趙福財(cái) 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(xiàng)目:國(guó)家重點(diǎn)研發(fā)計(jì)劃項(xiàng)目(2018YFC1902003)
作者簡(jiǎn)介:趙福財(cái)(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(jí)工程師,從事冶金資源綜合利用工作;E-mail:124692329@qq.com
摘要:針對(duì)甘肅某含砷銻難處理金礦現(xiàn)場(chǎng)浮選過(guò)程中選別指標(biāo)低的問(wèn)題,開(kāi)展了礦石工藝礦物學(xué)研究。在此基礎(chǔ)上,進(jìn)行了重選、浮選、中礦再磨再選、尾礦氰化浸出等試驗(yàn)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(dá)50.05 g/t,金綜合回收率可達(dá)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(diǎn)以上,為現(xiàn)場(chǎng)工藝流程改造提供了可行的技術(shù)方案。
關(guān)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(hào):TD953????????? 文章編號(hào):1001-1277(2024)06-0045-05
文獻(xiàn)標(biāo)志碼:Adoi:10.11792/hj20240610
引? 言
隨著金礦資源不斷開(kāi)發(fā),易選金礦逐漸枯竭,復(fù)雜難處理金礦成為選礦研究的重點(diǎn)[1-3]。其中,高硫、高砷、粒度過(guò)細(xì)、嵌布關(guān)系復(fù)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(duì)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(biāo)較低且砷含量高;若采用氰化浸出工藝提金,由于粒度過(guò)細(xì)、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(xì)粒包裹金形式存在,選別難度較大,現(xiàn)場(chǎng)采用浮選工藝進(jìn)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(biāo)。為解決這一技術(shù)難題,充分利用該礦石資源,進(jìn)行了選礦試驗(yàn)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(xué)分析
礦石化學(xué)成分分析結(jié)果見(jiàn)表1。由表1可知:礦石中具有回收價(jià)值的金屬元素主要為金,金品位為5.92 g/t;伴生有價(jià)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(jiàn)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(xì)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(xì)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(xì)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(jiàn)呈微細(xì)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(jiàn)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(xì)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(xì)粒浸染于脈石礦物中,少量與黃鐵礦共生關(guān)系較為密切,常以集合體形式產(chǎn)出,與輝銻礦共生關(guān)系不甚密切,微量呈細(xì)粒包裹于輝銻礦中,偶見(jiàn)毒砂被褐鐵礦交代產(chǎn)出。毒砂嵌布特征見(jiàn)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(cuò)形式產(chǎn)出,有時(shí)可見(jiàn)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(xì)化了輝銻礦的工藝粒度,少量輝銻礦呈微細(xì)粒浸染于脈石礦物中,磨礦時(shí)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(guān)系不密切,故銻與砷、硫之間易于分離,少部分輝銻礦中可見(jiàn)毒砂包裹體,有時(shí)可見(jiàn)輝銻礦呈細(xì)脈狀沿閃鋅礦裂隙或邊緣產(chǎn)出。輝銻礦嵌布特征見(jiàn)圖3。
通過(guò)上述礦石性質(zhì)分析可知,若采用細(xì)磨后直接氰化浸出的方法回收金,金浸出率會(huì)不理想;若采用浮選—氰化浸出方法回收金,首先浮選過(guò)程中會(huì)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(jìn)行預(yù)處理,否則即使細(xì)磨,呈微細(xì)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(duì)該礦石采用單一選礦方法難以取得理想的選礦指標(biāo)。
3? 選礦試驗(yàn)研究
3.1? 尼爾森重選試驗(yàn)
為了評(píng)估重選回收部分粗粒金的可行性,進(jìn)行了不同磨礦細(xì)度下尼爾森重選試驗(yàn)。試驗(yàn)流程見(jiàn)圖4,試驗(yàn)結(jié)果見(jiàn)表3。由表3可知:采用尼爾森重選試驗(yàn)所得粗精礦金品位均在1 000 g/t以上,回收率也可達(dá)20 %以上,充分說(shuō)明采用尼爾森重選試驗(yàn)可以回收部分粗粒金。
3.2? 磨礦細(xì)度試驗(yàn)
按照現(xiàn)場(chǎng)生產(chǎn)流程的藥劑制度及浮選時(shí)間開(kāi)展磨礦細(xì)度試驗(yàn)。試驗(yàn)流程見(jiàn)圖5,試驗(yàn)結(jié)果見(jiàn)表4。
