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    某難處理金礦石選冶工藝研究*

    2013-06-09 14:20:28白海靜倪青林李文娟蔡镠璐閆鮮劉美林
    金屬礦山 2013年10期
    關鍵詞:氰化磨礦細度

    白海靜倪青林李文娟蔡镠璐閆 鮮劉美林

    (1.江蘇省有色金屬華東地質勘查局;2.北京有色金屬研究總院;3.生物冶金國家工程實驗室)

    某難處理金礦石選冶工藝研究*

    白海靜1,2,3倪青林1李文娟2,3蔡镠璐2,3閆 鮮1劉美林2,3

    (1.江蘇省有色金屬華東地質勘查局;2.北京有色金屬研究總院;3.生物冶金國家工程實驗室)

    為了給某難處理金礦石的開發(fā)提供技術依據,對其進行了詳盡的選冶工藝試驗研究。結果表明:采用單一浮選工藝處理該礦石,在-200目占80%的磨礦細度下,可以獲得金品位為57.32 g/t、金回收率為84.00%的金精礦;采用浮選—尾礦氰化浸出工藝處理該礦石,可以先在-200目占70%的磨礦細度下獲得金品位為60.09 g/t、金回收率為82.26%金精礦,然后在-200目占90%的再磨細度下獲得金浸出率為10.70%的浸出液,金的總回收率達92.96%。根據試驗結果,推薦采用浮選—尾礦氰化浸出工藝。

    難處理金礦石 單一浮選 浮選—尾礦氰化浸出 金回收率

    某金礦石硫化物含量低,金主要以微細粒形式賦存于脈石礦物中,屬于難處理金礦石。本研究在探索試驗基礎上,著重進行單一浮選和浮選—尾礦氰化浸出試驗,旨在為該礦石的開發(fā)提供技術依據。

    1 礦石性質

    試驗金礦石可分為3種形態(tài):一部分為氧化較嚴重的疏松塊狀礦石,整體呈褐黃色;一部分為氧化程度較輕的致密塊狀礦石,整體呈灰色;還有一部分為斷層角礫巖,以角礫狀團塊形式存在。礦石中金屬礦物主要為磁鐵礦、褐鐵礦、孔雀石、黃鐵礦、磁黃鐵礦、黃銅礦、輝銅礦、金紅石、毒砂等,含痕量的自然金和含銀自然金,其中黃鐵礦、磁黃鐵礦、黃銅礦、輝銅礦、斑銅礦、毒砂等金屬硫化物含量較低;非金屬礦物主要為石英、長石、黑云母、白云石、方解石、輝石、石榴石等。原礦的化學多元素分析結果見表1,主要礦物含量見表2。

    表1 原礦化學多元素分析結果 %

    注:Au和Ag的含量單位為g/t。

    表2 原礦主要礦物含量 %

    礦石中的金主要有3種存在形式:一是以自然金、銀金礦形式存在的可見金,這部分金粒度普遍較細,沿礦石縫洞充填或與其他碎屑礦物一起分布在蝕變硅酸鹽中;二是存在于黃鐵礦等硫化物載體中;三是以微細粒包裹于脈石礦物中。金的物相分析結果見表3,金的粒度分布見表4。

    表3 原礦金物相分析結果 %

    表4 金的粒度分布

    由以上礦石性質可知,雖然礦石金品位較高,達6.20 g/t,但礦石中硫化物含量不到0.6%,硫化物包裹金的分布率僅為12.42%,金缺乏足夠的可浮性礦物載體,加上金顆粒普遍粒度極細,小于4μm者達55.55%、小于8μm者達92.59%,因此浮選時可能有較多的金將損失于尾礦中。

    2 探索試驗

    金的選冶工藝可以概括為單一浮選、單一重選、單一氰化浸出、浮選—尾礦氰化浸出4種。在-200目占90%的磨礦細度下按這4種工藝進行了探索試驗,試驗結果見圖1。從圖1可知,單一重選和單一浸出不適合處理試驗礦石,而采用單一浮選工藝時金的浮選回收率在88%以上,采用浮選—尾礦氰化浸出聯(lián)合工藝時金的回收率在95%以上,因此,以下僅對單一浮選和浮選—尾礦氰化浸出兩種工藝進行詳細研究。

    圖1 探索試驗結果

    3 單一浮選試驗

    3.1 條件試驗

    3.1.1 磨礦細度試驗

    按照圖2流程進行單一浮選磨礦細度試驗,試驗結果見圖3。從圖3可知,適宜的磨礦細度為-200目占80%。

    圖2 單一浮選磨礦細度試驗流程

    圖3 單一浮選磨礦細度試驗結果

    3.1.2 礦漿pH試驗

    在-200目占80%磨礦細度下,按照圖2流程進行碳酸鈉用量(礦漿pH)試驗,試驗結果見圖4。從圖4可以看出:隨著礦漿pH值的上升,粗精礦金品位逐漸提高,金回收率在83.14%~81.94%的很小范圍內逐漸下降;適宜的碳酸鈉用量為1 000 g/t,此時礦漿pH值為7.5。

