黄金科学技术
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  • CN 62-1112/TF　
  • ISSN 1005-2518　
  • 创刊于1988年
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黄金科学技术, 2021, 29(2): 315-323 doi: 10.11872/j.issn.1005-2518.2021.02.104

采选技术与矿山管理

选冶联合处理低品位含金尾矿的试验研究

冯大伟,1,2, 王玲,1

1.北京科技大学冶金与生态学院，北京 100083

2.稀贵金属绿色回收与提取北京市重点实验室，北京 100083

Experimental Research on Treatment of Low-grade Gold-bearing Tailings by Combined Process of Concentration and Smelting

FENG Dawei,1,2, WANG Ling,1

1.School of Metallurgical and Ecological Engineering，University of Science and Technology Beijing，Beijing 100083，China

2.Beijing Key Laboratory of Green Recycling and Extraction of Metals，Beijing 100083，China

通讯作者: 王玲（1974-），女，甘肃白银人，教授，从事资源综合利用方面的研究工作。greentech2008@126.com

收稿日期: 2020-06-10   修回日期: 2021-03-29   网络出版日期: 2021-05-28

基金资助: 中央高校基本科研业务费专项资金项目“Ag-Au-Te体系碲化物相结构、相平衡和热力学研究”.  FRF-TP-17-034A1

Received: 2020-06-10   Revised: 2021-03-29   Online: 2021-05-28

作者简介 About authors

冯大伟（1988-），男，河南南阳人，博士研究生，从事稀贵金属资源综合利用与环保方面的研究工作dwfeng@ustb.edu.cn , E-mail：dwfeng@ustb.edu.cn

摘要

为高效回收尾矿资源中的金矿物，对含金尾矿进行了选冶联合试验研究。化学分析结果表明，固体废弃物中的金含量为0.86 g/t。工艺矿物学研究表明，矿样宜采用浮选—浮选金精矿预处理—浸出的选冶联合工艺来回收金。浮选条件试验、开路试验和闭路试验研究结果表明：粗选在Na2CO3用量为500 g/t、（NaPO3）6（六偏磷酸钠）用量为50 g/t、CuSO4用量为75 g/t、异戊基黄药+丁铵黑药用量为120 g/t、松醇油用量为40 g/t的条件下，通过“一次粗选—两次扫选—两次精选”的闭路工艺流程，可获得产率为14.23%、金品位为5.21 g/t、金回收率为86.21%的金精矿。在金精矿磨至-0.037 mm占70.12%的条件下，直接浸出率为41.60%，金的浸出效果不理想，主要原因是大部分金呈微细粒被黄铁矿包裹以及金矿物多为碲金矿、碲金银矿和含金碲银矿等所致；金精矿氧化焙烧—氰化浸出的合适条件为氧化焙烧温度为750 ℃、焙烧时间为60 min、焙砂细度为-0.037 mm占85%、矿浆浓度为33%、矿浆pH值为10.5、NaCN用量为10 kg/t、浸出时间为24 h，在此条件下金的氰化浸出率为73.76%，与金精矿直接氰化指标（金氰化浸出率为41.60%）相比，金的氰化浸出率提高了32.16%。

关键词： 金精矿 ; 浸出 ; 固体废弃物 ; 焙烧 ; 工艺矿物学

Abstract

In order to recover gold from solid waste efficiently，a combined beneficiation and metallurgical test was carried out on gold-bearing tailings.The results of chemical analysis show that the gold content in solid waste is 0.86 g/t.Process mineralogy showes that the main gold minerals are tellurite ore，tellurium-gold-silver ore and gold-bearing tellurium-silver ore，followed by natural gold and silver-gold ore.In the original ore sample，gold is mainly produced in the form of sulfide wrapped gold，accounting for 51.72%，followed by bare gold，accounting for 31.03%，a small amount of gold is produced in the form of quartz wrapped gold，accounting for 17.24%.The original ore sample was vibrated to the particle size of -0.074 mm accounted for 98.15%.According to chemical phase analysis，gold is still mainly produced in the form of sulfide wrapped gold，accounting for 50.00%，with little change.Part of gold is produced in the form of bare gold，accounting for 41.86%，and a small amount is produced in the form of quartz wrapped gold，accounting for 8.14%.It can be seen that grinding can obviously improve the leaching rate of gold.If gold is recovered by flotation，the recovery rate of gold can be increased.At the same time，it can also be seen that the recovery rate of gold is less than 50% by direct cyanidation leaching method，and the gold in the ore sample needs to be recovered by the combined process of concentration and smelting.The flotation gold concentrate pretreatment leaching process for gold concentrate should be adopted to recover gold.The closed circuit process of “one roughing-two sweeping-two cleaning” was adopted.Gold concentrate with the yield of 14.23%，gold grade of 5.21 g/t and gold recovery of 86.21% can be obtained.When the gold concentrate is grinded to -0.037 mm accounted for 70.12%，the leaching rate of direct cyanide gold is 41.60%.The main barrier effecting the gold leaching is that most gold is wrapped by pyrite and gold minerals are mainly tellurite，tellurite，gold-bearing silver tellurite，etc.The oxidizing roasting-leaching improved the leaching rate effectively.The suitable conditions for the oxidation roasting cyanidation leaching of gold concentrate are：The temperature of oxidation roasting is 750 ℃，the roasting time is 60 min，and the fineness of the roasting sand is -0.037 mm accounted for 85%，pulp concentration is 33%，pulp pH value is 10.5，sodium cyanide dosage is 10 kg/t，leaching time is 24 h.Under these conditions，the cyanide leaching rate is of gold is 73.76%，compared with the direct cyanide index of gold concentrate （cyanide leaching rate is 41.60%），the cyanide leaching rate of gold is increased by 32.16%.

