含金銀銅硫精礦綜合回收試驗研究

高起方 段勝紅

摘要：以某含金銀銅復雜硫精礦為研究對象，進行了沸騰爐焙燒—酸浸—氰化浸出聯合流程研究，考察了焙燒、燒渣除雜及金、銀浸出等作業條件。結果表明：采用沸騰爐焙燒—酸浸—氰化浸出聯合流程，可綜合回收各有價元素;在最佳工藝條件下，焙燒硫回收率97.57%，酸浸銅浸出率66.45%、硫浸出率88.28%、砷浸出率50.70%，氰化浸出金浸出率89.61%、銀浸出率43.74%;酸浸渣金品位5.10g/t、銀品位20.53g/t、鐵品位65.58%，試驗指標較好;酸浸液可進一步回收有價元素。

關鍵詞：硫精礦;焙燒;酸浸;氰化;綜合回收

中圖分類號：TF831文獻標志碼：A開放科學（資源服務）標識碼（OSID）：

文章編號：1001-1277（2021）03-0068-04doi：10.11792/hj20210314

引言

目前，國內較多企業采用化學選礦方法處理細粒浸染型含金硫精礦，此方法具有工藝合理、技術成熟、成本較低、節能減排的優點[1-3]。其通過焙燒改善礦石孔隙和次生節理，并采用酸、堿、鹽等浸出方法去除燒渣中銅、鉛、鋅、砷等有害雜質，然后再進行金、銀浸出回收[4-5]。該方法一般可獲得較好的金、銀浸出率、硫酸回收率及品質良好的鐵精礦，也可綜合回收酸浸液中有價元素。

本次試驗以某含金銀銅復雜硫精礦為研究對象，采用沸騰爐焙燒—酸浸—氰化浸出聯合流程，探索合理的焙燒溫度、燒渣除雜及金、銀浸出條件，達到綜合回收金、銀、鐵和硫等有價元素的目的，并獲得可進一步回收的酸浸液，為其工業設計和生產管理提供理論依據[6-7]。

1試樣性質

該含金銀銅復雜硫精礦（下稱“硫精礦”）中硫礦物主要為黃鐵礦，其次可見極少量磁黃鐵礦、白鐵礦及毒砂;雜質礦物主要為菱鐵礦及脈石礦物，其次為磁鐵礦、黃銅礦;還可見自然金及銀金礦，自然金主要呈微粒包裹于黃鐵礦中或與黃鐵礦連生。黃鐵礦主要以單體形式產出，粒度相對較粗，主要分布于0.02～0.15mm，部分小于0.01mm;黃銅礦與黃鐵礦呈貧連生體，部分呈細粒包裹于黃鐵礦中，個別呈微細粒單體，連生體中黃銅礦粒度普遍小于0.02mm;磁鐵礦、菱鐵礦及脈石礦物主要與黃鐵礦連生，連生關系大多為毗鄰連生，連生體中磁鐵礦粒度一般小于0.038mm，菱鐵礦及脈石礦物粒度相對較粗，一般小于0.074mm。硫精礦化學成分分析結果見表1，銅物相分析結果見表2，金化學物相分析結果見表3，銀化學物相分析結果見表4。

由表2～4可知：硫精礦中銅主要為硫化銅，占72.25%;金主要為裸露金，占57.26%;銀主要為硫化銀、碲化銀，占95.39%。

2試驗結果與討論

硫精礦中金、銀主要以細粒包裹和毗鄰貧連生的形式存在，采用直接浸出法處理時，提金劑和氧化劑難以滲入顆粒內部與金礦物反應;同時，硫精礦中含有消耗浸出劑的雜質，造成生產成本偏高，且其反應產物也可能沉淀在金、銀顆粒表面，鈍化金、銀的表面，降低金、銀回收率。因此，試驗采用沸騰爐焙燒改善礦石孔隙和次生節理，再用硫酸處理，消除燒渣中有害雜質，然后進行金、銀回收。其工藝流程見圖1。

2.1硫精礦焙燒試驗

為了強化硫化鐵充分氧化成二氧化硫和三氧化二鐵，降低燒渣含硫量，提高硫資源利用率及燒渣鐵品位，降低對后續作業的影響，焙燒作業采用效果較好的沸騰爐焙燒法。試驗主要考察了焙燒溫度對硫、砷的影響，結果見表5。

