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    甘肅某含砷銻難處理金礦選礦試驗研究

    2024-06-28 03:03:41趙福財欒東武丁雨波李玉璽桑勝華馬鵬程
    黃金 2024年6期

    趙福財 欒東武 丁雨波 李玉璽 桑勝華 馬鵬程

    收稿日期:2024-02-03; 修回日期:2024-04-08

    基金項目:國家重點研發(fā)計劃項目(2018YFC1902003)

    作者簡介:趙福財(1986—),男,工程師,從事礦物加工資源綜合利用工作;E-mail:57089133@qq.com

    通信作者:馬鵬程(1983—),男,高級工程師,從事冶金資源綜合利用工作;E-mail:124692329@qq.com

    摘要:針對甘肅某含砷銻難處理金礦現(xiàn)場浮選過程中選別指標低的問題,開展了礦石工藝礦物學研究。在此基礎上,進行了重選、浮選、中礦再磨再選、尾礦氰化浸出等試驗研究,最終形成了尼爾森重選—中礦再磨再選—尾礦氰化浸出的聯(lián)合工藝流程。采用該流程,精礦金品位可達50.05 g/t,金綜合回收率可達93.89 %。較單一浮選工藝流程,該聯(lián)合工藝流程的金回收率提高30 百分點以上,為現(xiàn)場工藝流程改造提供了可行的技術(shù)方案。

    關鍵詞:含砷;含銻;難處理金礦;氰化浸出;尼爾森重選

    中圖分類號:TD953????????? 文章編號:1001-1277(2024)06-0045-05

    文獻標志碼:Adoi:10.11792/hj20240610

    引? 言

    隨著金礦資源不斷開發(fā),易選金礦逐漸枯竭,復雜難處理金礦成為選礦研究的重點[1-3]。其中,高硫、高砷、粒度過細、嵌布關系復雜等因素成為制約黃金資源有效回收的技術(shù)難題[4-5]。針對此類礦石,若采用常規(guī)浮選工藝回收其中金礦物,選別指標較低且砷含量高;若采用氰化浸出工藝提金,由于粒度過細、毒砂包裹金含量較高等,金浸出率較低[6-10]。甘肅某含砷銻難處理金礦屬于卡林型金礦,含砷0.87 %、含銻0.45 %,金礦物大多呈微細粒包裹金形式存在,選別難度較大,現(xiàn)場采用浮選工藝進行回收,回收率僅60 %左右,采取多種措施均難以提高選別指標。為解決這一技術(shù)難題,充分利用該礦石資源,進行了選礦試驗研究,為選礦廠生產(chǎn)工藝流程改造提供可行的技術(shù)方案。

    1? 礦石性質(zhì)

    1.1? 化學分析

    礦石化學成分分析結(jié)果見表1。由表1可知:礦石中具有回收價值的金屬元素主要為金,金品位為5.92 g/t;伴生有價金屬元素為銀、銻,銀品位為4.24 g/t、銻品位為0.45 %;有害元素為砷,占0.87 %;碳主要以碳酸鹽形式存在。

    1.2? 物相分析

    礦石中金物相分析結(jié)果見表2。

    由表2可知:礦石中67.57 %的金礦物以裸露及半裸露金形式存在,23.98 %的金礦物呈微細粒包裹體或次顯微金形式賦存于硫化礦物中,8.45 %的金礦物呈微細粒包裹體形式賦存于褐鐵礦、石英及其他脈石礦物中。

    2? 主要礦物嵌布特征

    2.1? 黃鐵礦

    黃鐵礦是礦石中主要金屬礦物之一,也是金的主要載體礦物之一。礦石中黃鐵礦主要呈半自形或他形晶粒狀結(jié)構(gòu)嵌布于脈石礦物中,以中細粒為主,通常集中分布在0.020~0.147 mm,少部分黃鐵礦呈粗粒自形晶粒狀結(jié)構(gòu)產(chǎn)出,偶見呈微細粒集合體形式嵌布于脈石礦物中。與毒砂、白鐵礦密切共生,常以連晶集合體形式產(chǎn)出,部分黃鐵礦邊緣被褐鐵礦交代產(chǎn)出。黃鐵礦嵌布特征見圖1。

