从高盐矿区难处理金矿石中浸出金试验研究.pdf

针对某高盐矿区难处理金矿,研究了采用盐水浮选脱盐水生物氧化氰化浸出工艺浸出金。结果表明:用现场盐水浮选原矿,可产出A u品位2 9.8 9g/t、A s品位6.9 4%、金回收率9 1.7 8%的金精矿;通过电渗析脱盐工艺可将高氯盐水中氯离子质量浓度从1 0g/L降至1.5g/L,减小对浮选金精矿生物预氧化的不利影响;氧化液返回酸化可促进生物预氧化效率;氧化渣氰化提金可以利用矿区盐水,金浸出率可达9 0.9%、尾渣金品位可降至0.6 2g/t,相对于原矿的金综合回收率为8 3.0%。该工艺可有效利用高盐矿区盐水,大幅降低盐水对生产的影响,显著提高金综合回收率,达到有效开发高砷难处理金矿资源的目的。关键词:高氯盐水;难处理金矿;氰化浸出;金;生物预氧化;电渗析脱盐中图分类号:T F 8 0 3.2 1;T F 8 3 1 文献标识码:A 文章编号:1 0 0 9-2 6 1 7(2 0 2 3)0 4-0 3 4 1-0 6 D O I:1 0.1 3 3 5 5/j.c n k i.s f y j.2 0 2 3.0 4.0 0 4收稿日期:2 0 2 3-0 1-0 5基金项目:福建省对外合作项目(2 0 2 1 I 1 0 1 2)。第一作者简介:伍赠玲(1 9 7 8),女,博士,高级工程师,主要研究方向为矿山资源利用、环境科学与生态修复。引用格式:伍赠玲,王乾坤,王弘,等.从高盐矿区难处理金矿石中浸出金试验研究J.湿法冶金,2 0 2 3,4 2(4):3 4 1-3 4 6.我国难处理金矿资源丰富,约有12 0 0t,占已探明金矿资源的3 0%4 0%1。金通常以微细粒或者显微状态包裹在载金矿物中,或浸染在晶体中,细磨难以实现单体解离,直接氰化浸出时金浸出率低,需进行氧化预处理,这是金矿难处理的原因之一。针对难处理金矿,先浮选富集,再氧化预处理浮选金精矿,后采用氰化或者硫氰酸盐提取金2。生物氧化预处理可通过氧化金精矿中的硫化物,提高金浸出率;但在此过程中,氯离子浓度对硫化物氧化效果影响较大,达一定值会抑制微 生 物 氧 化 活 性,影 响 金 精 矿 的 预 氧 化效果2-6。受地理位置和气候等因素的影响,一些金矿区地表水和地下水均为高盐水,淡水资源匮乏,亟待解决盐水利用问题。目前,国内外用高盐水进行矿产资源开发的研究不多,仅有少量关于用高盐水浮选、用高盐水制备氧化剂氧化提金等方面的研究报道7-1 1。其中,海水对矿物浮选的影响主要表现在:海水对溶液酸碱度的缓冲作用使得浮选p H调节变得非常困难;电解质离子影响矿物颗粒界面水结构、矿物颗粒与气泡的性质及两者间的相互作用;海水中钙、镁离子水解生成亲水性的羟基配合物或氢氧化物沉淀粘附在矿物表面造成矿物表面疏水性下降7-9。采用耐盐性较好的新型碳质和硫抑制剂可以强化锌矿物的富集回收,使锌回收率提高2.2 4%1 0。通过电解矿区的高盐水获得次氯酸钠,再用次氯酸钠有效氧化难处理金矿中的黄铁矿和毒砂等赋存金的硫化矿物,可提高金综合回收率1 1。为降低盐水对无淡水矿区生产的影响,开发资源利用率高的清洁技术已经成为难处理金矿资源开发的关键。某含砷硫化矿金以显微/超显微形式包裹在黄铁矿和毒砂等硫化矿物中,属难处理金矿,矿区淡水资源匮乏,盐水脱盐处理成本高,为了直接利用矿区高盐水浮选和氰化浸出金,降低用水成本,试验采用盐水浮选脱盐水生物氧化氰化浸出工艺提取金,以求实现清洁、低成本回收难处理金矿石中的金。1 试验部分1.1 试验原料金矿石:取自澳大利亚某金矿,金、硫、铜、砷 湿法冶金 2 0 2 3年8月品位 分 别 为4.2 5g/t、1.5 1%、0.0 1 1%、0.8 4%,C a O与M g O合量高(1 2.7%),有机炭质量分数含量较低(0.0 4%)。金主要以显微、超显微状态赋存于硫化物中,硫化物包裹金占9 1.5%。矿石磨至粒度-7 4m占8 0%条件下直接炭浸氰化,金浸出率仅为9.0%,为含碱性脉石高砷难处理金矿。1.2 现场盐水水质现场盐水水质分析结果见表1。