见表1。 由图1可知：低硫金精矿主要成分为黄铁矿、石英及硫化铅;焙烧金精矿主要成分为氧化铁、石英及碳化硅。由表1可知：低硫金精矿金品位为47.22 g/t，银品位为39.00 g/t;焙烧金精矿金品位为51.90 g/t，银品位为170.00 g/t。此外，2种原料中C、As含量均较低。

1.2 试验方法

在常温下，将一定量的原料和水按比例加入烧杯中，添加一定量的浸出剂和助浸剂，以氢氧化钠调节pH，原料粒度为-45 μm占96 %，浸出温度为 25 ℃，充气量为1 L/min，搅拌速度为600 r/min。反应一段时间后用移液管吸取矿浆，经絮凝沉降、抽滤、洗涤后放入烘箱中于50 ℃下烘干12 h，然后检测所得浸渣金品位，结合浸出前原料金品位，计算金浸出率。

1.3 分析方法

采用日本理学公司ZSX100e型X射线荧光光谱仪对金精矿进行成分检测;采用荷兰PANALYTICAL公司生产的PW3040/60型X射线衍射仪对金精矿进行物相分析;采用日立公司Z-2300型火焰原子吸收光谱仪测定金品位。

2 结果与讨论

2.1 硫氰酸钠浓度

在液固比2∶1、pH值1、二氧化锰添加量1 g/kg、浸出时间48 h的条件下，设定硫氰酸钠浓度分别为0.2，0.4，0.6，0.8，1.0，2.0，3.0，4.0 mol/L，考察硫氰酸钠浓度对金浸出率的影响，结果见图2。

由图2可知：随着硫氰酸钠浓度的增加，金精矿金浸出率均呈现先上升后下降的趋势，低硫金精矿和焙烧金精矿的金浸出率分别在硫氰酸钠浓度为1.0 mol/L和0.6 mol/L时达到最高，分别为80.5 %和97.0 %。焙烧金精矿金浸出率高于低硫金精矿，这可能是由于焙烧金精矿中的铁以Fe 2O 3形式存在，在酸性条件下，Fe3+的产生促进了金的浸出;而低硫金精矿中的铁以FeS 2形式存在，不利于Fe3+的产生。但是，硫氰酸钠浓度过高时金浸出率下降，这是由于过量硫氰根离子生成的单质硫重新包裹了金矿物。

2.2 浸出时间

在液固比2∶1、pH值1、二氧化锰添加量1 g/kg、硫氰酸钠浓度分别为1.0 mol/L和0.6 mol/L的条件下，设定浸出时间分别为2，3，6，12，18，24，36，48 h，考察浸出时间对金浸出率的影响，结果见图3。

由图3可知：金精矿金浸出率随浸出时间的延长呈现不断上升的趋势;在浸出的前6 h，浸金速率较快，浸出时间达到6 h时，低硫金精矿和焙烧金精矿的金浸出率分别为22.7 %和41.8 %;随着浸出时间的延长，金的络合反应更加完全，金浸出率随之提高，浸出48 h时，金浸出率分别为80.5 %和97.0 %。

2.3 酸碱度

在液固比2∶1、二氧化锰添加量1 g/kg、硫氰酸钠浓度分别为1.0 mol/L和0.6 mol/L、浸出时间48 h的条件下，设定pH值分别为1，3，5，7，10，14，考察pH对金浸出率的影响，结果见图4。

由图4可知：随着pH降低，金精矿金浸出率逐渐上升。对于低硫金精矿，pH值为1时，金浸出率最高，为80.5 %;pH值为7时，金浸出率为52.2 %;当pH值继续升高到14时，金浸出率下降到27.7 %。MnO 2氧化性随着氢离子浓度的增加而增强，因此pH越低，越易促进式（1）、式（2）的进行，从而进一步提高金浸出率。此外，当pH≤3时，SCN-能与Fe3+形成深红色配离子Fe（SCN） x3-x（x=1～6），部分铁表面发生溶解反应，使金颗粒暴露，增大了Au与SCN-的接触面积，从而有利于金浸出率的提高，且游离的Fe3+能继续氧化溶解Au，发生式（3）化学反应。

4H++MnO 2+2SCN-

Mn2++（SCN） 2+2H 2O（1）

2Au+（SCN） 2+2SCN-2Au（SCN）- 2（2）

Au+2SCN-+Fe3+Au（SCN）- 2+Fe2+（3）

2.4 液固比

在pH值1、二氧化锰添加量1 g/kg、硫氰酸钠浓度分别为1.0 mol/L和0.6 mol/L、浸出时间48 h的条件下，设定液固比分别为1∶1，2∶1，3∶1，4∶1，5∶1，考察液固比对金浸出率的影响，结果见图5。

