溫永杰

摘要：針對國外某金礦產(chǎn)出的難處理復(fù)雜金精礦，采用細磨—氰化法、焙燒—氰化法處理，金浸出率分別為26.99 %、79.97 %，回收效果不理想，同時其他有價元素難以得到有效綜合回收，造成資源浪費。研究了高效回收該金精礦中有價元素金、銀的工藝技術(shù)，結(jié)果表明：采用添加鈉鹽二級焙燒—酸浸—浮選，金銀精礦浸出—氰渣循環(huán)焙燒及浮選尾礦氰化工藝，在最佳條件下，氰渣金品位為1.78 g/t、銀品位為54.10 g/t，金總回收率達到96.29 %、銀總回收率達到92.01 %；且尾渣鐵品位達到63.20 %，可作為制備高質(zhì)量煉鐵球團礦的原料，實現(xiàn)了金精礦資源的高效綜合回收。

關(guān)鍵詞：金精礦；焙燒；酸浸；浮選；氰化；鈉鹽

中圖分類號：TF831文章編號：1001-1277（2023）05-0047-05

文獻標志碼：Adoi：10.11792/hj20230512

國外某金礦采用一次粗選、四次精選、兩次掃選工藝產(chǎn)出金精礦，其主要有價元素為金，品位30.25 g/t，含銀430.05 g/t、硫45.20 %、砷3.50 %、碳2.30 %。該金精礦含砷含硫高，并含有一定量碳，金主要以微細粒包裹狀態(tài)賦存于黃鐵礦、砷黃鐵礦中，屬于典型的難處理復(fù)雜金精礦。目前，難處理金礦工業(yè)化應(yīng)用的預(yù)處理工藝主要有邊磨邊浸直接氰化法［1-2］、循環(huán)流態(tài)化焙燒氧化法［3］、鈉鹽焙燒法［4-5］、生物氧化法［6］、硝化氧化法［7］、氯化焙燒揮發(fā)法［8-10］等。對于該礦山產(chǎn)出的此類復(fù)雜金精礦，采用細磨—氰化法金浸出率僅為26.99 %，采用焙燒—氰化法金浸出率為79.97 %，仍低于80 %，金回收效果不理想，同時有價元素難以得到有效回收。為此，本次研究采用添加鈉鹽二級焙燒—酸浸—浮選，金銀精礦浸出—氰渣循環(huán)焙燒及浮選尾礦氰化工藝，有效提高了金、銀浸出率，實現(xiàn)了金精礦中有價元素的綜合回收，為該類型難處理復(fù)雜金精礦的高效處理提供了新的技術(shù)方法。

1礦樣性質(zhì)

國外某金礦產(chǎn)出的金精礦含有金、銀、硫、砷、碳等元素，金屬礦物主要為黃鐵礦、砷黃鐵礦，少量黃銅礦、閃鋅礦等；非金屬礦物主要為白云石、方解石、石英等；金以微細粒包裹于黃鐵礦、砷黃鐵礦等金屬硫化物中。金精礦主要化學(xué)元素分析結(jié)果見表1，金嵌布狀態(tài)分析結(jié)果見表2。

由表2可知：金精礦中26.12 %的金為單體金+連生金，而70.74 %的金為硫化礦物包裹金，表明該金精礦須采用適宜的預(yù)處理方法，才能有效提高金回收率。

2試驗流程與方法

2.1試驗流程

金精礦高效循環(huán)回收試驗流程見圖1。

2.2試驗方法

二級焙燒：稱取1 000 g金精礦樣品，添加一定量硫酸鈉，混勻后鋪開于不銹鋼焙燒盤中，在馬弗爐中進行焙燒，一級焙燒溫度設(shè)定為500 ℃，焙燒時間2 h;二級焙燒溫度設(shè)定為600 ℃，焙燒時間2 h。

酸浸：酸浸試驗在XJT浸出攪拌機中進行，控制液固比2∶1，起始硫酸酸度10 %，溫度80 ℃～90 ℃，時間2 h。

浮選：浮選試驗在XFD浮選機中進行，酸浸渣磨礦細度-0.037 mm占95 %，浮選濃度35 %，純堿作為pH調(diào)整劑，以丁基黃藥、丁銨黑藥作為捕收劑，進行一次粗選試驗，產(chǎn)出富集金、銀的精礦與尾礦。