氯离子质量浓度高达1 0.6 3g/L,N a+、C a2+、M g2+、S O2-4质量浓度较高,属于苦卤水,p H在78之间;溶解性总 固 体(T o t a lD i s s o l v e dS o l i d s,缩 写T D S)2 25 4 0m g/L,总 硬 度4 3.2 m g/L,电 导 率3 0.6m S/c m;其他 金属离子质 量浓度 较 低,在0.0 11 0m g/L范围内。表1 现场盐水水质全分析结果m g/LC l-S O2-4N a+C a2+M g2+C u2+Z n2+P b2+1 06 3 0 12 8 057 2 03 2 08 6 04.91 0.00.1H g2+M n2+T D S总A s总F e C O D总C r6+总C d6+0.0 10.0 52 25 4 0 1 0.10.54.01.20.0 51.3 试验试剂碳酸钠、硫酸铜、氢氧化钠、硫酸、氯化钠,均为分析纯,西陇化工股份有限公司生产;丁基黄药、丁铵黑药、B K 2 0 4,均为工业级,铁岭选矿药剂有限公司;氰化钠,工业级,河北诚信集团有限公司。1.4 试验设备X F D型浮选机,G C M-E-1 0型电渗析设备,HH-1型恒温数显水浴锅,S 3 1 3型玻璃反应釜,J J-1型恒速立式搅拌器,M e t t l e rT o l e d oI nl a bF E 2 8型p H计,S H B-A型循环水真空泵,D Z F-6 0 5 0型真空干燥箱等。1.5 试验原理及方法原矿为含碱性脉石高砷难处理金矿,直接氰化浸出,金浸出率较低。采用盐水浮选盐水脱盐金精矿生物氧化氧化渣氰化工艺提取金。由于现场无淡水资源可用,因此,通过优化浮选工艺和药剂制度,利用现场盐水浮选富集获得金精矿;之后再对金精矿生物氧化用水进行电渗析脱盐,以减小其对生物预氧化的影响,最后采用金精矿生物氧化氰化提金工艺回收金。工艺流程如图1所示。图1 提金工艺流程 盐水原矿浮选:原矿中金嵌布粒度不均,采用粗细分开磨矿,细磨至矿石粒度-7 4m占8 0%,用现场盐水调浆至矿浆浓度3 0%。因高盐水中的无机离子对浮选泡沫、矿物颗粒、选矿药剂均会产生一定影响9,选择具有一定耐盐性的浮 选 药 剂 进 行 浮 选,即 以 碳 酸 钠 为 调 整剂、硫酸铜为 活化 剂、丁 基 黄 药 和 丁 铵 黑 药 组合为捕收剂、B K 2 0 4为起泡剂,采 用 阶 段 活 化阶段浮选,“一次粗选、五次扫选”开路流程 进行浮选。盐水脱盐:现场原水水质整体良好,经初步沉降和精密过滤后可满足电渗析进水质量要求,因此,采用“预处理+电渗析”工艺进行现场盐水脱盐。金精矿酸化生物预氧化:生物预氧化硫化物包裹的难处理金矿可以有效打开包裹,提高金浸出率。硫化矿的生物预氧化是一个复杂过程,化学氧化、生物氧化及原电池反应同时发生,硫化矿物中的硫、砷、锑、铁分别被氧化成硫酸盐、砷酸盐、锑酸盐、铁的氢氧化物或铁矾等,最终使硫化物晶体被破坏,使被包裹的金暴露出来,得以用氰化法回收。主要化学反应式如下1 0:2 F e S2+7 O2+2 H2O2 F e S O4+2 H2S O4;F e S2+2 F e3+3 F e2+2 S0;F e S2+1 4 F e3+8 H2O1 5 F e2+2 S O2-4+1 6 H+;4 F e2+O2+4 H+4 F e3+2 H2O;243第4 2卷第4期伍赠玲,等:从高盐矿区难处理金矿石中浸出金试验研究2 F e A s S+7 O2+H2S O4+2 H2O2 H3A s O4+F e2(S O4)3;F e A s S+7 F e3+4 H2O8 F e2+H3A s O4+S0+5 H+;F e A s S+5 F e3+S0+A s3+6 F e2+;2 S0+3 O2+2 H2O2 H2S O4。采用C l-质量浓度1.5g/L盐水进行模拟连续生物氧化试验,盐水加入到金精矿中调节矿浆浓度至4 0%,加入生物氧化液常温搅拌酸化2h,控制矿浆终点p H为1.5。酸化矿浆加入配制的培养基、菌种调节矿浆浓度至1 5%,在温度4 0、搅拌强度2 5 0r/m i n、充气条件下进行生物搅拌预氧化,每天监测矿浆p H和E h。