某含銅砷金精礦綜合回收金銀銅焙燒試驗研究

秦春彬 劉丹丹 郭建東 劉永勝

摘要：某含銅砷金精礦采用硫酸化焙燒生產(chǎn)工藝進(jìn)行處理，酸浸銅浸出率僅為86.03 %，金、銀氰化浸出率分別為92.00 %、53.00 %，有價金屬金、銀、銅回收效果均不理想。針對該含銅砷金精礦性質(zhì)，采用三級工藝，即一級還原焙燒+硫酸化焙燒、二級酸浸浸銅、三級氰化浸出工藝進(jìn)行處理，并優(yōu)化了試驗條件。結(jié)果表明：在最佳條件下，該含銅砷金精礦添加氫氧化鈉10.0 kg/t，經(jīng)過600 ℃、1.0 h的還原焙燒，焙砂再添加8.0 %硫鐵礦進(jìn)行650 ℃、2.0 h的硫酸化焙燒，焙砂經(jīng)酸浸浸銅，銅浸出率達(dá)到95.35 %;酸浸渣經(jīng)氰化浸出，金、銀浸出率分別為96.13 %、75.39 %，指標(biāo)較好，實現(xiàn)了含銅砷金精礦的有效回收利用。

關(guān)鍵詞：含銅砷金精礦;硫酸化焙燒;還原焙燒;硫鐵礦;酸浸;氰化

中圖分類號：TF831????????? 文章編號：1001-1277（2022）05-0077-06

文獻(xiàn)標(biāo)志碼：Adoi：10.11792/hj20220515

引 言

目前，對于難處理金礦石選冶預(yù)處理方法[1]主要有焙燒氧化[2]、加壓氧化和生物氧化等3種基本工藝方法。焙燒氧化法作為傳統(tǒng)工藝方法仍然以其工藝成熟、適應(yīng)性強、操作簡單和技術(shù)可靠、投資成本相對較低等特點成為金精礦預(yù)處理工藝中最具有吸引力的處理方法之一。焙燒氧化法通過焙燒將包裹金的硫化礦物分解為多孔的氧化物而使金充分暴露出來，生成有利于浸出的疏松、多孔狀焙砂。對于含銅金精礦，焙燒后焙砂多用稀硫酸浸出銅后再氰化浸出提取金、銀。但是，對于含銅砷金精礦，應(yīng)用焙燒—氰化浸出工藝，仍然存在銅浸出率低、氰渣金品位偏高（平均在4～6 g/t）等問題，而一些特別難處理的含銅砷金精礦，其氰渣金品位更高。

針對含銅砷金精礦提高金、銀、銅回收率的試驗研究[3]較多，如添加硫化鈉焙燒法[4]、添加氫氧化鈉焙燒法[5]、兩段焙燒法[6]、造锍捕金法[7]等，這些方法或是存在環(huán)保方面的不足，或是藥劑消耗過大，或是流程復(fù)雜，或是生產(chǎn)成本較高，工藝不完善，這些問題阻礙了含銅砷金精礦資源的高值化利用。因此，亟需開發(fā)新技術(shù)和新工藝，進(jìn)一步提高金、銀、銅回收率，增加企業(yè)經(jīng)濟效益。

本次試驗研究本著綜合回收含銅砷金精礦中銅、金、銀等有價金屬的原則，對某含銅砷金精礦進(jìn)行兩段焙燒，即一段還原焙燒、二段硫酸化焙燒，然后焙砂酸浸，酸浸渣氰化浸出。該工藝有效提高了含銅砷金精礦的資源利用率，為黃金冶煉企業(yè)的可持續(xù)發(fā)展提供了技術(shù)支撐。

1 原料性質(zhì)

試驗礦樣為某礦山企業(yè)金礦石經(jīng)過浮選產(chǎn)出的含銅砷金精礦。礦樣中金屬礦物種類較多，有毒砂、黃鐵礦、黃銅礦、閃鋅礦、方鉛礦等，非金屬礦物有石英、方解石、白云石、絹云母等。礦樣化學(xué)成分分析結(jié)果見表1，金嵌布狀態(tài)分析結(jié)果見表2。

從表1可以看出：該含銅砷金精礦金品位為51.00 g/t、銀品位為160.00 g/t、銅品位達(dá) 5.60 %，采用適宜的工藝技術(shù)對其中的金、銀、銅予以最佳化回收，可進(jìn)一步提高該含銅砷金精礦資源的綜合利用率。

2 還原焙燒—硫酸化焙燒原理及工藝流程

2.1 反應(yīng)原理

在焙燒條件下，硫化礦物會轉(zhuǎn)變?yōu)榻饘傺趸锖徒饘倭蛩猁}。焙燒氧化法工藝原理是通過焙燒，將礦樣中的砷、硫、有機碳等氧化，形成多孔的、滲透性好的焙砂，從而可提高金浸出率。黃鐵礦、毒砂的焙燒反應(yīng)，一般分為熱分解和氧化2個階段。

