高砷高硫金精矿回收有价金属工艺研究.pdf

5 2 有色金属 冶炼部分 h t t p [ [ y s y l ．b g r i m m ．c n 2 0 1 6 年第8 期 d o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n ．1 0 0 7 7 5 4 5 ．2 0 1 6 ．0 8 ．0 1 2 高砷高硫金精矿回收有价金属工艺研究 孙聪1 ，林明国2 ，刘大学1 ，郭持皓1 1 ．北京矿冶研究总院，北京1 0 0 1 6 0 ；2 ．辽宁新都黄金有限责任公司，辽宁朝阳1 2 2 0 0 0 摘要采用两段焙烧一酸浸再磨一氰化工艺从高砷高硫难处理金精矿中回收有价金属。结果表明，在 5 5 0 ℃弱氧化气氛下焙烧6 0m i n ，7 0 0 ℃氧化气氛下焙烧6 0m i n ；焙砂细磨至一0 ．0 3 8m m 占7 0 ％，氰化钠 用量6k g ／t ，氰化浸出4 8h ，金浸出率达到9 0 ．8 6 ％，银浸出率达到5 6 ．9 5 ％。 关键词两段焙烧；砷；硫；氰化；难处理金矿 中图分类号T F 8 3 l文献标志码A文章编号1 0 0 7 7 5 4 5 2 0 1 6 0 8 0 0 5 2 1 4 T e c h n o l o g yS t u d yo nR e c o v e r yo fV a l u a b l eM e t a l sf r o mH i g h A r s e n i ca n dS u l f u rB e a r i n gG o l dC o n c e n t r a t e s S U N C o n 9 1 ，L I NM i n g g u 0 2 ，L I UD a x u e l ，G U OC h i h a 0 1 1 ．B e i j i n gG e n e r a lR e s e a r c hI n s t i t u t eo fM i n i n g M e t a l l u r g y ，B e i j i n g1 0 0 16 0 ，C h i n a ； 2 ．L i a o n i n gX i n d uG o l dC o ．L t d ．，C h a o y a n g1 2 2 0 0 0 ，L i a o n i n g ，C h i n a A b s t r a c t V a l u a b l em e t a l sw e r er e c o v e r e df r o mh i g hs u l f u ra n da r s e n i cb e a r i n gr e f r a c t o r yg o l dc o n c e n t r a t e s b yt w os t a g er o a s t i n g ，a c i dl e a c h i n g ，r e g r i n d i n g ，a n dc y a n i d i n g 。T h er e s u l t ss h o wt h a tl e a c h i n gr a t eo f g o l da n ds i l v e ri s9 0 ．8 6 ％a n d5 6 ．9 5 ％r e s p e c t i v e l yu p o nf i r s t s t a g er o a s t i n ga t5 5 0 ℃f o r6 0m i n ，s e c o n d s t a g er o a s t i n ga t7 0 0 ℃f o r6 0m i n ，a n dc y a n i d el e a c h i n gf o r4 8hu n d e rt h ec o n d i t i o n so fa c i dl e a c h i n gs l a g g r i n d i n gt O0 ．