含金银铜硫精矿综合回收试验研究

高起方 段胜红

摘要：以某含金银铜复杂硫精矿为研究对象，进行了沸腾炉焙烧—酸浸—氰化浸出联合流程研究，考察了焙烧、烧渣除杂及金、银浸出等作业条件。结果表明：采用沸腾炉焙烧—酸浸—氰化浸出联合流程，可综合回收各有价元素;在最佳工艺条件下，焙烧硫回收率97.57%，酸浸铜浸出率66.45%、硫浸出率88.28%、砷浸出率50.70%，氰化浸出金浸出率89.61%、银浸出率43.74%;酸浸渣金品位5.10g/t、银品位20.53g/t、铁品位65.58%，试验指标较好;酸浸液可进一步回收有价元素。

關键词：硫精矿;焙烧;酸浸;氰化;综合回收

中图分类号：TF831文献标志码：A开放科学（资源服务）标识码（OSID）：

文章编号：1001-1277（2021）03-0068-04doi：10.11792/hj20210314

引言

目前，国内较多企业采用化学选矿方法处理细粒浸染型含金硫精矿，此方法具有工艺合理、技术成熟、成本较低、节能减排的优点[1-3]。其通过焙烧改善矿石孔隙和次生节理，并采用酸、碱、盐等浸出方法去除烧渣中铜、铅、锌、砷等有害杂质，然后再进行金、银浸出回收[4-5]。该方法一般可获得较好的金、银浸出率、硫酸回收率及品质良好的铁精矿，也可综合回收酸浸液中有价元素。

本次试验以某含金银铜复杂硫精矿为研究对象，采用沸腾炉焙烧—酸浸—氰化浸出联合流程，探索合理的焙烧温度、烧渣除杂及金、银浸出条件，达到综合回收金、银、铁和硫等有价元素的目的，并获得可进一步回收的酸浸液，为其工业设计和生产管理提供理论依据[6-7]。

1试样性质

该含金银铜复杂硫精矿（下称“硫精矿”）中硫矿物主要为黄铁矿，其次可见极少量磁黄铁矿、白铁矿及毒砂;杂质矿物主要为菱铁矿及脉石矿物，其次为磁铁矿、黄铜矿;还可见自然金及银金矿，自然金主要呈微粒包裹于黄铁矿中或与黄铁矿连生。黄铁矿主要以单体形式产出，粒度相对较粗，主要分布于0.02～0.15mm，部分小于0.01mm;黄铜矿与黄铁矿呈贫连生体，部分呈细粒包裹于黄铁矿中，个别呈微细粒单体，连生体中黄铜矿粒度普遍小于0.02mm;磁铁矿、菱铁矿及脉石矿物主要与黄铁矿连生，连生关系大多为毗邻连生，连生体中磁铁矿粒度一般小于0.038mm，菱铁矿及脉石矿物粒度相对较粗，一般小于0.074mm。硫精矿化学成分分析结果见表1，铜物相分析结果见表2，金化学物相分析结果见表3，银化学物相分析结果见表4。

由表2～4可知：硫精矿中铜主要为硫化铜，占72.25%;金主要为裸露金，占57.26%;银主要为硫化银、碲化银，占95.39%。

2试验结果与讨论

硫精矿中金、银主要以细粒包裹和毗邻贫连生的形式存在，采用直接浸出法处理时，提金剂和氧化剂难以渗入颗粒内部与金矿物反应;同时，硫精矿中含有消耗浸出剂的杂质，造成生产成本偏高，且其反应产物也可能沉淀在金、银颗粒表面，钝化金、银的表面，降低金、银回收率。因此，试验采用沸腾炉焙烧改善矿石孔隙和次生节理，再用硫酸处理，消除烧渣中有害杂质，然后进行金、银回收。其工艺流程见图1。

2.1硫精矿焙烧试验

为了强化硫化铁充分氧化成二氧化硫和三氧化二铁，降低烧渣含硫量，提高硫资源利用率及烧渣铁品位，降低对后续作业的影响，焙烧作业采用效果较好的沸腾炉焙烧法。试验主要考察了焙烧温度对硫、砷的影响，结果见表5。

由表5可知：焙烧温度从750℃增加至930℃，烧渣中硫品位逐渐降低，而砷品位逐渐升高后趋于稳定;当焙烧温度增加到800℃时，烧渣中硫品位为1.55%、砷品位为0.24%;继续增加焙烧温度，烧渣硫品位继续下降，但砷品位稍有升高。

