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川北高砷高碳微细粒难处理金矿石焙烧工艺研究

2021-09-10曹欣雷力王智伟杨劲松袁源

黄金 2021年5期
关键词:氰化

曹欣 雷力 王智伟 杨劲松 袁源

摘要:针对川北平武县胡家沟高砷高碳微细粒金矿石性质,在探索试验基础上,进行了固化焙烧—氰化浸出工艺研究。结果表明:在第一段焙烧温度510 ℃、焙烧时间60 min,第二段焙烧温度710 ℃、焙烧时间90 min的最佳条件下进行两段焙烧,砷固定率为98.65 %、硫固定率为97.32 %;焙砂磨矿擦洗后氰化浸出,金浸出率达到88.96 %。研究结果为川北同类型难处理金矿石的开发利用提供了技术依据。

关键词:难处理金矿;固化焙烧;砷;碳;微细粒;两段焙烧;氰化

中图分类号:TD953文献标志码:A

文章编号:1001-1277(2021)05-0052-04   doi:10.11792/hj20210511

目前难处理金矿资源在中国已探明黄金储量中的比例为30 %左右[1],且随着深部资源的不断探明,其所占比例呈增大趋势。难处理金矿石中金主要以微细粒或次显微状包裹或浸染于硫化物、硅酸盐等矿物中,金未得到有效裸露,即使通过磨矿也难以充分解离,导致在浸出过程中不能与浸出试剂发生有效的化学反应,故采用传统氰化法直接提金,金回收率极低。川北以雪山断裂为中心的岷江—虎牙—白马断裂成矿带金矿资源丰富,该地区金矿以高砷高碳微细粒金矿为主,是十分典型的难处理金矿。常规提金工艺均不能有效地从此类金矿中提取金,导致这些金矿资源未得到开发利用,严重阻碍川北黄金工业的发展,同时也影响了当地经济的发展。因此,该类型金矿选冶技术的研究与开发越来越受到关注与重视。为此,本文以川北平武县胡家沟高砷高碳微细粒金矿石为研究对象,开展了提金工艺研究,为此类金矿资源的开发利用提供技术支撑。

1 矿石性质

1.1 化学成分及矿物组成

平武县胡家沟金矿矿石金品位为3.56 g/t,主要以游离微细粒金(13.69 %)和黄铁矿、毒砂及雄黄包裹金(84.07 %)存在,未见游离明金;砷和碳含量较高,碳品位3.26 %、砷品位0.96 %。矿石中金属矿物主要有黄铁矿、褐铁矿、毒砂等;脉石矿物主要有硅质岩屑、石英、白云母、方解石等。制样后在扫描电镜下观察,发现金主要以<1 μm的超微细粒金赋存于载金矿物中。工艺矿物学研究表明,该矿石性质复杂,属于高砷高碳微细粒难处理金矿石。矿石化学成分分析结果见表1,主要元素物相分析結果见表2~5。

1.2 矿石结构构造及主要矿物嵌布特征

矿石结构主要有细砂结构、半自形粒状结构、中细粒砂结构、自形晶—半自形晶结构、粒状结构、含粉砂泥质结构等。矿石构造主要有块状构造、星散浸染状构造、浸染状构造、层纹状构造等。

黄铁矿:浅黄色,均质性。半自形等轴粒状,常见正方形切面,粒径0.005~0.110 mm,星散浸染分布在岩石中,局部可见大小为0.01~0.05 mm草莓状聚集。

褐铁矿:灰色,内反射褐黄色,分布在脉石矿物中,零星少见,粒径主要为0.01~0.05 mm,呈显微尘点状和脉状,极少见网状,有少部分交代黄铁矿呈黄铁矿粒状假象。

毒砂:亮白色,非均质性,无内反射。自形柱粒状,可见菱形切面,粒径0.005~0.030 mm,星点分布在脉石矿物中,偶与黄铁矿共边镶嵌,少量与黄铁矿伴生密切,但不呈共边结构。

碳质:呈填隙物充填碎屑间,碳质分布不均匀,局部碳质呈线脉状、波状分布,并表现方向性排列;或呈显微尘点状以层纹状分布为主,并有少量呈碎片状。

雄黄:主要与方解石连生,部分方解石内尚可见数粒呈他形晶的雄黄 (0.02~0.40 mm)。次生方解石—石英呈透镜状、条带状分布在岩石中,可见细脉状、聚粒状雄黄分散穿插在次生方解石—石英条带内,雄黄粒径为0.05~0.50 mm。