    2.2? 毒? 砂

    毒砂是礦石中主要金屬礦物之一,也是金的主要載體礦物之一。礦石中毒砂主要呈自形或半自形晶粒狀結(jié)構(gòu)嵌布于脈石礦物中,以細粒為主,通常集中分布在0.010~0.074 mm。大部分毒砂呈粗粒自形晶粒狀結(jié)構(gòu)產(chǎn)出,部分呈微細粒浸染于脈石礦物中,少量與黃鐵礦共生關系較為密切,常以集合體形式產(chǎn)出,與輝銻礦共生關系不甚密切,微量呈細粒包裹于輝銻礦中,偶見毒砂被褐鐵礦交代產(chǎn)出。毒砂嵌布特征見圖2。

    2.3? 輝銻礦

    輝銻礦是礦石中銻礦物的主要存在形式,也是載金礦物之一。輝銻礦主要呈他形晶粒狀結(jié)構(gòu)、不規(guī)則狀嵌布于脈石礦物中,以中粗粒為主,粒度通常分布在0.043~0.833 mm。部分輝銻礦嵌布粒度很粗,顆粒邊緣不規(guī)整,與脈石礦物呈犬牙交錯形式產(chǎn)出,有時可見粗粒輝銻礦中存在石英等脈石礦物包裹體,這些包裹體在一定程度上細化了輝銻礦的工藝粒度,少量輝銻礦呈微細粒浸染于脈石礦物中,磨礦時不易單體解離。由于大部分輝銻礦與黃鐵礦、毒砂等硫化礦物共生關系不密切,故銻與砷、硫之間易于分離,少部分輝銻礦中可見毒砂包裹體,有時可見輝銻礦呈細脈狀沿閃鋅礦裂隙或邊緣產(chǎn)出。輝銻礦嵌布特征見圖3。

    通過上述礦石性質(zhì)分析可知,若采用細磨后直接氰化浸出的方法回收金,金浸出率會不理想;若采用浮選—氰化浸出方法回收金,首先浮選過程中會損失其他礦物包裹金及部分裸露及半裸露金,其次氰化浸出前要進行預處理,否則即使細磨,呈微細粒包裹體或次顯微金形式賦存于硫化礦物中的金仍很難浸出。綜上所述,對該礦石采用單一選礦方法難以取得理想的選礦指標。

    3? 選礦試驗研究

    3.1? 尼爾森重選試驗

    為了評估重選回收部分粗粒金的可行性,進行了不同磨礦細度下尼爾森重選試驗。試驗流程見圖4,試驗結(jié)果見表3。由表3可知:采用尼爾森重選試驗所得粗精礦金品位均在1 000 g/t以上,回收率也可達20 %以上,充分說明采用尼爾森重選試驗可以回收部分粗粒金。

    3.2? 磨礦細度試驗

    按照現(xiàn)場生產(chǎn)流程的藥劑制度及浮選時間開展磨礦細度試驗。試驗流程見圖5,試驗結(jié)果見表4。

    由表4可知:在試驗磨礦細度范圍內(nèi),隨著磨礦細度增加,粗精礦1的回收率及產(chǎn)率呈現(xiàn)先上升后下降趨勢,而尾礦金品位及回收率呈先下降后上升趨勢。磨礦細度增加,使得目的礦物單體解離度增加,故尾礦金品位降低,粗精礦1產(chǎn)率和回收率均有所提升,但磨礦細度過細,泥化現(xiàn)象嚴重,選礦指標有所下降。綜上所述,適宜的磨礦細度為-0.074 mm占85 %。

    3.3? 中礦再磨細度試驗

    鑒于礦石中黃鐵礦、毒砂、輝銻礦等載金礦物呈微細粒包裹體形式存在,金嵌布粒度較細等礦石工藝礦物學特征,為進一步提高選礦工藝指標,開展中礦再磨細度試驗研究。試驗流程見圖6,試驗結(jié)果見表5。

