某泥質(zhì)難選氧化金礦選礦試驗

高艷艷 邱克輝 邱彧沖 王 云 湯小軍

(1.成都理工大學(xué)材料科學(xué)技術(shù)研究所，四川 成都 610059；2.四川省有色科技集團(tuán)有限責(zé)任公司，四川 成都 610081)

某泥質(zhì)難選氧化金礦選礦試驗

高艷艷1邱克輝1邱彧沖1王 云2湯小軍2

(1.成都理工大學(xué)材料科學(xué)技術(shù)研究所，四川 成都 610059；2.四川省有色科技集團(tuán)有限責(zé)任公司，四川 成都 610081)

為給川西某含砷泥質(zhì)氧化金礦的高效開發(fā)利用提供技術(shù)依據(jù)，在工藝礦物學(xué)研究和探索性試驗基礎(chǔ)上，對氰化浸出—重選工藝的技術(shù)參數(shù)進(jìn)行了研究。結(jié)果表明，在磨礦細(xì)度為-74 μm占95%、石灰用量為1 000 g/t、NaCN用量為750 g/t、浸出礦漿液固比為2∶1、浸出時間為36 h情況下，可取得76.55%的金浸出率；金品位為1.32 g/t的氰化浸渣經(jīng)6-S搖床粗選(搖床沖程為12 mm，沖次為300 r/min，床面橫向坡度為2.5°，沖水量為2 m3/t,給礦速度為5 kg/min)、B型間斷式排料Falcon離心機(jī)掃選(給料速度2 L/min,礦漿濃度為15%，離心力場為225g，反沖水壓為0.02 MPa，轉(zhuǎn)動頻率為60 Hz)，可獲得金品位為33.79 g/t，金回收率為19.15%的重選金精礦，金的總回收率高達(dá)95.70%。

泥質(zhì)難選氧化金礦 氰化浸出 搖床 Falcon離心機(jī) 離心力場

經(jīng)過數(shù)10年的規(guī)?；_采，我國金礦資源不斷減少，尤其高品位、易選冶金礦資源更是呈現(xiàn)迅速枯竭之勢。隨著市場對金需求的不斷升溫，難處理金礦資源的開發(fā)越來越成為一種必然選擇。近年來，人們開展了對微細(xì)粒嵌布、含砷碳等多類難選金礦的開發(fā)利用研究，也取得了一些成果[1-4]。但現(xiàn)實情況是，占我國黃金總儲量30%左右的難處理金礦，由于提金技術(shù)不夠成熟而處于低效開發(fā)或待開發(fā)狀態(tài)[5-6]。因此，探索技術(shù)先進(jìn)、低耗高效的成套工藝技術(shù)，對確保我國金礦資源的開發(fā)利用走上可持續(xù)、健康發(fā)展的道路具有十分重大的戰(zhàn)略意義和現(xiàn)實意義[7]。

本試驗以川西某泥質(zhì)難選氧化金礦為對象，以工藝礦物學(xué)研究結(jié)果為基礎(chǔ)，按探索試驗確定的“氰化浸出+尾礦重選”流程，進(jìn)行了選礦工藝技術(shù)條件研究。

1 礦石性質(zhì)

1.1 礦石成分

礦石采自我國川西地區(qū)某金礦，該金礦位于氧化礦帶，礦石氧化程度較深，多呈黃褐色或紅褐色，易碎易磨且含泥量高，破碎至-2 mm的試驗樣中-74 μm含量高達(dá)32.8%。礦石中金屬礦物主要有黃鐵礦、褐鐵礦、磁黃鐵礦，以及少量砷黃鐵礦；脈石礦物主要有石英、白云母、伊利石、白云石，其次為透輝石、高嶺石等。礦石主要化學(xué)成分分析結(jié)果見表1。

表1 礦石主要化學(xué)成分分析結(jié)果Table 1 The main chemical component analysis of run-of-mine ore %

注：Au、Ag的單位為g/t。

由表1可見，礦石中除金元素外，其他金屬元素含量均較低，無回收價值；有害雜質(zhì)砷含量偏高，為0.56%，對礦石的選別有一定影響[8-9]。

1.2 金賦存狀態(tài)

