金矿含砷及其精矿处理方案

金矿含砷及其精矿处理方案

原生金-砷矿石含有1~2%到10~12%的砷黄铁矿。在其他硫化物中，实际上经常有黄铁矿，有时还有磁黄铁矿。在很少情况下，矿物中不含微粒金。这类矿石可以用氰化法或者先浮选而后对浮选精矿进行氰化的方法处理。矿石中大部分金常常呈微粒分散状包裹在硫化物中。对这类矿石可以进行混合浮选，选出金-砷精矿或者金-砷-黄铁矿精矿。精矿进行焙烧，焙烧渣用氰化法处理或送冶炼厂冶炼。在焙烧过程中得到含砷的产品。但是，目前对这类产品的需要量不大。如果混合浮选后不能得到废弃尾矿，那么可对浮选尾矿进行氰化或者对原矿进行氰化，而含金硫化物则用浮选法从氰化尾矿中回收。

　　浮选金-砷矿石时，必须对已知的方法进行试验，即分段浮选，矿砂和矿泥分别浮选、在苏打介质中进行浮选等，以便改善金-砷矿石浮选过程的各项指标。浮选砷黄铁矿时，必须往矿浆中加氧。磨矿过程中形成的碎铁可作为氧的吸收剂。当存在苏打灰时，铁的氧化和吸收氧进行得较慢。所以，在制定浮选条件时，应当对磨矿机中添加的苏打量(耗量为1~2公斤/吨)进行试验，以便使磨矿机排矿中pH值达到10~10.2，然后在浮选时使其降到8.5~8.8。以硫酸铜作为活化剂是很有利的，其用量为100~200。克/吨。这种药剂应加在扫选中。在个别情况下，金和砷的回收率会随着矿浆同捕收剂搅拌时间的增加(达20~30分钟)而提高。

　　有时，采用优先浮选分选出含金的黄铁矿精矿和砷精矿，或者单-的金-黄铁矿精矿是合适的。如果黄铁矿精矿和砷精矿中的金是用不同方法进行回收或者需得到高晶位的砷精矿时，单独选出黄铁矿精矿和砷精矿是合算的。在下列情况下可以只选出单-的金-黄铁矿精矿：

　　当浮选尾矿合乎废弃金品位的要求，而砷又无工业价值时;

　　浮选尾矿中的金与黄铁矿精矿中的金不相同，它可以用氰化法回收时。

　　利用石灰或者在石灰介质中用空气进行氧化，用软锰矿和高锰酸钾抑制砷黄铁矿，可使黄铁矿与砷黄铁矿分离。在许多情况下，氧化剂的效果取决于氧化剂使用制度的制定和遵守得如何。氧化剂的用量过大，与矿浆接触时间过长都会引起砷黄铁矿的活化。

　　浮选泥质矿石和含碳矿石时的困难很大。矿泥中通常有含碳物质、各种页岩和碳酸盐。在浮选硫化物时，这些组分会进入精矿中，从而提高了精矿的产率和降低精矿质量。此外，矿泥能吸收浮选药剂并阻碍硫化物的浮选。为了研究泥质矿石，首先必须确定矿石中的含金性并根据其质量可以试验下列方法：

　　矿石及其加工产品(粗选尾矿、中间产品、扫选精矿)的脱泥。如果有必要，分离后的矿泥应进行吸附氰化处理;

　　使用不同药剂(KMLI，IIAA，苯胺染料，淀粉等)抑制粗选、扫选或精选作业中的矿泥浮游;

　　浮选并用药剂处理矿砂部分。

　　含微粒浸染金的砷黄铁矿精矿和黄铁矿-砷黄铁矿精矿的工业利用问题，目前还未获得解决。由于对砷的各种化合物的需求量有限和这些化合物的毒性大，所以这个问题很难解决。

　　砷是火法冶金过程中的有害组分，所以送到冶炼厂中的精矿;对其中砷的含量有严格的限制。

　　国外生产实践中，普遍采用对金-砷精矿进行焙烧，然后用氰化法处理焙砂。采用这一方法时，需要仔细地从气相中捕收砷，如果砷产品的销路不佳时，还需要花昂贵费用将其贮存或埋藏起来。最好是采用两段焙烧：I段焙烧的温度为500~580C，

并给入少量的空气，Ⅱ段焙烧温度为600~620并给入大量空气。只有这样，焙烧时才能不致生成易熔化合物，且能得到孔隙性良好的焙砂。焙砂中的砷品位不应超过1~1.5%。如果在较高的温度下和给入过量的空气条件下进行一段焙烧，那将会因生成不易挥发的砷酸盐(例如砷酸铁FeAsO4)而提高焙砂中的砷品位。砷酸盐会覆盖金的表面，阻碍金在氰化过程中的溶解。对含有雄黄(AsS)和雌黄(As2S3)的物料进行焙烧时，在很大程度上会生成砷酸铁。在温度为600~620℃下进行的第二段焙烧多数为氯化焙烧或者氧化-氯化焙烧。在多数情况下;通过这种焙烧可使包裹在黄铁矿或砷黄铁矿中的金较充分地暴露出来。

