魏轉(zhuǎn)花 李國堯 陳水波
(1.低品位難處理黃金資源綜合利用國家重點實驗室,福建龍巖364200;2.廈門紫金礦冶技術有限公司,福建廈門361101)
復雜多金屬硫化礦的高效分離與回收是選礦領域的一個重要課題,經(jīng)過國內(nèi)外選礦工作者多年的努力,目前已取得大量的研究成果[1-7]。
山西某含金多金屬硫化礦石中有用礦物為銀金礦、方鉛礦、閃鋅礦等,目前,現(xiàn)場采用優(yōu)先混合浮選金鉛再選鋅的全浮選工藝回收礦石中的有價金屬,但金綜合回收率較低,鉛鋅精礦互含嚴重。試驗對礦石的高效開發(fā)利用工藝進行了研究。
礦石中的主要金屬礦物為銀金礦、黃鐵礦,其次為閃鋅礦、方鉛礦,黃銅礦等少量;脈石礦物主要為石英,其次為鉀長石、絹云母等。金主要以銀金礦獨立礦物的形式存在,少見自然金。大部分銀金礦以粒間金形式存在于礦石中,少量以包裹金形式被黃鐵礦、方鉛礦、黃銅礦、黝銅礦等硫化物包裹,由于礦石中硫化物種類較多,且部分是載金礦物,部分又不含金,這增加了金的回收難度,影響主要含金產(chǎn)品的金品位和回收率。銀主要以含銀硫化物形式存在,嵌布粒度較細。鉛主要以方鉛礦形式存在,嵌布粒度粗細不均,解理發(fā)育,主要分布于黃鐵礦、閃鋅礦粒間,嵌布關系復雜。鋅主要以閃鋅礦形式存在,與其他目的礦物間的嵌布關系較簡單,這有利于鋅礦物的回收。
礦石主要化學成分分析結(jié)果見表1,礦石中主要硫化礦物的嵌布粒度測定結(jié)果見表2。
注:Au、Ag的含量單位為g/t。
由表1可知,礦石金品位較高,銀、鉛、鋅達到綜合回收品位要求。
由表2可知,方鉛礦嵌布粒度粗細不均勻,較粗粒級和微細粒級分布率較高,-0.02 mm粒級分布率高達48.22%,這給鉛礦物的解離和回收造成較大的難度;閃鋅礦嵌布粒度相對均勻,主要集中在0.02~0.32 mm粒級;黃鐵礦作為金、銀的主要載體礦物之一,其粒度較粗,-0.16 mm粒級分布率僅為17.08%,0.32~0.64、0.64~1.28 mm 粒級分布率分別高達44.95%和12.40%。
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根據(jù)礦石性質(zhì),進行了全浮選工藝與重-浮聯(lián)合工藝對比試驗。探索試驗表明:重選回收金重砂—重選尾礦混合浮選金鉛后再分離—混浮尾礦選鋅的工藝流程有利于金的回收,因此,對該工藝技術條件進行了研究。
礦石在現(xiàn)場磨礦細度(-0.074 mm占65%)下采用尼爾森選礦機進行了重選試驗,試驗固定重力倍數(shù)為60 G,礦漿濃度為30%,試驗結(jié)果見表3。
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由表3可知,尼爾森選礦機處理礦石,金回收效果較理想,重選精礦金品位為264.83 g/t、含銀達1 042.38 g/t、金回收率達49.65%、銀回收率為5.48%。
金鉛混浮粗選條件試驗以重選尾礦為給礦,試驗流程見圖1。
注:Au、Ag的含量單位為g/t。
金鉛混浮效果好壞的關鍵是鋅礦物抑制劑的選擇,現(xiàn)場在pH≥9的堿性礦漿中以ZnSO4+Na2SO3為抑制劑,鉛鋅分離效果較差,且金銀在鉛精礦中的富集效率較低,這主要與堿性環(huán)境下載金銀的黃鐵礦也被抑制有關(這些載金黃鐵礦即使在后續(xù)選鋅時富集在鋅精礦中,也因鋅精礦中金銀計價系數(shù)極低或不計價而影響企業(yè)的經(jīng)濟效益)。因此,合適的鋅抑制劑對載金銀礦物的回收至關重要。
根據(jù)現(xiàn)場情況,并結(jié)合探索試驗結(jié)果,確定在石灰用量(對原礦計,下同)為500 g/t(pH=8),丁銨黑藥+乙硫氮用量為30+20 g/t情況下進行金鉛混浮粗選鋅抑制劑種類試驗,結(jié)果見表4。
注:Au、Ag的含量單位為g/t。
由表4可知,采用新型抑制劑TQ11抑鋅浮金鉛,金鉛混合粗精礦指標最好,因此,TQ11是金鉛混浮鋅礦物的高效抑制劑。
TQ11用量試驗固定石灰用量為500 g/t,丁銨黑藥+乙硫氮用量為30+20 g/t,試驗結(jié)果見表5。
由表5可知,隨著TQ11用量的增加,金鉛混合粗精礦金、鉛、銀品位和回收率均先升后降,鋅品位和回收率均下降。綜合考慮,確定金鉛混浮粗選的TQ11用量為3 000 g/t。
2.2.1.3 丁銨黑藥+乙硫氮用量試驗
丁銨黑藥+乙硫氮總用量(丁銨黑藥與乙硫氮的質(zhì)量配合比為3∶2)試驗固定石灰用量為500 g/t,TQ11用量為3 000 g/t,試驗結(jié)果見圖2。
