金-钴-砷精矿的处理方法

    目前，采金工业部门对金-钴-砷精矿还缺乏深入的研究。本文作者就采用火法-湿法冶金工艺流程处理金-钴-砷浮选精矿的结果作了研究。该工艺流程中包括：浮选精矿的两段焙烧（第1段-分解焙烧，第Ⅱ段-硫酸化焙烧），硫酸化焙烧后之烧渣进行浸出和浸渣的氰化处理。
    选择用火法湿法-冶金工艺流程处理这类精矿的根据是：在世界选矿实践中，用这一工艺流程处理难处理的金-砷精矿最为普遍，而且对于含钴的砷硫化物产品的处理亦具有很大的实际意义。
    但是在实际中，常常在进行硫酸化焙烧之前采用氧化焙烧法从原始物料中除砷，其最大的缺点是能够生成硫酸盐，从而降低了下一工艺过程的处理效果。此外还将生成大量含砷的二氧化硫。若要综合利用这部分二氧化硫，就需要很大一笔费用。
    采用无需通入空气的分解焙烧是提高多金属矿物原料处理效果、综合利用程度和减少环境污染的一种很有发展前景的方法。
    曾在半工业条件下，对选别金-钻-砷矿石所得之浮选精矿作了研究。精矿的化学组成，%：9.3 Si0₂；1.2 Al₂O₃；24.0 Fe_总；2.94 MSO；4.66 CaO；1.02 Cu；32.0 As；1.13 Co，0.43 Bi；0.05 Ni；15.5 S_总，1.58 C_有机。精矿磨矿细度为92%~0.074毫米。矿物分析表明，精矿中主要为砷黄铁矿和黄铜矿、黄铁矿、磁铁矿、方铅矿、铜蓝、闪锌矿、磁黄铁矿呈单个的颗粒状存在。
    根据显微X射线光谱分析仪的分析结果来看，主要金属矿物-砷黄铁矿-是具有不均匀钴同晶杂质的钴的变种（含钴砷黄铁矿），钴含量波动在4.36~7.41%范围内。通过热图解法研究表明，砷黄铁矿的这种含矿变种比不含钻砷黄铁矿更难以氧化。所以在氧化焙烧时，很难从精矿中完全除去砷。
    焙烧温度在490~730℃范围内，能对这种精矿进行最强烈氧化。观已证明，这种精矿中所存在的含碳物质为来能吸附的活性石墨。物相分析证明，这种精矿中73.2%的金（呈连生体和游离状态存在）可被氰化物溶解，24.96%的金与硫化物（主要是砷黄铁矿）共生，1.84%的金与脉石连生。
    金、钴、银是浮选精矿中有工业价值的组分。精矿中金、银含量之比为1：1.2。由于精矿组成复杂、存在细粒分散金（0.001~0.008毫米）和在砷黄铁矿中存在有钴同晶杂质以及砷含量过高（32%），所以这类精矿极难处理，也不适于用常规方法处理。
    在一种特制的实验室装置（图1）中研究了精矿的分解焙烧。将原始精矿1装入石英细颈瓶2中。把细颈瓶放入昇华器的加热部分3。昇华器的第二部分，即未加热的那一半4用来冷凝三氧化二砷，而这些是用空气氧化时从精矿中分出的As蒸汽在喷管内生成的产物。异华器依靠镍铬合金电阻丝6进行加热，用变阻器8调节加热程度。采用一种特殊装置使昇华器向一个方向和另一方向进行360℃的连续可逆转动，从而使精矿连续混合。

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    研究结果证明，在分解焙烧过程中砷的回收情况取决于温度、昇华时间和系统中放电值大小。确定了分解焙烧的最佳条件如下；昇华器内温度为760~780℃；焙烧时间2小时，系统内负压为0.1×l05帕。砷蒸汽氧化所消耗的空气为3~4升/分钟。
    此时所得之烧渣中含2.82~3.37 As和19~21.9 S。从精矿转入昇华物的砷、硫回收率分别为94.06~92.8%和6.83~ 14.6%。异华物中三氧化二砷含量为99.21%。
    对烧渣的矿物分析表明，烧渣中的硫呈单斜形磁黄铁矿，（硫含量为51.7~55.27原子量%）并含有钻的杂质为0.37~3.45%和含砷的杂质为0.15~1.72%。
砷不完全异华的原因在于磁黄铁矿中生成了斜方砷铁矿。它是在分解焙烧时，既不挥发，又不分解的铁的砷化物（其含钴7.0~10.0%）。烧渣中存在有呈硫化物形式的硫（19~21.98%）。这样可使下一段焙烧作业中不需要用特殊的硫酸化剂。

