有色金属科学与工程  2013, Vol. 4 Issue (6): 28-32
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某复杂银精矿提金、银工艺研究[PDF全文]
曾斌1, 谢博毅1, 王瑞祥1,2 , 余攀1, 毛继勇1, 王志刚2, 阮建国2    
1. 江西理工大学冶金与化学工程学院,江西 赣州 341000;
2. 中国瑞林工程技术有限公司,南昌 330031
摘要:采用一段焙烧-酸浸-氰化工艺处理某复杂银精矿,结果表明:在焙烧温度923 K,焙烧时间2 h,酸浸反应液固比1.5∶1,反应pH 值为0.8~1.0,反应温度368 K,反应时间1.5 h,氰化反应液固比2∶1,反应pH 值为10~11,NaCN 浓度1.5 ‰,反应时间48 h 条件下,氰化浸出时Au、Ag 的浸出率分别为72.01 %、18.41 %,尾渣银含量355 g/t.在复杂银精矿与其它矿样按一定比例重新配矿后,采用相同试验条件,氰化时Au、Ag 的浸出率分别提高24.89 %、15.66 %,尾渣中银含量降低了223.35 g/t.
关键词焙烧    酸浸    氰化    复杂银精矿    配矿    
Extracting process of gold and silver from a complex silver concentrate
ZENG Bin1, XIE Bo-yi1, WANG Rui-xiang1,2 , YU Pan1, MAO Ji-yong1, WANG Zhi-gang2, RUAN Jian-guo2    
1. School of Metallurgical and Chemical Engineering, Jiangxi University of Science and Technology, Ganzhou341000, China;
2. Nerin Engineering Company Limited, Nanchang 330031, China
Abstract: Roasting -acid leaching -cyanided process is adopted to treat the complex silver concentrate. The result shows that the cyanide leaching rate of gold and silver are 72.01 % and 18.41 % respectively, with the silver content of 355 g/t in residue, under the condition that roasting temperature is 923 K with roasting time of 2 h, sulfuric acid leaching liquid -solid ratio of 1.5 ∶1, reaction pH value of 0.8 ~1.0, acid leaching temperature of 368 K with reaction time of 1.5 h, cyanided liquid-solid ratio of 2 ∶1with reaction pH value of 10~11, sodium cyanide concentration of 1.5 ‰ with reaction time of 48 h. Under the same conditions, when complex silver concentrate blended with other mineral secondary ore according to certain proportion, the cyanide leaching rate of gold and silver raises by 24.89 % and 15.66 % respectively. The silver content reduces by 223.35 g/t in residue.
Key words: roasting    acid leaching    cyanided    complex silver concentrate    ore blending    

中国金、银矿物资源[1-2]具有分布广泛,矿床类型多,富矿少、贫矿多,矿物性质多变,总储量大等特点.据统计,中国已探明黄金储量[3-4]居世界第3 位(储量约为6.3×103 t),白银储量[5]居世界第5 位(储量约为4.45×104 t).复杂银精矿是生产金、银的重要矿物,矿物中的金、银通常与复杂硫化矿物结合在一起,直接氰化处理,金、银提取效果较差.有学者[6-8]开发了预处理-氰化工艺处理该类矿物,获得成功.目前预处理方法主要有3 种,分别为焙烧氧化法[9-11]、生物氧化法[12-14]、热压氧化法[15-17],其中焙烧氧化法技术成熟,在工业上的应用较为广泛,但是银的提取率较低仍是亟须突破的难题.论文以某难处理银精矿为研究对象,通过试验,探索较优的工艺,实现对资源的高效利用,为生产实践提供参考.

1 试验原料及方法 1.1 试验原料

试验矿物来自福建某复杂银精矿,其多元素化学分析结果见表 1.从表 1 可知,该难处理银精矿为高硫复杂矿物,含有多种有价金属.试验所用试剂有:H2SO4(浓)、Na2CO3、NaCN(等级均为分析纯),蒸馏水自制.

