難處理含銻金精礦高效回收金銻試驗研究

中圖分類號：TD952文獻標志碼：A

文章編號：：1001-1277（2025）08-0043-06

doi：10.11792/hj20250809

引言

難處理金精礦主要有含砷金精礦、含銻金精礦、含碳金精礦等[1-5]。難處理含銻金精礦采用直接氰化法金浸出率低，通常需要對其進行預處理后才能提高金浸出率。目前，已經獲得工業應用的預處理方法主要有氧化焙燒法、加壓氧化法和生物氧化法3種[6-10]，但這些預處理方法均不能有效回收難處理含銻金精礦中的銻，造成有價金屬銻的浪費。

銻作為關鍵的戰略性礦產資源，在現代工業和高科技領域具有不可替代的作用。中國銻金屬年產量約15萬t，占世界銻金屬年產量的 88% ；中國也是從銻金礦中回收銻和金的主要國家；每年從銻金礦中生產的銻金屬約1.5萬t，約占全國銻金屬產量的 10% 。銻金礦中銻與金緊密共生，而金屬銻的熔點較低，在焙燒預處理過程中易形成對金的二次包裹，導致后續采用氰化法處理時，金、銀回收率低。因此，研究從難處理含銻金精礦中高效綜合回收銻、金等有價金屬，具有極其重要的意義[11-20]

某礦山選礦廠浮選產出的含銻金精礦含金 43.70g/t 含銀 10.60g/t ，含硫 20.53% ，含砷 4.18% ，含銻15.60% ，屬于典型的難處理含銻金精礦。試驗采用含銻金精礦浮選一浮選尾礦堿浸一浸銻尾渣兩段焙燒一焙燒渣氰化浸出一煙氣制酸工藝流程，不僅使含銻金精礦中的銻得到梯級有效回收，而且大幅提高了金的回收率。

1 試樣性質

試驗樣品為某礦山選礦廠浮選產出的含銻金精礦，其化學成分分析結果見表1，金賦存狀態分析結果見表2。

由表1、表2可知：該金精礦含金 43.70g/t ，含銀10.60g/t ，含硫 20.53% ，含砷 4.18% ，含銻 15.60% ，含碳 2.40% 。主要金屬礦物為輝銻礦、黃鐵礦、毒砂，以及少量的黃銅礦、方鉛礦等；非金屬礦物主要為白云石、方解石、石英等。金精礦中 31.12% 的金為單體及裸露金， 47.55% 的金為硫化物包裹金， 11.74% 的金為碳酸鹽包裹金， 9.59% 的金為硅酸鹽包裹金。金精礦含有大量的包裹金，須采用適宜的預處理方法才能有效提高金回收率。

表1含銻金精礦化學成分分析結果

Table1Analysis results of chemical composition in the gold concentrate containing antimony

注 ：1）w（Au）/（g?t^-1）;2）w（Ag）/（g?t^-1）

表2金賦存狀態分析結果

Table2Analysis results of gold occurrence state

2 試驗流程與方法

2.1 工藝流程

采用含銻金精礦浮選一浮選尾礦堿浸一浸銻尾渣兩段焙燒一焙燒渣氰化浸出一煙氣制酸工藝流程，見圖1。

Fig.1Flow of gold and antimony recovery from the refractory antimony-bearing gold concentrate

2.2 試驗方法

含銻金精礦浮選：控制含銻金精礦磨礦細度-0.074mm 占比 85% ，礦漿濃度 25% ，以硝酸鉛為銻礦物活化劑，YZJ為pH調整劑及其他硫化物抑制劑，丁基黃藥為捕收劑，產出銻精礦與浮選尾礦。