由图5可知：随着液固比的增大，金精矿金浸出率呈现先上升后下降的趋势，且金浸出率均在液固比为2∶1时最高。以低硫金精矿为例，当液固比为1∶1时，金浸出率为43.1 %，此时矿浆浓度过高，导致矿浆黏度过大，硫氰酸盐的扩散速度慢，阻碍了硫氰根离子与金之间的相互流动，使得硫氰酸盐与金粒无法充分接触。随着液固比的增大，金浸出率随之增加，当液固比为2∶1时，金浸出率达到最高，为80.5 %;当液固比超过2∶1时，金浸出率呈下降趋势，这是由于矿浆浓度下降所致。

2.5 二氧化锰添加量

在pH值1、液固比2∶1、硫氰酸钠浓度分别为1.0 mol/L和0.6 mol/L、浸出时间48 h的条件下，设定二氧化锰添加量分别为0，1，2，3，4 g/kg，考察二氧化锰添加量对金浸出率的影响，结果见图6。

由图6可知：随着二氧化锰添加量的增加，金精矿金浸出率呈现先上升后下降的趨势。当二氧化锰添加量为1 g/kg时，金浸出率达到最高;继续增加二氧化锰添加量，金浸出率下降，这是由于过量的二氧化锰在酸性条件下会使SCN-分解，进而降低金浸出率。

2.6 甘氨酸添加量

在硫氰酸盐体系浸金过程中，硫氰酸盐易被氧化剂氧化分解，导致硫氰酸盐大量消耗，这限制了硫氰酸盐法的大规模工业应用，而甘氨酸的加入可以减少硫氰酸盐的分解，且甘氨酸具有溶金的特点，可作为助浸剂，提高金浸出率[16]。

在pH值1、液固比2∶1、硫氰酸钠浓度分别为1.0 mol/L和0.6 mol/L、浸出时间48 h、二氧化锰添加量1 g/kg的条件下，设定甘氨酸添加量为0，1，2，3 g/kg，考察甘氨酸添加量对金浸出率的影响，结果见图7。

由图7可知：金精矿金浸出率随着甘氨酸添加量的增加呈现先上升后下降的趋势。对于低硫金精矿，当甘氨酸添加量为1 g/kg时，金浸出率达到最高，为80.7 %;相比不添加甘氨酸，金浸出率提高了0.2百分点。继续增加甘氨酸添加量，金浸出率逐渐降低。这是因为过量的甘氨酸加入硫氰酸盐浸出液中，其将与更多的铁离子络合形成比硫氰酸铁更稳定的络合物，甘氨酸铁络合物的形成导致硫氰酸盐与三价铁离子的氧化反应降低，从而导致金浸出率降低。

2.7 硫氰酸盐法与氰化法对比

为了比较氰化法和硫氰酸盐法浸金的优劣，进行了2种工艺浸金指标对比。对于低硫金精矿和焙烧金精矿，氰化浸金试验条件为液固比3∶1、搅拌速度600 r/min、充气量2 L/min、pH值11、氰化钠用量分别保持在5 kg/t 和8 kg/t。浸出时间对金浸出率的影响见图8。

由图8可知：对于2种不同的金精矿，氰化法金浸出率和浸金速率均比硫氰酸盐法高。对于低硫金精矿，48 h时氰化法金浸出率为97.8 %，硫氰酸盐法金浸出率为80.7 %，浸渣金品位分别为1.04 g/t和9.11 g/t，二者差距较为显著;而对于焙烧金精矿，48 h时氰化法金浸出率为97.8 %，硫氰酸盐法金浸出率为97.1 %，浸渣金品位分别为1.14 g/t和1.50 g/t，相差较小;这表明硫氰酸盐法对于焙烧金精矿更加适用。

3 结 论

1）在pH值1、液固比2∶1、浸出时间48 h、二氧化锰添加量1 g/kg、甘氨酸添加量1 g/kg的条件下，当硫氰酸钠浓度为1.0 mol/L时，低硫金精矿金浸出率达到80.7 %;当硫氰酸钠浓度为0.6 mol/L时，焙烧金精矿金浸出率为97.1 %。

2）对于低硫金精矿，硫氰酸盐法浸金过程中不论是金浸出率还是浸金速率都低于氰化法;而对于焙烧金精矿，硫氰酸盐法金浸出率和浸金速率均与氰化法相近。由此表明，硫氰酸盐法更适用于焙烧金精矿浸出。

[参 考 文 献]

[1] 李骞，董斯宇，许瑞，等.金矿提金技术及其研究进展[J].黄金，2020，41（9）：86-101.

