某氰化渣的改性石硫合剂法浸金研究

刘有才，彭彬江，林清泉，符剑刚，陈 钰，吴 洁

(中南大学 化学化工学院，长沙 410083)

某氰化渣的改性石硫合剂法浸金研究

刘有才，彭彬江，林清泉*，符剑刚，陈 钰，吴 洁

(中南大学 化学化工学院，长沙 410083)

某氰化渣中金的品位为12.03 g/t，氰化渣里游离金的颗粒极细，并且被铁氧化物包裹,难以解离，属于难浸类金矿。采用改性石硫合剂对氰化渣进行了浸金研究，考察了超细磨时间、氧化剂用量、矿浆pH和搅拌时间对金浸出率的影响。优化实验条件为：超细磨时间2 h、氧化剂CaO2用量0.78 g/500 g、矿浆pH≈11.5、液固比2:1、搅拌浸出时间24 h，金的浸出率达78.57%。

有色金属冶金；氰化渣；改性石硫合剂；超细磨；浸金

氰化法是目前占主导地位的传统提金工艺，具有成本低、回收率高和对矿石类型适应性广等优点。据不完全统计，我国黄金矿山的尾矿排放量每年达2000多万吨[1]。氰化尾渣中尚有可以回收的 Au、Ag、Cu、Pb、Zn等有价金属元素。综合回收利用这些金属，既可为矿山创造经济效益，同时减少了尾矿对环境的污染，可为我国经济可持续发展做出贡献。目前，非氰化浸金的研究颇为广泛，研究较多的主要有硫脲法[2]、硫代硫酸盐法[3]、石硫合剂法(LSSS)[4]、改性石硫合剂法(MLSS)[5]等。

石硫合剂法是我国首创的新型无氰浸金技术，由廉价易得的石灰和硫磺及适宜添加剂合成而得。石硫合剂在碱性介质中浸金，设备的腐蚀小，浸金选择性强，贵液中其他金属离子含量低，不排放有毒化合物，对生态环境和人类无负面影响，是一种具有很好应用前景的非氰浸金工艺。但是，石硫合剂中有效浸金成分不稳定，必须对石硫合剂进行改性从而在提高其浸出效率的同时减少成本。改性石硫合剂法以石硫合剂为基本组分，加入稳定剂、调节剂和氧化剂等，从而比石硫合剂法浸金性能更加优越，浸金体系更加稳定。浸金有效成分主要是多硫化钙(CaSx)和硫代硫酸盐，其浸金原理类似多硫化合物和硫代硫酸盐浸金。

某金矿氰化渣金品位尚在10 g/t以上，属难浸出物料，本文采用改性石硫合剂法对其进行金浸出研究。

1 实验

1.1 实验原料与试剂

实验用氰化渣物料来自广西某金矿。物相分析和元素分析表明，矿石以氧化矿为主，金嵌布粒度较细，大部分金呈次显微金形式存在，被黄铁矿，粘土矿物和石英等包裹，属于难浸类金矿石。氰化渣的X射线荧光多元素分析见表1。对主要元素Au、Ag、Fe作化学分析，结果如表2所示。

表1 氰化渣的X射线荧光多元素分析Tab.1 Multi-element analysis of cyanide residue by XRD /%

表2 Au、Ag、Fe的含量的化学分析Tab.2 The content of Au, Ag, Fe by chemical analysis

实验所用改性石硫合剂为工业品，其余试剂均为分析纯。

1.2 实验方法

室温下，采用可调式电动搅拌器在2 L烧杯中进行搅拌浸出实验，从而确定金浸出的最佳方案。操作方法为：将500 g已混合均匀的氰化渣、CaO(若干)、500 mL水一起加入球磨机进行湿式磨矿，得到的磨矿产品用500 mL碱水(pH≈11.0)洗入搅拌反应器中，控制浸出过程液固比为2.0。搅拌浸出反应一段时间后，过滤、洗涤(用0.5% NaOH溶液洗涤滤饼3次)，干燥，分析浸出渣中Au的品位，计算Au的浸出率：