1）熱分解：

4FeAsS 4FeS+As4，

2FeS2 2FeS+S2，

4FeAsS+4FeS2 8FeS+As4S4。

2）氧化：

As4+3O2 2As2O3，

S2+2O2 2SO2，

As4S4+7O2 2As2O3+4SO2，

FeS+2O2 FeO2+SO2，

4Fe3O4+O2 6Fe2O3，

2Fe2O3+As2O3 4FeO+As2O5。

含砷金精礦大多采用還原焙燒脫砷，使砷氧化轉(zhuǎn)變?yōu)槿趸闅怏w，經(jīng)過降溫冷卻、布袋收砷得以脫除。而硫化銅礦物在還原焙燒過程中，銅主要轉(zhuǎn)變?yōu)榱蚧瘉嗐~、氧化亞銅等，導(dǎo)致還原焙燒后稀酸酸浸時銅浸出率較低。

因此，通過還原焙燒消除毒砂等硫化礦物對金的包裹，添加硫鐵礦進(jìn)行硫酸化焙燒[8]，實現(xiàn)銅礦物最大化地轉(zhuǎn)化為硫酸銅，金得以充分單體解離，這是提高后續(xù)銅、金回收效果的關(guān)鍵。

2.2 工藝流程

根據(jù)含銅砷金精礦性質(zhì)，確定采用一級還原焙燒+硫酸化焙燒、二級酸浸浸銅、三級氰化浸出工藝流程回收金、銀、銅等。工藝流程見圖1。

還原焙燒試驗、硫酸化焙燒試驗在馬弗爐中進(jìn)行，還原焙燒裝置采用直徑100 mm、高200 mm、頂端帶有排氣嘴的圓柱形不銹鋼罐，硫酸化焙燒裝置采用200 mm×100 mm×60 mm（長×寬×高）的不銹鋼盤。焙燒過程中半開爐門，并通過調(diào)整馬弗爐溫度來控制焙燒工藝條件。 銅、金、銀的回收必須消除焙燒過程中金顆粒包裹物焙燒不完全或金顆粒被燒結(jié)的金屬氧化物重新包裹，以及不利于銅稀酸浸出的焙燒產(chǎn)物的影響，因此試驗重點考察了還原焙燒的溫度、時間、添加劑用量及硫酸化焙燒添加劑硫鐵礦用量等對金、銅回收效果的影響，確定了最佳工藝條件。

3 試驗結(jié)果與討論

3.1 硫酸化焙燒—酸浸浸銅—氰化浸出

試驗首先考察了硫酸化焙燒的效果，試驗條件：將含銅砷金精礦干燥后混勻，稱取樣品500 g，放置于硫酸化焙燒裝置中，當(dāng)馬弗爐爐溫升至650 ℃時，打開爐門，將焙燒裝置轉(zhuǎn)入馬弗爐中，半開爐門，每隔15 min 攪拌焙燒樣品，保證礦物焙燒溫度控制在規(guī)定范圍內(nèi)，杜絕料層內(nèi)由于自燃放熱出現(xiàn)溫度超高的情況，焙燒時間2.0 h。C207F681-FC2A-49CC-96B8-47A6D09B3641

酸浸浸銅試驗條件：在XJT型浸出攪拌機中進(jìn)行攪拌浸出，液固比3 ∶1，起始酸度20 g/L，浸出溫度80 ℃，浸出時間2.0 h。

氰化浸出試驗條件：在XJT型浸出攪拌機中進(jìn)行攪拌浸出，液固比2 ∶1，純堿調(diào)pH值為9.0～10.0，氰化鈉質(zhì)量分?jǐn)?shù)控制在0.15 %～0.20 %，浸出時間36.0 h。試驗結(jié)果見表3。

從表3可以看出：該含銅砷金精礦經(jīng)過硫酸化焙燒—酸浸浸銅—氰化浸出工藝處理，銅、金、銀的浸出率分別為86.03 %、92.00 %、53.00 %，酸浸渣含銅0.92 %，氰渣含金5.65 g/t、銀104.08 g/t，金、銀、銅的回收效果不夠理想。

3.2 還原焙燒條件試驗

還原焙燒試驗條件：將含銅砷金精礦干燥后混勻，稱取樣品500 g，放置于還原焙燒裝置中，當(dāng)馬弗爐爐溫升至設(shè)定溫度后，打開爐門，將焙燒裝置轉(zhuǎn)入馬弗爐中，控制馬弗爐爐溫為變量，每隔15 min上下晃動一下焙燒樣品。硫酸化焙燒試驗條件、酸浸浸銅試驗條件、氰化浸出試驗條件同3.1。

