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含铜氧化金矿氨氰选择性提金试验研究及工业应用 ① 陈庆根1，2，3 1.低品位难处理黄金资源综合利用国家重点实验室,福建 上杭 364200； 2.厦门紫金矿冶技术有限公司,福建 厦门 361101； 3.紫金矿业集团股份有 限公司,福建 上杭 364200 摘 要 针对含铜氧化金矿采用氨氰选择性浸出提金,考察了分段加药制度、硫酸铵用量、矿石粒度等对金浸出率及浸出液铜金比 的影响。 结果表明当硫酸铵用量 8.00 kg/ t,氰化钠用量 0.60 kg/ t,石灰用量 5.00 kg/ t,矿浆浓度 40.00％,磨矿细度-0.074 mm 粒级 含量不低于 95.00％时,平均金、铜浸出率分别为 86.66％和 1.16％。 工业试验连续运行 70 d,氰化尾渣金品位约 0.55 g/ t,金吸附率 99％,金解吸率 99.2％,电积回收率 99.5％,金精炼回收率 99.5％,金锭纯度 99.99％,产品金达到国标 Au-1 标准。 关键词 含铜氧化金矿； 金； 氨氰浸出； 分段浸出 中图分类号 TF803文献标识码 Adoi10.3969/ j.issn.0253-6099.2019.05.028 文章编号 0253-6099201905-0106-05 Experimental Study on Selective Gold Extraction from Copper-Containing Gold Ore with Ammonia-Cyanide Leach System and Its Industrial Application CHEN Qing-gen1,2,3 1.State Key Laboratory of Comprehensive Utilization of Low Quality Refractory Gold Resources, Shanghang 364200, Fujian, China； 2.Xiamen Zijin Mining Metallurgy Technology Co Ltd, Xiamen 361101, Fujian, China； 3.Zijin Mining Group Co Ltd, Shanghang 364200, Fujian, China Abstract An experimental study was conducted for the selective gold extraction from Cu-containing gold ore using ammonia cyanide leach system. The effects of staged agent addition, ammonium sulfate dosage, ore grain size on the gold leaching rate, and the ratio of copper to gold in leaching solution were all investigated. Results show that with the addition of ammonium sulfate, sodium cyanide and lime at the amount of 8.00 kg/ t, 0.60 kg/ t and 5.00 kg/ t, with pulp concentration at 40.00％, grinding fineness of -0.074 mm≥95.00％, gold and copper leaching rates reach 86.66％ and 1.16％ on average respectively. The industrial experiment with this process after 70 d successive operation resulted in the cyanide tailings grading 0.55 g/ t Au, with gold adsorption rate at 