0 3 8m ma c c o u n t i n gf o r7 0 ％a n dd o s a g eo fs o d i u mc y a n i d eo f6k g ／t ． K e yw o r d s t w o s t a g er o a s t i n g ；a r s e n i c ；s u l f u r ；c y a n i d i n g ；r e f r a c t o r yg o l do r e 青海多产含砷难处理金精矿，为了满足含砷金 精矿的处理需求，青海某黄金有限公司拟建设一座 含砷难处理金精矿的冶炼厂。 目前，难处理金精矿一般要经过预处理口巧J ，由 于焙烧氧化法可回收多种有价元素，且环境污染小， 并节省投资，广受企业的青睐。因此，针对青海某高 砷高硫难处理金精矿，本研究选用国内应用广泛、工 艺成熟的两段焙烧工艺。 1试验原料 青海高砷高硫金精矿含金3 2 ．6 7g ／t 、银1 5 ．9 0 g ／t ，其他成分 ％ C2 ．6 7 、A s4 ．2 0 、S2 0 ．1 1 、F e 收稿日期2 0 1 6 - 0 3 1 1 基金项目“十二五”国家科技支撑计划项目 2 0 1 2 B A B 0 8 8 0 4 作者简介孙聪 1 9 8 4 ，女，山东诸城人，硕士，工程师． 1 9 ．6 5 、C a O2 ．8 0 、M g O1 ．1 2 、A 1 2 0 38 ．4 6 、Z n0 ．1 9 、 K 2O3 ．1 9 、P b0 ．0 2 5 、S b0 ．2 7 、S i 0 23 3 ．7 6 、P 0 ．0 2 3 、N i0 ．0 2 6 、N a 2 00 ．4 5 。金在矿物中的分布率 ％ 单体及裸露金1 1 ．1 4 ％、硫化物中金5 8 ．7 7 ％、 铁矿物中金2 7 ．0 0 ％、硅酸盐中金2 ．7 9 ％、碳酸盐中 金0 ．0 3 ％。金随原料粒级分布比例见表1 。 可以看出，原料中硫化物和铁矿物中金超过 8 0 ％，因此该矿样直接氰化浸出，金的浸出率较低， 应该破坏金的硫化物载体后再氰化浸出。 通过表1 可见，粒度越粗的颗粒中金的品位越 低，一0 ．0 3 8m m 级别的颗粒中金的品位超过了4 0 g ／t ，而金在其中的分布率超过5 0 ％。 万方数据 2 0 1 6 年第8 期 有色金属 冶炼部分 h t t p l l y s y l ．b g r i m m ．c n 5 3 表1 金随原料粒级的分布比例 T a b l e1G o l dd i s t r i b u t i o nw i t hp a r t i c l es i z eo f r a wm a t e r i a l 2 试验结果与讨论 2 ．1 焙烧温度的影响 在两段焙烧[ 6 _ 8 ] 中，一段脱砷是在弱氧化气氛下 砷以A s O 。形式脱除，二段脱硫是在氧化条件下硫 以S O 形式脱除。使被砷黄铁矿和黄铁矿所包裹的 金得以暴露，产出结构疏松适于氰化提金的氧化焙 砂，从而使金的氰化浸出率得到提高。 控制二段焙烧温度为7 0 0 ℃，考察一段焙烧温 度对脱砷、脱硫及金回收的影响，结果见图1 。 一 24 请烧温暖／℃ 图1 一段焙烧温度对脱硫脱砷率及金 浸出率的影响 F i g ．1 E f f e c to ff i r s t - s t a g er o a s t i n gt e m p e r a t u r e o nd e s u l f u r i z a t i o n ，a r s e n i cr e m o v a lr a t e 。 a n dg o l dl e a c h i n gr a t e 由图l 可见，焙烧温度对脱砷率影响较显著，随 着温度的升高，脱砷率明显提升。金的氰化浸出率 在6 0 0 ℃以下焙烧效果较好，随着温度的升高，金氰 化浸出率反而有所下降，这是由于焙烧产生的铁盐 等对微细粒金进行二次包裹[ 7 ] 。脱硫率则较为平 稳。由此，确定一段焙烧温度为5 5 0 ℃。 控制一段焙烧温度为5 5 0 ℃，考察二段焙烧温 度对脱砷、脱硫及金回收的影响，结果见图2 。 