某泥質難選氧化金礦選礦試驗

高艷艷 邱克輝 邱彧沖 王 云 湯小軍

(1.成都理工大學材料科學技術研究所，四川 成都 610059；2.四川省有色科技集團有限責任公司，四川 成都 610081)

某泥質難選氧化金礦選礦試驗

高艷艷1邱克輝1邱彧沖1王 云2湯小軍2

(1.成都理工大學材料科學技術研究所，四川 成都 610059；2.四川省有色科技集團有限責任公司，四川 成都 610081)

為給川西某含砷泥質氧化金礦的高效開發利用提供技術依據，在工藝礦物學研究和探索性試驗基礎上，對氰化浸出—重選工藝的技術參數進行了研究。結果表明，在磨礦細度為-74 μm占95%、石灰用量為1 000 g/t、NaCN用量為750 g/t、浸出礦漿液固比為2∶1、浸出時間為36 h情況下，可取得76.55%的金浸出率；金品位為1.32 g/t的氰化浸渣經6-S搖床粗選(搖床沖程為12 mm，沖次為300 r/min，床面橫向坡度為2.5°，沖水量為2 m3/t,給礦速度為5 kg/min)、B型間斷式排料Falcon離心機掃選(給料速度2 L/min,礦漿濃度為15%，離心力場為225g，反沖水壓為0.02 MPa，轉動頻率為60 Hz)，可獲得金品位為33.79 g/t，金回收率為19.15%的重選金精礦，金的總回收率高達95.70%。

泥質難選氧化金礦 氰化浸出 搖床 Falcon離心機 離心力場

經過數10年的規?；_采，我國金礦資源不斷減少，尤其高品位、易選冶金礦資源更是呈現迅速枯竭之勢。隨著市場對金需求的不斷升溫，難處理金礦資源的開發越來越成為一種必然選擇。近年來，人們開展了對微細粒嵌布、含砷碳等多類難選金礦的開發利用研究，也取得了一些成果[1-4]。但現實情況是，占我國黃金總儲量30%左右的難處理金礦，由于提金技術不夠成熟而處于低效開發或待開發狀態[5-6]。因此，探索技術先進、低耗高效的成套工藝技術，對確保我國金礦資源的開發利用走上可持續、健康發展的道路具有十分重大的戰略意義和現實意義[7]。

本試驗以川西某泥質難選氧化金礦為對象，以工藝礦物學研究結果為基礎，按探索試驗確定的“氰化浸出+尾礦重選”流程，進行了選礦工藝技術條件研究。

1 礦石性質

1.1 礦石成分

礦石采自我國川西地區某金礦，該金礦位于氧化礦帶，礦石氧化程度較深，多呈黃褐色或紅褐色，易碎易磨且含泥量高，破碎至-2 mm的試驗樣中-74 μm含量高達32.8%。礦石中金屬礦物主要有黃鐵礦、褐鐵礦、磁黃鐵礦，以及少量砷黃鐵礦；脈石礦物主要有石英、白云母、伊利石、白云石，其次為透輝石、高嶺石等。礦石主要化學成分分析結果見表1。

表1 礦石主要化學成分分析結果Table 1 The main chemical component analysis of run-of-mine ore %

注：Au、Ag的單位為g/t。

由表1可見，礦石中除金元素外，其他金屬元素含量均較低，無回收價值；有害雜質砷含量偏高，為0.56%，對礦石的選別有一定影響[8-9]。

1.2 金賦存狀態

金物相分析結果見表2。

表2 金物相分析結果Table 2 The phase analysis results of gold

由表2可見，金的氧化率高達84.20%，為典型的氧化金礦；金主要賦存在褐鐵礦中，占總金的74.78%，其次為硫化物中的金。

進一步的研究表明，礦石中的載金褐鐵礦主要由原生黃鐵礦和含砷黃鐵礦強烈氧化而來，因此，礦石中的金與褐鐵礦、黃鐵礦、砷黃鐵礦共生關系密切，單體解離困難；且金主要以微細粒被氧化礦物包裹或以微細粒裂隙金的形式存在于這些礦物中，因此回收難度較大。

2 試驗方案的確定

工藝礦物學分析表明，該礦石不僅氧化程度高，而且含泥量大，因此，可選性較差。為了確定較合理的金回收工藝，先后對礦石進行了單一浮選工藝、單一搖床重選工藝及單一氰化浸出工藝研究，試驗流程見圖1、圖2、圖3，試驗結果見表3。