    由表5可知:隨著再磨細度的提高,粗精礦1、粗精礦2產(chǎn)率均增加,而尾礦1金品位呈先下降后上升趨勢。綜合考慮,適宜中礦再磨細度為-0.038 mm占90 %。值得注意的是,中礦再磨之前濃密過程中,因礦漿沉降速度較慢,經(jīng)過30 min沉降后,溢流液中仍含有占給礦量3 %左右的礦泥,這部分礦泥金品位4.00 g/t左右,繼續(xù)延長濃密時間效果不明顯,故單獨處理。

    3.4? 浮選閉路試驗

    在磨礦細度-0.074 mm占85 %、中礦再磨細度-0.038 mm占90 %條件下,開展尼爾森重選—浮選

    中礦再磨再選聯(lián)合流程閉路試驗研究,藥劑制度及浮選時間按照現(xiàn)場生產(chǎn)工藝中實際參數(shù)。試驗流程中,將尼爾森重選精礦、精礦1、精礦2、礦泥作為精礦,將尾礦1、尾礦2作為尾礦,試驗流程見圖7,試驗結(jié)果見表6。

    由表6可知:尼爾森重選—浮選中礦再磨再選試驗可以獲得精礦金品位50.05 g/t、回收率86.03 %的選礦指標。該工藝與現(xiàn)場實際生產(chǎn)中兩粗兩掃兩精的單一浮選工藝相比,雖然流程結(jié)構(gòu)相對復雜,但回收率提高20多百分點,解決了實際生產(chǎn)中精礦金品位低、回收率低的技術(shù)難題。故最終推薦使用尼

    爾森重選—浮選中礦再磨再選聯(lián)合流程。但是,尾礦金品位0.96 g/t,相對較高,此部分金可浮性較差,主要為包裹金、脈石礦物連生金等,通過浮選工藝較難回收,繼續(xù)優(yōu)化浮選工藝也不能明顯提升這部分礦石選礦指標,故開展尾礦氰化浸出試驗,以求進一步降低尾礦金品位,提高回收率。

    3.5? 尾礦氰化浸出試驗

    3.5.1? 浸出細度試驗

    通過單因素條件試驗,確定最佳工藝參數(shù)為礦漿濃度33 %,礦漿pH值11,氰化鈉用量1 kg/t,浸出時間24 h,故在此條件下考察浸出細度對選礦指標的影響。試驗結(jié)果見表7。由表7可知:繼續(xù)增加尾礦浸出細度,金浸出率不再明顯提高。因此,浮選尾礦可以直接開展氰化浸出試驗,不必再進行磨礦。

    3.5.2? 驗證試驗

    分別對現(xiàn)場實際生產(chǎn)所得尾礦和尼爾森重選—中礦再磨再選閉路試驗尾礦進行氰化浸出驗證試驗。浸出條件:礦漿濃度33 %,礦漿pH值為11,氰化鈉用量1 kg/t,浸出時間24 h。試驗結(jié)果見表8。

    由表8可知:氰化浸出能夠有效降低尾礦金品位,但是現(xiàn)場實際生產(chǎn)尾礦金浸出率明顯低于閉路試驗尾礦金浸出率。這說明前段工藝磨礦細度影響后續(xù)氰化浸出指標。此外,氰化浸出工藝能夠?qū)ξ驳V中易泥化金、脈石礦物連生金進一步回收。若要提高礦石綜合回收率,要在浮選階段實現(xiàn)能收早收。

    3.6? 推薦工藝流程

    通過尼爾森重選、中礦再磨再選、尾礦氰化浸出等試驗研究,推薦尼爾森重選—中礦再磨再選—尾礦氰化浸出的聯(lián)合工藝流程,金綜合回收率可達93.89 %。尼爾森重選可回收礦石中粗粒金,解決現(xiàn)場實際生產(chǎn)尾礦含顆粒金的技術(shù)難題;中礦再磨可提高載金礦物解離度,提高精礦金品位和回收率,明顯提高選礦指標;聯(lián)合工藝可以獲得金品位50.05 g/t、回收率86.03 %的工藝指標;尾礦氰化浸出工藝可對尾礦中易泥化金、脈石礦物連生金、解離度相對較低的金進行再次回收,可獲得7.86 %的回收率。

