某高砷高硫难处理金矿生物氧化新工艺研究

高军雷 伍红强 辛金秀 杨晓奇 杜胜涛 郭永超

（1.招金矿业股份有限公司；2.中钢集团马鞍山矿山研究总院股份有限公司；3.额济纳旗圆通矿业有限责任公司）

随着金矿资源的不断开发，易选金逐渐枯竭，复杂难处理金矿石成为黄金选矿研究的重点［1］，其中高硫、高砷、微细粒嵌布包裹型金矿石的回收成为制约矿业发展的技术难题。针对此类金矿石，采用常规浮选工艺回收率低，金精矿品位低，砷含量高；采用氰化浸出提金工艺，因微细粒嵌布、毒砂包裹等原因，氰化浸出率较低；生物搅拌氧化、焙烧氧化、压热和化学氧化等预处理工艺［2-3］对砷、硫等杂质去除、释放包裹金效果较好，但设备投资大，生产成本高，一般用以处理高品位金精矿，不适用于低品位矿石。

生物氧化作为一种基于矿物、冶金、化工和生物学跨学科研究的湿法冶金新技术，主要依靠微生物氧化将非目标矿物溶解在液相中，然后将目标矿物暴露在氧化物渣中，主要用于从黄铁矿、毒砂和其他硫化矿中提取金和银［4］。通过对内蒙古某难处理金矿石进行工艺矿物学研究，并研发生物堆浸预处理工艺，获得了砷氧化率60.45 %，铁氧化率23.40 %，硫氧化率48.32 %，金、银浸出率77.10 %和72.73 %的工艺技术指标。生物堆浸预处理工艺与其他常规预处理工艺相比，具有资源利用率高，环境污染小，对复杂低品位、含砷、含硫、微细包裹型金矿石的适应性强，生产工艺运行稳定可靠，操作简便，建设和生产费用低等优点，对促进我国黄金行业发展，提高黄金资源利用率具有重要意义。

1 矿石性质

该矿石属于高硫高砷难选矿，金、银品位分别为5.00，57.50 g/t，砷、铁、硫含量分别为7.74%，24.56%，22.50%。金属硫化矿主要以黄铁矿和毒砂为主，方铅矿和黄铜矿含量相对较少；脉石矿物相对复杂，以碳酸盐矿物和硅酸盐矿物为主，并包含少量硅铝酸盐和萤石等脉石矿物。金主要赋存在黄铁矿和毒砂中，分布率为82.63 %，少量金赋存在碳酸盐等脉石矿物中，占比17.37%。原矿化学成分分析结果见表1，矿物组成及含量见表2。

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2 细菌调控试验研究

2.1 菌种分类

目前，在金矿生物氧化处理过程中，使用的最常见的微生物主要有氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌、嗜铁钩端螺旋菌、嗜酸性喜温硫杆菌、硫杆菌属和铁原体属等［5］。该研究所用的浸矿细菌（表3）拥有较强的耐高温和抗砷能力，对高砷高硫复杂难处理金矿具有很好的适应性。

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2.2 菌种驯化试验

菌种驯化试验在细菌氧化槽中进行，先在氧化槽中培养3 L 菌液，待菌液电位达到710 mV 后，采用分批次加矿的方式，将矿浆浓度调浆至5%，调浆pH值稳定在1.50 左右，每隔24 h 测定氧化体系中的砷浓度，并检测pH 值、Eh 和Fe2+浓度以及氧化还原电位、游离菌浓度等相关参数。浸矿细菌驯化试验周期为10 d，期间进行搅拌、温控、充气，操作温度42 ℃，细菌培养pH 值1.50～1.60，调浆矿浆pH 值1.50，通气量0.4 m3/h，搅拌速度350 r/min，容器5 L恒温水浴氧化槽。

细菌氧化过程一般分为迟缓期、对数期和稳定期3 个阶段。在此次细菌氧化过程中，前4 d 为迟缓期，矿浆的氧化还原电位迅速由690 mV 降至470 mV，一直处于下降或缓慢增长状态，游离菌浓度和吸附菌浓度均呈现较低状态，Fe2+浓度呈明显的先上升后下降趋势。

第5～第8 d 为对数期，氧化还原电位迅速从475 mV攀升至630 mV，而溶液中的Fe2+浓度急速下降，到第7 d 时溶液中达到反应终点，Fe2+完全氧化为Fe3+，同时伴随着高电位，pH值很快由1.4下降至1.28。

第9～第10 d 为细菌氧化的稳定生长期，该阶段氧化电位一直保持在630 mV 以上，达到680 mV 后不再增长，pH值仍继续下降，但速度减缓，最终pH值为1.12。

细菌氧化完全后，取部分矿浆进行离心处理，将上清液倒入摇瓶中加入培养基和矿物进一步驯化，使得浸矿细菌尽可能减少迟缓期和指数增长期，进而缩短浸矿周期。

将氧化渣酸洗、干燥后称重，计算氧化渣失重率，通过细菌氧化渣元素含量的分析结果（表4）计算，5% 矿浆浓度的浸出体系最终砷氧化率达97.23%，硫氧化率达64.95%，失重率达67.24%。

注：Au、Ag含量单位为g/t。

3 生物堆浸氧化—氰化浸出试验

3.1 氧化柱高度试验

在堆浸过程中，矿堆高度不仅影响细菌的活性，而且影响浸出液的渗透性，为探究堆浸过程最佳堆浸高度，将0.80～2.00 cm 粒级矿石在液固比2.5、喷淋速度5 L/h、通气量0.5 m3/h、初始溶液电位710 mV、初始细菌浓度1.8×107cell/mL、氧化周期90 d的条件下，采用白天喷淋夜晚浸泡，进行柱高分别为10，20，30 cm 的细菌氧化柱浸试验，试验结束后对各柱氧化渣进行清洗、烘干、称重及检测，结果见表5。