从图2 可知，随着二段氧化气氛焙烧温度的升 高，脱硫、脱砷率均有所升高，脱砷率最高在8 6 ％～ 菱1 ／三熹率 7 【．L ．．．，J L J L J “X l6 5 07 0 7 5 8 I8 5 { 二段焙烧温度，℃ 图2 脱硫脱砷率及金浸出率与二段 焙烧温度的关系 F i g ．2R e l a t i o n s h i pb e t w e e nd e s u l f u r i z a t i o n ， a r s e n i cr e m o v a lr a t e - a n dg o l dl e a c h i n gr a t ea n d s e c o n d 。s t a g er o a s t i n gt e m p e r a t u r e 8 7 ％。二段氧化焙烧温度在7 0 0 ℃时金的浸出率效 果最好，到7 5 0 ℃之后，金氰化浸出率反而有所下 降，8 0 0 ℃时金的浸出率降为8 3 ．0 7 ％。由此确定二 段焙烧温度为7 0 0 ℃。 2 ．2 酸浸条件的影响 酸浸条件液固比L ／S 2 、浸出温度8 0 ℃、浸 出时间1 2 0m i n 、不断添加浓硫酸、保持溶液p H 一 1 ．5 。酸浸1 和酸浸2 为平行试验，结果见表2 。 表2 酸浸对金、银回收率的影响 T a b l e2E f f e c to fa c i dl e a c h i n go nr e c o v e r y r a t eo fg o l da n ds i l v e r 由表2 可见，酸浸对金的浸出率有所提升，虽然 效果不明显，但酸浸有助于去除焙砂中的杂质离子， 而且由于工业生产过程中焙烧烟气自产硫酸，设置 酸浸工序可以利用废酸，而且可以提高工艺对不同 原料 比如部分含铜较高的原料 的适应性。因此， 实际工业生产过程中可考虑设置酸浸工序。 但针对此矿样，后续小型试验过程中根据试验 结果暂不进行酸浸试验。 2 ．3 焙砂粒度的影响 按照以往的生产实践经验，金精矿经两段焙烧， 细磨后，在常温下进行氰化浸出，浸出条件液固比 L ／S 2 、用C a O 调矿浆p H 一1 0 ～1 0 ．5 、N a C N 用量 万方数据 5 4 有色金属 冶炼部分 h t t p [ ] y s y l ．b g r i m m ．c n 2 0 1 6 年第8 期 6k g ／t 、浸出时间4 8h ，考察焙砂粒度对有价金属回 收的影响，结果如图3 所示。 摹 ＼ 料 茁 燃 图3 焙砂粒度对金、银浸出率的影响 F i g ．3 E f f e c to fc a l c i n es i z eo nl e a c h i n gr a t e o fg o l da n ds i l v e r 由图3 可见，焙砂粒度磨细之后，金的氰化浸出 率有所提升，但效果不明显。对银的氰化浸出率有 明显提升，综合考虑，确定焙砂粒度为一0 ．0 3 8m m 占7 0 ％。 2 ．4N a C N 用量的影响 保持其它条件不变，焙砂粒度一0 ．0 3 8 m m 占 7 0 ％，考察N a C N 用量对有价金属回收的影响，结 果见图4 。 述 碍 毛 燃 N a C N 用量／ k g t - I 图4N a C N 用量对金、银浸出率的影响 F i g ．4 E f f e c to fN a C Nd o s a g eo nl e a c h i n g r a t eo fg o l da n ds i l v e r 由图4 可见，随着N a C N 用量的增大，金的浸 出率逐渐增大，N a C N 用量为6k g ／t 时，金的浸出 率达9 1 ．9 0 ％，银的浸出率达5 5 ．5 6 ％，继续增加 N a C N 用量，金浸出率没有显著提高。由此确定 N a C N 用量为6k g ／t ，此条件下，N a C N 消耗量为 4 ．0 5k g ／t ，相当于每吨精矿3 ．4 7k g 。 2 ．5 氰化时间的影响 每吨焙砂氰化钠用量6k g ，保持其它条件不 变，不同氰化时间时的金、银浸出结果见图5 。 