    圖4 浮選礦漿pH值試驗結果

    考慮到碳酸鈉比石灰貴很多,因此進一步對比了用石灰調礦漿pH為7.5(石灰用量為500 g/t)的浮選效果。試驗結果見表5。從表5可知,如果用石灰替代碳酸鈉調節(jié)礦漿pH至7.5,將由于泡沫發(fā)黏而導致粗精礦金品位大幅度下降。因此,仍采用1 000 g/t碳酸鈉作為浮選礦漿pH調整劑。

    表5 石灰和碳酸鈉對比試驗結果

    3.1.3 捕收劑種類試驗

    分別以單一丁黃藥、單一戊黃藥、配比為1∶1的丁銨黑藥+丁黃藥、配比為1∶2的丁銨黑藥+丁黃藥、配比為1∶3的丁銨黑藥+丁黃藥作捕收劑(編號為1?!?#),固定磨礦細度為-200目占80%、碳酸鈉用量為1 000 g/t、捕收劑用量為90 g/t、浮選時間為5 min,按圖2流程進行捕收劑種類試驗,試驗結果見圖5。根據圖5,確定配比為1∶2的丁銨黑藥+丁黃藥作為捕收劑。

    圖5 捕收劑種類試驗結果

    3.1.4 分批浮選試驗

    在以上條件試驗的基礎上,按圖6流程進行分批浮選試驗以確定合適的流程結構。試驗結果見表6。

    圖6 分批浮選試驗流程

    表6 分批浮選試驗結果

    從表6可以看出:粗精礦1金品位和金回收率分別達100.77 g/t和77.33%,可直接作為最終精礦;粗精礦2和粗精礦3金品位分別為5.60和4.05 g/t,金回收率共占9.14%,將它們合并后經過精選可獲得另一部分最終精礦;第4批和第5批浮選后的槽內產品金品位分別為1.01和0.90 g/t,兩者僅相差0.11 g/t,說明第5批浮選意義不是很大,而粗精礦4金品位僅2.51 g/t,較難通過精選獲得高品位最終精礦,所以第4批浮選應作為掃選。綜上所述,確定流程結構如下:先通過5 min快速浮選獲得精礦1,然后經5 min的粗選1、4 min的粗選2及粗精礦精選獲得精礦2,最后對粗選尾礦進行1次4 min的掃選。

    3.1.5 精選次數試驗

    將圖6中的粗精礦2和粗精礦3合并進行3次精選,其中第1次精選添加500 g/t碳酸鈉,第2和第3次精選為空白精選,試驗結果見圖7。圖7表明,3次精選與2次精選相比,精礦2的金品位僅提高0.47 g/t。因此,適宜的精選次數為2次。

    圖7 精選次數試驗結果

    3.2 單一浮選閉路試驗

    根據前述條件試驗結果進行單一浮選閉路試驗,試驗流程見圖8,試驗結果見表7。從表7可以看出,原礦經過1次快速浮選及2粗2精1掃閉路浮選,獲得的綜合精礦金品位為57.32 g/t、金回收率為84.00%。

    圖8 單一浮選閉路試驗流程

    表7 單一浮選閉路試驗結果

    4 浮選—尾礦氰化浸出試驗

    4.1 浮選段磨礦細度的確定

    將原礦磨至不同細度,按圖9流程進行開路浮選—尾礦氰化浸出,以確定浮選—尾礦氰化工藝中浮選段的磨礦細度。試驗結果見圖10。

    從圖10可以看出,隨著磨礦細度的提高,浸渣金品位逐漸下降,綜合金回收率逐漸上升,但磨礦細度超過-200目占70%后,浸渣金品位和綜合金回收率變化很小。因此,選擇浮選—尾礦氰化浸出工藝中浮選段的磨礦細度為-200目占70%。

    4.2 浮選段閉路試驗

    在-200目占70%磨礦細度下,按照與圖8相同的流程和藥劑制度進行浮選—尾礦氰化浸出工藝中浮選段的閉路試驗,所獲綜合精礦的金品位為60.09 g/t、金回收率為82.26%(見表8)。

