锑金矿回收方法研究

１　概述　

        含锑金矿是我国黄金资源的重要组成部分，主　要分布于我国的湖南、江西、甘肃、青海等地区…。　锑多形成于酸性岩浆岩的高、中、低温热液矿床，常　与砷、硫等元素伴生，因而，含锑金矿显著特点为金呈微细粒包裹或浸染于辉锑矿、毒砂、黄铁矿等硫化　物中，这就导致常规磨矿方式难实现金的有效暴露。　此外，氰化浸金过程中辉锑矿会发生耗氰耗氧反应：　

        而且ＮａＣＮＳ等产物极易二次覆盖在已暴露的金矿物表面，阻碍金与Ｏ　、ＣＮ一接触，导致金浸出指标变差。因此，如何消除这些不利因素的影响成为含锑金矿高效回收的关键。　

２含锑金矿回收方法　

        由于含锑金矿中金的微细粒嵌布及辉锑矿耗氰　耗氧的原因，常规直接氰化浸出指标均不高，因而，　常采用浮选、预处理、化学浸出等方式进行回收。　

２．１浮选法　

        浮选法多用于处理锑矿物不是金的载体矿物类型的矿石，其实质是锑矿物与硫、砷等载金矿物的浮选分离。浮选法可分为混合浮选再分离和优先浮选　两种，混合浮选工艺流程相对简单，但已上浮的硫、　砷等载金矿物很难被抑制，会导致部分硫、砷等矿物混入锑精矿中，影响锑精矿质量，同时也造成金损失在锑精矿中。某含锑金矿浮选试验，原矿含金4.8ｇ/ｔ，锑０．５１％，金在辉锑矿中分布率很小仅为０．１５％，毒砂中分布率为８０．０６％，采用锑金混浮再分离工艺分别回收锑和金，锑金分离环节为了获得合格锑精矿，同时减少锑精矿中金的夹带，砷、锑分离过程中添加KM8作为抑砷试剂，KM8属强氧化性有机小分子，可选择性作用于毒砂表面，使其氧化成氢氧化铁亲水膜而受到抑制，当KM8用　量为６００ｇ／ｔ时，锑精矿品位为５２．１０％，回收率　８２．３３％，金品位５．４　ｇ／ｔ，金回收率０．８９％　。　

       优先浮选原则上可分为优先浮砷硫等载金矿物与优先浮锑两种工艺，但由于优先浮砷硫工艺中会有部分可浮性较好的锑矿物共同上浮，导致锑在金精矿中损失较大，同时下一步浮锑时又需加人大量酸以降低ｐＨ值，使成本加大，对环境也不友好。因而，优先选锑流程较为常见，其关键为锑矿物的高效捕收与砷硫等载金矿物的有效抑制。对某锑金矿的浮选试验，原矿金品位２．９０　ｇ／ｔ，锑０．７０％，砷０．６９％，金在毒砂、黄铁矿、辉锑矿中分布率分别为４５．０２％、２７．３５％、５．１４％，采用优先浮锑抑金工艺，捕收剂ZJ 80g / t，锑精矿中锑品位为５０．８９％，相应比丁铵黑药或乙基黄药分别高出了３．５４％、５．２３％。同时对比石灰＋亚硫酸钠、乙酸钠、充气搅拌三种抑砷方式，其中充气搅拌获得锑精矿中砷含量０．３７％，比另外两种抑砷方式分别低了０．５２％、０．１５％。

        对某高砷锑金矿石的浮选试验，原矿含金０．５８／ｔ、锑２．１０％、砷１．１２％，金多为不可见金形式赋存于硫化矿中，采用优先浮锑、尾矿再选金工艺，浮锑环节比较Ｎａ2ＳＯ3、ＫＭ—ｎＯ４、Ｎａ２ＳＯ３＋ＫＭｎＯ４、Ｎａ２ＳＯ３＋木质素磺酸钠四种抑砷药剂，其中ＫＭｎＯ效果最好，当其用量为１０００ｇ／　ｔ时，锑精矿中砷含量为０．４８％，明显低于其他三者　。　