3.2.1 焙燒溫度

固定焙燒時間為2.0 h，焙燒溫度試驗結(jié)果見表4。

從表4可以看出：銅、金、銀的浸出率隨焙燒溫度的升高呈增加趨勢，但當(dāng)焙燒溫度超過600 ℃時，銅、金的浸出率呈緩慢下降趨勢。綜合考慮，還原焙燒溫度600 ℃為宜。

3.2.2 焙燒時間

固定焙燒溫度600 ℃，焙燒時間試驗結(jié)果見表5。

從表5可以看出：銅、金、銀的浸出率隨焙燒時間的增加呈增大趨勢，但當(dāng)焙燒時間超過2.0 h時，銅、金的浸出率呈緩慢下降趨勢，而銀浸出率增加不明顯;這主要是由于隨著焙燒時間的延長，部分已充分暴露的金顆粒被燒結(jié)產(chǎn)物重新包裹所致，同時焙燒產(chǎn)物銅的硫酸鹽或氧化物重新結(jié)合其他金屬氧化物或硅酸鹽，導(dǎo)致銅浸出率明顯降低。綜合考慮，焙燒時間2.0 h為宜。

3.2.3 添加劑用量

由上述條件試驗結(jié)果可知，采用還原焙燒、硫酸化焙燒、酸浸浸銅、氰化浸出工藝，氰渣中銀品位均大于 98 g/t，銀浸出率僅有55 %左右。有研究表明，選擇適宜的鈉鹽作為焙燒添加劑，能夠有效提高金精礦中有價金屬銀的回收效果。因此，進(jìn)行了以氫氧化鈉作為焙燒添加劑提高銀浸出率的試驗。固定焙燒溫度600 ℃、焙燒時間2.0 h，添加劑用量（按含銅砷金精礦計）試驗結(jié)果見表6。

從表6可以看出：銅、金、銀的浸出率隨氫氧化鈉用量的增加整體呈增大趨勢，尤其是銀浸出率增長更加明顯;當(dāng)氫氧化鈉用量超過10.0 kg/t時，銅浸出率基本穩(wěn)定，但金、銀的浸出率呈緩慢下降趨勢。綜合考慮，添加劑氫氧化鈉用量10.0 kg/t為宜。

3.3 硫酸化焙燒添加劑硫鐵礦用量

在最佳還原焙燒溫度、時間和添加劑用量條件下，該含銅砷金精礦處理后，氰渣含金3.10 g/t、銀55.00 g/t，酸浸渣含銅0.56 %，因此需要進(jìn)一步提高金、銀、銅的回收率，以達(dá)到資源綜合利用的目的。還原焙燒脫砷過程中，同時伴隨礦物中硫的燃燒脫除，導(dǎo)致硫酸化焙燒工藝因礦物中硫含量降低，減弱了焙燒過程的硫酸化氣氛，出現(xiàn)銅氧化物及銅與其他金屬氧化物共存的狀態(tài)，使得銅難以在后續(xù)酸浸試驗中進(jìn)入酸浸溶液中，銅浸出率降低。因此，還原焙燒焙砂添加硫鐵礦進(jìn)行硫酸化焙燒，提高銅向硫酸銅生成方向的轉(zhuǎn)化率，進(jìn)而提高后續(xù)酸浸試驗銅浸出率。

固定還原焙燒試驗條件為焙燒溫度600 ℃、焙燒時間2.0 h、氫氧化鈉用量10.0 kg/t。固定硫酸化焙燒試驗條件為焙燒溫度650 ℃，焙燒時間2.0 h，硫鐵礦含硫48 %、用量為變量。其他條件同3.1。硫酸化焙燒添加劑硫鐵礦用量試驗結(jié)果見表7。

從表7可以看出：銅、金、銀的浸出率隨添加劑硫鐵礦用量的增加而提高;當(dāng)硫鐵礦用量超過8.0 %時，銅浸出率基本穩(wěn)定，但金、銀的浸出率呈下降趨勢。綜合考慮，硫酸化焙燒添加劑硫鐵礦用量8.0 %為宜。

3.4 綜合試驗

根據(jù)上述最佳試驗條件，對含銅砷金精礦采用一級還原焙燒+硫酸化焙燒、二級酸浸浸銅、三級氰化浸出工藝流程進(jìn)行綜合平行試驗，結(jié)果見表8。從表8可以看出：在最佳條件下，酸浸渣銅品位為0.28 %，氰渣金、銀品位分別為2.69 g/t、55.00 g/t，金、銀、銅的浸出率分別達(dá)到96.13 %、75.39 %、95.35 %，回收效果較好。