從探索試驗結果看，采用氰化浸出工藝處理該礦石較有效，但浸出率仍不高，氰化尾渣金品位偏高。究其原因：一方面由于主要載金礦物褐鐵礦及黏土礦物等在磨礦過程中易泥化，這些礦泥污染金顆粒、降低金顆粒的表面活性、阻礙有效組分擴散和金的氰化浸出，使分布在細泥中的極細粒金難以回收，進而降低金的回收率(預先脫泥會使大量的微細粒金進入礦泥而難以回收)；另一方面，砷黃鐵礦等含砷礦物的存在會減緩溶金速度，阻礙金的氰化浸出，使賦存于黃鐵礦、砷黃鐵礦和脈石礦物中的部分金難以氰化浸出；此外，賦存在硅酸鹽和碳酸鹽等脈石礦物中的金多為微細粒包裹金，即使把礦石磨到極細粒也難以將金顆粒暴露出來，造成這部分金難以通過氰化浸出回收。

圖1 浮選探索試驗流程Fig.1 The exploratory test flowsheet of flotation test

圖2 搖床重選探索試驗流程Fig.2 The exploratory test flowsheet of gravity separation

圖3 氰化浸出探索試驗流程Fig.3 The exploratory test flowsheet of cyanide leaching

表3 探索試驗結果Table 3 The result of exploratory test

前期的探索試驗表明，搖床重選對細粒以上的黃鐵礦、砷黃鐵礦等礦物富集作用明顯，可用來回收氰化尾渣中的部分金；對磨至-74 μm粒級占95%的原礦經氰化浸出、搖床重選后所得尾礦進行篩析結果表明，其-38 μm粒級產率為81.63%，對應的金分布率為83.93%，為盡可能回收搖床尾礦中的微細粒金，采用加拿大Falcon 離心機對搖床尾礦進行掃選。

在上述研究成果的基礎上，對氰化浸出—浸渣重選工藝流程的工藝技術參數進行了優化研究。

3 試驗結果與討論

3.1 氰化浸出試驗

3.1.1 磨礦細度的影響

為了在金礦物充分解離和減少泥化之間尋找平衡，首先進行了磨礦細度試驗。試驗固定石灰用量為1 000 g/t，NaCN用量500 g/t，浸出礦漿液固比為2∶1(質量比)，浸出時間為24 h，試驗結果見圖4。

圖4 磨礦細度對氰化浸出效果的影響Fig.4 Effects of grinding fineness on cyaniding leaching■—品位；▲—浸出率

由圖4可見，隨著磨礦細度的提高，金浸出率呈先快后慢的上升趨勢，浸渣金品位呈先快后慢的下降趨勢。因此，確定磨礦細度為-74 μm占95%。

3.1.2 浸出時間的影響

在生產規模一定的情況下，氰化浸出時間直接決定了浸出設備的規格和數量。氰化浸出時間試驗固定磨礦細度為-74 μm占95%，石灰用量為1 000 g/t，NaCN用量500 g/t，浸出礦漿液固比為2∶1，試驗結果見圖5。

由圖5可見，隨著浸出時間的延長，金浸出率呈先快后慢的上升趨勢，浸渣金品位呈先快后慢的下降趨勢。因此，確定全泥氰化浸出時間為36 h。

圖5 浸出時間對氰化浸出效果的影響Fig.5 Effects of leaching time on gold cyaniding leaching■—品位；▲—浸出率

3.1.3 石灰用量試驗

為了控制浸出過程中氰化物分解所產生的劇毒氣體對人體的危害，浸出時需先添加保護堿，但堿度過高或過低均不利于金的浸出。本試驗的保護堿為石灰，其用量試驗固定磨礦細度為-74 μm占95%，NaCN用量500 g/t，浸出礦漿液固比為2∶1，浸出時間為36 h，試驗結果見圖6。

圖6 石灰用量對氰化浸出效果的影響Fig.6 Effect of dosage of lime on gold cyaniding leaching■—品位；▲—浸出率

由圖6可見，隨著石灰用量的增加，金浸出率上升，浸渣金品位下降；繼續增加石灰用量，金浸出率下降，浸渣金品位上升。這是因為溶液pH值過高，可加快含砷礦物的溶解，其溶解產物在金表面生成薄而致密的膜,阻礙藥劑與金的作用，因而使金的溶解速度變慢[10]，阻礙氰化物對金的浸蝕。因此，確定石灰的用量為1 000 g/t。

3.1.4 NaCN用量的影響

NaCN是金氰化浸出的主要試劑，其用量對氰化浸出效果和環境影響均較大。NaCN用量試驗固定磨礦細度為-74 μm占95%，石灰用量1 000 g/t，浸出礦漿液固比為2∶1，浸出時間為36 h，試驗結果見圖7。

由圖7可見，隨著NaCN用量的增大，金浸出率呈先快后慢的上升趨勢，浸渣金品位呈先快后慢的下降趨勢。這是因為在氰化物濃度較低的溶液中，氧的溶解度較大，氰根離子和氧的擴散速度較快，有利于氰化浸出反應的進行，因而浸出率提高較快[11]。因此，確定NaCN用量為750 g/t，對應的金浸出率為76.55%，浸渣金品位為1.32 g/t。