预定氧化时间结束后,氧化矿浆称重,过滤,收集、计量氧化液体积和密度,送分析;用1.5倍体积2 0g/L硫酸对氧化渣进行洗涤,再用清水洗涤至洗涤液p H=7左右,氧化渣烘干计重,缩分出样品送分析,剩余样品进行炭浸氰化试验。氧化渣炭浸氰化:氧化渣中金得到解离,采用炭浸氰化提金,金在氰化钠溶液中发生的化学反应为4 A u+8 N a C N+O2+2 H2O4 N a A u(C N)2+4 N a OH。在矿浆浓度3 3.3%、石灰调节p H=1 0.51 1、氰化钠初始浓度0.8、试验过程中取样进行游离氰根浓度滴定并补加至0.5、活性炭质量浓度2 0g/L、氰化时间2 4、4 8h条件下对金精矿进行炭浸氰化。两段氰化试验是在一段氰化固液分离后氰化渣与浮选尾矿(w(A u)=0.4 1g/t)一起进行炭浸氰化,按浮选精矿产率计算尾矿加入量,补加现场盐水控制矿浆浓度2 5%,在活性炭质量浓度2 0g/L、氰化钠浓度0.5条件下氰化浸出2 4h。二段氰化金回收率按氰化渣金与氰化入料金(一段氰化渣+尾矿)进行计算;金综合回收率为浮选金精矿生物氧 化(氧化渣氰化-氰化尾浆+尾矿氰化)两段氰化工艺综合回收率,按照氰化尾渣金品位与按渣液合计,计算得出 的 氧 化 渣 金 品 位 及 尾 矿 品 位 计 算 公式为x=1-m3w3m1w1+m2w2 1 0 0%。式中:x两段氰化的金综合回收率,%;m1生物氧化渣质量,g;w1氧化渣金品位,g/t;m2尾矿质量,g;w2尾矿金品位,g/t;m3二段氰化尾渣质量,g;w3二段氰化尾渣金品位,g/t。2 试验结果与讨论2.1 盐水原矿浮选浮选后得金2 9.8 9g/t、总硫1 0.4 6%、硫化物硫1 0.3 1%、砷6.9 4%、产率1 3.0%、金回收率9 1.7 8%、硫 化 物 硫 回 收 率9 6.3 7%的 金 精 矿,w(金)/w(硫化物硫)=2.9,n(总炭)/n(硫化物硫)=0.2 5,C a O与M g O合量为7.5 7%。金精矿中主要硫化矿物为黄铁矿(1 3.8%)、毒砂(1 5.1%),还含少量黄铜矿(0.2%)、斑铜矿/铜蓝、砷黝铜矿、辉钼矿、闪锌矿、方铅矿。脉石矿物中主要含石英、白云母(1 2.4%)、长石(1 6.2%)、绿泥石(1 8.1%)和碳酸盐矿物(4.4%)。金精矿直接炭浸氰化金浸出率仅为1 3.6%。浮选尾矿中A u、S2-品位分别为0.4g/t、0.0 5 8%。2.2 盐水脱盐本课题组前期相关研究结果表明,氯离子质量浓度在01 0g/L范围内时,质量浓度越高,对浮选金精矿中硫化物的氧化越不利,为了缩短氧化时间并获得满意的生物氧化效果,需控制生物氧化用水中氯离子质量浓度在1.5g/L以下3。分别采用预处理+电渗析、电渗析+反渗透工艺对现场盐水(电导率3 0.6m S/c m)进行脱盐处理,工艺运行指标对比结果见表2。可以看出:现场 盐水采用前 者脱盐至氯 离子质量浓 度为1.5g/L(电导率约5.5m S/c m),后者脱盐至氯离子质量浓度0.1g/L;但是,前者的运行成本比后者低2.8 6元/m3。按矿石处理量1 0 0万t/a,生物预氧化需水量22 0 0m3/d计,采用预处理+电渗析工艺处理现场盐水,每年可节约运行成本2 0 7.6万元。浮选及氰化可采用盐水生产,按补加新 水11 0 5 m3/d计,每 年 节 省 水 处 理 成 本3 2 8.9万元,累计节约成本5 3 6.5万元/a。表2 预处理+电渗析、电渗析+反渗透工艺运行指标对比结果运行指标出水氯离子质量浓度/(gL-1)吨水能耗/(k Whm-3)淡水回收率/%运行成本/(元m-3)预处理+电渗析1.56.76 06.1 6电渗析+反渗透0.11 05 4.59.0 2343 湿法冶金 2 0 2 3年8月2.3 金精矿生物氧化氧化渣氰化提金2.3.1 氧化液返回酸化对生物氧化的影响该金矿中碱性脉石含量高,浮选金精矿中C a O与M g O合量为7.5 7%,直接进行生物氧化会影响氧化效率和稳定性,因此,生物氧化前对金精矿进 行 酸 化 预 处 理。