        对优先浮锑尾矿中的金进行浮选试验，原矿含金２．６３ｇ／ｔ、砷１．１４％，金多以包裹形式存在于毒砂、黄铁矿中，采用充气搅拌方式抑砷浮锑，尾矿不抑砷浮金获得精矿中金品位５２．０２％，砷品位达１６．85％；对比充气搅拌氧化、石灰＋硫酸铵、石灰＋腐殖酸钠、石灰＋亚硫酸钠四种抑砷方式，石灰２０００ｇ／ｔ＋硫酸铵５００ｇ／ｔ可使得金精矿中砷含量降至７．８５％，效果明显优于其他三者，但同时金品位也降至３０ｇ／ｔ。　

２．２预处理　

       当原矿中锑品位较低，没有回收利用价值或金，赋存于锑矿物中时，采用浮选的方法难以消除锑的影响，为改善含锑金矿氰化浸出环境，可在浸出前利用物理或化学手段进行预处理，以实现金的高效浸出，预处理方法包括焙烧、生物氧化、化学碱浸等。　

２．２．１焙烧法　

       焙烧法是氧化预处理含锑金矿的常用方法，通过焙烧改变矿石物理结构，产出疏松多孔的焙砂，同时在氧化性高温气氛中使辉锑矿变成含锑氧化物，从而消除包裹及辉锑矿的不利影响。　

辉锑矿在焙烧过程中主要反应如下：　

       对焙砂氰化浸出指标影响试验：原矿经焙烧温度５４０℃，氧化焙烧４０ｍｉｎ，焙砂含金３．８９　ｇ／ｔ、锑０．０１％，直接氰化浸出，NａＣＮ用量２ｋｇ／ｔ，金浸出率为７６．０９％；氰化浸出前添加

 3ｋｇ／ｔ，其他条件不变，金浸出率为７５．８０％。　可见

对氰化浸出几乎不造成影响。然而，会在较高温度下发生熔化生成细小熔化物，附着于载金硫化物焙砂颗粒表面，堵塞经过焙烧作用新形成的良性微孔，同时还可对微细的裸露金颗粒形成致密覆盖或包裹，这都将严重阻碍浸出剂与金的接触，影响氰化浸金的指标。含锑金矿焙烧主要是如何防止辉锑矿过烧引起的二次包裹是关键，其影响因素主要有两点：焙烧温度、焙烧时间。

      某含锑金精矿焙烧试验 :  金精矿含金４１ｇ／ｔ、锑２.１０％，焙烧温度６５０℃时，焙烧时间１ｈ，金浸出率达８９．３０％，温度再升高或时间延长，浸出率均会大幅度降低，其原因就在于温度过高或时间过长均会引起过烧造成金的二次包裹。　

含锑金矿焙烧法浸出率较高、工艺成熟，但其共伴生的砷、硫等矿物会产生环境污染问题。　

在某高锑高砷金精矿焙烧过程中用石灰固硫固砷，金精矿含金４３．２ｇ/ｔ、锑５．１４％、砷５．６６％，焙烧温度６５０℃，焙烧时间２ｈ，氰化浸出率达８６．３％，其中，硫固定率９１．６％、砷固定率９８．６％ 。随焙烧温度升高和焙烧时间延长，砷固定率不受影响，而部分硫酸盐会发生分解，造成硫固定率略有下降。　

２．２．2化学碱浸法　

        化学碱浸法多用于处理辉锑矿为主要载金矿物的金锑矿，该方法利用锑矿物能很好溶于碱或硫化钠的特性，通过水洗将等产物提前脱除，避　

免后续氰化浸出时耗氰耗氧反应的发生，同时极大削弱ＮａＣＮＳ等产物的二次覆盖。

       采用化学碱浸预处理某锑金矿，原矿含金２．３２　ｇ／ｔ、锑０．４１％，辉锑矿为主要载金矿物，碱浸ＮａＯＨ质量浓度为３％，时间６ｈ，水洗后氰化浸出率为８５．６７％，虽然较焙烧与预处理低了１．２３％，但具有无污染、成本低廉、工艺简单的优势¨。　

