硫精矿焙砂提金及铜锌综合回收试验研究

张 勋 王国强 陈 周 王云伟 罗思岗

(1.云南黄金矿业集团股份有限公司，昆明 650299；2.矿冶科技集团有限公司 矿物加工科学与技术国家重点实验室，北京 102628)

目前，不完全统计结果显示，全球近70%的金矿属于复杂难处理矿，而全球黄金总产量的30%产自这部分金矿[1-3]。难处理金矿的金浸出率低，原因主要是：1)金矿物嵌布粒度细(小于1 μm)，呈微细、次显微粒状包裹或浸染在硫化物和硅酸盐矿物中，通常的磨矿细度很难使金裸露，致使金无法与氰化物接触，影响浸出效果；2)矿石中含有与金竞争的氧化剂或是对氰化物有害的杂质，主要是铜、铁、铅、锌等金属的硫化物和氧化物；3)金与其他金属形成难溶或不溶的金属合金[4-7]。

氧化焙烧因处理能力大、技术成熟、效果好等优势，是最早应用于复杂难处理金矿石的预处理方法，已成为目前我国产能最大的难处理金矿石的预处理工艺。但在焙烧过程中，由于局部的高温和过烧，容易造成铁氧化物对金的二次包裹，影响金的浸出，而且，焙砂中所含铜、铁、锌等金属也会对后续的浸出产生不利影响[8-10]。本文针对云南某矿山的硫精矿焙砂(焙烧温度800 ℃)中铁氧化物包裹和铜、锌含量高的问题，进行了硫精矿焙砂常规氰化浸出和酸浸—氰化浸出两种不同方案的对比试验研究，研究结果可对硫精矿焙砂浸出提金并回收铜锌提供参考。

1 矿石性质及提金方案

1.1 矿石组成

硫精矿焙砂的主要化学成分见表1，主要物质组成分布特征如图1所示。由表1和图1可知，试验用焙砂的物质组成主要为氧化铁相，其中绝大部分为Fe2O3相，另有少量的Fe3O4相；主要氧化铁矿物呈不规则状，表面孔隙发育，主要呈单体分布，部分与石英、硅铝镁相、磁黄铁矿、黄铁矿等共生；矿石含少量的石英、硅铝镁相等，另有微量的磁黄铁矿、黄铁矿、铜铁氧化物相等。

表1 焙砂的主要化学成分Table 1 Main chemical composition of sulfur concentrate calcine /%

图1 焙砂中Fe2O3相和Fe3O4相的分布特征Fig.1 Distribution characteristics of Fe2O3 and Fe3O4 phases in sulfur concentrate calcine

1.2 硫精矿焙砂中金、铜、锌的化学物相分析

对细度-0.038 mm占98%的硫精矿焙砂中的金、铜、锌进行了化学物相分析，结果见表2～ 4。

表2 金的化学物相Table 2 Chemical phase of gold

表3 铜的化学物相Table 3 Chemical phase of copper /%

表4 锌的化学物相Table 4 Chemical phase of zinc /%

由表2～4可知，硫精矿焙砂中的金主要以裸露金形式存在，占有率为85.24%；铜主要以铁矿物中铜、水溶铜和氧化铜为主，占有率分别为42.22%、23.87%和21.75%；焙砂中水溶锌和氧化锌的占有率分别为20.11%和19.54%。焙砂中主要回收元素为金，但铜、锌的含量分别达到了0.38%和0.17%，可溶性的铜和锌将会对氰化浸出产生不利影响[8-10]，因此确立了两个技术路线：1)焙砂常规氰化浸出工艺，重点考察金的浸出率以及铜、锌对氰化浸出的影响；2)焙砂酸浸—氰化浸出工艺，重点研究酸浸预处理对脱除焙砂中可溶性铜、锌的影响。

2 试验结果与讨论

2.1 常规氰化浸出试验

2.1.1 磨矿细度试验

磨矿细度分别为-0.074 mm占86%(未再磨)，常规球磨细度-0.025 mm分别占68%、79%、87%和94%，超细磨矿细度-0.010 mm分别占74%、88%、95%。氰化浸出条件为：采用机械搅拌浸出，矿浆浓度40%，添加石灰9 kg/t(单位中的七指的是吨矿，下同)、矿浆pH值12.0、氰化钠用量为4.0 kg/t，浸出时间为48 h，试验结果如图2所示。