Keywords： gold concentrate ; leaching ; solid waste ; roasting ; process mineralogy

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本文引用格式

冯大伟, 王玲. 选冶联合处理低品位含金尾矿的试验研究[J]. 黄金科学技术, 2021, 29(2): 315-323 doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2021.02.104

FENG Dawei, WANG Ling. Experimental Research on Treatment of Low-grade Gold-bearing Tailings by Combined Process of Concentration and Smelting[J]. Gold Science and Technology, 2021, 29(2): 315-323 doi:10.11872/j.issn.1005-2518.2021.02.104

随着全球黄金需求量的不断增加，以及易处理金矿资源的日益减少，难处理金矿成为黄金产业的主要来源（贾玉娟，2019），合理地开发利用难处理金矿对我国黄金产业的可持续发展具有重大意义。

难处理金矿是指经细磨后直接进行常规氰化浸出时金浸出率低于80%的金矿石（宋言等，2018）。此类矿石具有载金矿物颗粒微细、有害杂质含量高及包裹金占比高等特点，其中的大部分金难以用常规氰化工艺提取出来。难处理金矿包括硫化矿、碳质矿和碲化矿等（王帅等，2014）。目前全球约有2/3以上的金矿属于含硫难处理金矿，该类矿石中金的粒度较小，呈显微状和次显微状，主要以包裹体形式赋存于硫化矿物（黄铁矿和毒砂）中，硫化物的包裹阻挡了浸金试剂与金的接触，导致金的浸出率很低。碳质金矿中的碳质物（如石墨、有机碳）在金浸出过程中容易吸附金氰配合物，产生“劫金”现象，导致金浸出率低下（李超等，2014）。碲化矿是由于Te元素与Au、Ag元素具有较相似的化学性质，在自然界中发生类质同象而生成的矿物，其种类繁多、物相复杂，碲化矿中某些含金矿物在浸出剂中溶解缓慢，甚至不溶（贾玉娟等，2019）。由此可见，不同类型难处理金矿的浸出机理不同，利用工艺矿物学进行详细研究可以分析矿物浸出机理，实现难处理金矿的高效浸出。

针对难处理金矿一般采用浮选预富集—浮选精矿预处理—氰化浸出的工艺。预处理工艺包括焙烧氧化法、加压氧化法、常压氧化法、细菌氧化法、硝酸催化氧化法和微波焙烧法等。目前存在问题是，大多数难处理金矿存在浮选回收率较低的问题。难处理金矿的回收工艺主要有选冶联合工艺和预处理后直接氰化浸出工艺。选冶联合工艺首先采用选矿方法使部分包裹金和自然金获得较好富集，然后对选矿尾矿进行氰化浸出（欧阳臻等，2019；杨波等，2020），获得的金精矿可直接送冶炼厂处理。该项工艺已经在难处理金矿回收中得到较广泛的应用，但存在工艺流程复杂，金综合回收率偏低（通常在82%~86%之间），以及金损失率较高的缺点（田润青等，2016；刘伟锋等，2018）。预处理后直接氰化浸出工艺主要是通过一些物理、化学预处理方法消除矿石中有害杂质对氰化浸出的影响，或破坏矿石中矿物对金形成的物理包裹，使其暴露于浸出液中（黄中省等，2011；殷璐等，2018；文伟等，2019），从而提高浸出率，主要的预处理方法有微生物预氧化、焙烧、加压氧化和电化学氧化等（郝福来等，2011；谭希发，2012；黄怀国等，2013），但这些预处理技术均存在成本高、周期长等问题（朱昌河等，2016；明平田等，2018；邢晴晴等，2018）。目前，工业上难处理金矿中金的回收仍以选冶联合为主（郭金溢等，2018；殷书岩等，2018；刘淑杰等，2019）。