由表5可知：焙燒溫度從750℃增加至930℃，燒渣中硫品位逐漸降低，而砷品位逐漸升高后趨于穩定;當焙燒溫度增加到800℃時，燒渣中硫品位為1.55%、砷品位為0.24%;繼續增加焙燒溫度，燒渣硫品位繼續下降，但砷品位稍有升高。

焙燒主要是強化回收元素硫及降砷，由于其在燒渣中仍有殘留，且焙燒溫度對除銅及金、銀浸出也有影響，因此開展了進一步研究。在酸浸溫度80℃，終點pH=0.5（硫酸用量54kg/t）條件下進行試驗，結果見表6。

由表6可知：焙燒溫度控制在750℃、800℃時，酸浸渣中銅品位低而銅浸出率高，表明在此焙燒溫度下燒渣中銅的酸溶性鹽和氧化物比例最高;當焙燒溫度為750℃時，酸浸渣產率最低，進入酸浸液中的礦物量較多;當焙燒溫度超過850℃時，酸浸渣中銅品位逐漸升高而銅浸出率逐漸降低，其原因是燒渣主要為結構致密的Fe3O4，同時有大量難溶鐵酸鹽生成，造成銅浸出率下降。酸浸過程不僅能去除燒渣中的銅，而且可使殘留雜質硫、砷進入酸浸液，提升鐵精礦品質。

綜合考慮，焙燒溫度選擇800℃為宜，獲得的燒渣產率為68.74%，硫回收率為97.57%。燒渣主要元素分析結果見表7。

由表8可知：在最佳酸浸條件下，獲得了銅浸出率66.45%、硫浸出率88.28%、砷浸出率50.70%的較好指標，其酸浸液含銅1.15g/L、硫9.12g/L、砷0.80g/L;酸浸渣金品位5.10g/t、銀品位20.53g/t、鐵品位65.58%。

2.3酸浸渣提取金銀試驗

2.3.1磨礦細度

由于該硫精礦中金顆粒極細，大部分小于20μm，部分為0～10μm，且銀嵌布粒度更細，影響浸出效果，因此開展了磨礦細度試驗。在液固比2∶1，石灰調節pH=10～11，氰化鈉用量3kg/t，充氣量0.3m 3/（m 3·h），浸出時間30h的條件下，考察磨礦細度對金、銀浸出指標的影響，結果見表9。

由表9可知：當磨礦細度從-0.074mm占85%（未磨）增加到-0.025mm占70%時，金浸出率從84.90%提高至89.41%，增加幅度較大;而銀浸出率稍有提高，增加幅度較小。繼續增加磨礦細度，金、銀浸出率變化不大，趨于穩定。綜合考慮，磨礦細度選擇-0.025mm占70%為宜。

2.3.2氰化鈉用量

氰化鈉浸金動力學規律表明，CN -初始濃度是影響金氰化浸出的重要因素之一。在磨礦細度-0.025mm占70%，液固比2∶1，石灰調節pH=10～11，充氣量0.3m 3/（m 3·h），浸出時間30h的條件下，進行氰化鈉用量試驗，結果見表10。

由表10可知：隨著氰化鈉用量的增加，金、銀浸出率均增大;當氰化鈉用量從1kg/t增加至2kg/t時，金浸出率從84.71%提高到89.80%，銀浸出率增幅較小;繼續增加氰化鈉用量，金、銀浸出率增幅較小。綜合考慮，氰化鈉用量選擇2kg/t為宜。

2.3.3充氣量

有研究表明，在浸出過程中，氰化鈉和氧氣的理想濃度比為6∶1，氧在水溶液中的溶解度大約為8mg/L，因此CN -質量分數超過0.03%時，金、銀的浸出速率取決于礦漿含氧量。在生產中，適宜的含氧量才能獲得較好的浸出指標，且氰化鈉消耗量最低。一般情況下，采用外加壓縮空氣的方式增加礦漿含氧量。在磨礦細度-0.025mm占70%，液固比2∶1，石灰調節pH=10～11，氰化鈉用量2kg/t，浸出時間30h的條件下，進行充氣量試驗，結果見表11。