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由表5 可知，3 种柱高条件下As、Fe、S 的氧化率相差不大，但在实际堆浸过程中，堆浸高度对最终的氧化效果具有重要影响，需结合现场实际经验进行确定。

3.2 氧化通气量试验

在堆浸过程中，矿堆通风量同样影响堆浸的氧化效果和细菌活性，将0.80～2.00 cm 粒级矿石在液固比2.5，矿物质量2 kg，初始溶液电位710 mV，初始细菌浓度1.8×107cell/mL，氧化周期90 d 的条件下，白天喷淋夜晚浸泡，进行通气量为0，0.5，1 m3/h 的试验室柱浸试验，结果见表6。

注：原矿As品位5.55，Fe品位21.32，S品位22.62。

由表6可知，通气量对细菌氧化效果具有重要影响，通气后细菌柱浸氧化效果明显提高；但当通气量超过0.5 m3/h 时，氧化效果呈现下降趋势，故确定试验室生物柱浸通气量0.5 m3/h为宜。

3.3 矿块粒度试验

在堆浸过程中，矿块粒度大小对矿堆孔隙率、浸出液渗透效果和溶氧量有重要影响，将破碎后的矿石筛分为2.00～5.00 cm、0.80～2.00 cm、0.24～0.80 cm、混合粒级（0.80～2.00 cm、0.24～0.80 cm、-0.24 cm粒级比例为1∶1∶1），各取2 kg进行柱浸试验，各粒级元素含量见表7。先用稀硫酸将各柱浸泡至pH 值不发生大幅度变化后再加入菌液进行氧化，以消耗矿物表面的耗酸矿物，避免氧化过程中溶液pH 值变化较大对细菌的活性产生不利影响；然后在菌液初始pH 值1.60，菌液初始电位730 mV，初始细菌浓度1.5×107cell/mL，通气量0.5 m3/h，氧化周期90 d 的条件下进行试验，白天喷淋（5 L/h）夜晚浸泡，试验结果见表8。

由表8 可知，0.24～0.80 cm 粒级的矿块As、Fe、S氧化效果较好，分别获得了60.45%，23.40%，48.32%的氧化脱除率，该粒级条件下，细菌对矿块中的As、Fe、S 的氧化效果最佳，可指导后续喷淋试验粒级范围，在此基础上根据金、银浸出率确定生产推荐粒级。

注：Au、Ag含量单位为g/t。

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3.4 氧化液中和脱砷沉降试验

堆浸过程中会产生大量的含砷氧化液，同时存在Fe3+、Pb2+、Mg2+、SO42-和少量的Cu2+、Zn2+、Ca2+等，对于此类体系复杂、砷离子浓度较高的细菌氧化液，普遍采用共沉淀法，通过向氧化液内部加入氧化钙改变氧化液pH值，使溶液中可溶性五价砷（AsO45-）和三价砷（AsO43-）与溶液中Fe3+、Ca2+等金属阳离子形成难溶性沉淀，如砷酸铁、砷酸钙、亚砷酸铁、亚砷酸钙，同时溶液中其他离子在溶液pH 值升高的情况下，也会相应形成氢氧化物沉淀，从而达到净水的目的。

取矿块粒度试验中2 号柱含砷氧化液200 mL 注入500 mL 烧杯中，加入10% 的氧化钙乳浊液调节溶液pH 值为7±0.3，搅拌3 h，待溶液澄清。沉降过程见图1～图3。

由图1～图3 可见，氧化液中和沉降15 min 后可实现完全沉降，固液分离后取滤液进行As、Fe、SO42-含量检测，结果见表9。

由表9 可知，氧化液进行中和沉降试验后，As 脱除率接近100%、TFe 脱除率均在98% 以上，SO42-脱除率也较好，达到90% 以上；沉降后的上清液中砷离子含量均≤0.5 mg/L，达到了工业废水排放标准，满足工业回水要求。

注：As 脱除率≥99.99%，TFe 脱除率为99.82%，SO42- 脱除率为92.05%。

3.5 柱浸氧化渣氰化钠喷淋浸金试验

将矿块粒度试验中1～4号柱氧化渣分别放置在浸出柱内，碱浸至溶液pH 值稳定后，直接采用氰化钠溶液进行循环喷淋。pH 值控制在11±0.3，温度25 ℃，浸出时间5 d，喷淋结束后检测数据，结果见表10。

由表10 可知，0.80～2.00 cm 粒级中金、银浸出率可达77.10%和72.73%，优于其他粒级的浸出指标。

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4 结论

（1）某高砷高硫金矿中的金、银品位分别为5.00，57.50 g/t，As、Fe、S含量分别为7.74%，24.56%，22.50%，硫化矿物主要以黄铁矿和毒砂为主，同时伴生部分黄铜矿、闪锌矿、方铅矿等硫化矿；脉石矿物主要以钙镁的碳酸盐和硅酸盐矿物为主。

（2）驯化后的菌种对高砷高硫矿石具有一定的适应性，在试验室条件下，矿石中As、Fe、S 的氧化率可达到60.45%，23.40%，48.32%，对柱浸氧化渣进行氰化提金试验，金、银浸出率可达到77.10%，72.73%，较常规选冶工艺回收率提高20个百分点以上。

（3）生物堆浸氧化—氰化浸出提金工艺为高硫高砷难处理矿石的开发利用，提供了借鉴与示范。