由圖2可知,隨著丁銨黑藥+乙硫氮總用量的增大,金鉛混合粗精礦鉛品位下降、回收率上升。綜合考慮,確定丁銨黑藥+乙硫氮的總用量為50 g/t,即丁銨黑藥+乙硫氮用量為30+20 g/t。
2.2.2 鋅粗浮選條件試驗
鋅粗浮選條件試驗以1粗1掃浮選金鉛尾礦為給礦,試驗流程見圖3。
2.2.2.1 石灰用量試驗
鋅浮選階段需解決的主要問題是鋅硫分離,硫抑制劑常用石灰。石灰用量試驗固定鋅粗選活化劑硫酸銅用量為150 g/t,捕收劑丁基黃藥用量為60 g/t,起泡劑2#用量為20 g/t,試驗結(jié)果見圖4。
由圖4可知,隨著石灰用量的增大,鋅粗精礦鋅品位和回收率均先升后降,高點在石灰用量為2 000 g/t時。因此,確定鋅粗選石灰用量為2 000 g/t。
2.2.2.2 硫酸銅用量試驗
硫酸銅用量試驗固定石灰用量為2 000 g/t,丁基黃藥用量為60 g/t,2#用量為20 g/t,試驗結(jié)果見圖5。
由圖5可知,隨著硫酸銅用量的增大,鋅粗精礦鋅品位先升后降,鋅回收率上升后維持在高位。綜合考慮,確定鋅粗選的硫酸銅用量為150 g/t。
2.2.2.3 丁基黃藥用量試驗
丁基黃藥用量試驗固定石灰用量為2 000 g/t,硫酸銅用量為150 g/t,2#用量為20 g/t,試驗結(jié)果見圖6。
由圖6可知,隨著丁基黃藥用量的增大,鋅粗精礦鋅品位下降,鋅回收率先上升后維持在高位。綜合考慮,確定丁基黃藥粗選用量為60 g/t。
在條件試驗基礎上進行了全流程試驗,試驗流程見圖7,結(jié)果見表6。
由表6可知,采用圖6所示的流程處理礦石,可獲得金品位為264.53 g/t、含銀1 042.50 g/t、金回收率為49.67%、銀回收率為5.67%的重選砂金,金品位為42.35 g/t、含銀998.36 g/t、含鉛21.31%、金回收率為24.78%、銀回收率為16.93%、鉛回收率為23.61%的浮選金精礦,鉛品位為59.61%、含金23.10%、含銀3 745.20 g/t、鉛回收率為63.08%、金回收率為12.91%、銀回收率為60.68%的鉛精礦,以及鋅品位為46.35%、含金 4.03 g/t、含銀 144.50 g/t、鋅回收率為88.21%的鋅精礦,較好地實現(xiàn)了金、鉛、鋅、銀的分離與回收。
注:Au、Ag的含量單位為g/t。
(1)山西某含金多金屬硫化礦石中的主要金屬礦物為銀金礦、黃鐵礦,其次為閃鋅礦、方鉛礦,黃銅礦等少量;脈石礦物主要為石英,其次為鉀長石、絹云母等。金主要以銀金礦獨立礦物的形式存在,少見自然金。大部分銀金礦以粒間金形式存在于礦石中,少量以包裹金形式被黃鐵礦、方鉛礦、黃銅礦、黝銅礦等硫化物包裹,由于礦石中硫化物種類較多,且部分是載金礦物,部分又不含金,這增加了金的回收難度。銀主要以含銀硫化物形式存在,嵌布粒度較細。鉛主要以方鉛礦形式存在,嵌布粒度粗細不均,以微細粒為主,-0.02 mm粒級分布率高達48.22%,解理發(fā)育,主要分布于黃鐵礦、閃鋅礦粒間,嵌布關系復雜。鋅主要以閃鋅礦形式存在,與其他目的礦物間的嵌布關系較簡單,粒度也相對均勻,主要集中在0.02~0.32 mm粒級。黃鐵礦作為金、銀的主要載體礦物之一,其粒度較粗,-0.16 mm粒級分布率僅為17.08%,0.32~0.64、0.64~1.28 mm粒級分布率分別高達44.95%和12.40%。
(2)礦石在磨礦細度為-0.074 mm占65%的情況下,采用尼爾森選礦機重選選金,重選尾礦弱堿性環(huán)境下1粗1精1掃金鉛混浮,金鉛混合精礦1次浮選分離,混浮尾礦1粗2精1掃浮選選鋅,中礦順序返回流程處理,最終獲得金品位為264.53 g/t、含銀1 042.50 g/t、金回收率為49.67%、銀回收率為5.67%的重選砂金,金品位為42.35 g/t、含銀998.36 g/t、含鉛21.31%、金回收率為24.78%、銀回收率為16.93%、鉛回收率為23.61%的浮選金精礦,鉛品位為59.61%、含金23.10%、含銀3 745.20 g/t、鉛回收率為63.08%、金回收率為12.91%、銀回收率為60.68%的鉛精礦,以及鋅品位為46.35%、含金4.03 g/t、含銀144.50 g/t、鋅回收率為88.21%的鋅精礦,較好地實現(xiàn)了金、鉛、鋅、銀的分離與回收。
(3)浮選前增設尼爾森選礦機重選選金和更弱的堿性環(huán)境、更高效的鋅礦物抑制劑TQ11的使用是實現(xiàn)金高效回收、解決鉛鋅精礦互含問題的關鍵。