焙烧主要是强化回收元素硫及降砷，由于其在烧渣中仍有残留，且焙烧温度对除铜及金、银浸出也有影响，因此开展了进一步研究。在酸浸温度80℃，终点pH=0.5（硫酸用量54kg/t）条件下进行试验，结果见表6。

由表6可知：焙烧温度控制在750℃、800℃时，酸浸渣中铜品位低而铜浸出率高，表明在此焙烧温度下烧渣中铜的酸溶性盐和氧化物比例最高;当焙烧温度为750℃时，酸浸渣产率最低，进入酸浸液中的矿物量较多;当焙烧温度超过850℃时，酸浸渣中铜品位逐渐升高而铜浸出率逐渐降低，其原因是烧渣主要为结构致密的Fe3O4，同时有大量难溶铁酸盐生成，造成铜浸出率下降。酸浸过程不仅能去除烧渣中的铜，而且可使残留杂质硫、砷进入酸浸液，提升铁精矿品质。

综合考虑，焙烧温度选择800℃为宜，获得的烧渣产率为68.74%，硫回收率为97.57%。烧渣主要元素分析结果见表7。

由表8可知：在最佳酸浸条件下，获得了铜浸出率66.45%、硫浸出率88.28%、砷浸出率50.70%的较好指标，其酸浸液含铜1.15g/L、硫9.12g/L、砷0.80g/L;酸浸渣金品位5.10g/t、银品位20.53g/t、铁品位65.58%。

2.3酸浸渣提取金银试验

2.3.1磨矿细度

由于该硫精矿中金颗粒极细，大部分小于20μm，部分为0～10μm，且银嵌布粒度更细，影响浸出效果，因此开展了磨矿细度试验。在液固比2∶1，石灰调节pH=10～11，氰化钠用量3kg/t，充气量0.3m 3/（m 3·h），浸出时间30h的条件下，考察磨矿细度对金、银浸出指标的影响，结果见表9。

由表9可知：当磨矿细度从-0.074mm占85%（未磨）增加到-0.025mm占70%时，金浸出率从84.90%提高至89.41%，增加幅度较大;而银浸出率稍有提高，增加幅度较小。继续增加磨矿细度，金、银浸出率变化不大，趋于稳定。综合考虑，磨矿细度选择-0.025mm占70%为宜。

2.3.2氰化钠用量

氰化钠浸金动力学规律表明，CN -初始浓度是影响金氰化浸出的重要因素之一。在磨矿细度-0.025mm占70%，液固比2∶1，石灰调节pH=10～11，充气量0.3m 3/（m 3·h），浸出时间30h的条件下，进行氰化钠用量试验，结果见表10。

由表10可知：随着氰化钠用量的增加，金、银浸出率均增大;当氰化钠用量从1kg/t增加至2kg/t时，金浸出率从84.71%提高到89.80%，银浸出率增幅较小;继续增加氰化钠用量，金、银浸出率增幅较小。综合考虑，氰化钠用量选择2kg/t为宜。

2.3.3充气量

有研究表明，在浸出过程中，氰化钠和氧气的理想浓度比为6∶1，氧在水溶液中的溶解度大约为8mg/L，因此CN -质量分数超过0.03%时，金、银的浸出速率取决于矿浆含氧量。在生产中，适宜的含氧量才能获得较好的浸出指标，且氰化钠消耗量最低。一般情况下，采用外加压缩空气的方式增加矿浆含氧量。在磨矿细度-0.025mm占70%，液固比2∶1，石灰调节pH=10～11，氰化钠用量2kg/t，浸出时间30h的条件下，进行充气量试验，结果见表11。

由表11可知：随着充气量的增加，金、银浸出率逐渐增大;从不充气到充气量为0.2m 3/（m 3·h）时，金浸出率从63.73%提高到88.04%、银浸出率从23.62%提高到42.13%，金、银浸出率增幅较大。继续增加充气量，金、银浸出率稍有提高后趋于稳定。综合考虑，充气量选择0.3m 3/（m 3·h）为宜，金浸出率89.61%、银浸出率43.74%。

2.3.4浸出时间

合理的浸出时间既能保证金、银浸出率，也能降低生产成本。在磨矿细度-0.025mm占70%，液固比2∶1，石灰调节pH=10～11，氰化鈉用量2kg/t，充气量0.3m 3/（m 3·h）的条件下，进行浸出时间试验，结果见表12。