99％, desorption rate for gold at 99.2％. The recovery rate by electrodeposition is 99.5％, the gold recovery rate from refining is 99.5％, and the gold ingot product has a purity up to 99.99％, meeting the national standard Au-1. Key words copper-containing gold ore； gold； ammonia cyanide leach system； staged leaching 紫金矿业集团股份有限公司 2009 年 11 月完成的 塔罗氧化矿试验研究结果表明,采用氨氰法选择性浸 金工艺可以回收塔罗氧化矿中的金。 2010 年 9 ～ 10 月,利用现场部分炭浸系统和 4 台陶瓷过滤机开展了 2 个阶段的工业试验,结果表明在原矿药剂吨耗石灰 15 kg、铵盐 16 kg、氰化钠 2.9 kg 条件下,渣计金浸出 率为 70.10％,与试验室开展的平行条件试验结果基本 吻合。 2011 年 8 月,进行工业生产试验,试生产中主 要出现铁槽“吸金”及系统中铜累积的问题。 对于铁 槽“吸金”问题,现场采用新旧浸出槽系统对调及浓密 池防腐等方法加以解决；针对铜累积问题,一方面对氨 氰浸出工艺进行优化试验研究,寻找更佳的浸出参数 条件,另一方面采用物理或化学方法“开路除铜”,降 低溶液中金铜比。 2013 年完成工业试验,建成世界首 套日处理 2 000 t 含铜氧化金矿氨氰浸出生产线,且运 行稳定,累计产金超过 5 t。 本文针对含铜氧化金矿, 采取氨氰选择性浸出工艺提金,总结了实验室小型实 验和工业试验结果。 ①收稿日期 2019-04-20 作者简介 陈庆根1979-,男,江西峡江人,高级工程师,硕士,主要从事有色及稀贵金属冶金、废水治理。 第 39 卷第 5 期 2019 年 10 月 矿矿 冶冶 工工 程程 MINING AND METALLURGICAL ENGINEERING Vol.39 №5 October 2019 ChaoXing 1 试 验 1.1 试验原料 塔罗含铜氧化金矿矿石中金属矿物主要为自然 金、孔雀石、蓝铜矿、铜蓝、黄铜矿、褐铁矿/ 黄钾铁矾等 铁的氧化物、菱砷铁矿/ 臭葱石等砷的氧化物,黄铁矿、 毒砂为次要金属矿物［1-2］；脉石矿物主要是白云石、方 解石,其次为石英、绢云母、长石。 原矿化学多元素分 析结果见表 1,金、铜物相分析结果分别见表 2、表 3。 表 1 原矿化学多元素分析结果质量分数 / Au1CuSAsCaMgAl 5.850.752.861.580.780.430.36 1 单位为 g/ t。 表 2 金物相分析结果 相别 金含量 / gt -1 分布率/ ％ 个别累积 暴露金5.1285.7185.71 碳酸盐包裹0.538.9094.61 硫化物包裹0.294.9299.53 硅酸盐及其他包裹0.030.47100.00 合计5.97100.00 表 3 铜物相分析结果 相别铜含量/ ％ 分布率/ ％ 个别累积 自由氧化铜0.2838.3538.35 结合氧化铜0.2635.5173.86 原生硫化铜0.1318.4792.33 次生硫化铜0.057.67100.00 总铜0.72100.00 分析结果表明,该矿石为碱性碳酸盐脉石,其中暴 露金为 85.71％,硫化物及硅酸盐包裹金为 5.39％,氧 化铜为 73.86％,直接酸预处理将消耗大量硫酸。 1.2 试验流程及设备 试验流程见图 1。 氨氰选择性浸出 含铜氧化金矿 三级浓密洗涤 活性炭吸附 载金炭解吸-电积 氨氰渣洗涤贵液 金泥 三级泵送至尾矿库 图 1 含铜氧化金矿氨氰选择性提金原则流程 主要试验设备见表 4。 表 4 试验主要设备 序号设备型号生产厂家 1球磨机XMQ-280上海试验仪器厂 2搅拌器JJ-1常州国华仪器有限公司 3pH 计8208上海康仪仪器有限公司 1.3 检测方法 主要元素检测方法见表 5。 