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某貧硫化物微細浸染型金礦石選礦試驗研究

2023-06-05 23:22:58周文濤于鴻賓
黃金 2023年4期

周文濤 于鴻賓

摘要:某貧硫化物微細浸染型金礦石中金礦物粒度較細,-0.010 mm微粒金占81.16%,金礦物主要以包裹金和粒間金形式存在。針對該礦石性質,開展了原礦全泥氰化和浮選對比試驗研究,結果表明:采用原礦全泥氰化工藝,金的回收效果較差;采用浮選工藝,在適宜的浮選條件下,采用一次粗選、三次精選、三次掃選、中礦再磨流程,可獲得金品位27.64 g/t、金回收率88.88%的金精礦;中礦再磨浮選是處理該礦石較為合理的選礦工藝。

關鍵詞:金礦;貧硫化物;微細粒;浸染型;浮選;中礦再磨;全泥氰化

中圖分類號:TD952文章編號:1001-1277(2023)04-0044-05

文獻標志碼:Adoi:10.11792/hj20230410

黃金因具有優良的物理化學性能被廣泛應用在電子信息、國防工程等技術領域,是當前國計民生和科技進步不可或缺的戰略物資和基礎材料。據統計,全世界難處理金礦資源占60%~70%,隨著易處理金礦資源的不斷減少,難處理金礦石已成為非常重要的生產原料[1-2。根據礦物學特性,難處理金礦石可分為微細浸染型、含碳含砷型、高硫含銻型和多金屬硫化物型4種。對于微細粒含金礦石而言,礦石中金礦物粒度極細、浮選載體礦物含量少、與脈石礦物共生關系密切是制約金回收的主要原因[3-4。本文以貧硫化物微細浸染型難選金礦石為研究對象,在系統研究其工藝礦物學性質的基礎上,通過對比試驗確定了選礦工藝方案,以碳酸鈉為分散劑提高了浮選精礦品位和回收率,采用中礦再磨提高了載金硫化物的解離度,實現了貧硫化物微細浸染型金礦石的高效浮選回收。

1 礦石性質

1.1 化學成分與物相分析

礦石中有價元素為金,品位為1.60 g/t,伴生元素銀、銅、鉛、鋅品位較低,有害元素砷品位為0.32%。礦石中碳主要以碳酸鹽形式存在,石墨碳和有機碳分布率分別為19.79%和13.54%。礦石化學成分分析結果見表1,碳物相分析結果見表2。

1.2 礦物組成

礦石礦物組成分析結果見表3。由表3可知:礦石中金屬礦物相對含量為2.67%,金屬硫化物主要為黃鐵礦、磁黃鐵礦和毒砂,少量斜方砷鐵礦和黃銅礦等;金屬氧化物主要為赤鐵礦、磁鐵礦和褐鐵礦。脈石礦物相對含量為97.33%,以石英、長石、云母和碳酸鹽類礦物為主,其他脈石礦物含量較少。

1.3 金礦物工藝特征

礦石中金礦物粒度特征見表4。由表4可知:金礦物粒度很細,主要為-0.010 mm粒級的微粒金,分布率高達81.16%,粗粒金與中粒金分布率較少。礦石中的金礦物主要為包裹金和粒間金,分別占42.31%和38.96%;裂隙金占18.73%。該礦石工藝類型為低品位貧硫化物微細浸染型金礦石。

2 試驗結果與討論

2.1 方案對比試驗

2.1.1 浮 選

原礦磨礦至-0.074 mm占90%,采用一次粗選、三次精選和三次掃選流程開展浮選閉路試驗,試驗流程見圖1,試驗結果見表5。由表5可知:采用浮選工藝可獲得金品位26.96 g/t、金回收率79.56%的金精礦。

2.1.2 原礦全泥氰化

原礦磨礦至-0.074 mm占95%,在浸出濃度40%、氧化鈣用量3 000 g/t、氰化鈉用量2 000 g/t、浸出時間48 h的條件下,進行原礦全泥氰化浸出試驗,試驗流程見圖2,試驗結果見表6。由表6可知:采用原礦全泥氰化工藝,金浸出率為67.50%,與浮選工藝相比,原礦全泥氰化工藝金回收效果較差。為查明氰渣中金礦物流失狀態,對氰渣開展了金礦物嵌連關系考查,結果表明:氰渣中金礦物主要以硫化礦物包裹金形式存在,占85.69%;其次為脈石礦物包裹金,占13.63%;單體金占0.68%。由于硫化礦物包裹金和脈石礦物包裹金在磨礦過程中難以打開,從而導致金的浸出效果不佳。

2.2 浮選條件優化試驗

對該金礦石而言,采用浮選工藝比原礦全泥氰化工藝效果更好,為此,進一步對浮選工藝開展了條件優化試驗,試驗流程見圖3。

2.2.1 磨礦細度

礦石中有用礦物單體解離是實現浮選高效回收的前提[4-5。在粗選硫酸銅用量200 g/t、丁基黃藥用量100 g/t、MIBC用量40 g/t的條件下,考察磨礦細度對浮選指標的影響,結果見圖4。

由圖4可知:磨礦細度-0.074 mm占比由75%提高至95%時,金回收率逐漸提高,粗精礦金品位先升高后降低。由于該金礦石中金礦物主要以微細粒形式存在,提高-0.074 mm粒級占比有助于提高金礦物解離度,但磨礦細度過高會產生大量礦泥,導致泥質礦物進入粗精礦,從而影響粗精礦金品位。故認為磨礦細度-0.074 mm占90%時浮選效果最好。