金物相分析結(jié)果見表2。

表2 金物相分析結(jié)果Table 2 The phase analysis results of gold

由表2可見，金的氧化率高達(dá)84.20%，為典型的氧化金礦；金主要賦存在褐鐵礦中，占總金的74.78%，其次為硫化物中的金。

進(jìn)一步的研究表明，礦石中的載金褐鐵礦主要由原生黃鐵礦和含砷黃鐵礦強烈氧化而來，因此，礦石中的金與褐鐵礦、黃鐵礦、砷黃鐵礦共生關(guān)系密切，單體解離困難；且金主要以微細(xì)粒被氧化礦物包裹或以微細(xì)粒裂隙金的形式存在于這些礦物中，因此回收難度較大。

2 試驗方案的確定

工藝礦物學(xué)分析表明，該礦石不僅氧化程度高，而且含泥量大，因此，可選性較差。為了確定較合理的金回收工藝，先后對礦石進(jìn)行了單一浮選工藝、單一搖床重選工藝及單一氰化浸出工藝研究，試驗流程見圖1、圖2、圖3，試驗結(jié)果見表3。

從探索試驗結(jié)果看，采用氰化浸出工藝處理該礦石較有效，但浸出率仍不高，氰化尾渣金品位偏高。究其原因：一方面由于主要載金礦物褐鐵礦及黏土礦物等在磨礦過程中易泥化，這些礦泥污染金顆粒、降低金顆粒的表面活性、阻礙有效組分?jǐn)U散和金的氰化浸出，使分布在細(xì)泥中的極細(xì)粒金難以回收，進(jìn)而降低金的回收率(預(yù)先脫泥會使大量的微細(xì)粒金進(jìn)入礦泥而難以回收)；另一方面，砷黃鐵礦等含砷礦物的存在會減緩溶金速度，阻礙金的氰化浸出，使賦存于黃鐵礦、砷黃鐵礦和脈石礦物中的部分金難以氰化浸出；此外，賦存在硅酸鹽和碳酸鹽等脈石礦物中的金多為微細(xì)粒包裹金，即使把礦石磨到極細(xì)粒也難以將金顆粒暴露出來，造成這部分金難以通過氰化浸出回收。

圖1 浮選探索試驗流程Fig.1 The exploratory test flowsheet of flotation test

圖2 搖床重選探索試驗流程Fig.2 The exploratory test flowsheet of gravity separation

圖3 氰化浸出探索試驗流程Fig.3 The exploratory test flowsheet of cyanide leaching

表3 探索試驗結(jié)果Table 3 The result of exploratory test

前期的探索試驗表明，搖床重選對細(xì)粒以上的黃鐵礦、砷黃鐵礦等礦物富集作用明顯，可用來回收氰化尾渣中的部分金；對磨至-74 μm粒級占95%的原礦經(jīng)氰化浸出、搖床重選后所得尾礦進(jìn)行篩析結(jié)果表明，其-38 μm粒級產(chǎn)率為81.63%，對應(yīng)的金分布率為83.93%，為盡可能回收搖床尾礦中的微細(xì)粒金，采用加拿大Falcon 離心機(jī)對搖床尾礦進(jìn)行掃選。

在上述研究成果的基礎(chǔ)上，對氰化浸出—浸渣重選工藝流程的工藝技術(shù)參數(shù)進(jìn)行了優(yōu)化研究。

3 試驗結(jié)果與討論

3.1 氰化浸出試驗

3.1.1 磨礦細(xì)度的影響

為了在金礦物充分解離和減少泥化之間尋找平衡，首先進(jìn)行了磨礦細(xì)度試驗。試驗固定石灰用量為1 000 g/t，NaCN用量500 g/t，浸出礦漿液固比為2∶1(質(zhì)量比)，浸出時間為24 h，試驗結(jié)果見圖4。

圖4 磨礦細(xì)度對氰化浸出效果的影響Fig.4 Effects of grinding fineness on cyaniding leaching■—品位；▲—浸出率