2 选冶试验结果与讨论

2.1 探索试验

由于碳质物具有从溶液中吸附[Au(CN)2]-的能力,使得碳质金矿石直接氰化过程中出现“劫金”现象,碳质物含量越高或活性越高时,“劫金”越严重,金浸出率也会越低[1]。原矿直接氰化浸出,金浸出率仅为12.36 %,其正是 “劫金”现象造成的;对原矿进行生物氧化—氰化浸出,金浸出率为46.35 %;采用氰化炭浸、PbNO3预处理—氰化浸出、NaOH预处理—氰化浸出、过氧化氢预处理—氰化浸出和柴油预处理—氰化浸出等方法进行探索试验,金浸出率均低于16 %。

对该矿石进行浮选除碳试验发现:碳在各产品中的分布都较为均匀,产率与碳回收率基本呈正相关关系,碳未得到富集。对原矿进行直接浮选试验,采用二次粗选、二次扫选、三次精选常规浮选工艺流程,闭路试验可获得产率7.88 %、金品位33.12 g/t、金回收率73.34 %的金精矿;浮选尾矿金品位为1.03 g/t,将其进行脱药处理后采用再磨—氰化浸出、再磨—浮选等工艺处理,均未达到有效提高金综合回收率的目的。

采用上述各工艺方法处理该高砷高碳微细粒金矿石未能取得预期效果,后续采用固化焙烧—氰化浸出工艺进行提金试验。

2.2 固化焙烧—氰化浸出

对于含砷含碳金矿石,采用传统焙烧法进行脱砷脱硫,砷、硫会生成As2O3、SO2气体,其直接排放会污染环境。采用固化焙烧法,即在焙烧料中加入固化剂,随着温度的上升,固化剂与SO2、As2O3 反应生成CaSO4、Ca3(AsO4)2[2],可以有效避免有害气体的产生,常用的固化剂主要有Na2CO3 、CaO、Ca(OH)2 等。无论是将砷和硫生成气体脱除还是固化在物料中,都可以使包裹在黄铁矿和毒砂中的金暴露而易于浸出;同时,焙烧也可以脱碳,避免在浸出过程中碳吸附[Au(CN)2]-产生“劫金”效应。通过焙烧消除砷、硫、碳对氰化浸出的影响,金浸出率可得到显著提高。本次研究采用固化焙烧法对该矿石进行预处理,所用固化剂选择经济易得的Ca(OH)2。

对于此类含砷、硫、碳金矿石的焙烧,从升温过程的合理性考虑,宜采用两段焙烧工艺:第一段焙烧在450 ℃~550 ℃,弱氧化焙烧气氛或中性气氛中进行,含砷矿物被氧化生成As2O3,同时硫部分被氧化;第二段焙烧升温至650 ℃~750 ℃,在强氧化气氛中氧化硫和碳[3-4]。

2.2.1 焙烧粒度

不同磨矿时间下得到的原矿,经过滤、烘干后分别缩分取样100 g。固化剂Ca(OH)2用量按化学计量关系计算,即1 mol硫需1 mol Ca(OH)2,1 mol砷需1.5 mol Ca(OH)2[5],故固化剂Ca(OH)2按试样质量的5 %加入,后混合均匀,置于马弗炉中升温到650 ℃后焙烧3 h。

为了利于氰化浸出,先将焙砂在磨机里磨矿1 min,以擦洗矿物的表面,再将矿浆浓度调整为30 %,添加石灰调整pH值至10~11,氰化钠质量分数0.15 %,浸出过程中分段补加氰化钠,维持氰化钠质量分数不低于0.10 %,浸出时间48 h;然后加入次氯酸搅拌,过滤,洗涤2次,烘干后取样分析。后续试验中氰化浸出步骤相同。焙烧粒度试验结果见图1。

原矿经焙烧后,烧失量在6 %左右,焙砂中金品位提高到3.77 g/t。由图1可知:金浸出率随焙烧粒度的增加逐渐上升;当焙烧粒度达到-48 μm占86 %后,金浸出率不再上升,呈平稳趋势。因此,焙烧粒度选择-48 μm占86 %较为合适。

2.2.2 第一段焙烧温度

首先进行第一段焙烧温度试验,固定其他试验条件:第一段焙烧时间为60 min;第二段焙烧温度为650 ℃,焙烧时间为120 min。焙烧后氰化浸出,结果见图2。由图2可知:随着第一段焙烧温度的升高,金浸出率呈增大趋势;当其大于510 ℃后,金浸出率趋于稳定。故第一段焙烧温度选择510 ℃。同时可以看出,相比焙烧粒度试验的一段焙烧,采用两段焙烧金浸出率显著提升。

2.2.3 第一段焙烧时间

在第一段焙烧温度510 ℃基础上,进行第一段焙烧时间试验,结果见图3。由图3可知:随着第一段焙烧时间逐渐延长,金浸出率呈升高趋势;当第一段焙烧时间大于60 min后,金浸出率趋于稳定。故第一段焙烧时间选择60 min。

2.2.4 第二段焙烧温度

在第一段焙烧条件的基础上,进行第二段焙烧温度试验,结果见图4。由图4可知:随着第二段焙烧温度的升高,金浸出率呈升高趋势;当其大于710 ℃后,金浸出率趋于稳定。故第二段焙烧温度选择710 ℃。