由表12可知：随着浸出时间的延长，金、银浸出率逐渐升高;当浸出时间达到30h时，金浸出率89.61%、银浸出率43.35%;继续延长浸出时间，金、银浸出率增幅不大，趋于稳定。综合考虑，金、银氰化浸出时间选择30h为宜。后续综合试验金浸出率89.61%、银浸出率43.74%，金、银浸出率较为稳定，表明选择的酸浸渣氰化浸出工艺条件较为可靠。

综上所述，采用该方法可获得较好的金、银浸出率、硫酸回收率及品质良好的铁精矿，也可再进一步回收酸浸液中的有价元素。在最佳工艺条件下，获得了较好指标：焙烧段，硫回收率97.57%;烧渣除杂段，铜浸出率66.45%、硫浸出率88.28%、砷浸出率50.70%，酸浸液含铜1.15g/L、硫9.12g/L、砷0.80g/L，酸浸渣金品位5.10g/t、银品位20.53g/t、铁品位65.58%;浸出段，金浸出率89.61%、银浸出率43.74%。

3结论

1）采用沸腾炉焙烧处理某含金银铜复杂硫精矿，综合回收效果较好。在适宜的焙烧温度条件下，由于物料颗粒松散悬浮，颗粒之间接触率低，同时焙烧时间短，体积迅速膨胀，颗粒直径变大，烧渣颗粒内部孔隙多，除硫率高，提高了后续除杂及金、银浸出的效果。

2）酸浸作业对提高烧渣品质及金、银回收率极为重要，其可将烧渣铁品位提高3%～4%，且大大降低了有害杂质的含量，为烧渣的利用创造了条件;同时，降低了金、银浸出的药剂消耗量，提高了金、银浸出率。此外，酸浸液含铜1.15g/L、硫9.12g/L、砷0.80g/L，可进一步回收。

3）在最佳工艺条件下，焙烧段，硫回收率97.57%;烧渣除杂段，铜浸出率66.45%、硫浸出率88.28%、砷浸出率50.70%，酸浸渣金品位5.10g/t、银品位20.53g/t、铁品位65.58%;浸出段，金浸出率89.61%、银浸出率43.74%，指标较好。

[参考文献]

[1]王俐.含金硫精矿综合回收实验研究[J].材料研究与应用，2010，4（3）：219-222.

[2]朱申.黄铁矿烧渣综合利用前景可观[J].国外金属矿选矿，1998（5）：35-37.

[3]陈滨，唐娴敏，唐庚年.焙烧-氰化工艺处理含金硫精矿提高银回收率的研究[J].贵金属，2010，31（2）：1-5.

[4]彭志坚，吴卫国.硫酸渣与冶金渣综合利用[J].武汉科技大学学报（自然科学版），2002，25（2）：114-116.

[5]黄礼煌.黄金提取技术[M].3版.北京：冶金工业出版社，2012：63.

[6]李俊萌.难处理金矿石预处理方法研究现状及其发展趋势[J].稀有金属，2003，27（4）：478-481.

[7]占寿祥，陈忠，刘自凤.高品位硫精矿的沸腾焙烧[J].硫酸工业，2001（2）：46-50.

Abstract：Thepapertakesasulfurconcentratecontaininggold，silverandcopperastheresearchsubject，studiesthejointflowsheetofboilingfurnaceroasting-acidleaching-cyanidationleaching，investigatestheoperationssuchasroasting，impurityremovalfromcalcines，andgoldandsilverleaching.Theresultsshowthatthejointflowsheetofboilingfurnaceroasting-acidleaching-cyanidationleachingcancomprehensivelyrecovereachvaluableelement;underoptimalprocessparameters，sulfurrecoveryratebyroastingis97.57%，copperleachingratebyacidleachingis66.45%，sulfurleachingrateis88.28%，arsenicleachingrateis50.70%，goldleachingratebycyanidationleachingis89.61%，silverleachingrateis43.74%;goldgradeinacidleachingresidueis5.10g/t，silvergradeis20.53g/t，irongradeis65.58%，theindexisgood;acidleachingsolutioncanbeusedtofurtherrecovervaluableelements.

Keywords：sulfurconcentrate;roasting;acidleaching;cyanidation;comprehensiverecovery