由表4可知:在試驗(yàn)?zāi)サV細(xì)度范圍內(nèi),隨著磨礦細(xì)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(shì),而尾礦金品位及回收率呈先下降后上升趨勢(shì)。磨礦細(xì)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(xì)度過(guò)細(xì),泥化現(xiàn)象嚴(yán)重,選礦指標(biāo)有所下降。綜上所述,適宜的磨礦細(xì)度為-0.074 mm占85 %。
3.3? 中礦再磨細(xì)度試驗(yàn)
鑒于礦石中黃鐵礦、毒砂、輝銻礦等載金礦物呈微細(xì)粒包裹體形式存在,金嵌布粒度較細(xì)等礦石工藝礦物學(xué)特征,為進(jìn)一步提高選礦工藝指標(biāo),開(kāi)展中礦再磨細(xì)度試驗(yàn)研究。試驗(yàn)流程見(jiàn)圖6,試驗(yàn)結(jié)果見(jiàn)表5。
由表5可知:隨著再磨細(xì)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(shì)。綜合考慮,適宜中礦再磨細(xì)度為-0.038 mm占90 %。值得注意的是,中礦再磨之前濃密過(guò)程中,因礦漿沉降速度較慢,經(jīng)過(guò)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(zhǎng)濃密時(shí)間效果不明顯,故單獨(dú)處理。
3.4? 浮選閉路試驗(yàn)
在磨礦細(xì)度-0.074 mm占85 %、中礦再磨細(xì)度-0.038 mm占90 %條件下,開(kāi)展尼爾森重選—浮選
中礦再磨再選聯(lián)合流程閉路試驗(yàn)研究,藥劑制度及浮選時(shí)間按照現(xiàn)場(chǎng)生產(chǎn)工藝中實(shí)際參數(shù)。試驗(yàn)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(yàn)流程見(jiàn)圖7,試驗(yàn)結(jié)果見(jiàn)表6。
由表6可知:尼爾森重選—浮選中礦再磨再選試驗(yàn)可以獲得精礦金品位50.05 g/t、回收率86.03 %的選礦指標(biāo)。該工藝與現(xiàn)場(chǎng)實(shí)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(duì)復(fù)雜,但回收率提高20多百分點(diǎn),解決了實(shí)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(duì)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(guò)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(biāo),故開(kāi)展尾礦氰化浸出試驗(yàn),以求進(jìn)一步降低尾礦金品位,提高回收率。
3.5? 尾礦氰化浸出試驗(yàn)
3.5.1? 浸出細(xì)度試驗(yàn)
通過(guò)單因素條件試驗(yàn),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(shí)間24 h,故在此條件下考察浸出細(xì)度對(duì)選礦指標(biāo)的影響。試驗(yàn)結(jié)果見(jiàn)表7。由表7可知:繼續(xù)增加尾礦浸出細(xì)度,金浸出率不再明顯提高。因此,浮選尾礦可以直接開(kāi)展氰化浸出試驗(yàn),不必再進(jìn)行磨礦。
3.5.2? 驗(yàn)證試驗(yàn)
分別對(duì)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際生產(chǎn)所得尾礦和尼爾森重選—中礦再磨再選閉路試驗(yàn)尾礦進(jìn)行氰化浸出驗(yàn)證試驗(yàn)。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(shí)間24 h。試驗(yàn)結(jié)果見(jiàn)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(chǎng)實(shí)際生產(chǎn)尾礦金浸出率明顯低于閉路試驗(yàn)尾礦金浸出率。這說(shuō)明前段工藝磨礦細(xì)度影響后續(xù)氰化浸出指標(biāo)。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(jìn)一步回收。若要提高礦石綜合回收率,要在浮選階段實(shí)現(xiàn)能收早收。
3.6? 推薦工藝流程
通過(guò)尼爾森重選、中礦再磨再選、尾礦氰化浸出等試驗(yàn)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(dá)93.89 %。尼爾森重選可回收礦石中粗粒金,解決現(xiàn)場(chǎng)實(shí)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(biāo);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(biāo);尾礦氰化浸出工藝可對(duì)尾礦中易泥化金、脈石礦物連生金、解離度相對(duì)較低的金進(jìn)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(fù)雜,粒度較細(xì),需細(xì)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(biāo)。
2)尼爾森重選可回收礦石中粗粒金,解決現(xiàn)場(chǎng)實(shí)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(biāo)。
3)通過(guò)試驗(yàn)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(dá)93.89 %,較現(xiàn)場(chǎng)單一浮選回收率提高30多百分點(diǎn),獲得了較好工藝指標(biāo),為現(xiàn)場(chǎng)工藝流程改造提供了可行的技術(shù)方案。
[參 考 文 獻(xiàn)]
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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