当前,寻求和制定一种合理的金-砷精矿处理技术,乃是黄金工业上一个急待解决的课题。本文作者用含金硫化物精矿对电化学氧化浸出法作了研究,其目的在于包裹在使硫化物中的细粒分散金充分解离和暴露,然后用氰化法加以回收。曾在实验室条件下,用电化学浸出法在苛性钠溶液中对金-砷精矿作了试验。
试验选用的三种精矿均属同一矿区,但精矿中黄铁矿和砷黄铁矿的含量各不相同。
精矿 黄铁矿含量%, 砷黄铁矿含量,%
I 36.3 18.3
II 15.6 10.7
III 5 8.3
金主要富存在两种矿物中,但砷黄铁矿中的含金量比黄铁矿高。
所有精矿在处理工艺上看,均属难处理的精矿。这一点可通过对精矿中金的物相分析结果来证明(见表1)。按照焙烧--用酸或碱对焙砂进行化学处理--残渣进行氰化的工艺流程处理精矿时,精矿I的氰化尾矿中含金为4~5克/吨,而精矿Ⅱ和精矿Ⅲ的氰化尾矿中含金均不低于9~9.4克/吨。
金 的 形 式 | 精矿I | 精矿II | 精矿II | |||
克/吨 | % | 克/吨 | % | 克/吨 | % | |
用氰化法回收的金 | 3.40 | 11.38 | 5.60 | 26.16 | 6.60 | 22.15 |
以铁的氢氧化物薄膜覆盖的金 | 0.40 | 1.33 | 0.80 | 3.74 | 1.00 | 3.35 |
与硫化物共生的金 | 25.20 | 84.00 | 14.00 | 65.42 | 21.10 | 71.14 |
与石英共生的金 | 1.00 | 3.34 | 1.00 | 4.68 | 1.00 | 3.36 |
总 计 | 30.00 | 100.00 | 21.40 | 100.00 | 29.80 | 100.00 |
电化学浸出试验是在容积为1升的特殊结构的电解槽中进行的。每一种精矿单独使用一个浸出装置。试验时,称取100克物料,苛性钠的原始浓度为100克/升,溶液温度为70℃。
根据研究结果来看,对于硫化物含量最高的精矿I来说,能够使下一步氰化后的尾矿中金达到许可含量的最佳浸出条件是:液:固=10:1,电流体积密度为8.3安/升,浸出时间为8小时,而精矿Ⅱ和精矿Ⅲ的最佳浸出条件是:液:固;5:1,电流体积密度为5安/升。精矿II的浸出时间为8小时,精矿Ⅲ为6小时电化学浸出后的溶液中,呈砷酸根离子的As有6~7克/升,呈硫酸根离子的5有5~13克/升和硅酸阴离子和铝有几毫克/升。苛性钠的剩余浓度为55~75克/升。用石灰处理溶液后,砷呈低溶解的砷酸钙形式从溶液中加以排出,而在用苛性钠增浓到150克/升和冷却到16~17℃时,硫则呈无水的硫酸钠形式被排出。通过这样净化,可使溶液中的砷含量下降到0.7克/升,硫下降到6.5克/升,从而为溶液的循环使用创造了条件。溶液经石灰处理后,用来浸出砷黄铁矿的苛性钠有60%得以再生。但用来浸出黄铁矿的苛性钠实际上不能再生。它以硫酸钠形式留在溶液中。
指 标 | 精矿I | 精矿II | 精矿II |
砷黄铁矿的浸出率% | 83.95 | 71.86 | 87.76 |
黄铁矿的浸出率% | 52.25 | 47.72 | 45.30 |
电化学浸出时苛性钠的耗量(包括再生),公斤/吨 | 447 | 178 | 120 |
电化学浸出时电耗,千瓦时/吨 | 1833 | 568 | 426 |
氰化尾矿中金含量,克/吨 | 50.42 | 2.47 | 2.26 |
转入溶液的金回收率% | 81.92 | 88.46 | 92.41 |
从表2数据中看出,按照下图中规定的工艺流程处理精矿I时,金的回收率与按焙饶流程处理时的同一个水平,而对于精矿Ⅱ和精矿Ⅲ而言,随氰化尾矿损失的金,比用焙烧流程时下。降了3/4。[next]
对电化学浸出工艺处理精矿时的成本进行扩大技术经济计算结果表明,各种费用取决于精矿的物质组成。精矿中黄铁矿的含量多少影响极大。对于低硫化物精矿,电化学浸出工艺比焙烧工艺在经济上有许多优越性,而对于含黄铁矿约15%的精矿而言,电化学浸出的成本与焙烧成本大致相当。
处理精矿Ⅱ的费用约为66.1卢布/吨,而精矿Ⅲ则为53.3卢布/吨。按照焙烧--焙砂氰化工艺流程处理金-砷精矿的费用为61.4卢布/吨。
对于处理黄铁矿含量高的精矿(精矿1)来说,用电化学浸出法在经济上是不合算的。但是,对于那些含有神黄铁矿和黄铁矿的部分产品而言,电化学浸出工艺在经济上确实是可行的。
结 论
对于上述三种砷黄铁矿和黄铁矿含量不同的难处理金-砷精矿来说,用电化学浸出法处理是有效的。对精矿进行电化学浸出后,可使72-87%的砷黄铁矿和45~53%的黄铁矿分解,从而可使残渣氰化后的尾矿金含量比按焙烧工艺处理的尾矿有所降低或者大致相当。