浮選尾礦堿浸：液固比2：1，氫氧化鈉調整礦漿pH 值至12，硫化鈉為銻浸出劑，控制堿浸溫度 60^°C ，堿浸時間 2h 。

浸銻尾渣兩段焙燒：一段焙燒溫度 580^°C ，焙燒時間 2h ;二段焙燒溫度 660^°C ，焙燒時間 2h 。

焙燒渣氰化浸出：采用純堿調整礦漿 pH 值至10，液固比2：1，氰化鈉用量 0.30%～0.40% ，浸出時間 （24+12）h 。

酸浸除雜：液固比2：1，初始硫酸 30% ，酸浸溫度80^qC～90^qC ，酸浸時間 2h 。

3 試驗結果與討論

3.1 氧化焙燒一氰化浸出試驗

開展了試樣氧化焙燒一氰化浸出試驗，條件為：焙燒溫度 630^°C ，焙燒時間 ^4h ，焙燒后再氰化，控制磨礦細度 -0.074mm 占比 90% ，石灰調整礦漿 pH 值為10，液固比2：1，氰化鈉用量 0.15%～0.20% ，浸出時間 （24+12）h 。試驗結果見表3。

由表3可知：含銻金精礦采用氧化焙燒一氰化浸出處理后，砷、銻元素在焙燒過程中均部分揮發，揮發率分別為 76.83%.45.09% ，金浸出率為 82.42% ，氰化渣金品位為 9.20g/t ，金、銻回收效果均不理想。氰化渣中部分輝銻礦由于焙燒過程中生成低熔點銻化物而發生對金的二次包裹，同時殘余未分解的黃鐵礦、砷黃鐵礦使包裹金未徹底解離是金浸出率低的關鍵影響因素。

3.2 浮選回收梯試驗

由于含銻金精礦采用氧化焙燒一氰化浸出工藝難以有效回收銻，且焙燒中銻熔結物嚴重影響金浸出率，因此進行含銻金精礦浮選回收銻試驗，以降低對后續金浸出作業的影響，并實現銻礦物的優先回收。探討了磨礦細度、活化劑硝酸鉛用量、抑制劑YZJ用量對銻浮選回收率的影響。浮選試驗流程見圖2。

表3氧化焙燒一氰化浸出試驗結果

Table 3Results oxidation roasting-cyanidation leaching test

注 ：1）w（Au）/（g?t^-1）;2）w（Ag）/（g?t^-1）o

3.2.1 磨礦細度

在礦漿濃度 25% ，抑制劑 [ZJ3000g/t ，活化劑硝酸鉛 600g/t ，捕收劑丁基黃藥 1200g/t 條件下，控制磨礦細度 -0.074 占比分別為 75%.80%.85% 、90% 。試驗結果見表4。

圖2含銻金精礦浮選試驗工藝流程

Fig.2Flow of the antimony-bearing gold concentrate flotation test

由表4可知：隨著磨礦細度的增加，銻精礦產率及金、硫、砷品位降低，銻品位及回收率提高。當磨礦細度 -0.074mm 占比 85% 時，銻精礦產率為 32.75% ，銻品位為 41.50% 、銻回收率達到 87.12% ;繼續增加磨礦細度，銻精礦中金、銻、硫、砷回收率基本無變化。綜合考慮，選擇磨礦細度 -0.074mm 占比 85% 為宜。

3.2.2 活化劑用量

在磨礦細度 -0.074mm 占比 85% ，礦漿濃度25% ，抑制劑YZ ζJ3000g/t ，捕收劑丁基黃藥 1200g/t 條件下，控制活化劑硝酸鉛用量分別為 400g/t，500g/t600g/1.700g/t_?"。試驗結果見表5。

表4磨礦細度試驗結果

Table4 Results of the grinding fineness test

注 ：1）w（Au）/（g?t^-1） 。

由表5可知：銻精礦銻回收率隨硝酸鉛用量的增加先提高后降低。當硝酸鉛用量為 600g/t 時，銻精礦銻品位為 41.50% 、銻回收率為 87.12% ；繼續增加硝酸鉛用量至 700gΛ 時，銻精礦銻品位、銻回收率分別降低至 41.28% 、 86.79% 。綜合考慮，選擇硝酸鉛用量 600g/t 為宜。

3.2.3 抑制劑用量

表5硝酸鉛用量試驗結果

Table5Results of the lead nitrate dosage test

注 ：1）w（Au）/（g?t^-1）_?

