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    某微細浸染型難處理金礦石選礦工藝試驗研究

    2020-09-10 13:45:17康秋玉徐祥斌張?zhí)?/span>陳健龍宋超,逄文好
    黃金 2020年3期

    康秋玉 徐祥斌 張?zhí)?陳健龍 宋超,逄文好

    摘要:某微細浸染型難處理金礦石金品位5.08 g/t,金礦物以包裹金為主,且粒度分布不均勻。針對該礦石性質(zhì),進行了重選、浮選、氰化浸出工藝試驗。結(jié)果表明:采用單一浮選工藝,金回收指標(biāo)不理想;采用重選—重選尾礦浮選工藝,金綜合回收率為86.45 %;對重選—重選尾礦浮選得到的尾礦進行氰化浸出,金綜合回收率可提高至94.55 %;采用聯(lián)合工藝流程處理該礦石是可行的,可獲得較好試驗指標(biāo)。

    關(guān)鍵詞:難處理金礦;微細浸染型;浮選;重選;聯(lián)合工藝;氰化浸出

    中圖分類號:TD953文獻標(biāo)志碼:A開放科學(xué)(資源服務(wù))標(biāo)識碼(OSID):

    文章編號:1001-1277(2020)03-0056-05doi:10.11792/hj20200312

    隨著易處理金礦資源的日益枯竭,難處理金礦在黃金工業(yè)生產(chǎn)中所占比例越來越高。據(jù)統(tǒng)計,全球已查明的金礦資源中約2/3屬于難處理金礦[1]。難處理金礦可分為微細浸染型金礦、碳質(zhì)金礦和復(fù)雜多金屬硫化物金礦等,此類金礦礦石采用單一的常規(guī)浮選或氰化浸出法等難以得到有效回收[2-3]。因此,難處理金礦的有效開發(fā)和利用,成為亟待研究和解決的熱點問題[4-6]。某微細浸染型金礦石工藝類型為多硫化物金礦石,屬于難處理金礦石。本次試驗以該礦石為研究對象,進行了選礦工藝研究,為該礦石的高效利用提供技術(shù)依據(jù)。

    1 礦石性質(zhì)

    礦石中金屬硫化物以黃鐵礦為主,其次為毒砂、磁黃鐵礦、黃銅礦,極少量的方鉛礦和閃鋅礦;貴金屬礦物主要為自然金,其次為銀金礦;脈石礦物以碳酸鹽礦物為主,其次為石英、云母類、長石類等。礦石中金礦物的嵌布狀態(tài)以包裹金為主,占53.31 %,其次為粒間金,占32.24 %,少量裂隙金,占14.45 %。載金礦物主要為毒砂、黃鐵礦、碳酸鹽礦物等。金礦物粒度以細粒、微粒為主,分別占43.82 %、44.26 %,粗粒金很少,僅占2.49 %,偶見巨粒金。

    礦石化學(xué)成分分析結(jié)果見表1,砷、硫、碳物相分析結(jié)果分別見表2、表3、表4。

    由表1可知:礦石中可回收的主要有價元素為金,品位為5.08 g/t;砷、硫的品位均較高,有害元素為砷,品位為1.44 %。由表2~4可知:礦石中的砷主要以硫化物形式存在;碳則以碳酸鹽為主,占總碳的96.67 %。

    2 試驗結(jié)果與討論

    由于礦石中金礦物粒度分布不均勻,從巨粒金到微粒金都有分布。為提高礦石利用率,尋求合理經(jīng)濟的處理工藝,對礦石進行了重選、浮選和氰化浸出試驗探索。

    2.1 工藝流程對比

    合理的流程結(jié)構(gòu)是保證回收效果的關(guān)鍵因素之一。試驗對比了原礦單一浮選流程(磨礦細度-0.074 mm占70 %,一次粗選、兩次掃選)和原礦重選(磨礦細度-0.074 mm占65 %)—重選尾礦浮選(磨礦細度-0.074 mm占70 %,一次粗選、兩次掃選)流程,考察不同流程結(jié)構(gòu)對礦石的回收效果。重選使用尼爾森選礦機-搖床二段重選,浮選藥劑為丁基黃藥、丁銨黑藥、MIBC,試驗結(jié)果見表5。