在 脱 盐 水(C l-)=1.5g/L)中进行模拟连续生物氧化,氧化液返回至金精矿酸化,考察氧化液是否返回酸化对生物氧化的影响,试验结果见表3。表3 氧化液是否返回酸化对生物氧化的影响试验结果氧化时间/d氧化液是否返回酸化生物氧化液中B/(gL-1)氧化渣中wB/%C u2+*总F e总A sH2S O4硫化物硫A s渣率/%硫氧化率/%砷浸出率/%71 0否2 2.1 21 1.1 13.9 76.8 13.5 00.8 68 0.97 2.58 9.9是3 3.1 72 7.0 21 1.2 67.7 81.9 40.5 48 1.28 4.79 3.7否2 1.3 41 1.3 44.6 38.5 62.3 60.3 87 6.18 2.69 5.8是3 8.9 42 5.8 01 1.9 29.8 80.6 70.0 96 8.69 5.59 9.2 *.单位为m g/L。由表3看出:相同氧化时间条件下,生物氧化液返回酸化,生物氧化液中铜、铁、砷、硫酸质量浓度及砷浸出率、硫氧化率均高于未返回酸化;生物氧化1 0d时,硫氧化率、砷浸出率分别提 高 至9 5.5%、9 9.2%,比 未 返 回 酸 化 高1 2.9%、3.4%。说明氧化液返回酸化,可中和浮选金精矿中的碱性脉石,同时也有利于促进硫化物的氧化。2.3.2 生物氧化渣氰化提金1)一段炭浸氰化对生物氧化1 0d的氧化渣进行一段炭浸氰化试验,结果见表4。表4 生物氧化渣一段炭浸氰化试验结果项目氧化液是否返回酸化否是清水/4 8 h盐水/4 8 h盐水/2 4 h清水/4 8 h盐水/4 8 h盐水/2 4 h石灰用量/(k gt-1氧化渣)1 6.91 6.92 6.16 86 85 6.6 7N a C N耗量/(k gt-1氧化渣)4.4 64.4 54.2 57.6 57.5 85.1 7氰化液中(A u)/(m gL-1)0.1 30.1 10.10.1 20.0 90.1烘干后炭质量/g1.1 11.0 71.10.8 90.8 91.0 2载金碳中w(A u)/(gt-1)9 1 39 2 08 8 110 0 59 9 914 5 3渣率/%9 6.31 0 6.41 0 0.41 0 5.11 0 5.61 0 3.8氰化渣中w(A u)/(gt-1氧化渣)2.6 61.9 13.5 31.31.0 93.5 8渣液炭中w(A u)合计/(gt-1)3 6.7 53 6.6 43 6.1 53 7.4 63 6.9 83 7.2 4渣计A u浸出率/%9 39 4.49 0.29 6.49 6.99 0 由表4看出:经氧化液返回酸化、生物氧化1 0d的氧化渣进行一段炭浸氰化浸出的金浸出率均高于未返回酸化,说明氧化液返回酸化有利于提高氧化金精矿中的硫化矿物、硫氧化率和砷浸出率,有利于后续氧化渣中金的提取,提高金浸出率;相同氰化时间条件下,采用盐水和清水氰化,金浸出率没有明显差别,说明在采用脱盐水生物氧化取得较高硫氧化率和砷浸出率前提下,再对氧化渣进行氰化提金,所用水质对金浸出率影响不大,但氰化时间对金浸出率影响较大,延长 氰化时间至4 8h,金 浸 出 率 显 著提高。2)二段炭浸氰化分别对氧化液返回酸化生物氧化7d和1 0d氧化渣进行两段炭浸氰化试验,结果见表5。可以看出:氧化渣炭浸氰化尾渣与浮选尾矿一起进行炭浸氰化,仍有部分裸露金可得到浸出,二段氰化金浸出率在2 3%3 2%之间;生物氧化7d,氧443第4 2卷第4期伍赠玲,等:从高盐矿区难处理金矿石中浸出金试验研究化渣一段氰化金浸出率为9 0.9%,二段氰化尾渣中金质量分数降至0.6 2g/t,相对于原矿,金综合回收率为8 3.0%,累计石灰和N a C N耗量分别为6 4.4k g/t原矿、2.5k g/t原矿;生物氧化1 0d,金综合回收率提高至8 4.1%,累计石灰和N a C N耗量分别为6 3.9k g/t原矿、2.0k g/t原矿。