胡俊 陳曉波 孫文祥 劉建文
摘要:柬埔寨某礦石屬于高硫金銅礦石,根據(jù)礦石性質,確定采用銅浮選—金氰化浸出工藝流程回收礦石中的有價元素銅、金,在最佳試驗條件下,獲得了較好試驗指標:銅精礦銅品位22.22 %、銅回收率72.23 %,金品位97.72 g/t、金回收率50.30 %;氰化浸渣金品位0.91 g/t,對原礦金浸出率41.00 %,金總回收率91.30 %。
關鍵詞:金銅礦石;高硫;浮選;氰化;調整劑
中圖分類號:TD952文獻標志碼:A開放科學(資源服務)標識碼(OSID):
文章編號:1001-1277(2021)11-0077-04doi:10.11792/hj20211115
柬埔寨某礦石屬于高硫金銅礦石,礦石性質復雜,含銅、硫較高,礦石中自然金以微細粒為主,嵌布于石英晶隙、黃銅礦與石英晶隙、黃銅礦與閃鋅礦晶隙等。對該礦石采用全泥氰化工藝回收金,金浸出率較低;采用搖床重選,搖床精礦、尾礦再分別進行氰化浸出,選別指標仍較低。礦石中銅主要以黃銅礦形式存在,盡管黃銅礦在氰化物溶液中的溶解率很小,常溫下僅5 %左右,但在氰化浸出過程中仍會增加氰化物與氧的消耗[1-3],不利于金的氰化浸出。由于該礦石中銅含量較高,是可供回收的有價元素,因此本文采用優(yōu)先浮選工藝選銅,再對浮選尾礦進行氰化浸出,不僅回收了銅資源,也降低了銅對金氰化浸出的影響,有利于金回收指標的提高。
1礦石性質
柬埔寨某礦石為高硫金銅礦石,金屬礦物以黃鐵礦為主,其次為黃銅礦,少量方鉛礦、閃鋅礦等;非金屬礦物主要為石英、方解石等;金礦物為自然金。礦石中金屬礦物占23 %,其中黃鐵礦占金屬礦物相對含量的72 %。黃鐵礦呈自形—半自形粒狀分布,晶形為立方體或聚形,粒度多為0.5~2.0 mm,由于受力作用,裂隙發(fā)育,裂隙中充填方鉛礦、閃鋅礦、黃銅礦。銅主要以黃銅礦形式存在,呈2種形態(tài)分布:一種呈他形粒狀分布于石英晶隙或黃鐵礦裂隙,或與閃鋅礦及方鉛礦嵌布在一起;另一種呈乳滴狀分布于閃鋅礦中,為固溶體分離形成。礦石中的金礦物以角粒狀為主,粒度多為微細粒,嵌布于石英晶隙、黃銅礦與石英晶隙、黃銅礦與閃鋅礦晶隙等。礦石主要化學成分分析結果見表1。
2試驗結果與討論
2.1銅浮選
首先采用浮選工藝回收銅和部分金,分別進行了磨礦細度、調整劑用量、捕收劑試驗。銅粗選試驗流程見圖1。
2.1.1磨礦細度
礦石能夠有效分選的先決條件是礦物充分單體解離[4],因此首先進行了磨礦細度試驗。固定氧化鈣用量7 000 g/t、乙硫氨酯用量40 g/t,考察了磨礦細度對浮選指標的影響,試驗結果見表2。
由表2可知:提高磨礦細度,礦物逐漸單體解離,粗精礦產率逐漸提高,尾礦銅、金品位均不斷下降;當磨礦細度-0.074 mm占85 %時,粗精礦銅、金品位分別為9.47 %、46.58 g/t,回收率分別為86.36 %、67.08 %;繼續(xù)提高磨礦細度,粗精礦銅、金回收率變化不大。綜合考慮,確定磨礦細度-0.074 mm占85 %。
2.1.2調整劑用量
2021年第11期/第42卷選礦與冶煉選礦與冶煉黃金氧化鈣既可調節(jié)礦漿pH,又能有效抑制黃鐵礦,因此采用氧化鈣作為調整劑。固定試驗條件為磨礦細度-0.074 mm占85 %、乙硫氨酯用量40 g/t,進行氧化鈣用量試驗。試驗結果見表3。
由表3可知:當氧化鈣用量為8 000 g/t時,粗精礦銅、金品位分別為10.41 %、51.43 g/t,且回收率均較高,分別為88.95 %、70.61 %,因此確定氧化鈣用量為8 000 g/t。
2.1.3捕收劑
固定磨礦細度-0.074 mm占85 %、氧化鈣用量8 000 g/t,分別采用丁基黃藥(40 g/t)+丁銨黑藥(20 g/t)、乙硫氮(40 g/t)、乙硫氨酯(40 g/t)作為捕收劑,進行捕收劑種類試驗,結果見表4。
硫氨酯、硫氮類捕收劑均具有對黃銅礦捕收能力強、對黃鐵礦捕收能力較弱的特點,因此用于抑硫浮銅能獲得良好指標[4]。由表4可知:采用乙硫氨酯、乙硫氮浮選銅、金,浮選效果均優(yōu)于丁基黃藥+丁銨黑藥組合,而乙硫氨酯的浮選指標更優(yōu),因此捕收劑確定采用乙硫氨酯。在此基礎上進行了乙硫氨酯用量試驗,確定捕收劑乙硫氨酯用量40 g/t較為適宜。
2.1.4綜合條件試驗
在條件試驗基礎上,進行了一次粗選、一次精選綜合條件開路試驗,試驗流程見圖2,試驗結果見表5。
由表5可知:在磨礦細度-0.074 mm占85 %的條件下,綜合條件試驗獲得的精礦銅品位22.45 %、金品位98.76 g/t,銅、金回收率分別為71.93 %、50.50 %。
2.2浮選尾礦氰化浸出
將尾礦與精尾合并作為浸原,進行氰化浸出,浸原金品位5.12 g/t、銅品位0.46 %。氰化浸出試驗流程見圖3。
2.2.1氧化鈣用量
采用氧化鈣進行堿處理,固定試驗條件為氰化鈉用量3 000 g/t、浸出時間24 h,試驗結果見圖4。由圖4可知:隨著氧化鈣用量的增加,浸渣金品位逐漸降低,金作業(yè)浸出率隨之提高;當氧化鈣用量為8 000 g/t(pH值11.8)時,浸渣金品位1.16 g/t,金作業(yè)浸出率77.34 %;繼續(xù)提高氧化鈣用量,金作業(yè)浸出率提高幅度較小。因此,確定氧化鈣用量為8 000 g/t。
2.2.2氰化鈉用量