       西北某含锑砷低品位金矿进行碱浸预处理试验 :   原矿金品位２．０２ｇ／ｔ，锑０．４８％，采用碱性Ｎａ2Ｓ预浸除锑，由于Ｎａ2S易发生氧化分解，其产物亚硫酸钠和硫代硫酸钠会降低辉锑矿在Ｎａ2Ｓ溶液中的溶解，导致锑脱除率下降，为此，添加２０ｇ／Ｌ　ＮａＯＨ作Ｎａ2Ｓ氧化分解反应抑制剂，Ｎａ2Ｓ用量３０ｇ／Ｌ，预浸时间３０ｍｉｎ，锑脱除率达８８．６５％，后续氰化金浸出率为７２．６１％，相比直接氰化浸出提高了　３７．4７％。　

２.2.３强化浸出法　

        强化浸出法是用于含锑金矿氰化浸出阶段，一方面通过添加Ｐｂ（Ａｃ）、Ｐｂ（ＮＯ3）等助浸剂抑制氰化浸出体系中辉锑矿耗氰耗氧反应的发生，避免其反应产物对金颗粒造成二次覆盖；另一方面通过添加高锰酸钾等氧化剂加速辉锑矿氧化，使其生成锑酸盐，破坏金的外围包裹层，同时提高金氰化浸出反应活性，加快浸出速度。

       某含锑金矿强化浸出试验 :  原矿含金６．７９ｇ／ｔ、锑０．４３％，金　

在辉锑矿、黄铁矿、毒砂中总分布率为８５．４６％，混合氧化剂为０．３　ｋｇ／ｔ 双氧水＋０．１５ｋｇ／ｔ高锰酸钾，混合助浸剂Ｐb（Ａｃ）2＋Ａ用量１．１ｋｇ／ｔ，其中Ａ是由高效活性生物酶、非离子表面活性剂、阴离子表面活性剂复配而成，具有活化及亲和金的作用，可加快金的氰化溶解浸出速度，ＮａＣＮ用量０．８ｋｇ／ｔ，浸出时间２４ｈ，金浸出率达９１．１７％，相比直接浸出高出６９．８３％     。　

         某含锑金精矿进行强化浸出试验 :   原矿含金５１．３ｇ／ｔ、锑１．２２％、砷５．９８％，辉锑矿、毒砂为载金矿物，活化剂ＡＡ用量５ｋｇ／ｔ，ＮａＣＮ用量１ｋｇ／ｔ，浸出时间１２ｈ，金浸出率达９２．８６％，比焙烧－氰化浸出高了６．１９％，浸出时间也缩短了８—１０ｈ，ＡＡ属多高分子有机物，可以抑制ＮａＣＮＳ等产物薄膜的生成，利于金的浸出　。　

３　结　论　

       含锑金矿难回收一方面是锑矿物对金的包裹，另一方面是辉锑矿在浸出中耗氰耗氧，对于不同的矿石性质可选用不同的方法回收。　

（１）浮选法适用于处理锑矿物不是金的载体矿物类型的矿石，可避免复杂预处理环节，同时还能获得副产品锑精矿，成本相对较低，但操作难度大，金　

的回收指标稍差，保证锑精矿浮选指标同时最大程度减少金的夹带是浮选法的关键。　（２）焙烧法是有效的预处理方式，其最大优点为简单、高效、可靠，但环境污染大、能耗电耗大；生物氧化法适用于处理含毒砂、黄铁矿等硫化物类型锑金矿，绿色无污染、条件温和、选择性较好，但工艺流程长，氧化周期过长，同时微生物对辉锑矿氧化行为有待于进一步研究；化学碱浸法多用于处理辉锑矿为主要载金矿物的金锑矿，其反应快，周期短，污染少，成本较低，但应用范围局限性较大。（３）强化浸出法主要用于含锑金矿氰化浸出阶段，无需对原矿进行预处理，同时可以加快浸出速率、提升浸出效率，但不适用于脉石包裹严重的锑金矿。　

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