表5 氧化液返回酸化生物氧化渣两段氰化试验结果项目氧化渣生物氧化时间/d71 0一段氰化二段氰化一段氰化二段氰化氧化渣重量/g7.0 07.0 0氧化渣w(A u)/(gt-1)3 5.4 13 6.9 8一段氰化渣重/g7.3 3 67.3 5二段氰化尾矿重量/g6 8.36 8.3二段氰化渣重/g7 5.6 77 5.6 8石灰用量/(k gt-1精矿)3 7.93 8 1.84 6.73 9 2.2石灰用量/(k gt-1原矿)5.85 8.66.85 7.1N a C N耗量/(k gt-1精矿)3.4 61 2.8 55.28.5 9N a C N耗量/(k gt-1原矿)0.5 31.9 70.7 61.2 5氰化液(A u)/(m gL-1)0.0 50.0 20.0 90.0 2载金炭w(A u)/(gt-1)9 7 2.57.1 69 9 9.23.8 5氰化渣w(A u)/(gt-1)3.0 80.6 21.0 90.6渣液炭w(A u)合计/(gt-1氧化渣)3 5.4 1 3 6.9 8渣计A u浸出率/%9 0.93 2.39 6.92 3.7金综合回收率/%8 3.08 4.13 结论采用盐水浮选脱盐水生物氧化氰化浸出工艺从高盐水矿区某碱性高砷难处理脉石中提取金可以解决金矿区淡水资源匮乏、无法实现清洁、低成本提取金的问题,使现场盐水得到充分利用,从而降低盐水脱盐成本,提高金综合回收率,明显减小盐水对没有淡水水源的矿区生产的影响。直接利用矿区高盐水浮选、氰化浸出金,可实现高盐矿区难处理金矿资源的有效利用。参考文献:1 田庆华,王浩,辛云涛,等.难处理金矿预处理方法研究现状J.有色金属科学与工程,2 0 1 7,8(2):8 3-8 9.2 黄彪林,黄李金鸿,曾祥荣,等.用硫氰酸铵从金精矿生物氧化渣中浸出金J.湿法冶金,2 0 2 1,4 0(6):4 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0(5):3 3-3 6.1 0 华中宝,何剑锋,唐鸿鹄,等.含碳硫化矿高盐水浮选分离研究J.有色金属(选矿部分),2 0 2 2,2 2(3):1 3 5-1 4 3.1 1 伍赠玲,范道焱,王乾坤,等.利用高盐水氧化提取高脉石矿物难处理金矿中金J.有色金属(冶炼部分),2 0 2 1(2):8 2-8 6.543 湿法冶金 2 0 2 3年8月L e a c h i n go fG o l df r o mR e f r a c t o r yG o l dO r e s i nH i g hS a l tM i n i n gA r e aWUZ e n g l i n g,WANGQ i a n k u n,WANG H o n g,CHE NS h u i b o,F UF u j i n,J IC h a n g q i n g(S t a t eK e yL a b o r a t o r yf o rC o m p r e h e n s i v eU t i l i z a t i o no fL o wG r a d eR e f r a c t o r yG o l dO r e s,X i a m e n 3 6 1 1 0 1,C h i n a)A b s t r a c t:T h e l e a c h i n go fg o l df r o mt h er e f r a c t o r yg o l do r e s i nh i g hs a l tm i n ew i t ht h ep r o c e s so fs i t es a l t yw a t e rf l o t a t i o nb i o-o x i d a t i o no fc o n c e n t r a t ec y a n i d el e a c h i n gw a ss t u d i e d.T h er e s u l t ss h o wt h a t t h eg o l dg r a d eo f f l o t a t i o nc o n c e n t r a t e i s2 9.8 9g/t,a r s e n i cg r a d e i s6.9 4%a