在磨礦細度 -0.074mm 占比 85% ，礦漿濃度25% ，活化劑硝酸鉛 600g/t ，捕收劑丁基黃藥 1200g/t條件下，控制抑制劑YZJ用量分別為 2000g/t 、2500g/t，3000g/t，3500g/t 。試驗結果見表6。

表6YZJ用量試驗結果

Table 6Results of the YZJ dosage test

注 ：1）w（Au）/（g?t^-1） □

由表6可知：隨著YZJ用量增加，銻精礦銻品位及銻回收率均逐漸提高，但銻精礦產率逐漸降低。當YZJ用量超過 3000g/t 時，銻精礦銻品位及銻回收率增幅不明顯。綜合考慮，選擇YZJ用量 3000g/t 為宜。

3.3浮選尾礦堿浸試驗

浮選尾礦含金、銻、硫、砷分別為 49.40g/t，2.99% 、22.30%.5.58% ，其中，銻仍具有較高回收價值，且進一步回收銻有利于后續焙燒一氰化浸出工藝金回收率的提高。目前，工業上銻礦物堿性浸出溶劑為硫化鈉溶液，硫化銻在硫化鈉溶液中具有較高的溶解度，但硫化鈉在中性及酸性條件下穩定性差，需添加適量的氫氧化鈉，保持溶液的堿度條件，從而抑制硫化鈉的水解和氧化。因此，浮選尾礦堿浸浸出銻試驗選擇在氫氧化鈉 + 硫化鈉溶液中進行，主要探討硫化鈉用量及堿浸溫度對銻浸出率的影響。

3.3.1 硫化鈉用量

在液固比2：1，氫氧化鈉調整礦漿 pH 值至12，堿浸溫度 60^°C ，堿浸時間 2h 條件下，控制硫化鈉用量分別為 10g/L，20g/L，30g/L，40g/L，50g/Lo 試驗結果見表7。

由表7可知：銻浸出率隨著硫化鈉用量的增加先增加，當硫化鈉用量增加到 40g/L 時，浸渣產率為95.45% ，渣含銻為 0.12% ，銻浸出率為 96.17% 。繼續增加硫化鈉用量，銻浸出率降低；這是由于硫化鈉用量增加，溶液氧化程度增大，氧化生成的硫代硫酸鈉和亞硫酸鈉使硫化銻在硫化鈉溶液中的溶解度下降，從而引起銻浸出率降低。綜合考慮，選擇硫化鈉用量 40g/L 為宜。

表7硫化鈉用量試驗結果

Table 7 Results of the sodium sulfide dosage test

3.3.2 堿浸溫度

在液固比2：1，氫氧化鈉調整礦漿 pH 值至12，硫化鈉用量 40g/L ，堿浸時間 2h 條件下，控制堿浸溫度分別為 20^°C，40°C，60°C，80°C. 。試驗結果見表8。

表8堿浸溫度試驗結果

Table8Results of the alkaline leaching temperature test

由表8可知：砷、銻的浸出率整體隨著堿浸溫度的升高而升高，當堿浸溫度超過 60°C ，銻浸出率降低；這是因為堿浸溫度越高，溶液中逸出的硫化氫氣體越多，硫化鈉濃度降低，同時，硫化鈉被氧化為硫代硫酸鈉的量也隨之增加，導致硫化銻在硫化鈉溶液中的溶解度降低。綜合考慮，堿浸溫度選擇 60^°C 為宜，此時渣含銻為 0.12% ，銻浸出率為 96.17% ，回收效果較佳。

3.4浸銻尾渣兩段焙燒一焙燒渣氰化浸出試驗

浸銻尾渣含金、銻、硫、砷、碳分別為 51.75gA 0.12%.23.40%.4.68%.2.38% ，其中，硫、砷、碳為影響金回收率的主要元素，因此對浸銻尾渣進行兩段焙燒一氰化浸出試驗。通過焙燒脫除硫、砷、碳等元素，降低雜質元素對金浸出率的影響。兩段焙燒、酸浸除雜、氰化浸出工藝技術條件同2.2試驗方法。浸銻尾渣兩段焙燒一氰化浸出試驗結果見表9。