2.2.5 第二段焙烧时间

在第二段焙烧温度710 ℃基础上,进行第二段焙烧时间试验,结果见图5。由图5可知:随着第二段焙烧时间的增加,金浸出率呈升高趋势;当其大于90 min后,金浸出率变化不大。因此,第二段焙烧时间确定为90 min,且在此条件下砷、硫固定率分别为98.65 %、97.32 %。

2.2.6 氰化钠用量

将两段焙烧后的矿物磨矿擦洗,调节矿浆浓度、pH,在常温下进行氰化钠用量试验,浸出过程中分段补加氰化钠,维持氰化钠质量分数,浸出时间48 h,结果见图6。由图6可知:随着氰化钠质量分数的增加,金浸出率逐渐升高;当氰化钠质量分数增加到0.15 %时,金浸出率为88.59 %;氰化钠质量分数超过0.15 %后,金浸出率趋于平稳。故氰化钠质量分数选择0.15 %较为合适。

2.2.7 浸出时间

固定氰化钠质量分数为0.15 %,进行氰化浸出时间试验,结果见图7。由图7可知:随着浸出时间的增加,金浸出率升高;当浸出时间为32 h时,金浸出率达到88.96 %;继续增加浸出时间,金浸出率变化不大。故浸出时间选择32 h较适宜。

3 结 论

1)平武县胡家沟金矿是川北典型的高砷高碳微细粒金矿,矿石金品位3.56 g/t、砷品位0.96 %、碳品位3.26 %、硫品位1.10 %。金主要以<1 μm的超微细粒金赋存于黄铁矿、毒砂和雄黄等载金矿物中,嵌布粒度极细。采用直接氰化,以及生物氧化、NaOH等进行预处理后氰化浸出,金浸出率都很低。浮选工艺也只能回收73.34 %的金,而浮选尾矿中金的综合回收也是一个难题。

2)对原矿采用固化焙烧—氰化浸出工艺,在第一段焙烧温度510 ℃、焙烧时间60 min,第二段焙烧温度710 ℃、焙烧时间90 min的条件下进行两段焙烧后氰化浸出,砷固定率為98.65 %、硫固定率为97.32 %,金浸出率达到88.96 %。

3)固化焙烧—氰化浸出工艺对处理高砷高碳微细粒金矿石具有较好的效果,可为开发川北地区此类金矿资源提供技术依据。

[参考文献]

[1] 许晓阳.碳质难处理金矿浸出工艺研究进展[J].黄金科学技术,2013,21(1):82-88.

[2] 吴仙花,张桂珍,盛桂云,等.难浸金矿石焙烧固硫、砷剂的研究[J].黄金,2001,22(8):27-30.

[3] 李新春,郭持皓.新疆阿希金矿含砷难处理金精矿两段焙烧工艺[J].有色金属工程,2014,4(1):42-44.

[4] 李希山,李茂强,陈英杰.金精矿两段焙烧工艺研究[J].有色矿冶,2019,35(3):25-28.

[5] 邱美珍,韦丛中,蒋齐亮,等.广西难处理金矿固化焙烧氰化提金试验[J].广西地质,2002,15(4):43-46.

Research on the roasting process of micro-fine grain refractory

gold ore with high arsenic and high carbon content in North Sichuan

Cao Xin,Lei Li,Wang Zhiwei,Yang Jinsong,Yuan Yuan

(Sichuan Institute of Metallurgical Geology & Exploration)

Abstract:According to the ore properties of micro-fine grain gold ore with high arsenic and high carbon content at Hujiagou,Pingwu County,North Sichuan,on the basis of exploration experiment,the solidification roasting-cyanide leaching process was studied.The results show that two-stage roasting was carried out under optimal conditions that the roasting temperature is 510 ℃ and the roasting time is 60 min in the first stage,the roasting temperature is 710 ℃ and the roasting time is 90 min in the second stage.The arsenic solidification rate was 98.65 %,and the sulfur solidification rate was 97.32 %;the roasted residue is ground and scrubbed before going to cyanide leaching,and the gold leach-ing rate is 88.96 %.The research results provide a technical basis for the development of similar refractory gold ores in North Sichuan.

Keywords:refractory gold ore;solidification roasting;arsenic;carbon;micro-fine grain;two-stage roasting;cyanidation

收稿日期:2020-12-20; 修回日期:2021-03-15

基金項目:四川省国土资源厅科技项目(KJ-2011-17)

作者简介:曹 欣(1985— ),女,甘肃酒泉人,工程师,硕士,从事分析测试技术研究工作;成都市郫都区工业港北区蜀新大道356号西冶科技园,四川省冶金地质勘查院,611743;E-mail:2456302167@qq.com

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