n dg o l dr e c o v e r yi s9 1.7 8%u s i n gb r i n ef l o t a t i o np r o c e s s.E l e c t r o d i a l y s i sd e s a l i n a t i o n p r o c e s si sc o n d u c t e dt or e d u c ec h l o r i d e i o nm a s sc o n c e n t r a t i o nf r o m1 0g/Lt o1.5g/Li no r d e rt or e d u c et h en e g a t i v ei m p a c to fc h l o r i d eo nb i o-o x i d a t i o no f g o l dc o n c e n t r a t e.R e c y c l i n go f b i o-o x i d a t i o np r o d u c t s o l u t i o n t oa c i d u l a t i o no f c o n c e n t r a t es e e m e s t ob eb e n e f i c i a l f o r i m p r o v i n gb i o-o x i d a t i o np e r f o r m a n c e.S i t e s a l t yw a t e r c a nb eu s e di nc a r b o n-i n-l e a c hc y a n i d a t i o n,l e a c h i n g r a t eo f g o l d i s 9 0.9%,t h eg o l dg r a d eo f r e s i d u e r e d u c e s t o0.6 2g/t a n dt h eo v e r a l l g o l dr e c o v e r yt or a wo r e i s8 3%.T h i sp r o c e s sc a ne f f e c t i v e l yu t i l i z et h es i t es a l t yw a t e ri nh i g h-s a l t m i n i n ga r e a,g r e a t l yr e d u c et h ei n f l u e n c eo fs a l t y w a t e ro np r o d u c t i o n,s i g n i f i c a n t l y i n c r e a s e t h eo v e r a l l g o l dr e c o v e r y,a n de f f e c t i v e l yd e v e l o pt h eh i g ha r s e n i c r e f r a c t o r yg o l dr e s o u r c e s.K e yw o r d s:h i g hc h l o r i d es a l t yw a t e r;r e f r a c t o r yg o l do r e;c y a n i d e l e a c h i n g;g o l d;b i o-o x i d a t i o n;e l e c t r o d i a l y s i sd e s a l i n a t i o n本刊声明 本刊已加入 中国期刊全文数据库(中国知网)、中文科技期刊数据库(维普网)、中国核心期刊(遴选)数据库(万方网)、超星期刊数据库(超星移动“域出版”平台)、钛学术智慧平台、E B S C O数据库(E B S C OI n f o r m a t i o nS e r v i c e s),许可在其网站及其系列数据库产品中以数字化方式复制、发行、信息网络传播本刊全文。本刊所付稿酬包括上述各项目。作者向本刊投稿即视为同意我刊上述声明,如有异议请在投稿时声明。643