    由表5可知:單一浮選流程試驗結(jié)果不理想,重選—重選尾礦浮選流程得到的尾礦金品位更低,重選精礦+粗精礦的金回收率比單一浮選的金回收率高;這可能是由于礦石中存在巨粒金和粗粒金,在單一浮選過程中氣泡無法承載其重量,導(dǎo)致金回收率下降。因此,采用重選—重選尾礦浮選流程進行試驗。

    2.2 重選試驗

    對原礦進行尼爾森選礦機-搖床重選試驗,磨礦細度-0.074 mm占65 %,試驗流程見圖1,試驗結(jié)果見表6。

    由表6可知:重選試驗獲得了金品位559.20 g/t,金回收率9.40 %的重選精礦。由于重選試驗的主要目的是消除礦石中巨粒金、粗粒金的影響,穩(wěn)定后續(xù)工藝的試驗指標(biāo),故不進行詳細的重選條件試驗。

    2.3 重選尾礦浮選條件試驗

    2.3.1 磨礦細度

    磨礦細度是影響浮選效果的重要因素之一。為考察磨礦細度對重選尾礦浮選結(jié)果的影響,保證浮選工藝指標(biāo),進行了磨礦細度試驗。試驗流程見圖2,試驗結(jié)果見表7。

    由表7可知:當(dāng)磨礦細度-0.074 mm占80 %時,粗精礦金作業(yè)回收率為79.14 %,指標(biāo)較好。因此,選擇磨礦細度-0.074 mm占80 %為宜。

    2.3.2 pH調(diào)整劑

    為探索pH調(diào)整劑對浮選流程造成的影響,在磨礦細度-0.074 mm占80 %條件下,進行了粗選添加pH調(diào)整劑試驗。試驗流程見圖2,試驗結(jié)果見表8。

    由表8可知:使用pH調(diào)整劑并未對浮選流程起到積極影響,故后續(xù)試驗中不添加pH調(diào)整劑。

    2.3.3 捕收劑

    固定磨礦細度-0.074 mm占80 %,對不同種類捕收劑之間的協(xié)同作用進行試驗。試驗流程見圖3,試驗結(jié)果見表9。

    由表9可知:使用丁基黃藥+丁銨黑藥組合作為捕收劑浮選效果較好,金作業(yè)回收率最高,為79.85 %。綜合考慮,選擇丁基黃藥+丁銨黑藥組合作為捕收劑。

    在捕收劑種類試驗基礎(chǔ)上,進行了丁基黃藥+丁銨黑藥用量試驗,結(jié)果見表10。

    由表10可知:使用丁基黃藥+丁銨黑藥組合作為捕收劑,用量為(90+30)g/t的情況下,試驗指標(biāo)較為理想,粗精礦金品位和金作業(yè)回收率都較好。綜合考慮,選擇丁基黃藥+丁銨黑藥組合捕收劑用量為(90+30)g/t。

    2.4 重選—重選尾礦浮選閉路試驗

    在試驗獲得的最佳條件下,對流程和藥劑制度進一步優(yōu)化后,進行重選—重選尾礦浮選閉路試驗。試驗流程見圖4,試驗結(jié)果見表11。

    由表11可知:采用重選—重選尾礦浮選閉路流程,金回收率可達86.45 %;浮選精礦金品位較低,這主要是因礦石含硫高,且金為微細浸染分布,與黃鐵礦共生關(guān)系密切。通過對浮選尾礦產(chǎn)品考察發(fā)現(xiàn):尾礦中流失的金以單體連生金為主,占59.77 %,其中與脈石礦物連生金占54.36 %;包裹金占40.23 %,其中硫化物包裹金占1.33 %,脈石礦物包裹金占38.90 %。除此之外還有微量的單體金流失,形狀多為粒狀、渾圓粒狀、棒狀等,這種形狀的金礦物顆粒不易與浮選藥劑充分接觸,因此在浮選流程中未能得到有效回收。