由表9可知：浸銻尾渣經過兩段焙燒處理后，焙燒渣中銻、砷品位分別為 0.05%.0.56% 。焙燒渣酸浸除雜后，酸浸渣銻、砷品位分別降至 0.02% 人0.10% ，銻、砷脫除率分別達到 89.92%.98.71% ，使包裹金礦物得到有效解離；同時，酸浸渣中金得到高效富集，金品位達到 85.60g/t 。該工藝金浸出率達96.96% ，相較于直接氧化焙燒一氰化浸出，金浸出率提高14.54百分點。

表9浸銻尾渣兩段焙燒一氰化浸出試驗結果

注 ：1）w（Au）/（g?t^-1）

3.5 綜合條件試驗

綜合條件試驗結果見表10。

由表10可知：綜合條件下，銻精礦產率為32.75% ，浮選尾礦產率為 67.25% ，浸銻尾渣產率為95.45% ，浸銻尾渣焙燒酸浸總產率為 60.45% ；銻精礦金、銻回收率分別為 23.98%.87.12% ，浸銻尾渣銻浸出率為 96.17% ，銻精礦金、銻品位分別為 32.00g/t， （204號41.50% ，浮選尾礦金、銻品位分別為 49.40g/t 2.99% ，浸銻尾渣兩段焙燒一氰化浸出處理后，焙燒渣、酸浸渣、氰化渣金品位分別為 70.83g/t?85.60g/t 2.60g/t ，金、銻總回收率分別達到 97.69%.99.51% ，整體指標良好。

表10綜合條件試驗結果

注 ：1）w（Au）/（g?t^-1） 。

4結論

1）某含銻金精礦含金 43.70g/t， 含銻 15.60% ，且硫、砷、碳含量較高。金主要包裹于輝銻礦、黃鐵礦、毒砂等硫化礦物中，采用氧化焙燒一氰化浸出工藝處理時，金浸出率僅 82.42% ，且銻難以回收。

2）研究采用含銻金精礦浮選一浮選尾礦堿浸—浸銻尾渣兩段焙燒一焙燒渣氰化浸出一煙氣制酸工藝流程，金總回收率達到 97.69% ，銻總回收率達到99.51% 。

3）難處理含銻金精礦采用兩段焙燒，可有效脫除硫、砷、碳等雜質元素，降低了對金浸出率的不利影響。

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Experimental study onefficient recoveryof gold and antimony from refractory gold concentrate containing antimony

Sun Renfeng，Shao Jingming，Li Shaomei， Guo Jiandong，Xue Xigang （Shandong Guoda Gold Co.， Ltd.）

Abstract： A certain refractory gold concentrate containing antimony，with 43.70g/t gold and 15.60% antimony， was directly treated usinganoxidativeroasting-cyanidation leaching process，yielding a gold leaching rate of only （20 82.42% ，and the valuable metal antimony was not efectively recovered.Through experimental research，an optimized process was established comprising flotation of the antimony-bearing gold concentrate，alkaline leaching of the flotation tailings，two-stage roasting of the antimony leaching residue，cyanidation leaching of the roasted residue，and acid production from flue gas.The flotation yielded an antimony concentrate with 32.00g/t gold and 41.50% antimony， achieving recovery rates of 23.98 % for gold and 87.12% for antimony. The antimony leaching rate from flotation tailings reached 96.17 % . The overall recovery rates of gold and antimony were 97.69 % and 99.51 % ，respectively， realizing the eficient comprehensive recoveryof valuable metals，including goldandantimony，from refractory gold concentrate containing antimony.

KeyWords： gold concentrate containing antimony; oxidative roasting; cyanidation; flotation;antimony concentrate; alkaline leaching; comprehensive recovery