综上所述，难处理金矿的种类及其处理方法对于其浸出效率有着至关重要的影响（Faraji et al.，2020；Trung et al.，2021；Yu et al.，2021）。为阐明难处理金矿的浸出机理，提高难处理金矿的浸出效率，本文对菲律宾某贫硫低品位难处理金矿尾矿进行了工艺矿物学分析，并通过开展选冶联合流程优化试验研究，确定了最佳浮选工艺流程，取得了较好的选冶指标。

1 矿石工艺矿物学分析

为高效回收尾矿资源中的金矿物，对取自菲律宾的某含金尾矿进行了工艺矿物学研究。研究结果表明：矿样中金矿物主要为碲金矿、碲金银矿和含金碲银矿，其次为自然金及银金矿；硫化矿物主要为黄铁矿，其次为少量闪锌矿、黄铜矿和方铅矿等；金属氧化矿物主要有褐铁矿、磁铁矿和金红石等；脉石矿物主要为石英和长石，其次为云母和方解石等。

1.1 矿样的化学分析

尾矿的化学多元素分析结果见表1。由表1可知，固体废弃物中金含量为0.86 g/t，该矿样中除了回收Au元素外，其他伴生金属主要为Ag、Cu、Pb和Zn，品位相对较低。

表1   某含金尾矿的主要化学成分

Table 1  Main chemical composition of a gold-bearing tailings

组分含量/%组分含量/%
Au*0.86SiO253.70
Ag*8.21Al2O314.15
Pb0.12CaO2.63
Zn0.38MgO1.95
Cu0.16K2O3.62
Fe9.29Na2O0.95
S8.44C0.53
As<0.005

注：带*号元素单位为g/t

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1.2 金的化学物相分析

分别对原矿样（未经过磨矿加工，粒度为 -0.074 mm占50.24%）和原矿振磨样（粒度为 -0.074 mm占98.15%）进行金的化学物相分析，结果见表2和表3。

表2   原矿样不磨矿条件下金的化学物相结果

Table 2  Chemical phase results of gold in raw ore samples without grinding

相别含量/（g·t-1）分布率/%
合计0.87100.00
裸露金0.2731.03
硫化物包裹金0.4551.72
其他矿物包裹金0.1517.24

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表3   矿样振磨后金的化学物相结果

Table 3  Chemical phase results of gold after vibration milling

相别含量/（g·t-1）分布率/%
合计0.86100.00
裸露金0.3641.86
硫化物包裹金0.4350.00
其他矿物包裹金0.078.14

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由表2和表3可知，原矿样中金主要以硫化物包裹金形式产出，占比为51.72%；其次以裸露金形式产出，占比为31.03%；少量以石英等包裹金形式产出，占比为17.24%。将原矿样振磨至-0.074 mm占98.15%的粒度，进行化学物相分析，金仍然以硫化物包裹金形式产出，占比为50.00%，变化不大；其次以裸露金形式产出，占比提高为41.86%；少量以石英等包裹金形式产出，占比降低为8.14%。

由此可知，磨矿可明显地提高裸露金的含量，进而有助于提高金的浸出率，若通过浮选回收金，则可提高金的回收率。同时，采用直接氰化浸出法回收金，由于裸露金含量低于50%，因而金的回收率低于50%，该矿样中金需要采用选冶联合工艺回收。

1.3 矿样的物相分析

通过光学显微镜、扫描电子显微镜和X射线衍射等多种仪器和方法查明，矿样中金矿物主要为碲金矿（AuTe2）、碲金银矿（Ag3AuTe2）和含金碲银矿［（Au，Ag）2Te］，其次为自然金和银金矿；银矿物主要为碲银矿（Ag2Te），其次为辉银矿（Ag2S）、自然银、硫锑铜银矿［（Ag，Cu）16Sb2S11］和银辉铅铋矿［Pb（Ag，Cu）2Bi4S8］；硫化矿物主要为黄铁矿，其次有少量闪锌矿、黄铜矿、方铅矿和毒砂等；金属氧化矿物主要有褐铁矿、磁铁矿和金红石等。矿样中脉石矿物主要为石英和长石，其次为云母、方解石和绿泥石，含少量角闪石和阳起石等。矿样的X射线衍射图见图1，根据X射线衍射图得到矿样的矿物组成及相对含量，结果见表4。