Au含量用石墨炉原子吸收光谱仪(美国 PE，PinAA-cle900)进行分析；用pH试纸和pH计(上海雷磁，pHS-25型)测定pH值；用紫外可见分光光度计(日本岛津，UV-2600)进行紫外光谱图的扫描。实验流程见图1。

图1 实验流程Fig.1 Experimental process

2 结果与讨论

2.1 改性石硫合剂的作用机理

将一定浓度的改性石硫合剂水溶液分别与等浓度、等体积的Cu2+、Fe3+、Au(I)水溶液混合，充分混匀后再进行离心操作，取上清液和用水稀释一倍的改性石硫合剂溶液，在一定波长范围内分别进行紫外吸光度检测[6]，各溶液吸光度随波长变化情况如图2所示。

图2 改性石硫合剂和金属离子的紫外光谱图Fig.2 The ultraviolet spectra of MLSS with metal ions

从图2中可以看出，改性石硫合剂的最大吸收波长在204 nm附近。MLSS水溶液与金属离子作用后，其λmax处吸光度(Am)减小，说明MLSS溶液中的分子或离子与金属离子形成了络合物，导致溶液中存在的捕收剂浓度降低。λmax减小程度越大表明络合作用越强，从而可知MLSS与金属离子发生络合作用的强弱顺序为：Au(I) ＞ Cu2+＞ Fe3+，说明改性石硫合剂对金有较好的选择性。

2.2 磨矿细度对金浸出率的影响

氰化尾渣矿物粒度很细，泥化严重，不能采用常规方法磨矿。本实验采用超细磨，通过机械作用让矿物中的金充分裸露出来，更好地与药剂进行反应；通过增加磨矿时间让金与脉石矿物充分解离，提高浸出过程的金浸出率。浸出时间过长会相应增加耗能，增加浸出成本，因此，合适的磨矿时间是搅拌浸出的关键。实验过程中超细磨时间对金浸出率影响结果见图3。

图3 超细磨时间对金浸出率的影响Fig.3 Au leaching rate vs ultrafine grinding time

由图3可知，随着磨矿时间的增加，金的浸出率不断提高。当超细磨达到2 h时，金的浸出率达到78.57%，但继续增加超细磨时间金浸出率反而下降。磨矿时间越长，矿物的粒度越细，浸出率会相应提高，但当粒度小到一定程度后，继续延长超细磨时间，浸出效率将大大降低。其原因在于矿石过磨发生泥化使矿浆变稠，降低了浸出反应的传质速度。这种过磨泥化现象既不利于金的溶出又会造成磨矿能耗的浪费，所以应该尽量避免。综合考虑，选择超细磨时间为2 h。

2.3 CaO2用量对金浸出率的影响

CaO2作为氰化浸金的助浸剂，它的助浸原理与H2O2助浸原理是一致的，CaO2分解产生H2O2：

释放的H2O2起氧化作用。在反应体系中，CaO2可以比较缓慢均衡地释放出氧化剂，使得人为控制氧化速率有了进一步的可能性。CaO2的用量对浸金效果起关键作用，试验考察了 CaO2用量对金浸出率影响，结果见图4。

图4 CaO2用量对金浸出率的影响Fig.4 Au leaching rate vs dosage of CaO2

由图4可见，随着CaO2用量的增加，金浸出率不断上升。这是由于矿浆中溶解的氧不断增加，以及CaO2氧化作用的增强，对金的助浸作用显著。当CaO2用量为0.78 g时，金的浸出率达到最高值78.57%；再继续增加 CaO2用量时，金的浸出率随之降低，这是因为药剂中部分S2O32-及Sx2-被氧化成S单质，从而使药剂失去浸金作用。可能是因为继续增加CaO2的用量，CaO2的氧化能力随之增强，从而使药剂中的有效成分被氧化。因此，试验选择CaO2最佳用量为0.78 g/500 g氰化渣，即1.56 kg CaO2/t氰化渣。

2.4 矿浆pH值对金浸出的影响

在酸性条件下，石硫合剂中的有效成分S2O32-、Sx2-、SO32-等会与H+反应而失效，从而消耗药剂用量。因此只能在碱性条件下进行浸金，矿浆pH值对金浸出影响的结果见图5。