    4? 結(jié)? 論

    1)礦石金品位5.92 g/t,含砷0.87 %,含銻0.45 %,金嵌布狀態(tài)復雜,粒度較細,需細磨才能提高其解離度,單一選礦工藝難以獲得理想選礦指標。

    2)尼爾森重選可回收礦石中粗粒金,解決現(xiàn)場實際生產(chǎn)尾礦含顆粒金的技術(shù)難題;中礦再磨可提高載金礦物解離度,提高精礦金品位和回收率,明顯提高選礦指標。

    3)通過試驗確定了該礦石采用尼爾森重選—中礦再磨再選—尾礦氰化浸出的聯(lián)合工藝流程,綜合回收率可達93.89 %,較現(xiàn)場單一浮選回收率提高30多百分點,獲得了較好工藝指標,為現(xiàn)場工藝流程改造提供了可行的技術(shù)方案。

    [參 考 文 獻]

    [1]? 羅增鑫.某微細粒浸染難選金礦石新工藝試驗研究[J].有色金屬科學與工程,2011,2(6):86-88.

    [2]? 沈永宇.某復雜高砷多金屬難選硫化礦石選礦試驗研究[J].黃金,2020,41(7):62-67.

    [3]? 陳薇,童雄.某難選金礦石的選礦試驗研究[J].礦產(chǎn)綜合利用,2008(3):16-17,34.

    [4]? 劉淑杰,代淑娟,張作金,等.國內(nèi)氰化法浸出金礦中金的研究進展[J].貴金屬,2019,40(2):88-94.

    [5]? 唐立靖,唐云,王燕南,等.微細浸染型金礦堿預處理—非氰化浸出研究[J].黃金科學技術(shù),2015,23(5):94-98.

    [6]? 石磊,李璽,王艷,等.甘肅某難選金礦石選礦工藝研究[J].黃金,2023,44(2):34-37.

    [7]? 楊俊龍,郭艷華,郭海寧,等.碳酸鹽型難選金礦石選礦工藝流程試驗研究[J].有色金屬(選礦部分),2020(1):42-47.

    [8]? 王廣偉,謝卓宏,蒲江東.某極難選金礦石工藝礦物學研究[J].礦產(chǎn)綜合利用,2019(6):69-73.

    [9]? 李明陽,陳澤,胡義明,等.遼寧某含碳難選金礦石浮選試驗研究[J].現(xiàn)代礦業(yè),2019,35(11):149-153.

    [10]? 溫建.貴州某低品位含碳難選冶金礦選礦工藝[J].礦產(chǎn)綜合利用,2018(3):38-42.

    Experiment study on dressing of a refractory ore containing arsenic and antimony in Gansu

    Zhao Fucai1,Luan Dongwu1,Ding Yubo2,Li Yuxi1,Sang Shenghua2,Ma Pengcheng1

    (1.Shandong Guohuan Solid Waste Innovation Technology Center Co.,Ltd.;

    2.Gansu Zhaojin Precious Metal Smelting Co.,Ltd.)

    Abstract:In response to the low separation index during the on-site flotation process of a refractory ore containing arsenic and antimony in Gansu,a study on ore process mineralogy was conducted.Based on this,experiments were carried out on gravity separation,flotation,regrinding and re-separation of middlings,and cyanide leaching of flotation tailings,ultimately forming a combined process of Nelson gravity separation,middlings regrinding and re-separation,and tailings cyanide leaching.Using this process,the gold grade of the concentrate can reach 50.05 g/t,with a gold comprehensive recovery rate of 93.89 %.Compared to the single flotation process,the gold recovery rate of this combined process has increased by more than 30 %,providing a feasible technical solution for on-site process optimization.

    Keywords:arsenic-containing;antimony-containing;refractory gold ore;cyanide leaching;Nelson gravity separation

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