图2 磨矿细度对金浸出率的影响Fig.2 Effects of grinding fineness test on Au leaching rate

从图2可以看出，当磨矿细度从-0.074 mm占86%逐渐提高至-0.010 mm占88%，相应地，金的浸出率从50.76%提高至83.76%，金的浸出率提高幅度相对较大，继续提高磨矿细度，金浸出率提高幅度较小。综合考虑，暂以磨矿细度为-0.010 mm占88%开展后续条件优化试验。

2.1.2 氰化钠用量试验

在磨矿细度为-0.010 mm占88%、矿浆浓度40%、添加石灰9 kg/t、调节矿浆pH值至12.0条件下，采用机械搅拌浸出，浸出时间为48 h，考察氰化钠用量对金浸出率的影响，结果如图3所示。

图3 金浸出率、氰化钠消耗量与氰化钠用量关系曲线Fig.3 Relationships of Au leaching rate，sodium cyanide consumption and sodium cyanide dosage

从图3可以看出，金的浸出率随氰化钠用量的增加而提高，当氰化钠用量为4.0 kg/t时，金浸出率为82.23%，继续增加氰化钠用量，金浸出率增加不明显，而氰化钠消耗量则继续增加。综合考虑，氰化钠添加量定为4.0 kg/t，此时的氰化钠消耗量为2.9 kg/t。

2.1.3 浸出时间试验

在磨矿细度为-0.010 mm占88%、矿浆浓度40%、氰化钠用量4.0 kg/t，添加石灰9 kg/t、矿浆pH值12.0条件下，采用机械搅拌浸出，考察浸出时间对金浸出率的影响，结果如图4所示。

图4 金浸出率、氰化钠消耗量与浸出时间关系Fig.4 Relationships of gold leaching rate，sodium cyanide consumption and leaching time

从图4可以看出，金的浸出率随浸出时间的延长而提高，同时氰化钠的消耗量也在增加，当浸出时间为24 h时，金的浸出率可达到84.52%，氰化钠的实际消耗量为2.3 kg/t，继续延长浸出时间，氰化钠的实际消耗量会增加，但金的浸出率提高幅度较小，因此，浸出时间以24 h为宜。

2.1.4 浸出液回用影响试验

将上一个浸出液返回下一个焙砂调浆后继续浸出，反复循环5次，考察浸出液回用对金浸出的影响。试验条件：磨矿细度-0.010 mm占88%、矿浆浓度40%、石灰初始加入量9 kg/t、氰化钠初始加入量4.0 kg/t、机械搅拌浸出的浸出时间24 h，试验结果见表5，其中第1次和第5次浸出液中主要金属离子含量见表6。

由表5可知，浸出液回用对金的浸出影响较小，但氰化钠消耗量有增加趋势。由表6可知，总铜、总铅、总铁和总砷在循环过程中有一定累积，但其未对金的浸出率造成不利影响，但氰化钠消耗量有增加趋势。浸出液回用有利于杂质铜、锌、铅、铁、砷的脱除，且浸出液中的铜、锌浓度较高，可回收利用。

表5 浸出液回用影响试验结果Table 5 Influence test results of leaching solution reuse

表6 主要金属及离子含量Table 6 Contents of main metals and ions /(mg·L-1)

2.2 硫精矿焙砂酸浸预处理—氰化浸出条件试验

2.2.1 酸浸温度试验

设定酸浸条件为：液固比(mg/L，下同)3.0、加酸量55 kg/t，酸浸时间2 h，考察浸出温度对铜、锌脱除的影响，结果如图5所示。

图5 酸浸温度对铜、锌脱除的影响Fig.5 Effects of acid leaching temperature on copper，zinc leaching rate

从图5可以看出，升高浸出反应温度可以促进铜、锌的浸出，但当温度提高到80 ℃后再继续升高温度，铜、锌浸出率基本稳定，因此确定酸浸的最佳温度为80 ℃。

2.2.2 酸浸液固比试验

设定酸浸条件为：酸浸温度80 ℃、加酸量55 kg/t、酸浸时间2 h，考察液固比对铜、锌脱除的影响，结果如图6所示。

图6 液固比对铜、锌脱除的影响Fig.6 Effects of acid leaching liquid-solid ratio on copper and zinc removal