图1

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图1   矿样的X射线衍射图

Fig.1   X-ray diffraction pattern of ore samples


表4   矿样的矿物组成及相对含量

Table 4  Mineral composition and relative content of the mineral samples

矿物名称含量/%矿物名称含量/%
黄铁矿15.31石英34.50
毒砂0.06长石16.80
黄铜矿0.46云母14.50
方铅矿0.13绿泥石10.30
闪锌矿0.55方解石5.40
褐铁矿0.60其他矿物0.84
磁铁矿0.55合计100.00

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根据扫描电镜和背散射试验结果（图2），金以碲金银矿形式存在于矿样中，硫化矿物主要以黄铁矿形式存在。

图2

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图2   矿物的电子背散射图像与X射线能谱分析

1-碲金银矿；2-黄铁矿

Fig.2   Electron backscatter image and X-ray energy spectrum analysis of minerals


1.4 矿样中金的赋存状态

通过矿物自动分析仪MLA统计，矿样中金的赋存状态比较复杂，金主要以碲金银矿系列矿物形式存在，占有率合计为60.52%，其余以金银系列矿物形式存在，金在不同金矿物中的定量分布情况见表5。

表5   金在不同金矿物中的定量分布

Table 5  Quantitative distribution of gold in different gold minerals

金矿物面积分布率/%比重质量分布率/%
合计100.00-100.00
碲金矿9.219.217.74
碲金银矿60.899.0550.31
含金碲银矿2.999.052.47
银金矿17.5915.6025.05
自然金9.3216.9514.43

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1.5 影响金回收的矿物学因素及改善途径

矿样中金的赋存状态复杂，其中60.52%的金以碲金银矿系列矿物的形式存在，其余以金银系列矿物的形式存在。金矿物嵌布粒度很细，主要分布于20 μm以下，其中5 μm以下的占有率接近40%。金的主要载体矿物为黄铁矿。将矿样振磨至 -0.074 mm占98.15%的粒度，进行化学物相分析，其中可被直接氰化浸出的裸露金占有率只有41.86%，其余以包裹金或不可见金形式分布于黄铁矿中，占比为50.00%，少量以石英等包裹金形式产出，占比为8.14%。由此可见，该矿样中金的回收宜采用浮选回收金的主要载体矿物黄铁矿，浮选金精矿再焙烧浸出金的选冶联合工艺。磨矿有利于黄铁矿的浮选及后续金的浸出，同时矿样中黏土矿物含量较高，浮选过程中需要注意分散。

2 浮选试验研究

根据含金尾矿工艺矿物学研究结果，进行矿样浮选回收金的试验研究，包括磨矿细度和开路试验。浮选尾矿中部分金以晶格金或微细粒包裹体形式赋存于毒砂、黄铁矿和辉锑矿等硫化矿中，因此氰化浸出难以有效回收其中的金。为了提高金的总回收率，需加强对该部分载金硫化矿物的回收，再进行浮选试验时主要考察再磨细度等因素对金回收率的影响。

2.1 磨矿细度试验

磨矿细度是金浮选回收的主要影响因素之一。磨矿细度试验流程见图3，结果见表6。

图3

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图3   磨矿细度试验流程

Fig.3   Flowsheet of grinding fineness test


表6   磨矿细度试验结果

Table 6  Results of grinding fineness test

磨矿细度 （-0.074 mm占比）/%产品 名称产率 /%金品位 /（g·t-1）金回收率 /%
80精矿16.283.0758.11
尾矿83.720.4341.89
原矿100.000.86100.00
85精矿16.493.2062.08
尾矿83.510.3837.92
原矿100.000.85100.00
90精矿20.972.9271.20
尾矿79.030.3128.80
原矿100.000.86100.00
95精矿20.673.6888.44
尾矿79.330.1311.56
原矿100.000.86100.00
98精矿21.603.4286.91
尾矿78.400.1413.09
原矿100.000.85100.00

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由表6可知，当磨矿细度为-0.074 mm占 80%~95%时，随着磨矿细度的增加，金的回收率迅速升高，当磨矿细度为-0.074 mm占95%时，可获得金品位为3.68 g/t、金回收率为88.44%的粗选金精矿。继续增加磨矿细度至-0.074 mm占 98%时金回收率为86.91%，呈现降低趋势。综合考虑，确定浮选最佳磨矿细度为-0.074 mm占 95%。