由表11可知：隨著充氣量的增加，金、銀浸出率逐漸增大;從不充氣到充氣量為0.2m 3/（m 3·h）時，金浸出率從63.73%提高到88.04%、銀浸出率從23.62%提高到42.13%，金、銀浸出率增幅較大。繼續增加充氣量，金、銀浸出率稍有提高后趨于穩定。綜合考慮，充氣量選擇0.3m 3/（m 3·h）為宜，金浸出率89.61%、銀浸出率43.74%。

2.3.4浸出時間

合理的浸出時間既能保證金、銀浸出率，也能降低生產成本。在磨礦細度-0.025mm占70%，液固比2∶1，石灰調節pH=10～11，氰化鈉用量2kg/t，充氣量0.3m 3/（m 3·h）的條件下，進行浸出時間試驗，結果見表12。

由表12可知：隨著浸出時間的延長，金、銀浸出率逐漸升高;當浸出時間達到30h時，金浸出率89.61%、銀浸出率43.35%;繼續延長浸出時間，金、銀浸出率增幅不大，趨于穩定。綜合考慮，金、銀氰化浸出時間選擇30h為宜。后續綜合試驗金浸出率89.61%、銀浸出率43.74%，金、銀浸出率較為穩定，表明選擇的酸浸渣氰化浸出工藝條件較為可靠。

綜上所述，采用該方法可獲得較好的金、銀浸出率、硫酸回收率及品質良好的鐵精礦，也可再進一步回收酸浸液中的有價元素。在最佳工藝條件下，獲得了較好指標：焙燒段，硫回收率97.57%;燒渣除雜段，銅浸出率66.45%、硫浸出率88.28%、砷浸出率50.70%，酸浸液含銅1.15g/L、硫9.12g/L、砷0.80g/L，酸浸渣金品位5.10g/t、銀品位20.53g/t、鐵品位65.58%;浸出段，金浸出率89.61%、銀浸出率43.74%。

3結論

1）采用沸騰爐焙燒處理某含金銀銅復雜硫精礦，綜合回收效果較好。在適宜的焙燒溫度條件下，由于物料顆粒松散懸浮，顆粒之間接觸率低，同時焙燒時間短，體積迅速膨脹，顆粒直徑變大，燒渣顆粒內部孔隙多，除硫率高，提高了后續除雜及金、銀浸出的效果。

2）酸浸作業對提高燒渣品質及金、銀回收率極為重要，其可將燒渣鐵品位提高3%～4%，且大大降低了有害雜質的含量，為燒渣的利用創造了條件;同時，降低了金、銀浸出的藥劑消耗量，提高了金、銀浸出率。此外，酸浸液含銅1.15g/L、硫9.12g/L、砷0.80g/L，可進一步回收。

3）在最佳工藝條件下，焙燒段，硫回收率97.57%;燒渣除雜段，銅浸出率66.45%、硫浸出率88.28%、砷浸出率50.70%，酸浸渣金品位5.10g/t、銀品位20.53g/t、鐵品位65.58%;浸出段，金浸出率89.61%、銀浸出率43.74%，指標較好。

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Abstract：Thepapertakesasulfurconcentratecontaininggold，silverandcopperastheresearchsubject，studiesthejointflowsheetofboilingfurnaceroasting-acidleaching-cyanidationleaching，investigatestheoperationssuchasroasting，impurityremovalfromcalcines，andgoldandsilverleaching.Theresultsshowthatthejointflowsheetofboilingfurnaceroasting-acidleaching-cyanidationleachingcancomprehensivelyrecovereachvaluableelement;underoptimalprocessparameters，sulfurrecoveryratebyroastingis97.57%，copperleachingratebyacidleachingis66.45%，sulfurleachingrateis88.28%，arsenicleachingrateis50.70%，goldleachingratebycyanidationleachingis89.61%，silverleachingrateis43.74%;goldgradeinacidleachingresidueis5.10g/t，silvergradeis20.53g/t，irongradeis65.58%，theindexisgood;acidleachingsolutioncanbeusedtofurtherrecovervaluableelements.

Keywords：sulfurconcentrate;roasting;acidleaching;cyanidation;comprehensiverecovery