表 5 主要元素检测方法 检测元素检测方法仪器厂家 溶 液 中 Au原子吸收法ICP Cu原子吸收法ICP Fe原子吸收法ICP 埃尔莫上海 有限公司 pHGB/ T69201986pH 计 H2SO4滴定法滴管 梅特勒多国际贸易 上海有限公司 固 体 中 Au 王水溶样 DIBK 萃取、 原子吸收法 ICP Cu碘量法和原子吸收法ICP Fe原子吸收法和滴定法ICP 埃尔莫上海 有限公司 2 小型试验 2.1 一次性加入氰化钠试验 原矿给矿1000 g/ 次,棒磨至-0.074 mm 粒级含量 不低于 90.00％,矿浆浓度 40％,硫酸铵用量 18 kg/ t, pH 值9.50～10.50,浸出48 h,氰化钠一次性加入,氰化 钠加入量对浸出效果的影响见表 6。 表 6 一次性加入氰化钠氨氰浸出结果 编号 NaCN 加入量 / kgt -1 渣浸出液浸出率/ ％ Au1Cu2Au1Cu1pHAuCu 铜金比 12.000.710.712.61135.989.8285.343.0052 21.500.720.722.59124.869.6884.792.6648 31.250.780.732.55110.849.8883.462.3443 41.000.770.712.5194.689.6783.382.0338 50.751.050.712.0584.8210.23 74.811.8341 60.501.450.742.0550.629.9068.331.0525 1 单位为 g/ t； 2 单位为％。 由表6 可知,一次性加入氰化钠,用量 0.50～2 kg/ t, 铜金比维持在 25～52。 氰化钠用量低于 1 kg/ t 时,浸 渣金品位超过 1 g/ t,因此在该硫酸铵用量条件下,为 保证金浸出率,氰化钠用量应不少于 1 kg/ t。 另外,浸 出液中铜浓度偏高,铜金比偏高。 2.2 分段加入氨氰浸出试验 保持一定的硫酸铵用量,通过分段加入氰化钠的 方式提高浸出过程中的氨氰比,从而达到浸金抑铜的 701第 5 期陈庆根 含铜氧化金矿氨氰选择性提金试验研究及工业应用 ChaoXing 目的。 试验步骤为［3-5］ ① 将一定量样品棒磨至细度-0.074 mm 粒级含 量不小于 90％,再倒入滚瓶中,矿浆浓度 40％。 ② 依次加入石灰、硫酸铵,氰化钠分 3 次分别为 浸出的第 0,8,24 h加入。 ③ 浸出 48 h 后取出过滤,分别对渣液进行分析。 2.2.1 氰化钠用量试验 石灰用量 4 kg/ t,硫酸铵用量 8 kg/ t,氰化钠用量 试验结果见表 7。 由表 7 可知,氰化钠分段加入总用 量 0.45～0.60 kg/ t 时,既保证了金浸出率,又使浸出贵 液铜金比小于 30,因此后续选择氰化钠 0.60 kg/ t 进行 试验。 表 7 氰化钠用量试验结果 编号 氰化钠用量 / kgt -1 渣浸出液浸出率/ ％ Au1Cu2Au1Cu1AuCu 铜金比 10.150.100.05＝0.301.210.712.0120.6873.150.4810 20.200.100.05＝0.351.050.712.3140.8477.360.8918 30.200.100.10＝0.400.920.692.1245.6878.111.0222 40.200.150.10＝0.450.760.672.1550.8282.081.2124 50.250.150.10＝0.500.730.672.2155.8882.311.2725 60.300.200.10＝0.600.690.682.2562.4083.441.4028 70.300.250.15＝0.700.650.652.3190.8585.192.2139 80.400.300.10＝0.800.640.672.39100.68 85.142.2542 90.500.300.20＝1.000.640.642.40120.65 85.292.8350 1 单位为 g/ t； 2 单位为％。 2.2.2 硫酸铵用量试验 石灰用量 4 kg/ t,氰化钠用量 0.60.30.20.1 kg/ t,硫酸铵用量试验结果见表 8。 