图5 金、银浸出率与氰化浸出时间的关系 F i g ．5 E f f e c to fc y a n i d el e a c h i n gt i m eo n l e a c h i n gr a t eo fg o l da n ds i l v e r 图5 表明，金的浸出率随着氰化浸出时间的延 长逐渐增大，2 4h 后趋于稳定。实际生产中，建议 氰化时间延长至4 8h ，以保证能完全浸出矿样中的 粗颗粒金。 2 ．6 综合条件试验 根据条件试验得到的最优条件进行综合试验， 5 5 0 ℃一段焙烧6 0m i n 脱砷；7 0 0 ℃二段焙烧6 0 m i n 脱硫；氰化浸出条件焙砂粒度一0 ．0 3 8m m 占 7 0 ％、每吨焙砂氰化钠用量6k g 、液固比L ／S 2 、浸 出时间4 8h 。试验结果见表3 。 表3 综合试验结果 T a b l e3 R e s u l t so fc o m p r e h e n s i v et e s t 项目A s ／％S ／％金浸出率／％银浸出率／％ 综合1 0 ．7 50 ．9 39 1 ．1 95 5 ．8 5 综合2 0 ．8 40 ．8 69 0 ．5 25 8 ．0 5 平均0 ．8 0 0 ．9 09 0 ．8 65 6 ．9 5 由表3 可见，在优化条件下，焙砂中含砷 0 ．7 5 ％，含硫0 ．9 0 ％；金的平均浸出率为9 0 ．8 6 ％， 银的平均浸出率为5 6 ．9 5 ％。 2 ．7 氰化渣中金物相 氰化渣中的金含量为3 ．1 5g ／t ，金在各矿物中 的分布率为 ％ 裸露金6 ．6 7 、碳酸盐0 ．3 2 、硫化物 1 ．2 7 、铁矿物5 3 ．1 8 、硅酸盐3 8 ．4 1 。 对氰化浸出渣的抛光片进行了显微镜及扫描电 镜检查，未见显微金的残余，而载金硫化物黄铁矿的 残余量也很少。因此，估计呈氰化不完全形式存在 的显微镜下可见金很少，即金在渣中损失的主要形 万方数据 2 0 1 6 年第8 期有色金属 冶炼部分 h t t p ／／y s y l ．b g r i m m ．c n 5 5 式应该是被三氧化二铁包裹的次显微金。 硫化物一硫砷化物在焙烧脱硫转变为三氧化二 铁过程中会产生微细孔隙，其中有部分是开放孔隙， 部分则为闭孑L ，只有开放孔隙中的微细金粒才可能 3结论 氰化浸出，而部分在闭孔中的次显微金粒则无法和 氰化液接触，也就不可避免地残留在氰化渣中。 氰化渣的镜下特征见图6 。 图5 氰化渣S E M 形貌 F i g ．5 S E Mm o r p h o l o g yo fc y a n i d er e s i d u e 1 该金精矿采用两段焙烧一细磨一氰化浸出流 程在一段弱氧化气氛下5 5 0 ℃焙烧6 0m i n ，二段 在氧化气氛下7 0 0 ℃焙烧6 0m i n ，焙砂细磨至粒度 一0 ．0 3 8m m 占比7 0 ％，氰化浸出4 8h ，用C a O 调 节氰化p H 一1 0 ．5 ～1 2 ，氰化钠用量为6k g ／t 。金、 银浸出率分别达到9 0 ．8 6 ％和5 6 ．9 5 ％。 2 结合企业现状和工业生产实际，推荐工艺流 程为两段焙烧一酸浸一再磨一氰化浸出。 3 金在渣中损失的主要形式为F e 。O 。包裹的次 显微金，氰化浸出工艺对其难以进一步回收利用。 参考文献 [ 1 ] 蒋开喜．加压湿法冶金[ M ] ．北京冶金工业出版社， 2 0 1 6 3 7 0 3 9 5 ． [ 2 ] 简椿林．黄金冶炼技术综述E J ] ．湿法冶金，2 0 0 8 ，2 7 1 1 5 ． [ 3 ] 张静茹，李晓文．含金硫酸烧渣酸浸铜一氰化炭浆法提 金工艺生产实践[ J ] ．黄金，2 0 1 2 ，3 3 7 4 4 4 5 ． [ 4 ] 谭田．黄金的冶炼方法及其技术处理[ J ] ．科教创新， 2 0 0 8 7 1 1 2 - 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