金銀精礦氰化：氰化浸出在XJT浸出攪拌機中進行，采用純堿調(diào)整礦漿pH值至10，液固比5∶1，氰化鈉質(zhì)量分數(shù)0.8 %～1.0 %，氰化浸出時間（48+24）h。

浮選尾礦氰化：氰化浸出在XJT浸出攪拌機中進行，采用純堿調(diào)整礦漿pH值至10，液固比2∶1，氰化鈉質(zhì)量分數(shù)0.15 %～0.20 %，氰化浸出時間（24+12）h。

3試驗結(jié)果與討論

3.1細磨—氰化

對金精礦采用XMQ-240試驗用球磨機進行磨礦，磨礦濃度65 %，磨礦時間30 min，磨礦細度-0.037 mm占98.50 %，氰化鈉質(zhì)量分數(shù)0.8 %～1.0 %，浸出時間（48+24）h，試驗結(jié)果見表3。

由表3可知：采用細磨—氰化法浸出，金、銀浸出率分別為26.99 %、32.56 %，金、銀浸出效果均較差；表明采用細磨工藝預(yù)處理，仍難以破壞和分解金精礦中包裹金、銀的礦物，金、銀礦物無法完全單體解離。

3.2焙燒—氰化

對金精礦采用常規(guī)焙燒—氰化法進行處理，焙燒溫度630 ℃，焙燒時間2 h，焙砂經(jīng)過磨礦，采用純堿調(diào)整礦漿pH值至10，液固比2∶1，氰化鈉質(zhì)量分數(shù)0.15 %～0.20 %，浸出時間（24+12）h。金精礦焙燒—氰化試驗結(jié)果見表4。

由表4可知：采用焙燒—氰化法，金、銀浸出率分別達到79.97 %、63.20 %，金、銀浸出率得到大幅提高，但氰渣金、銀品位仍較高。經(jīng)過分析，發(fā)現(xiàn)造成金、銀回收率低的原因主要是焙砂中仍含有未焙燒完全的包裹金、銀的礦物和焙燒過程中生成的氧化鐵對金、銀的二次包裹，金、銀難以實現(xiàn)有效回收。

3.3二級焙燒—酸浸—氰化

含砷碳復(fù)雜難處理金精礦采用焙燒預(yù)氧化工藝，在焙燒時加入鈉鹽，可以有效改善焙砂的物理化學(xué)性質(zhì)，使焙砂變得疏松多孔，減少鐵等氧化物對金、銀的包裹，有利于金、銀的浸出。同時，采用碳酸鈉、氫氧化鈉2種鈉鹽作為添加劑進行氧化焙燒—氰化提金試驗，發(fā)現(xiàn)焙砂中固硫率、固砷率較高，與焙燒脫砷脫硫生產(chǎn)工藝存在相似情況。因此，在前期試驗的基礎(chǔ)上，選擇硫酸鈉作為添加劑，進行二級焙燒—酸浸—氰化試驗，結(jié)果見表5。

由表5可知：金精礦添加硫酸鈉進行二級焙燒—酸浸—氰化試驗，金、銀浸出率出現(xiàn)較大幅度提升，且隨著硫酸鈉用量的增大，金、銀浸出率隨之提高；但當(dāng)硫酸鈉用量達到3.0 %后，金、銀浸出率提高不明顯。綜合考慮生產(chǎn)處理成本和焙燒作業(yè)穩(wěn)定性，硫酸鈉用量以3.0 %為宜。

金精礦二級焙燒焙砂及酸浸渣中硫、砷、碳的化學(xué)元素分析表明，樣品中仍殘余一定量的硫、砷、碳，表明部分黃鐵礦、砷黃鐵礦、碳質(zhì)物存在焙燒不徹底、不完全的現(xiàn)象，導(dǎo)致氰渣中金、銀含量偏高，金、銀浸出率低。

3.4二級焙燒—酸浸—浮選

針對二級焙燒過程中黃鐵礦、砷黃鐵礦、碳質(zhì)物脫除不完全，仍存在對金、銀礦物的包裹，導(dǎo)致金、銀難以氰化回收的問題，進行了添加硫酸鈉二級焙燒—酸浸—浮選試驗，同時酸浸過程亦是浮選工藝處理前的金屬礦物活化過程，有利于金、銀及金屬硫化礦物、碳質(zhì)物的浮選富集回收。為了最大限度提高浮選過程金、銀的回收率，經(jīng)過大量浮選捕收劑選擇試驗，確定采用丁基黃藥、丁銨黑藥作為捕收劑，在不添加起泡劑的條件下，即可獲得較好的浮選結(jié)果，同時考慮金銀精礦氰化浸出金、銀后再次進行循環(huán)焙燒處理回收，并且精礦產(chǎn)率低于15 %，因此選擇采用一次粗選浮選試驗流程，浮選獲得金銀精礦與尾礦。浮選試驗流程見圖2，二級焙燒—酸浸—浮選試驗結(jié)果見表6。