表 8 硫酸铵用量试验结果 编号 硫酸铵用量 / kgt -1 渣浸出液浸出率/ ％ Au1Cu2Au1Cu1AuCu 铜金比 15.000.710.712.1198.9583.072.2547 26.000.720.712.4185.4683.861.8335 37.000.690.692.2474.2883.531.6533 48.000.680.692.3558.4584.561.3225 59.000.710.672.3850.4583.851.1521 610.000.690.682.4145.8684.721.0619 711.000.660.712.3140.6884.930.9118 812.000.680.722.3942.5684.620.9218 913.000.660.692.440.6285.030.9117 1 单位为 g/ t； 2 单位为％。 由表 8 可知,硫酸铵用量 8.00 kg/ t 时,金浸出指 标较好,同时浸出贵液铜金比小于 30,因此后续试验 选择硫酸铵用量 8.00 kg/ t。 2.2.3 磨矿细度试验 硫酸铵用量 8 kg/ t,氰化钠用量 0.60.30.2 0.1 kg/ t,石灰用量 5 kg/ t,磨矿细度试验结果见表 9。 表 9 磨矿细度试验结果 编号 -0.074 mm 粒级 含量/ ％ 渣浸出液浸出率/ ％ Au1Cu2Au1Cu1AuCu 铜金比 175.00.920.692.3375.8679.981.7033 285.00.810.682.3968.9281.681.5129 390.00.740.712.3555.4282.911.1824 495.00.520.732.4350.8987.521.0421 599.00.490.722.3935.2487.940.7315 1 单位为 g/ t； 2 单位为％。 由表 9 可知,随着磨矿细度增加,金浸出率逐渐增 加,铜浸出率逐渐降低。 考虑该矿属易磨矿石,在保证 金浸出的同时,综合铜浸出情况,后续试验选择磨矿细 度-0.074 mm 粒级含量不低于 95.00％。 2.2.4 综合条件试验 硫酸铵用量 8 kg/ t,氰化钠用量 0.6 kg/ t,石灰用 量 5 kg/ t,矿浆浓度 40％,矿石细度-0.074 mm 粒级含 量不低于 95％,进行了 4 组平行试验,结果见表 10。 表 10 综合条件试验结果 编号 渣浸出液浸出率/ ％ Au1Cu2Au1Cu1AuCu 铜金比 10.580.722.3555.8586.401.2024 20.570.682.4260.4586.631.3425 30.540.722.2949.8486.691.0522 40.530.732.4150.8987.311.0421 平均0.560.712.3754.2686.661.1623 1 单位为 g/ t； 2 单位为％。 4 组平行试验结果重现性良好,平均金、铜浸出率 分别为 86.66％和 1.16％［6-8］。 3 工业试验 3.1 工艺流程及主要设备 工业试验流程见图 2。 塔罗含铜氧化金矿氨氰提 金工艺工业试验流程主要包括破碎、磨矿、浸前浓密、 搅拌浸出、浸出矿浆除铜、三级浓密逆流洗涤、贵液吸 附以及药剂添加系统。 3.2 关键控制点及解决方案 经过详细调研和小型试验,于 2012 年 7 月中旬在 现场进行 2 000 t/ d 工业试验。 硫酸铵、氰化钠和石灰 用量分别为 8.00 kg/ t、0.60 kg/ t 和 5.0 kg/ t,原矿磨矿 细度-0.074 mm 粒级含量不低于 95.00％,浸出 48 h。 浸出结束,矿浆原位除铜24 h；原位除铜矿浆加入漂白 粉 0.60 kg/ t,除铜 pH 值 10.50～11.50,除铜 2 h；除铜 矿浆过滤,尾渣金品位小于 0.60 g/ t,金浸出率维持在 85.00％左右。 工业试验过程中关键控制点及解决方 案如下［9-11］ 1 防止“吸金”处理。 氨氰体系下,浸出贵液中 的 金很容易被炭钢铁槽“吸金”,采用传统防腐材料, 801矿 冶 工 程第 39 卷 ChaoXing 1球磨2球磨 2浸出槽1浸出槽3浸出槽4浸出槽5浸出槽6浸出槽7浸出槽 尾矿库 贫液缓冲槽 8浸出槽 3系列吸附槽 2系列吸附槽 1系列吸附槽 9浸出槽 10浸出槽 原矿 半自磨 氰化钠 漂白粉石灰 硫酸铵 泵池 一级 浓密机 二级 浓密机 一级逆流 贮槽 吸附贵液 贮槽 三级 浓密机 砂泵 泵池 砂泵 浸前浓密机 石灰 图 2 塔罗含铜氧化金矿氨氰浸出工业试验主体设备连接 价格昂贵,且防腐处理操作困难,影响项目进度,通过 引用英国某防腐材料,其具有价格低廉、防腐处理容易 等特点,自工艺试验及投产运行以来,系统中金金属平 衡稳定,通过防腐处理,彻底解决了该体系条件下“吸 金”问题。 