固定試驗條件為氧化鈣用量8 000 g/t、浸出時間24 h,氰化鈉用量試驗結果見圖5。由圖5可知:當氰化鈉用量為4 000 g/t時,浸渣金品位下降較為明顯,金作業(yè)浸出率提高較大;繼續(xù)增加氰化鈉用量,浸出指標提高不顯著。綜合考慮,確定氰化鈉用量為4 000 g/t。
2.2.3浸出時間
浸出時間是影響金浸出效果的因素之一,浸出時間短,金礦物不能充分溶解浸出,反之,則造成時間和成本的浪費[5]。固定試驗條件為氧化鈣用量8 000 g/t、氰化鈉用量4 000 g/t,試驗結果見圖6。
由圖6可知:增加浸出時間,金作業(yè)浸出率逐漸提高;當浸出時間達到36 h時,浸出過程基本完成,浸渣金品位0.89 g/t,金作業(yè)浸出率82.62 %;繼續(xù)延長浸出時間,金浸出指標變化較小。因此,確定浸出時間為36 h。
2.2.4綜合條件試驗
試驗條件為氧化鈣用量8 000 g/t(pH值11.8)、氰化鈉用量4 000 g/t、浸出時間36 h,試驗結果見表6。 由表6可知:在最佳條件下,金作業(yè)浸出率為82.42 %。
2.3全流程試驗
根據(jù)條件試驗確定的最佳條件進行全流程試驗,試驗流程見圖7,試驗結果見表7、表8。由表7、表8可知:銅浮選獲得的銅精礦銅品位22.22 %、銅回收率72.23 %,金品位97.72 g/t、金回收率50.30 %;氰化浸出對原礦金浸出率41.00 %,金總回收率91.30 %。
3結論
1)柬埔寨某礦石工藝類型為高硫金銅礦石,黃鐵礦含量較高,礦石中可供回收的有價元素為金、銅、硫。礦石中銅主要以黃銅礦形式存在;金礦物以角粒狀為主,粒度多為微細粒,嵌布于石英晶隙、黃銅礦與石英晶隙、黃銅礦與閃鋅礦晶隙等。
2)采用銅浮選—金氰化浸出聯(lián)合工藝流程回收銅、金,獲得了銅品位22.22 %、銅回收率72.23 %,金品位97.72 g/t、金回收率50.30 %的銅精礦;浸渣金品位0.91 g/t;對原礦金浸出率41.00 %,金總回收率91.30 %,試驗指標較好。
3)采用優(yōu)先浮選銅工藝,既實現(xiàn)了銅與部分金的回收,也降低了銅對后續(xù)氰化浸出的影響,金、銅均獲得了較理想的試驗指標。
4)本次試驗僅對礦石中的銅、金進行了選別,而礦石中硫含量也較高,可根據(jù)實際情況,對氰化尾礦采用浮選、重選等工藝進行回收,提高該礦產資源的綜合回收利用率。
[參 考 文 獻]
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Experimental study on the beneficiation of a gold-copper
ore with high sulfide content in CambodiaHu Jun1,Chen Xiaobo2,Sun Wenxiang3,Liu Jianwen2
(1.Yantai Jinpeng Metallurgical Design & Research Engineering Co.,Ltd.;
2.Yantai Oriental Metallurgical Design & Research Engineering Co.,Ltd.;
3.Yantai Jinpeng Mining Machinery Co.,Ltd.)
Abstract:A ore in Cambodia belongs to gold-copper ore with high sulfide content.According to the ore property,the process flow of copper flotation-cyanidation gold leaching was adopted to recover the valuable elements of gold and copper from the ore.Under optimal test conditions,the indexes was satisfactory:the copper concentrate was obtained with copper grade 22.22 %,copper recovery rate 72.23 %,gold grade 97.72 g/t and gold recovery rate 50.30 %,the gold grade of cyanide residue was 0.91 g/t,the gold leaching rate of runofmill ore was 41.00 %,and the total gold recovery rate was 91.30 %.
Keywords:gold-copper ore;high sulfide content;flotation;cyanidation;modifier
收稿日期:2021-06-04; 修回日期:2021-09-28
作者簡介:胡?。?986—),女,黑龍江穆棱人,工程師,從事有色金屬選礦試驗研究工作;山東省煙臺市開發(fā)區(qū)福州路11號,煙臺金鵬冶金設計研究工程有限公司,264006;Email:hujun_1208@163.com