2.2 开路试验和闭路试验

浮选开路试验流程见图4，试验结果见表7。

图4

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图4   开路试验流程

Fig.4   Flowsheet of open circuit test


表7   开路试验结果

Table 7  Results of open circuit test

产品名称产率/%金品位/（g·t-1）金回收率/%
精矿12.365.3077.07
精2尾0.812.842.71
精1尾4.121.406.63
扫1精5.761.006.78
扫2精3.990.361.69
尾矿72.960.065.12
原矿100.000.85100.00

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由图4和表7可知，通过“一次粗选—两次扫选—两次精选”的开路试验流程，可获得产率为12.36%、金品位为5.30 g/t、金回收率为77.07%的金精矿。

通过“一次粗选—两次扫选—两次精选”的闭路工艺流程，可获得产率为14.23%、金品位为5.21 g/t、金回收率为86.21%的金精矿；金精矿中Cu含量为1.09%、Pb含量为0.66%、Zn含量为1.82%，金精矿中的铜可能会影响金的氰化浸出。

3 浸出试验研究

通过浮选试验制备了3.50 kg金精矿，其金品位为5.99 g/t，细度为-0.074 mm 占94.94%，用于后续浸出试验研究。

根据浮选金精矿的特点，进行直接浸出试验和氧化焙烧—氰化浸出试验（原则试验流程见图5）。

图5

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图5   金精矿直接氰化浸出（a）和氧化焙烧—浸出（b）原则试验流程

Fig.5   Principle test flowsheet of direct cyanide leaching（a）and oxidation roasting leaching（b）of gold concentration


（1）直接浸出。称取100 g原矿样品，液固比（L/S）为2∶1，搅拌浸出，初始加石灰调节矿浆pH值为10.0~10.5，按4 kg/t 比例加入NaCN后开始计时。浸出过程中维持矿浆pH值在10.0~10.5之间，浸出36 h后过滤，浸出渣用水洗涤3次后测定，金浸出率为41.60%，说明直接氰化浸出金的浸出率并不理想。

（2）金精矿氧化焙烧—氰化浸出。该工艺的适宜条件为氧化焙烧温度为750 ℃、焙烧时间为60 min、焙砂细度为-0.037 mm 占85%、矿浆浓度为33%、矿浆pH值为10.5、NaCN用量为10 kg/t、浸出时间为24 h，在此条件下金的氰化浸出率为73.76%，与金精矿直接氰化指标（金氰化浸出率41.60%）相比，金的氰化浸出率提高了32.16%。

4 结论

（1）某矿样金含量为0.86 g/t，银、铜、铅和锌等品位较低，综合回收价值有限；金矿物主要为碲金矿、碲金银矿和含金碲银矿，其次为自然金和银金矿；银矿物主要为碲银矿，其次为辉银矿、自然银、硫锑铜银矿和银辉铅铋矿；硫化矿物主要为黄铁矿，其次有少量闪锌矿、黄铜矿和方铅矿等；金属氧化矿物主要有褐铁矿和磁铁矿等；脉石矿物主要为石英和长石，其次为云母和方解石等。

（2）金矿物产出粒度很细，主要分布于20 μm以下，其中5 μm以下的占有率接近40%；在粒度为-0.074 mm占98.15%的情况下，裸露金占41.86%，以包裹金或不可见金形式分布于黄铁矿中的金占50.00%，以石英等包裹金形式产出的金占8.14%。

（3）通过“一次粗选—两次扫选—两次精选”的闭路工艺流程，可获得产率为14.23%、金品位为5.21 g/t、金回收率为86.21%的金精矿；金精矿中Cu含量为1.09%、Pb含量为0.66%、Zn含量为1.82%，金精矿中的铜可能会影响金的氰化浸出。

（4）在金精矿磨至-0.037 mm 占70.12%的条件下，直接氰化金的浸出率为41.60%，金的氰化浸出效果不理想，主要原因是大部分金呈微细粒被黄铁矿包裹以及金矿物多为碲金矿、碲金银矿和含金碲银矿等所致。

（5）金精矿氧化焙烧—氰化浸出的适宜条件为氧化焙烧温度为750 ℃、焙烧时间为60 min、焙砂细度为-0.037 mm占 85%、矿浆浓度为33%、矿浆pH值为10.5、NaCN用量为10 kg/t、浸出时间为24 h，在此条件下金的氰化浸出率为73.76%，和金精矿直接氰化指标（金氰化浸出率41.60%）相比，金的氰化浸出率提高了32.16%。

http://www.goldsci.ac.cn/article/2021/1005-2518/1005-2518-2021-29-2-315.shtml

参考文献

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