从图6可以看出，随着液固比的增加，铜、锌的脱除率呈逐渐降低趋势。这是因为在酸用量相同的条件下，降低液固比，相当于提高酸浓度，有利于铜、锌的浸出，从而有利于铜、锌的脱除。综合考虑工业实际生产，液固比以1.5为宜。

2.2.3 酸浸时间试验

设定酸浸条件：酸浸温度80 ℃、加酸量55 kg/t、液固比为1.5，考察酸浸时间对焙砂中铜、锌脱除的影响，结果如图7所示。

图7 酸浸时间对铜、锌脱除的影响Fig.7 Effects of acid leaching time on copper and zinc removal

从图7可以看出，随着酸浸时间的延长，铜、锌脱除率逐步提高，酸浸时间在2 h后的脱除率变化不大。综合考虑，酸浸时间以不低于2 h为宜。

2.2.4 酸浸酸浓度试验

设定酸浸条件：酸浸温度80 ℃、液固比为1.5、酸浸时间2 h，考察硫酸浓度对焙砂中铜、锌脱除的影响，结果如图8所示。

图8 硫酸用量对铜、锌脱除的影响Fig.8 Effects of sulfuric acid dosage on copper and zinc removal

从图8可以看出，在不加酸条件下，焙砂中铜、锌的浸出率可达21.44%和20.69%，加大硫酸用量会进一步促进铜、锌的脱除，当硫酸用量达到36 kg/t(初始硫酸浓度24.0 g/L，终点pH值为0.8)时，铜、锌浸出率分别达到40.25%和38.79%，继续加大硫酸用量，铜、锌浸出率提高不明显。综合考虑，浸出终点pH值选择0.8为宜，对应的硫酸添加量为36 kg/t，硫酸消耗量为9.1 kg/t。

2.2.5 酸浸液循环试验

将上一个浸出溶液返回下一个焙砂调浆后继续浸出，反复循环15次，考察酸浸液回用对铜、锌脱除的影响，试验结果见表7。其中，第1次和第15次浸出贫液中主要金属离子含量见表8。

表7 酸浸液循环影响试验结果Table 7 Influence test results of acid leaching solution circulation

表8 酸浸液中主要金属及其离子含量Table 8 Main metals contents in acid leaching solution /(g·L-1)

由表7～8可知，随着酸浸液循环次数的增加，酸浸液中铜、锌的浓度增加，铜、锌逐渐累积，杂质铜、锌、铅、铁、砷脱除效果好，经过15次循环后，酸浸液中铜、锌的浓度分别达到10.22 g/L和4.21 g/L，可回收利用。

2.2.6 酸浸渣磨矿细度试验

在酸浸温度80 ℃、浸出液固比1.5、终点pH值0.8、浸出时间2 h条件下进行焙砂酸浸渣提金试验。

酸浸渣磨矿细度分别为：-0.074 mm占86%(未再磨)，-0.010 mm分别占75%、88%、95%，氰化浸出条件为：矿浆浓度40%、添加石灰5 kg/t、矿浆pH值12.0、氰化钠用量4.0 kg/t，采用机械搅拌方式浸出，浸出时间为48 h。试验结果如图9所示。

图9 磨矿细度对酸浸渣氰化提金的影响Fig.9 Effects of acid leaching residue grinding fineness test on Au leaching rate

从图9可以看出，当磨矿细度从-0.074 mm占86%提高至-0.010 mm占75%，金的浸出率从80.93%提高至85.33%，金的浸出率提高幅度相对较大，但继续提高磨矿细度，金浸出率提高幅度较小。综合考虑，以磨矿细度为-0.010 mm占75%的条件开展后续条件优化试验。

2.2.7 氰化钠用量试验

氰化浸出的优化条件：磨矿细度-0.010 mm占75%、矿浆浓度40%、添加石灰5.0 kg/t、调节矿浆pH值至12.0、机械搅拌浸出时间为48 h。金浸出率与氰化钠用量关系曲线如图10所示。