　　对含碳的金-砷精矿进行焙烧时，最好分两段进行：在温度为500~600℃以及空气给入量不足的条件下进行第-段焙烧，在温度为650~700℃以及给入过量空气下进行第二段焙烧。第-段焙烧应该将砷烧到焙砂中的含量低于1%，而第二段焙烧应将活性碳和硫烧尽。为了使活性碳烧尽，不仅需要给入过量的空气以及相当高的温度，而且还需要相当长的时间。在沸腾焙烧炉中焙烧时，焙烧过程进行的较快，而且焙烧得较完全充分。为了在焙烧炉中实现不用燃料的自燃焙烧，精矿的含硫量应为22~24%。

　　如果焙烧渣送去熔炼，那么就可以进行一段焙烧。砷在这种焙烧渣中的含量容许达到2%。

　　对金砷精矿或者焙烧后的焙砂进行氰化处理时，又有其不同的特点。对精矿进行氰化时，应该预先用碱处理，分段氰化，用低浓度氧化钙的氰化溶液进行浸出等。如果原矿或其精矿中含有砷的简单硫化物(雌黄或雄黄)，那么在氰化时必须用处理含锑矿石及其精矿的方法来进行试验。焙烧后的焙砂，通常需要用水冲洗，而后进行氰化并使氰化溶液中NaCN的浓度保持在0.08%以上。通过冲洗能大大降低氰化物和石灰的耗量。对于含有难以回收金的焙砂可用两段或者三段氰化来处理，必要时还可以用碱进行中间处理。碱能溶解砷的氧化物(特别是砷酸铁)，并能使包裹在这些化合物中的金暴露出来。处理焙砂时，需要NaOH的浓度为6~8%的碱溶液。并将矿浆加热到80~90%℃，处理时间为2~3小时。然后使物料脱水，最后进行氰化并对液相中的金进行检验分析。往溶液中添加氢氧化物或氧化钙，就能使含Na3AsO4的碱溶液得以再生。砷呈砷酸钙形式沉淀下来，溶液再用NaOH增浓。

　　先进行不完全氧化焙烧，而后进行氯化挥发是从金-砷精矿中回收金的-种可行方法。氯化挥发试验的条件如下：焙砂中的含硫量为3.5~4%，NaCl耗量为焙砂重量的7.5~10%，氯化挥发的温度为1000℃。在这些条件下，约有96~98%的金转入挥发物中而被回收。

　　分解金-砷精矿的压热-碱浸方法值得进一步研究。在温度为100℃，气相中的氧分压为10大气压的条件下，用150~180克/升NaOH溶液对精矿进行2小时的压热处理，就能保证+分完全地使硫化物分解，使98~99%的砷和硫进入液相。冲洗后浸出渣中的金可用氰化法(不添加石灰)加以回收。压热分解可以在水介质中，借助于在50大气压下使空气中的氧通过压热浸出器来实现。在这些条件下，砷被氧化并生成砷酸铁和硫酸。

　　细菌浸出是使金-神精矿被氧化的很有发展前途的方法。采用这-方法能相当完全地使金暴露出来。细菌浸出后所得到的砷化合物(主要是砷酸盐和亚砷酸钙)难溶于水中，而且其毒性很小。这是采用焙烧工艺和火法冶炼时生成的砷化合物所无法比拟的。

　　为了使砷黄铁矿氧化，建议采用人工培养的铁硫杆菌，其在原始溶液中的浓度为106-107细胞/毫升。细菌浸出的试验是在静态条件下进行的，必须测定下列主要参数的最佳值：原始细菌溶液的pH值;三价铁的浓度，原始矿浆中的液固比细菌浸出的时间。

这些参数的原始数值是：pH值;1.8~2;Fe3+的浓度为3~4克/升，液固比=30~50，时间为300~400小时。然后使细菌适应于具体的条件，溶液进行中间脱砷(添加石灰乳使pH值达到3~3.5)，并按照顺流的工艺流程组织细菌浸出试验，力图缩短细菌浸出的时间和在较稠的矿浆中实现这-方法。对于某些金-砷精矿来说，砷黄铁矿开始氧化的最佳条件是：液固比二5：1，浸出时间为120~150小时。在砷黄铁矿被氧化的同时，部分黄铁矿(约30~40%)也被氧化。

　　细菌浸出后的浸出渣需用水洗涤，然后对浸出渣进行氰化。除了氰化法之外，还可以用硫脲法、水氯化法等进行试验。

　　为了从黄铁矿和砷黄铁矿中暴露出金，还有-些比较新的方法(如机械化学法和电化学法)应引起重视。

　　部分氧化的矿石中所含的砷有-部分是呈臭葱石和其他氧化矿物状态存在的。这种矿石中的金被臭葱石薄膜所覆盖，因此难以进行浮选和氰化。臭葱石可用脂肪酸捕收剂进行浮选。

　　为了从部分氧化矿石中回收金和砷，可用包括下列作业的流程进行试验：

　　用巯基捕收浮选金和硫化物，其精矿进行焙烧，焙砂加以氰化;浮选尾矿用NaOH溶液处理，以便浸出砷和除掉金粒表面上的薄膜;残渣用氰化法处理;用石灰或高浓度NaOH溶液从碱性溶液中沉淀砷。石灰能沉淀，同时还能使NaOH再生。再生后的NaOH可以循环使用。