由圖4可見，隨著磨礦細(xì)度的提高，金浸出率呈先快后慢的上升趨勢，浸渣金品位呈先快后慢的下降趨勢。因此，確定磨礦細(xì)度為-74 μm占95%。

3.1.2 浸出時間的影響

在生產(chǎn)規(guī)模一定的情況下，氰化浸出時間直接決定了浸出設(shè)備的規(guī)格和數(shù)量。氰化浸出時間試驗固定磨礦細(xì)度為-74 μm占95%，石灰用量為1 000 g/t，NaCN用量500 g/t，浸出礦漿液固比為2∶1，試驗結(jié)果見圖5。

由圖5可見，隨著浸出時間的延長，金浸出率呈先快后慢的上升趨勢，浸渣金品位呈先快后慢的下降趨勢。因此，確定全泥氰化浸出時間為36 h。

圖5 浸出時間對氰化浸出效果的影響Fig.5 Effects of leaching time on gold cyaniding leaching■—品位；▲—浸出率

3.1.3 石灰用量試驗

為了控制浸出過程中氰化物分解所產(chǎn)生的劇毒氣體對人體的危害，浸出時需先添加保護(hù)堿，但堿度過高或過低均不利于金的浸出。本試驗的保護(hù)堿為石灰，其用量試驗固定磨礦細(xì)度為-74 μm占95%，NaCN用量500 g/t，浸出礦漿液固比為2∶1，浸出時間為36 h，試驗結(jié)果見圖6。

圖6 石灰用量對氰化浸出效果的影響Fig.6 Effect of dosage of lime on gold cyaniding leaching■—品位；▲—浸出率

由圖6可見，隨著石灰用量的增加，金浸出率上升，浸渣金品位下降；繼續(xù)增加石灰用量，金浸出率下降，浸渣金品位上升。這是因為溶液pH值過高，可加快含砷礦物的溶解，其溶解產(chǎn)物在金表面生成薄而致密的膜,阻礙藥劑與金的作用，因而使金的溶解速度變慢[10]，阻礙氰化物對金的浸蝕。因此，確定石灰的用量為1 000 g/t。

3.1.4 NaCN用量的影響

NaCN是金氰化浸出的主要試劑，其用量對氰化浸出效果和環(huán)境影響均較大。NaCN用量試驗固定磨礦細(xì)度為-74 μm占95%，石灰用量1 000 g/t，浸出礦漿液固比為2∶1，浸出時間為36 h，試驗結(jié)果見圖7。

由圖7可見，隨著NaCN用量的增大，金浸出率呈先快后慢的上升趨勢，浸渣金品位呈先快后慢的下降趨勢。這是因為在氰化物濃度較低的溶液中，氧的溶解度較大，氰根離子和氧的擴(kuò)散速度較快，有利于氰化浸出反應(yīng)的進(jìn)行，因而浸出率提高較快[11]。因此，確定NaCN用量為750 g/t，對應(yīng)的金浸出率為76.55%，浸渣金品位為1.32 g/t。

圖7 NaCN用量對氰化浸出效果的影響Fig.7 Effects of dosage of NaCN on gold cyaniding leaching■—品位；▲—浸出率

3.2 氰化尾渣重選試驗

金品位為1.32 g/t的氰化尾渣重選試驗流程見圖8。實驗室6-S搖床沖程為12 mm，沖次為300 r/min，床面橫向坡度為2.5°，沖水量為2 m3/t,給礦速度為5 kg/min；B型間斷式排料Falcon離心機(jī)給料速度2 L/min,礦漿濃度為15%，反沖水壓為0.02 MPa，轉(zhuǎn)動頻率為60 Hz。不同離心力場下的試驗結(jié)果見表4。

圖8 氰化尾渣重選試驗流程Fig.8 Flowsheet of gravity concentration test for the residue of cyanide leaching process

表4 氰化尾渣重選試驗結(jié)果Table 4 Results of gravity concentration test for the residue of cyanide leaching process