2.2.2 礦泥分散劑

由于礦石中含有云母、綠泥石等易泥化脈石礦物,而且隨著磨礦細度的提高,粗精礦金品位有所降低,為此考察了礦泥分散劑對浮選指標的影響,結果見圖5。

由圖5可知:添加水玻璃、碳酸鈉和六偏磷酸鈉均有助于提高粗精礦金品位,其中碳酸鈉還有助于提高金回收率,這主要是由于碳酸鈉一方面具有分散礦泥的作用,另一方面還可以清洗礦物顆粒表面,提高載金硫化礦物的浮選效果,故選擇碳酸鈉作為礦泥分散劑,其用量試驗結果見圖6。由圖6可知:隨著碳酸鈉用量的增加,粗精礦金品位逐漸提高,金回收率先升高后降低;這主要是因為碳酸鈉能夠改變泡沫表面性質,但其過量時會導致泡沫表面張力增加,泡沫穩定性不足,從而導致金回收率降低[6。綜合考慮,碳酸鈉用量500 g/t為宜。

2.2.3 活化劑

生產實踐與試驗研究均表明,有色重金屬可溶性鹽是黃鐵礦的活化劑[7-8。為進一步提高金回收效果,考察了硫酸銅、硝酸鉛對浮選指標的影響,結果見圖7。由圖7可知:使用硫酸銅和硝酸鉛作為活化劑,金的回收效果有所改善,但效果并不顯著,故后續試驗不添加活化劑。

2.2.4 捕收劑

捕收劑能夠選擇性吸附在目的礦物顆粒表面,提高礦物顆粒的疏水性,使之黏附在氣泡上,實現有用礦物與脈石礦物的分離,金礦石浮選常用的捕收劑有黃藥、黑藥和硫氮等[8。試驗選用丁基黃藥、異戊基黃藥、丁銨黑藥作為捕收劑,在捕收劑總用量100 g/t條件下,考察了捕收劑種類對浮選指標的影響,結果見圖8。

由圖8可知:采用丁基黃藥與丁銨黑藥組合作為捕收劑,對金的捕收效果最佳。綜合考慮,選擇丁基黃藥與丁銨黑藥組合作為捕收劑,用量比為3∶1。在此基礎上,進行了丁基黃藥與丁銨黑藥用量試驗(見圖9),隨著捕收劑用量的增加,金回收率隨之增大,粗精礦金品位有所降低,最終確定捕收劑用量為140 g/t。

2.3 浮選閉路試驗

在浮選條件試驗的基礎上,采用一次粗選、三次精選、三次掃選流程開展浮選閉路試驗,包括中礦直接返回與中礦再磨2種工藝,中礦再磨試驗流程見圖10,試驗結果見表7。由表7可知:采用中礦直接返回流程,金精礦金品位為26.35 g/t、金回收率為86.65%;采用中礦再磨流程,金精礦金品位為27.64 g/t、金回收率為88.88%,金精礦金品位和金回收率均得到明顯提高。

對2種工藝流程中掃一精礦和精一尾礦再磨前后的混合樣品進行金屬硫化物嵌連關系考查,結果見表8。由表8可知:中礦再磨后毒砂和黃鐵礦的單體及與其他硫化礦物連生的含量大幅增加,與脈石礦物連生的毒砂和黃鐵礦明顯減少,從而使得中礦再磨流程金的浮選效果較好。

3 結 論

1)某貧硫化物微細浸染型金礦石金品位為1.60 g/t,金礦物主要為包裹金和粒間金,-0.010 mm微粒金占81.16%。礦石中金屬硫化物主要為黃鐵礦、磁黃鐵礦和毒砂,脈石礦物主要為石英、長石、云母和碳酸鹽類礦物。

2)采用原礦全泥氰化工藝,金浸出率為67.50%,回收效果較差,氰渣中金礦物主要以硫化礦物包裹金和脈石礦物包裹金形式流失。

3)采用浮選工藝流程,即一次粗選、三次精選、三次掃選、中礦再磨流程,可獲得金品位27.64 g/t、金回收率88.88%的金精礦,指標較好。通過對中礦產品考查表明,相比中礦直接返回,中礦再磨可大幅增加毒砂、黃鐵礦的單體及與其他硫化礦物連生含量,從而提高金的回收指標。

[參 考 文 獻]

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[3] 邱顯揚,梁冬云,洪秋陽,等.難處理金礦石的工藝礦物學及可選冶特性分析[J].貴金屬,2020,41(2):36-44.

[4] 印萬忠.黃金選礦技術[M].北京:化學工業出版社,2016:42-45.

[5] 胡岳華,馮其明.礦物資源加工技術與設備[M].北京:科學出版社,2006:65-72,258-259.

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Experimental ore-dressing research on a microfine disseminated gold ore with low sulfide content

Zhou Wentao1,Yu Hongbin2

(1.China National Gold Group Technology Co.,Ltd.;

2.Changchun Gold Research Institute Co.,Ltd.)

Abstract:The particle size of gold minerals in a microfine disseminated gold ore with low sulfide content is fine,with -0.010 mm microfine-particle gold accounting for 81.16%,and the gold minerals are mainly encased gold and intergranular gold.Based on the ore property,the experimental comparative research on run-of-mill ore all-sliming cyanidation and flotation was carried out.The results show that the gold recovery performance is not so good when run-of-mill ore all-sliming cyanidation is applied; when the flotation process is applied,and with proper flotation parameters,the flow of once roughing,three times cleaning,three times scavenging,and middling regrinding gets the gold concentrate of the gold grade of 27.64 g/t and the gold recovery rate of 88.88%;the flotation process with middling regrinding is the suitable ore-dressing process for the ore.

Keywords:gold ore;low sulfide content;microfine particle;disseminated;flotation;middling regrinding;all-sliming cyanidation

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