由表6可知：金精礦添加硫酸鈉進行二級焙燒—酸浸—浮選試驗，可以有效富集金、銀、硫、砷、碳等元素。隨著粗選時間的增加，金、銀、硫、砷、碳的回收率逐漸提高，當(dāng)粗選時間達到15 min時，金、銀、硫、砷、碳的回收率分別達到77.53 %、84.76 %、83.27 %、52.50 %、88.85 %；繼續(xù)增加粗選時間，各元素的回收率提高趨緩。綜合考慮，粗選時間選擇15 min為宜。

3.5金銀精礦及浮選尾礦氰化

針對金精礦添加硫酸鈉進行二級焙燒—酸浸—浮選產(chǎn)出的金銀精礦和浮選尾礦的金、銀品位差異，進行不同氰化鈉濃度下的浸出試驗。針對金銀精礦金品位達250 g/t以上、銀品位約4 000 g/t，且含碳約3 %的特性，采用氰化鈉質(zhì)量分數(shù)0.8 %～1.0 %，氰化浸出時間（48+24）h進行高氰浸出。對金、銀品位分別為12.60 g/t、120.60 g/t且基本不含碳的浮選尾礦，采用氰化鈉質(zhì)量分數(shù)0.15 %～0.20 %，氰化浸出時間（24+12）h進行低氰浸出，從而有效消除氰化鈉濃度差異對金、銀浸出效果的影響。試驗結(jié)果見表7。

由表7可知：金銀精礦進行高氰浸出72 h，金、銀浸出率分別達到96.76 %、96.37 %，氰渣1金、銀品位分別為8.30 g/t、143.60 g/t；浮選尾礦進行低氰浸出，氰渣2金、銀品位分別為1.78 g/t、54.10 g/t，遠低于金銀精礦的氰渣品位。

3.6金銀精礦氰渣循環(huán)焙燒—氰化

針對金銀精礦氰渣金、銀品位較高，并且硫、砷、碳品位亦較高，存在金銀微細顆粒仍包裹于黃鐵礦、砷黃鐵礦及碳質(zhì)物中的情況，進行了金銀精礦氰渣循環(huán)焙燒—氰化試驗。試驗結(jié)果見表8。

由表8可知：金銀精礦氰渣經(jīng)過循環(huán)焙燒—氰化，硫、砷、碳等元素得到進一步脫除，使包裹金、銀的金屬硫化物、碳質(zhì)物進一步分解，金、銀氰化浸出回收效果明顯，氰渣金、銀品位分別為1.78 g/t、53.80 g/t。

3.7綜合條件試驗

在試驗獲得的最佳條件下，進行了添加鈉鹽二級焙燒—酸浸—浮選，金銀精礦氰化—氰渣循環(huán)焙燒—氰化及浮選尾礦氰化試驗，結(jié)果見表9、表10。

由表9、表10可知：綜合條件下，金精礦二級焙燒酸浸渣產(chǎn)率為63.08 %，金銀精礦、浮選尾礦產(chǎn)率分別為14.50 %和85.50 %；金銀精礦金、銀浮選回收率分別為77.53 %、84.76 %，一次氰渣金、銀品位分別為8.30 g/t、143.60 g/t，一次氰渣循環(huán)焙燒后氰渣金、銀品位分別為1.78 g/t、53.80 g/t；浮選尾礦氰化后氰渣金、銀品位分別為1.78 g/t、54.10 g/t，且鐵品位達到63.20 %；金、銀總回收率分別達到96.29 %和92.01 %。

4結(jié)論

1）某金精礦含金30.25 g/t、銀430.05 g/t，硫、砷、碳品位較高，且硫化礦物包裹金占比達70.74 %。對該金精礦采用細磨—氰化法、焙燒—氰化法處理，金、銀浸出率均較低，表明該金精礦屬于難處理復(fù)雜金精礦。