由表4可知：①氰化尾渣經(jīng)搖床重選,可獲得金品位為35.63 g/t，回收率為10.44%的搖床精礦。②隨著離心力場的提高，離心機(jī)精礦金品位和回收率均呈先快后慢的上升趨勢，綜合考慮，確定離心力場為225g，對應(yīng)的離心機(jī)精礦金品位為31.82 g/t，回收率為8.71%。

3.3 全流程試驗

全流程試驗流程見圖9，試驗結(jié)果見表5。

圖9 全流程試驗流程Fig.9 Flowsheet of entire test process

表5 全流程試驗結(jié)果Tabel 5 The result of the entire test process

由表5可見，采用圖9所示的氰化浸出—搖床重選—離心機(jī)重選流程處理該泥質(zhì)氧化金礦石，最終獲得了金回收率為76.55%的貴液和金品位為33.79 g/t，金回收率為19.15%的金精礦。

4 結(jié) 論

(1)我國川西地區(qū)某金礦石屬泥質(zhì)氧化金礦石，主要金屬礦物有黃鐵礦、褐鐵礦、磁黃鐵礦等，少量砷黃鐵礦；脈石礦物主要有石英、白云母、伊利石、白云石等，其次為透輝石、高嶺石等。礦石金品位高達(dá)5.63 g/t，氧化率達(dá)84.20%，主要載金礦物為褐鐵礦，微細(xì)粒金主要被褐鐵礦等氧化礦物包裹，少量裂隙金粒度也很細(xì)微，與褐鐵礦、黃鐵礦、砷黃鐵礦共生關(guān)系密切，單體解離困難，較高含量的砷對金回收有一定負(fù)面影響。

(2)試驗確定的氰化浸出—搖床重選—離心機(jī)重選工藝是該金礦開發(fā)利用的合適工藝。在磨礦細(xì)度為-74 μm占95%，石灰用量1 000 g/t，NaCN用量為750 g/t，浸出礦漿液固比為2∶1，浸出時間為36 h的情況下，可取得76.55%的金浸出率；金品位為1.32 g/t的氰化浸渣經(jīng)6-S搖床粗選、B型間斷式排料Falcon離心機(jī)掃選，獲得了金品位為33.79 g/t，金回收率為19.15%的重選金精礦,金總回收率達(dá)95.70%。

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(責(zé)任編輯 羅主平)

Beneficiation on a Certain Clayish Refractory Oxidized Gold Ore

Gao Yanyan1Qiu Kehui1Qiu Yuchong1Wang Yun2Tang Xiaojun2

(1.InstituteofMaterialsScienceandTechnology，ChengduUniversityofTechnology，Chengdu610059，China；2.SichuanNon-ferrousTechnologyGroupCo.，Ltd.，Chengdu610081，China)

Based on the analysis of process mineralogy and exploratory experiments，the technical condition study on cyanide leaching-gravity separation process was conducted，to provide the technical basis for high efficient exploitation and utilization of a clayish oxide gold ore containing arsenic in Western Sichuan.The results showed that the gold leaching rate reached 76.55% under the grinding fineness of 95% passing 74 μm，dosage of lime at 1 000 g/t，NaCN dosage at 750 g/t，ration of liquid to solid 2∶1 for 36 h leaching.After the residue or tailings from cyanide leaching process are treated by roughing concentration with 6-S shaking table(stroke distance of 12 mm，stroke frequency of 300 r/min，table horizontal slope 2.5°，flush volume 2 m3/t，and feeding speed 5 kg/min) and scavenging separation with Type-B Falcon centrifuge of intermittent discharge(feeding speed 2 L/min，pulp concentration 15%，centrifugal field 225g，recoil pressure 0.02 MPa，rotational frequency 60 Hz)，gold concentrate with Au grade of 33.79 g/t and recovery of 19.15% was

，and the total gold recovery reached 95.70% eventually.

Clayish refractory oxidized gold ore，Cyanide leaching，Shaking table，F(xiàn)alcon centrifuge，Centrifugal field

2013-11-17

高艷艷(1989—)，女，碩士研究生。通訊作者：邱克輝(1955—)，男，教授，博士，博士研究生導(dǎo)師。

TD925.6，TD922

A

1001-1250(2014)-03-088-05