图5 矿浆pH值对金浸出率的影响Fig.5 Au leaching rate vs pH

由图5可知，pH≤11.5时，随着pH的增加，金浸出率快速增加；pH≥11.5后，浸出率反而降低。因为如果pH值过高，会明显降低金的溶解速度，因此在高pH值下，氧的反应动力学对金的溶解很不利。此外，pH值升高时，金属表面生成过氧化钙膜使金的溶解速度明显下降。因此选择矿浆pH≈11.5。

2.5 搅拌时间对金浸出率的影响

搅拌时间延长，金的浸出率相应提高，但过长的搅拌时间会增加耗能。考察了金浸出率随搅拌时间的变化，结果如图6所示。

图6 搅拌时间对金浸出率的影响Fig.6 Au leaching rate vs mixing time

从图6可以看出，前24 h，金的浸出率随搅拌时间增加而快速增加；超过24 h后，金浸出率趋于稳定。这是因为初始浸出阶段，溶液中的金未被完全氧化成Au(I)，溶液中Au(S2O3)23-的量减少，从而导致金的浸出率较低；当浸出时间过长时，溶液中的氧化剂与药剂发生缓慢反应，生成钝化的硫对已经溶解的金会有一定的吸附作用，可能会导致金的浸出率有所下降。根据实验结果选择搅拌浸出时间为24 h。

2.6 优化实验

根据上述实验得到的改性石硫合剂浸出金的最佳条件为：氰化渣超细磨时间2 h，氧化剂CaO2用量0.78 g/500 g氰化渣、矿浆pH≈11.5、液固比为2.0、搅拌浸出时间为24 h。采用该条件进行搅拌浸出实验，金的浸出率可达78.57%。

3 结论

改性石硫合剂是一种混合型浸金药剂，它是以石硫合剂为基本组分。加入稳定剂、调节剂和干扰剂等组成。浸出过程中不需再加入其它组分使其稳定，使用起来比石硫合剂更加方便。

广西某氰化渣属于难浸类金矿石，金品位为12.03 g/t，尚有较高的回收价值。采用改性石硫合剂法对该氰化渣进行了浸金实验，考察了超细磨时间、氧化剂用量、矿浆pH和搅拌时间对金浸出率的影响。获得的最佳浸出条件为：超细磨时间为2 h、氧化剂CaO2用量为0.78 g/500 g氰化渣、pH值为11.5、液固比为2.0、搅拌浸出时间为24 h，此条件下金的浸出率达78.57%。

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Leaching of a Cyanide Residue by Lime-Sulphur-Synthetic-Solution Method

LIU Youcai, PENG Binjiang, LIN Qingquan*, FU Jiangang, CHEN Yu, WU Jie
(College of Chemical Engineering, Central South University, Changsha 410083, China)

The gold grade in the cyanide residue is 12.03 g/t in a certain gold mine. The fine distribution of free gold wrapped with iron oxide in the cyanide residue usually makes the valuable single mineral difficult to dissociate, as a part of the refractory gold ore. Leaching tests of gold using modified Lime-Sulphur-Synthetic-Solution (MLSS) was investigated to leaching the residue. The influence of gold leaching rate from cyanide residue by superfine grinding time, oxidant dosage, slurry pH and mixing time were discussed. The optimal experimental conditions were determined as follows: ultrafine grinding time 2 h, the dosage of oxidant CaO20.78 g / 500 g, pH value of 11.5, the liquid-solid ratio 2:1 and stirring leaching time of 24 h. Under the optimal condition, the gold leaching rate was 78.57%.

non-ferrous metallurgy; cyanide residue; MLSS; ultrafine grinding; leaching gold

TF831，TF111

：A

：1004-0676(2016)01-0011-04

2015-08-08

刘有才，男，博士，副教授，研究方向：冶金化工、资源化工、环境化工、水处理。E-mail: lycllf@126.com

*通讯作者：林清泉，男，博士，研究方向：湿法冶金及资源加工、精细化学。E-mail: 497121271@qq.com