2）采用添加鈉鹽二級焙燒—酸浸—浮選，金銀精礦氰化—氰渣循環(huán)焙燒—氰化及浮選尾礦氰化工藝，在最佳試驗條件下，即添加3.0 %硫酸鈉，一級焙燒溫度500 ℃，焙燒時間2 h，二級焙燒溫度600 ℃，焙燒時間2 h；酸浸液固比2∶1，起始硫酸酸度10 %，酸浸時間2 h；酸浸渣磨礦細度-0.037 mm占95 %，一次粗選丁基黃藥用量500 g/t，丁銨黑藥用量250 g/t，浮選時間15 min；金銀精礦氰化液固比5∶1，氰化鈉質(zhì)量分數(shù)0.8 %～1.0 %，浸出時間72 h；浮選尾礦氰化液固比2∶1，氰化鈉質(zhì)量分數(shù)0.15 %～0.20 %，浸出時間36 h，金總回收率達到96.29 %，銀總回收率達到92.01 %；最終尾渣金品位為1.78 g/t、銀品位為54.10 g/t、鐵品位達到63.20 %，可作為制備高質(zhì)量煉鐵球團礦的原料。

3）采用高效循環(huán)回收金銀的試驗工藝流程，不僅實現(xiàn)了金精礦中貴金屬金、銀的高效回收，而且同時回收了其中的硫、砷、鐵等有價元素，達到了清潔生產(chǎn)、循環(huán)回收和高值化利用的目的，為實現(xiàn)金精礦資源的高效處理和綜合回收提供了新的技術(shù)途徑。

［參 考 文 獻］

［1］王小川，姜亞雄，黃麗娟，等.邊磨邊浸全泥氰化工藝在北衙金礦的運用研究［J］.礦冶，2006，25（2）：48-52.

［2］薛光，于金江.邊磨邊浸提高金、銀浸出率的試驗研究［J］.黃金，2010，31（4）：41-43.

［3］李云，劉洪曉，楊洪中，等.循環(huán)流態(tài)化焙燒低硫金精礦的生產(chǎn)實踐［J］.有色金屬（冶煉部分），2015（10）：58-61.

［4］李希科，王安理，何輝.中原黃金冶煉廠回收金、銀等金屬生產(chǎn)實踐［J］.黃金，1998，19（2）：39-41.

［5］薛光，任文生.添加亞硫酸鈉焙燒—氰化提高金、銀回收率的試驗研究［J］.黃金，2006，27（2）：33-35.

［6］周洪波，肖升木，胡岳華，等.金礦石生物氧化預(yù)處理研究［J］.中國礦業(yè)，2006，15（2）：39-42.

［7］夏光祥.關(guān)于硝化法預(yù)處理含砷難冶金礦石的進展概況［J］.黃金，1989，10（7）：20-25.

［8］龔喜林.某含砷金精礦加氯化劑氧化焙燒探索試驗［J］.黃金，2008，29（6）：49-51.

［9］柳林，馮安生，王威.氯化焙燒回收河南某黃金冶煉渣中的有價金屬［J］.金屬礦山，2015（12）：173-176.

［10］薛光，于永江.從含砷金精礦二段焙燒酸浸渣中氰化浸出金銀的試驗研究［J］.黃金，2008，29（1）：40-41.

Experimental study on efficient recycling of gold

and silver from a refractory complex gold concentrateWen Yongjie

（Shandong Guoda Gold Co.，Ltd.）

Abstract：The refractory complex gold concentrate produced by a foreign gold mine is treated by fine grinding-cyanidation method and roasting-cyanidation method.The gold recovery rates are 26.99 % and 79.97 % respectively，and the recovery effect is not satisfactory.Whats more，other valuable elements are difficult to be recovered effectively and comprehensively，resulting in a waste of resources.The technology of the efficient recovery of valuable elements of gold and silver from the gold concentrate is studied.The results show that by secondary roasting with sodium salt，acid leaching，flotation enrichment，high cyanide leaching of gold and silver concentrate，cyanide residue recycling，and cyanide leaching of flotation tailings，and under the optimum conditions，the gold grade of cyanide slag is 1.78 g/t，the silver grade is 54.10 g/t，the total recovery of gold is 96.29 %，and the total recovery of silver is 92.01 %;the iron grade of tailings reaches 63.20 %，which can be used as the raw material for the preparation of high-quality iron-making pellets，realizing the efficient and comprehensive recovery of gold concentrate resources.

Keywords：gold concentrate;roasting；acid leaching;flotation;cyanidation;sodium salt