[2] AYLMORE M G，MUIR D M.Thiosulfate leaching of gold—A review[J].Minerals Engineering，2001，14（2）：135-174.

[3] ARIMA H，FUJITA T，YEN W T.Using nickel as a catalyst in ammonium thiosulfate leaching for gold extration[J].Materials Transactions，2004，45（2）：516-526.

[4] URBANSKI T S，FORMARI P，ABBRUZZESE C.Gold electrowinning from aqueous-alcoholic thiourea solutions[J].Hydrometallurgy，2000，55（2）：137-152.

[5] GUO Y J，GUO X，WU H Y，et al.A novel bio-oxidation and two-step thiourea leaching method applied to a refractory gold concentrate[J].Hydrometallurgy，2017，171：213-221.

[6] 賈玉娟，王晓辉，程伟，等.难处理金矿非氰浸金过程研究[J].工程科学学报，2019，41（3）：307-315.

[7] 周军，兰新哲，张秋利.硫代硫酸盐和多硫化物混合浸金体系制备研究[J].有色金属（冶炼部分），2008（4）：26-29.

[8] BROADHURST J L，DU PEREZ J G H.A thermodynamic study of the dissolution of gold in an acidic aqueous thiocyanate medium using iron（Ⅲ） sulphate as an oxidant[J].Hydrometallurgy，1993，32（3）：317-344.

[9] BARBOSA-FILHO O，MONMIUS A J.Leaching of gold in thiocyanate solutions.Part 1：chemistry and thermodynamics[J].Transactions of the Institutions of Mining and Metallurgy：Section C：Mineral Processing and Extractive Metallurgy，1994，103：C105-C111.

[10] KHOLMOGOROV A G，KONONOVA O N，PASHKOV G L，et al.Thiocyanate solutions in gold technology[J].Hydrometallurgy，2002，64（1）：43-48.

[11] LI J S，SAFARZADEH M S，MOATS M S，et al.Thiocyanate hydrometal-lurgy for the recovery of gold.Part III：thiocyanate stability[J].Hydrometallurgy，2012，113/114：19-24.

[12] INCZEDY J.络合平衡的分析应用[M].刘士斌，译.长春：吉林大学出版社，1987：296-314.

[13] GOULD W D，KING M，MOHAPATRA B R，et al.A critical review on destruction of thiocyanate in mining effuents[J].Mineral Engineering，2012，34：38-47.

[14] WILSON I R，HARRIS G M.The oxidation of thiocyanate ion by hydrogen peroxide.I.the pH-independent reaction[J].Journal of the American Chemical Society，1960，82（17）：4 515-4 530.

[15] BATOEVA A A，TSYBIKOVA B A，RYAZANTSEV A A.Catalytic oxidation of thiocyanates in an acid medium[J].Russian Journal of Applied Chemistry，2010，83（6）：993-996.

[16] WU H，FENG Y L，HUANG W F，et al.The role of glycine in the ammonium thiocyanate leaching of gold[J].Hydrometallurgy，2019，185：111-116.

Experimental study on gold leaching from gold concentrates by thiocyanate

Zhang Jianyuan1，Liu Yuchen2，Wang Hongkai1，Sun Hongzhi1，Gu Weipeng1

（1.Liaoning Xindu Gold Co.，Ltd.; 2.School of Metallurgy，Northeastern University）

Abstract：Based on the properties of low-sulfur gold concentrates and roasting gold concentrates，the thiocyanate method is used for gold leaching.The effects of sodium thiocyanate concentration，leaching time，manganese dioxide content，glycine content on the gold leaching rate were investigated.By those means，the optimal gold leaching conditions are obtained and compared with cyanide leaching method.The results showed that under the optimal conditions：leaching time 48 h，pH 1，liquid-solid ratio 2∶1，manganese dioxide dosage 1 g/kg，glycine dosage 1 g/kg，when the sodium thiocyanate concentration is 1.0 mol/L，the gold grade in the low-sulfur gold concentrate decreased from 47.22 g/t to 9.11 g/t，and the gold leaching rate was 80.7 %，both the gold leaching rate and the leaching speed were lower than that of cyanide leaching method.When the concentration of sodium thiocyanate was 0.6 mol/L，the gold grade in the roasting gold concentrate decreased from 51.90 g/t to 1.50 g/t，and the gold leaching rate was 97.1 %.The gold leaching rate and leaching speed were close to that of cyanide leaching method.The thiocyanate method is more applicable to the leaching of roasting gold concentrates.

Keywords：thiocyanate;low-sulfur gold concentrate;roasting gold concentrate;glycine;gold leaching rate;non-cyanide