    注：分解焙烧原始烧渣中的含量%：21.98S总；Sso4无；3.67As；烧渣产率为64.8%。硫酸钠添回量为烧渣重量的10%。
    分解焙烧后的烧渣应在砌有粘土砖的马佛炉内进行硫酸化焙烧。往原始产品中添加硫酸钠（Na₂SO₄•10H₂O），其量为烧渣重量的10%。在焙烧时添加硫酸钠可提高有色金属硫酸化的速度和程度，以及提高硫酸盐在不分解状态下存在温度范围。
    硫酸化焙烧后的烧渣（其磨矿细度为95%-0.074毫米）的浸出分两段进行：开始时用热水，然后用10%硫酸溶液浸出，其温度为60~70℃。每段浸出时间为2小时。矿浆液：固=4:1。需要两段浸出的原因在于烧渣中钴的存在形式不同（硫酸盐、氧化物、砷酸盐等）。

    * I段焙烧的温度为450~500℃；
      II段焙烧的温度为600~650℃
    ** 7.5%NaOH；温度为90℃；时间为24小时。[next]
    曾对有色金属硫酸化的程度和其进入溶液的情况与焙烧温度和时间的关系，以及硫酸化焙烧的温度对脱硫程度的影响作了研究（见表1）。研究结果证明，分解焙烧后烧渣硫酸化处理的温度不应超过600℃。在焙烧温度为500~ 600℃，时间为3小时条件下，转入合并后溶液（水和硫酸溶液）中的钴、铜和镍的回收率分别为86.3，87.6和59.9%。
将硫酸化焙烧的温度提高到700℃，就会导致硫酸盐的分解，并降低钴和铜转入溶液的回收率。但是在最佳的硫酸化焙烧制度下，呈水溶液状态的钴、铜和镍的含量分别为51.6；63和42%，转入硫酸溶液中呈氧化物状态的金属含量分别为34.7%钴，24.6%铜和17.4%镍。在硫酸溶液中铁的溶解量不超过精矿中原始铁含量的3%。
    由于精矿经过了两段焙烧，总的脱硫率为79.8%，其中在分解焙烧时仅为6.81%。在这种情况下，从精矿中回收的砷为98.6%，其中在分解焙烧时为93.22%。
    在同样的焙烧温度、最-佳硫酸化剂耗量（H₂SO₄为400公斤/吨）和同样的硫酸钠添加量的条件下，对氧化焙烧后的烧渣进行硫酸化处理时，经过两段浸出后有色金属转入合并溶液的回收率为钴81.4%，铜85.3%。这个数字说明了这些金属转入溶液的回收率分别比分解焙烧后的焙砂进行硫酸化焙烧时下降了4.9%和1.3%。
    对分解焙烧后的烧渣进行硫酸化焙烧时，若将硫酸钠的添加量从10%降到5%时，那么转入合并溶液中的有色金属回收率就会下降，钴下降8.7%，铜下降3%。在对硫酸化焙烧后的烧渣进行浸出时，将矿浆的液固比由4：1提高到10：1，对各种金属的回收率无影响。
    从合并硫酸盐溶液（其比为1：1）中回收各种金属是按照已知的水合流程用氨来实现的。该合并溶液中含有2.17克/升钴，2.06克/升铜，9.5毫克/升镍；0.53克/升铁，1.04克/升砷；其pH=1.8。同时也获得了合格的销售产品：铜产品含Cul5.6%，回收率82.6%'钴产品含C024.3%，回收率80.5%，贵金属精矿，其含As0.29%，转入贵金属精矿中的金、银回收率分别为98.6%和89.1%。
    在沉淀出As、Fe、Cu、和Co之后，硫酸盐溶液中含有：（毫克/升）1.2Cu；17.1Co； 2.0Fe；0.023As。在将其排弃之前，必须除去其中的硫酸盐-离子和有色金属。为此，首先需要用石灰乳溶液，然后用硫化钠溶液加以处理。用硫化钠处理时，温度应在50~60℃，还须搅拌2~3小时。硫化钠的数量应当为用化学计算法算出的生成有色金属硫化物所需量的1.5倍以上。
    曾对用氰化法从处理精矿所得的各种产品中回收贵金属进行了研究（图2）。氰化条件如下：称取原始产品50克；矿浆中试剂浓度：0.1%NaCN，0.02%CaO，200克/吨PbO；液：固=3：11氰化时间为36小时。

    表2中数据表明，对原始精矿及其处理后的各种产品进行氰化时，贵金属的回收率低。原因在于在氧化焙烧和硫酸化焙烧的烧渣，以及硫酸化焙烧烧渣的浸出渣中的细粒分散金呈极细色裹体存在于赤铁矿颗粒中，从而使金粒难以同氰化溶液接触。在进行分解焙烧时，细粒分散金处在磁黄铁矿的颗粒中，使氰化溶液无法进入。赤铁矿中金解离的一种可能方法是无机酸溶解赤铁矿。但该方法在经济上不合算。
    根据多次试验结果和硫酸化焙烧后烧渣浸渣组分（其中含9.98%Si₂；5.28%CaO；2.43%Al₂O₃；0.67%Mg；80.0%Fe₂O₃；0.3%C；0.23%Cu；0.29%As），认为在有色金属冶炼厂处理这种产品，回收贵金属是最合适的。推荐的用火法-湿法冶金方法处理金-钴-砷精矿的工艺流程如图2所示。