表1 某复杂银精矿多元素化学分析结果/%
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取试验所用矿样进行粒度筛析,结果见表 2.从表 2 可知,矿样粒度分布粒径小于104 μm 为99.8 %,小于75 μm 为99.20 %,小于45 μm 为93.2 %.

表2 矿石粒度筛析结果
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1.2 试验方法

对福建某复杂银精矿进行直接氰化浸出试验,结果显示,金、银浸出非常困难,金、银浸出率均<10 %,原因是该矿物为硫化矿,金、银大部分与硫化物结合在一起,直接氰化浸出,效果较差,而采用焙烧-氰化工艺,金、银的浸出率有小幅度提高,但是氰化物耗量极大,因为矿物中含有铜、锌等杂质金属,能与氰化物生成配合物,大量地消耗氰化物,使金、银浸出受到严重干扰.参考相关资料,确定处理工艺为焙烧-硫酸浸出-氰化浸出:焙烧将硫化物氧化,充分暴露与硫化物结合的金、银;硫酸浸出,将大部分会影响氰化浸出的杂质金属分离,降低其对下个环节金、银氰化浸出的干扰作用;氰化浸出,控制适当的pH 值,使金、银与氰化物生成稳定配合物溶出.

2 试验 2.1 焙烧试验

每次试验称取100 g 矿样,通过控制焙烧条件考察焙烧方式对试验结果的影响.一段焙烧试验条件为:焙烧温度923 K,焙烧时间2 h.两段焙烧试验条件:一段焙烧温度893 K,焙烧时间1 h; 二段焙烧温度933 K,焙烧时间1.5 h.试验结果见表 3.

表3 焙烧试验结果/%
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表 3 试验结果可知,改变焙烧方式对焙砂产率、脱硫率、脱碳率影响均不显著.一段焙烧、二段焙烧两者的焙砂产率均较高,约为83 %,焙砂中硫和碳的含量较低,硫和碳的脱除效果较好.

2.2 酸浸试验

称取焙砂,进行酸浸试验,试验条件为:反应液固比为1.5∶1,反应pH 值0.8~1.0,反应温度368 K,反应时间1.5 h.试验结果见表 4.

表4 渣计酸浸试验结果
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表 4 知,渣计酸浸试验结果,Cu 浸出率较低,均小于30 %.酸浸分Cu 过程,酸浸时Ag 的浸出率(渣计)约为58 %.为检验结果的准确性,取酸浸液测定银含量,结果见表 5.

表5 液计酸浸试验结果
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由酸浸液分析结果可知,酸浸时Ag 的浸出率达到55 %~60 %,与渣计酸浸时Ag 的浸出率可相互平衡.

2.3 氰化试验

称取干燥后酸渣,进行氰化浸出试验.试验条件:反应液固比2∶1,用Na2CO3 调pH 值为10~11,反应溶液中NaCN 浓度稳定维持在1.5 ‰(定时滴定补加适量NaCN),氰化时间48 h.试验结果见表 6.

表6 氰化试验结果
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表 6 可知,采用一段焙烧/二段焙烧-酸浸-氰化提Au、Ag 工艺,氰化时Ag 的浸出率分别为18.41 %、13.43 %,氰化时Au的浸出率分别为72.01 %、75.64 %,氰化渣中Ag 的含量分别为355.7 g/t、433.8 g/t.综上可知,采用一段焙烧/二段焙烧-酸浸-氰化提Au、Ag工艺处理该银精矿,氰化时的Ag 浸出率、氰化时的Au 浸出率均较低,尤其是Ag 在氰化渣中的残留量较高,造成有价金属银的严重流失.对比一段焙烧-酸浸-氰化工艺处理效果和两段焙烧-酸浸-氰化工艺处理效果,一段焙烧-酸浸-氰化工艺更适合处理该矿.

2.4 工艺改进

从上述试验结果可知,采用一段焙烧-酸浸-氰化提Au、Ag 工艺处理该复杂银精矿,酸浸时Ag 的浸出率为58.12 %(这部分银回收是较困难的),而Au、Ag 的氰化浸出率均较低,尤其是银的氰化浸出率仅在18 %左右,且氰化残渣中银含量>300 g/t, 造成严重资源浪费,故对处理工艺进行改进.