2 氨氰浸出工序。 氨氰浸出工序包含以下几个 方面 ① 初始硫酸铵用量 8.00 kg/ t,随着系统水内部循 环,逐渐降低硫酸铵用量到6.85 kg/ t,仍保持较好的金 浸出率,同时抑制铜的浸出。 ② 通过跟踪浸出槽硫酸铵与总氨关系,在保持较 好金浸出率同时抑制铜的浸出条件下,浸出槽总氨浓度 维持在 500～700 g/ t,当总氨浓度低于 450 g/ t 时,大量 铜将溶出。 通过监控浸出槽总氨浓度,调节硫酸铵用 量,更有利于现场自动化控制。 ③ 浸出过程中,pH 值维持在 9.00～10.00 时取得 了较好的指标。 工业生产中通过浸出槽 pH 值来控制 石灰添加量,更利于自动化控制。 为了保证有利的浸 出 pH 值,需将磨矿 pH 值控制在 10.0～11.0。 3 原位除铜工序。 通过增加充气量及适当提高 搅拌速度,经过原位除铜工序,氨氰浸出结束时铜浓度 从 55.0～65.0 g/ t,降低到 35.0～45.0 g/ t,同时尾矿金 品位比原位除铜前降低 0.1 g/ t 左右,说明原位除铜过 程中,仍有部分金继续被浸出。 4 洗涤贵液除铜。 充分利用一段洗涤浓密机富 液停留时间,将漂白粉及石灰通过控制电位加入一段 浓密机。 5 吸附及铜开路。 工业试验共有 3 个吸附系列, 每个系列 6 个槽,每槽体积 70 m3,每个系列 420 m3, 3 个系列共加炭 100 t。 洗涤贵液铜金比小于 10,金铜 吸附率 99.8％,金金属吸附主要在 1 号和 2 号槽。 6 解吸柱静态解吸。 当载金炭铜品位超过 30 kg/ t 时,采用解吸柱静态脱铜,每柱装炭 3 t,配置 脱铜液氰化钠 15 g/ L,氢氧化钠 5 g/ L9 m3,控制脱 铜液循环速度 9 m3/ h。 脱铜液返回氨氰浸出系统,脱 铜炭返回吸附系统。 7 载金炭解吸-电积-提纯。 采用全封闭式常温、 常压解吸电解设备处理载金炭,金解吸率为 99.4％,电 积回收率为 99.5％。 电积金泥经冶炼金银分离后,在 坩埚中进行熔炼,铸出纯度 99.99％的金锭,金精炼回 901第 5 期陈庆根 含铜氧化金矿氨氰选择性提金试验研究及工业应用 ChaoXing 收率为 99.5％,产品金达到国标 Au-1 标准。 3.3 初步技术经济评价 在小型试验的基础上进行现场工业试验,连续运 行 70 d,共处理矿样 14.42 万吨,平均每天 2 060 t,平 均吨矿单耗硫酸铵 6.85 kg、生石灰 4.84 kg、氰化钠 0.62 kg,氰化尾渣金品位约 0.55 g/ t。 初步吨矿成本 分析结果见表 11。 表 11 吨矿成本分析结果 采矿成本 / 元 选矿成本 / 元 冶炼成本 / 元 辅助及其他成本 / 元 合计 / 元 380.53190.8814.6794.92681.00 工业试验期间共生产“四九”金锭 516 557 g,新增 销售收入 12 914 万元,实现新增净利润 3 094 万元。 4 结 论 通过实验室小型试验及工业生产实践表明,采用 氨氰选择性提金工艺技术可行,为类似矿石提供了一 种新的工艺路径。 参考文献 ［1］ 邹来昌. 某含铜氧化金矿石氨氰法浸金工艺试验研究［J］. 黄金, 2014,35458-61. ［2］ 黄怀国. 国外某含铜金矿氨氰法选择性浸出提金［J］. 矿产综合 利用, 2014552-55. ［3］ 陈庆根,张文波,王中溪,等. 塔罗氧化矿氨氰炭浸试验研究报告［R］. 厦门厦门紫金矿冶技术有限公司, 2014. ［4］ 陈庆根,张文波,王中溪,等. 塔罗氧化矿氨氰洗涤贵液钢棉吸附 提金试验研究［R］. 厦门厦门紫金矿冶技术有限公司, 2014. ［5］ 陈庆根,张文波,王中溪. 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