    圖9 浮選—尾礦氰化浸出工藝浮選段磨礦細度試驗流程

    圖10 浮選—尾礦氰化浸出工藝浮選段磨礦細度試驗結果

    表8 浮選—尾礦氰化浸出工藝中浮選段的閉路試驗結果

    4.3 氰化浸出試驗

    4.3.1 再磨細度試驗

    將表8中的閉路浮選尾礦再磨至不同細度,在與圖9相同的浸出條件下進行氰化浸出,試驗結果見表9。從表9可知,隨著再磨細度的提高,浸渣金品位逐漸下降,浸出率逐漸上升,但再磨細度超過-200目占90%后,浸渣金品位和浸出率變化不大,因此選擇再磨細度為-200目占90%。

    表9 再磨細度試驗結果

    4.3.2 氰化鈉用量試驗

    將表8中的閉路浮選尾礦再磨至-200目占90%,在礦漿液固比為2∶1、石灰用量為2 kg/t、浸出時間為24 h的條件下進行氰化鈉用量試驗,試驗結果見表10。從表10可以看到,隨著氰化鈉用量的增加,浸渣金品位逐漸下降,浸出率逐漸上升,但氰化鈉用量超過2 kg/t后,浸渣金品位和浸出率變化不大,因此選擇氰化鈉用量為2 kg/t。

    表10 氰化鈉用量試驗結果

    4.3.3 浸出時間試驗

    將表8中的閉路浮選尾礦再磨至-200目占90%,在礦漿液固比為2∶1、石灰用量為2 kg/t、氰化鈉用量為2 kg/t的條件下進行浸出時間試驗,試驗結果見表11。從表11可以看到,隨著浸出時間的延長,浸渣金品位逐漸下降,浸出率逐漸上升,但浸出時間超過24 h后,浸渣金品位和浸出率變化不大。因此,選擇浸出時間為24 h。此時作業(yè)金浸出率為60.33%,對原礦計的金浸出率為10.70%,即金的總回收率為92.96%,比單一浮選工藝所得到的金回收率84.00%高出8.95個百分點。

    5 結 論

    (1)某金礦石含金量較高,為6.20 g/t,但存在載體礦物含量低、金嵌布粒度極細的不利特點。

    (2)單一重選和單一氰化浸出工藝不適合處理該礦石。

    (3)采用單一浮選工藝處理該礦石,在-200目占80%的磨礦細度下,可以獲得金品位為57.32 g/t、金回收率為84.00%的金精礦。

    (4)采用浮選—尾礦氰化浸出工藝處理該礦石,可以先在-200目占70%的磨礦細度下獲得金品位為60.09 g/t、金回收率為82.26%金精礦,然后在-200目占90%的再磨細度下獲得金浸出率為10.70%的浸出液,金的總回收率為92.96%。

    (5)從充分利用礦產資源的角度考慮,浮選—尾礦氰化浸出工藝更適合處理該礦石。

    [1]谷晉川,劉亞川,張允湘.山東某金礦氰化浸出過程中影響因素的研究[J].礦產綜合利用,2002(3):3-6.

    [2]董 潔,曹亦俊,劉 洋,等.某金礦礦泥單獨浮選試驗研究[J].金屬礦山,2011(6):93-96.

    [3]周桂英,李文娟,劉 爽,等.河南某難處理金礦石選冶工藝對比研究[J].金屬礦山,2010(12):42-45.

    Study on Beneficiation and M etallurgy Processing of a Refractory Gold Ore

    Bai Haijing1,2,3Ni Qinglin1LiWenjuan2,3Cai Liulu2,3Yan Xian1Liu Meilin2,3
    (1.East China Mineral Exploration and Development Bureau in Jiangsu;2.General Research Institute for NonferrousMetals;3.National Engineering Laboratory of Biohydrometallurgy)

    In order to provide the technical basis for developing a refractory gold ore,a detailed study on beneficiation and metallurgical processing was carried out.The results showed that:with grinding fineness of-200 mesh 80%,gold concentrate with Au grade and recovery of 57.32 g/t and 84.00%was obtained respectively by single flotation process.Through the process of floatation-tailing cyanide leaching,gold concentrate with Au grade and gold recovery of 60.09 g/t and 82.26%was firstly obtained under the grinding fineness of-200 mesh 70%.Then,gold leaching solution with Au leaching rate of10.70%was achieved under regrinding fineness of-200 mesh 90%.Total gold recovery reached 92.96%.Therefore,according to the test results,the process of flotation-tailings cyanide leaching is recommended.

    Refractory gold ore,Single flotation,Floatation-tailing cyanide leaching,Gold recovery

    2013-07-25)

    *“十二五”國家科技支撐計劃項目(編號:2012BAB10B08)。

    白海靜(1977—),女,高級工程師,博士后,210007江蘇省南京市光華路石門坎102號9幢。

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