2.4.1 配矿

配矿是通过多种矿物按一定的比例进行充分混匀,使生产供给的进料各种物质含量达到较好的工艺标准的一种技术.河北某复杂金矿金含量138.0 g/t, 采用焙烧-酸浸-氰化工艺处理,金的浸出率在95 %左右,但氰化渣中金含量达9 g/t, 金损失较大,而金含量较低的矿物(湖南某贫矿等)直接利用,氰化浸出金、银贵液中金、银含量较低,不利于进一步的提取(生产上要求贵液中,金的浓度为4~12 mg/L,银浓度为12~30 mg/L),而配矿技术可以满足该生产条件,采用多种矿物进行重新配矿,结果如表 7 所示.

表7 配矿方法
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2.4.2 配矿相关元素分析和粒度筛析

配矿多元素化学分析结果见表 8.从表 8 可以看出,重新配矿后,矿物中银的含量由原来的1 069.9 g/t降低到169.7 g/t, 金的含量由原来的1.69 g/t 升高到41.34 g/t, 铜含量由4.66 %降低到0.83 %.

表8 配矿多元素化学分析结果/%
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2.4.3 配矿粒度筛析

取配矿矿样进行粒度筛析,结果见表 9.从表 9 可以看出,配矿中粒度分布:小于104 μm 比例为94.1 %,小于75 μm比例为89.6 %,小于45μm比例为72.3 %.

表9 配矿粒度筛析结果
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2.4.4 焙烧试验

取100 g 配矿矿样,采用一段焙烧,在焙烧温度为923 K,焙烧时间2 h 条件下进行2 次平行试验,结果见表 10.

表10 焙烧试验结果/%
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表 10 知,与配矿前一段焙烧结果相比,配矿经一段焙烧处理后,S、C 的脱除率略有提高.

2.4.5 酸浸试验

取焙砂进行酸浸试验,在反应液固比为1.5∶1,反应pH 值0.8~1.0,反应温度368 K,反应时间为1.5 h条件下做2 次平行试验,结果见表 11.

表11 酸浸试验结果/%
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表 11 知,配矿在酸浸分Cu 环节,Cu 的浸出率由原来的27.77 %提高到51.23 %,酸浸时Ag 的浸出率由原来的58.12 %降低到8.29 %.

2.4.6 氰化试验

取干燥后的酸渣进行氰化浸出试验在反应液固比2∶1,用Na2CO3 调pH 值为10~11,反应溶液中NaCN 浓度稳定维持在1.5 ‰(定时滴定补加适量NaCN),反应时间48 h 条件下进行两次平行试验,结果见表 12.

表12 氰化试验结果由表 12 可知,配矿采用焙烧-酸浸-氰化工艺处理,氰化时Au、Ag 的浸出率分别为96.90 %、34.07 %.比采用单一复杂银精矿,氰化时Au、Ag 的浸出率分别高24.885 %、15.66 %,并且氰化尾渣中Ag 含量降低了223.35 g/t.
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3 结论

(1)采用一段焙烧-酸浸-氰化工艺处理某复杂银精矿,在焙烧:温度923 K,时间2 h, 酸浸:反应液固比1.5∶1,反应pH 值为0.8~1.0,反应温度368 K,反应时间1.5 h, 氰化:反应液固比2∶1,用Na2CO3 调pH值至10~11,NaCN 浓度1.5 ‰,反应时间48 h 条件下,氰化时Au、Ag 的浸出率分别为72.01 %、18.41 %,尾渣银含量355 g/t.

(2)该复杂银精矿矿样按一定比例与其它矿样重新配矿后,在相同试验条件下,氰化时Au、Ag 的浸出率分别为96.90 %、34.07 %,比采用单一复杂银精矿,氰化时Au、Ag 的浸出率分别高24.89 %、15.66 %,尾渣中银含量降低了223.35 g/t, 该工艺对生产实践改良具有一定的参考意义.

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