    2.5 浮選尾礦氰化浸出試驗

    為回收重選—重選尾礦浮選得到的尾礦中單體和連生金,在重選—浮選工藝后增加氰化浸出流程,以進一步提高金回收率。

    2.5.1 再磨細度

    由于浮選尾礦中還存在一部分包裹金,因此在氰化浸出試驗中探索是否能通過尾礦再磨打開金礦物包裹,提高金浸出率。在礦漿pH=11,礦漿濃度40 %,浸出時間48 h,氰化鈉用量1.5 kg/t的條件下進行再磨細度試驗。試驗流程見圖5,試驗結(jié)果見圖6。

    由圖6可知:浮選尾礦再磨后氰化浸出,金作業(yè)浸出率并未得到明顯提高;說明浮選尾礦中的金可能為微細粒包裹金,要打開包裹比較困難??紤]到磨礦成本的增加,故浮選尾礦氰化浸出不進行再磨。

    2.5.2 氰化鈉用量

    在礦漿pH=11,礦漿濃度40 %,浸出時間48 h的條件下進行氰化鈉用量試驗。試驗流程見圖4,試驗結(jié)果見圖7。

    由圖7可知:金作業(yè)浸出率隨著氰化鈉用量的增加而增大;當(dāng)氰化鈉用量為0.5 kg/t時,金作業(yè)浸出率為59.77 %;繼續(xù)增加氰化鈉用量,金作業(yè)浸出率沒有明顯提高。因此,確定氰化鈉用量為0.5 kg/t。

    3 結(jié) 論

    1)礦石中金礦物嵌布狀態(tài)以包裹金為主,占53.31 %,其次為粒間金,占32.24 %,且金礦物粒度分布不均勻,從巨粒金到微粒金都有分布。采用單一浮選工藝處理該礦石,金回收指標(biāo)不理想。

    2)采用重選—重選尾礦浮選的回收工藝,閉路流程可獲得金品位559.20 g/t、金回收率9.32 %的重選精礦,以及金品位19.68 g/t、金回收率77.13 %的浮選精礦,金綜合回收率為86.45 %。對重選—重選尾礦浮選得到的尾礦再進行氰化浸出,金綜合回收率可提高至94.55 %。

    3)礦石中碳含量雖高,但主要以碳酸鹽脈石礦物的形式存在,對浮選過程影響不大。高砷微細粒包裹限制了單一氰化流程的進行,而采用多流程聯(lián)合可獲得較好指標(biāo),提高此類礦石的綜合回收效益。后續(xù)可針對浮選精礦中的砷進行降砷試驗,提高浮選精礦質(zhì)量。

    [參 考 文 獻]

    [1] GEORGE M W.Gold[J].U S Geological Survey Mineral Yearbook,2014(5):1-18.

    [2] 李騫.含砷金礦生物預(yù)氧化提金基礎(chǔ)研究[D].長沙:中南大學(xué),2007.

    [3] 黃閏芝.高碳含砷難選金礦的選礦工藝研究[D].南寧:廣西大學(xué),2015.

    [4] 張家琪,胡志剛,高楊.某微細粒難處理金礦石選礦試驗研究[J].黃金,2019,40(7):63-67.

    [5] 黃國賢,徐飛飛,李飛.提高某難處理金礦石選礦技術(shù)指標(biāo)試驗研究[J].黃金,2018,39(1):62-65.

    [6] 李騫,齊偉,張雁,等.碳質(zhì)金礦生物預(yù)氧化研究進展[J].貴金屬,2018,39(3):72-78.

    Abstract:The gold grade is 5.08 g/t,the gold minerals are mainly inclusion gold and the grains are in uneven distribution in a microfine grain disseminated refractory gold ore.Based on the ore property,experiments of gravity,flotation and cyanidation processes are carried out.The results show that flotation alone fails to obtain satisfactory gold recovery index;gravity-gravity tailings flotation process obtains gold comprehensive recovery rate 86.45 %; gravity-cyanidation of flotation tailings of gravity tailings obtains gold comprehensive recovery rate up to 94.55 %;joint process for ore treatment is feasible and can obtain good test index.

    Keywords:refractory gold ore;microfine grain disseminated;flotation;gravity;joint process;cyanide leaching

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