图10 金浸出率、氰化钠消耗量与氰化钠用量关系曲线Fig.10 Relationships of gold leaching rate，sodium cyanide consumption and sodium cyanide dosage

从图10可以看出，金的浸出率随氰化钠用量的增加而提高，当氰化钠用量为2.0 kg/t时，金浸出率为85.09%，继续增加氰化钠用量，金浸出率增加不明显，而氰化钠消耗量则继续增加。综合考虑，氰化钠添加量定为2.0 kg/t，此时的氰化钠消耗量为0.9 kg/t。

2.2.8 浸出时间试验

在磨矿细度-0.010 mm占75%、矿浆浓度40%、添加石灰5.0 kg/t、矿浆pH值12.0、氰化钠用量2.0 kg/t，采用机械搅拌浸出条件下开展浸出时间对金浸出率、氰化钠消耗量的影响，结果如图11所示。

图11 金浸出率、氰化钠消耗量与浸出时间关系曲线Fig.11 Relationships of gold leaching rate，sodium cyanide consumption and cyanide leaching time

从图11可以看出，金的浸出率随浸出时间的延长呈先逐渐升高后趋于稳定的趋势，此时氰化钠的消耗量呈逐渐增加趋势，在浸出时间达到24 h后，继续延长浸出时间，氰化钠的实际消耗量在增加，但金的浸出率提高幅度较小，因此，浸出时间以24 h为宜，金的浸出率为85.82%。

2.2.9 贫液回用影响试验

将上一个浸出贫液返回下一个酸浸渣调浆后继续浸出，设定氰化浸出试验条件为：磨矿细度-0.010 mm占75%、石灰初始加入量5.0 kg/t、氰化钠初始加入量2.0 kg/t、底炭密度12 g/L、机械搅拌浸浸出时间24 h。试验结果见表9。反复循环5次，考察贫液回用对金浸出和氰化钠消耗的影响。其中第1次和第5次浸出贫液中主要金属离子含量见表10。

表9 贫液回用影响试验结果Table 9 Results of lean liquid reuse test

表10 浸出贫液中主要金属及离子含量Table 10 Main metal and ion contents in lean leaching solution /(mg·L-1)

由表9可知，贫液回用对金的浸出未产生不利影响，氰化钠消耗量先增加后降低，波动不大，循环5次后的消耗量与循环第一次的基本相同。由表10可知，浸出液中总铜、总锌、总铁在贫液循环过程中有一定累积。整体来看，循环次数并未对氰化钠的消耗以及金的浸出率造成不利影响，建议工业生产过程中对贫液中铜和锌的含量进行监测，进一步考察循环次数对浸出过程的影响。

3 结论

1)硫精矿焙砂中金、银、铜、锌的品位分别为3.94 g/t、43.00 g/t、0.38%和0.17%，有害元素硫、砷的含量分别为1.00%和0.51%。焙砂中的金主要以裸露金形式存在，占有率为85.24%，铜主要以铁矿物中铜、水溶铜和氧化铜为主，占有率分别为42.22%、23.87%和21.75%，焙砂中水溶锌和氧化锌的占有率分别为20.11%和19.54%。

2)与常规氰化浸出相比较，酸浸—氰化浸出工艺更优，后者可对浸出的铜锌进行有效回收，酸浸渣氰化浸出中金的浸出率比常规氰化浸出的浸出率高1.54%，同时氰化钠的消耗量降低1 kg/t以上。

3)硫精矿焙砂酸浸—氰化浸出试验酸浸的较佳条件为：温度80 ℃、液固比(mL/g)1.5、浸出终点pH值0.8、浸出时间2 h，在该条件下的铜、锌的浸出率分别为40.25%、38.79%；酸浸渣经过氰化浸出可获得85.82%的金浸出率，浸渣中金的品位可降低至0.58 g/t。其氰化浸出条件为：磨矿细度-0.010 mm占75%、石灰用量5.0 kg/t、pH值12、氰化钠用量2.0 kg/t、机械搅拌浸出时间24 h。在一定磨矿细度条件下，酸浸预处理不仅可以提高金浸出率、降低氰化钠用量，还可以综合回收铜锌，这对资源综合回收和绿色环保具有重要意义。