4 結(jié) 論

1）通過對某含銅砷金精礦采用一級還原焙燒+硫酸化焙燒、二級酸浸浸銅、三級氰化浸出工藝處理，銅浸出率達(dá)到95.35 %，金、銀浸出率分別達(dá)到96.13 %、75.39 %，取得了較好的回收效果，解決了含銅砷金精礦金、銅回收不徹底的技術(shù)難題，實現(xiàn)了資源高值化利用。

2）該工藝方法可從含銅砷金精礦中有效回收有價金屬，并采用氫氧化鈉作為還原焙燒添加劑、硫鐵礦作為硫酸化焙燒添加劑，同時考察和優(yōu)化了各段焙燒工藝技術(shù)參數(shù)，金、銀、銅綜合回收效果明顯，破解了含銅砷金精礦銅回收效果不理想的問題，同時顯著提高了金、銀的氰化浸出率，形成了含銅砷金精礦資源高效回收技術(shù)工藝路線。

3）該工藝方法整套工藝流程順暢、無新增設(shè)備，操作方法簡單，添加劑用量及生產(chǎn)成本低，便于工業(yè)生產(chǎn)控制，提高了資源綜合回收率，為黃金冶煉行業(yè)生產(chǎn)企業(yè)有效處理含銅砷金精礦提供了借鑒，具有廣泛的推廣和應(yīng)用價值。

[參 考 文 獻(xiàn)]

[1] 王力軍，劉春謙.難處理金礦石預(yù)處理技術(shù)綜述[J].黃金，2000，21（1）：38-45.

[2] 袁朝新，王云.含砷、銻、碳難處理金精礦焙燒氰化提金工藝研究[J].有色金屬（冶煉部分），2003（3）：32-34.

[3] 薛光.在金精礦焙燒氰化浸出工藝中對提高金、銀、銅回收率的試驗研究[J].黃金，2002，23（4）：38-40.C207F681-FC2A-49CC-96B8-47A6D09B3641

[4] 薛光，于永江.提高含砷銅金精礦焙燒—氰化工藝金、銀、銅回收率的試驗研究[J].黃金，2005，26（5）：34-37.

[5] 薛光.加氫氧化鈉提高焙燒—氰化法銀浸出率的試驗研究[J].有色冶煉，2002（5）：19-21.

[6] 寇文勝，陳國民.提高難浸金精礦兩段焙燒工藝金氰化浸出率的研究與實踐[J].黃金，2012，33（5）：47-49.

[7] 侯金剛，董鳳書，趙俊蔚，等.造锍捕金工藝處理復(fù)雜金精礦試驗研究[J].黃金，2013，34（6）：60-62.

[8] 周偉杰，張玉杰，蔡淑霞，等.銅鈷復(fù)雜硫化礦的硫酸化焙燒試驗研究[J].化工冶金，1994，15（1）：57-60.

Experimental study of roasting cyanidation for comprehensive recovery of gold，

silver and copper from a gold concentrate containing copper and arsenic

Qin Chunbin1，Liu Dandan2，Guo Jiandong2，Liu Yongsheng2

（1.Yantai Gold College; 2.Shandong Guoda Gold Co.，Ltd.）

Abstract：A gold concentrate? containing copper and arsenic was treated by sulphation roasting.The acid leaching rate of copper was only 86.03 %，and the cyanide leaching rates of gold and silver were 92.00 % and 53.00 % respectively.The recovery of valuable metals，silver and copper，was not satisfactory.The three-stage process，that is first-stage reduction roasting+sulfuric acid roasting，second-stage acid leaching of copper and third-stage cyanide leaching of gold，was adopted in the experiment，and the experimental conditions were optimized.The results show that under the optimal conditions，the gold concentrate containing copper and arsenic with the addition of sodium hydroxide 10.0 kg/t is through reduction roasting at 600 ℃ for 1.0 h，the roasting slag with the addition of 8.0 % pyrite is through sulphation roasting at 650? ℃ for 2.0 h，and the leaching rate of copper after acid leaching of roasting slag is up to 95.35 %;the acid leaching slag is subject to cyanide leaching of gold，and? the leaching rates of gold and silver are as good as 96.13 % and 75.39 % respectively，realizing effective recovery and utilization of gold concentrate containing copper and arsenic.

Keywords：gold concentrate containing copper and arsenic;sulphation roasting;reduction roasting;pyrite;acid leaching;cyanidation

收稿日期：2022-01-10; 修回日期：2022-04-03

作者簡介：秦春彬（1987—），男，山東煙臺人，講師，碩士，研究方向為機電設(shè)備及金精礦有價元素綜合回收;山東省招遠(yuǎn)市濱海大道996號，煙臺黃金職業(yè)學(xué)院，265400;E-mail：532584622@qq.comC207F681-FC2A-49CC-96B8-47A6D09B3641