圖7 NaCN用量對氰化浸出效果的影響Fig.7 Effects of dosage of NaCN on gold cyaniding leaching■—品位；▲—浸出率

3.2 氰化尾渣重選試驗

金品位為1.32 g/t的氰化尾渣重選試驗流程見圖8。實驗室6-S搖床沖程為12 mm，沖次為300 r/min，床面橫向坡度為2.5°，沖水量為2 m3/t,給礦速度為5 kg/min；B型間斷式排料Falcon離心機給料速度2 L/min,礦漿濃度為15%，反沖水壓為0.02 MPa，轉動頻率為60 Hz。不同離心力場下的試驗結果見表4。

圖8 氰化尾渣重選試驗流程Fig.8 Flowsheet of gravity concentration test for the residue of cyanide leaching process

表4 氰化尾渣重選試驗結果Table 4 Results of gravity concentration test for the residue of cyanide leaching process

由表4可知：①氰化尾渣經搖床重選,可獲得金品位為35.63 g/t，回收率為10.44%的搖床精礦。②隨著離心力場的提高，離心機精礦金品位和回收率均呈先快后慢的上升趨勢，綜合考慮，確定離心力場為225g，對應的離心機精礦金品位為31.82 g/t，回收率為8.71%。

3.3 全流程試驗

全流程試驗流程見圖9，試驗結果見表5。

圖9 全流程試驗流程Fig.9 Flowsheet of entire test process

表5 全流程試驗結果Tabel 5 The result of the entire test process

由表5可見，采用圖9所示的氰化浸出—搖床重選—離心機重選流程處理該泥質氧化金礦石，最終獲得了金回收率為76.55%的貴液和金品位為33.79 g/t，金回收率為19.15%的金精礦。

4 結 論

(1)我國川西地區某金礦石屬泥質氧化金礦石，主要金屬礦物有黃鐵礦、褐鐵礦、磁黃鐵礦等，少量砷黃鐵礦；脈石礦物主要有石英、白云母、伊利石、白云石等，其次為透輝石、高嶺石等。礦石金品位高達5.63 g/t，氧化率達84.20%，主要載金礦物為褐鐵礦，微細粒金主要被褐鐵礦等氧化礦物包裹，少量裂隙金粒度也很細微，與褐鐵礦、黃鐵礦、砷黃鐵礦共生關系密切，單體解離困難，較高含量的砷對金回收有一定負面影響。

(2)試驗確定的氰化浸出—搖床重選—離心機重選工藝是該金礦開發利用的合適工藝。在磨礦細度為-74 μm占95%，石灰用量1 000 g/t，NaCN用量為750 g/t，浸出礦漿液固比為2∶1，浸出時間為36 h的情況下，可取得76.55%的金浸出率；金品位為1.32 g/t的氰化浸渣經6-S搖床粗選、B型間斷式排料Falcon離心機掃選，獲得了金品位為33.79 g/t，金回收率為19.15%的重選金精礦,金總回收率達95.70%。

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(責任編輯 羅主平)

Beneficiation on a Certain Clayish Refractory Oxidized Gold Ore

Gao Yanyan1Qiu Kehui1Qiu Yuchong1Wang Yun2Tang Xiaojun2

(1.InstituteofMaterialsScienceandTechnology，ChengduUniversityofTechnology，Chengdu610059，China；2.SichuanNon-ferrousTechnologyGroupCo.，Ltd.，Chengdu610081，China)

Based on the analysis of process mineralogy and exploratory experiments，the technical condition study on cyanide leaching-gravity separation process was conducted，to provide the technical basis for high efficient exploitation and utilization of a clayish oxide gold ore containing arsenic in Western Sichuan.The results showed that the gold leaching rate reached 76.55% under the grinding fineness of 95% passing 74 μm，dosage of lime at 1 000 g/t，NaCN dosage at 750 g/t，ration of liquid to solid 2∶1 for 36 h leaching.After the residue or tailings from cyanide leaching process are treated by roughing concentration with 6-S shaking table(stroke distance of 12 mm，stroke frequency of 300 r/min，table horizontal slope 2.5°，flush volume 2 m3/t，and feeding speed 5 kg/min) and scavenging separation with Type-B Falcon centrifuge of intermittent discharge(feeding speed 2 L/min，pulp concentration 15%，centrifugal field 225g，recoil pressure 0.02 MPa，rotational frequency 60 Hz)，gold concentrate with Au grade of 33.79 g/t and recovery of 19.15% was

，and the total gold recovery reached 95.70% eventually.

Clayish refractory oxidized gold ore，Cyanide leaching，Shaking table，Falcon centrifuge，Centrifugal field

2013-11-17

高艷艷(1989—)，女，碩士研究生。通訊作者：邱克輝(1955—)，男，教授，博士，博士研究生導師。

TD925.6，TD922

A

1001-1250(2014)-03-088-05