








要:山東某金礦金品位為1.4 g/t,屬于低品位金礦。為有效回收該金礦中有價金屬,對礦石進行工藝礦物學研究。研究結果表明,礦石中部分金礦物以自然金形式存在,部分金礦物以黃鐵礦等硫化礦物為載體的包裹金形式存在。其中,以磁黃鐵礦為載體的金礦物,由于單體解離度較低,天然可浮性較差,難以通過浮選回收,是導致金礦物損失的主要原因。實現以磁黃鐵礦為載體的金礦物綜合利用,有助于進一步提高金回收率,對該金礦進行浮選和尾礦磁選聯合試驗。試驗結果表明:增加磨礦細度,可有效提高有用礦物單體解離度;浮選試驗可將浮選尾礦中金、硫品位分別降低至0.35 g/t、0.48%;尾礦磁選作業可以將尾礦中金、硫品位分別降低至0.14 g/t和0.20%。研究結果可為同類型金礦床的開發和利用提供借鑒。
關鍵詞:金礦;工藝礦物學;磨礦細度;浮選;磁黃鐵礦;磁選
中圖分類號:TD952 文章編號:1001-1277(2024)02-0033-04
文獻標志碼:Adoi:10.11792/hj20240207
引 言
黃金是人類最早利用的金屬之一,在中國的文化歷史中有著重要的地位,早在商代時期,就已經出現了象形文字“金”[1-2]。進入現代以后,黃金不僅是國家重要的戰略資源和儲備資產,同時也廣泛應用于電子信息、新材料及航天航空等高新科技領域[3-4]。中國黃金資源分布十分廣泛,從地區來看,山東省的黃金資源最為豐富[5];從金礦資源特點來看,以巖金為主,難選冶金礦占比較高。因此,如何實現難處理金礦中金礦物的高效、綠色、低成本回收已成為黃金行業的重大難題[6-10]。
隨著易選金礦資源的不斷消耗,對以“貧、細、雜”為特征的難選金礦資源的利用逐步增多。現有選礦廠生產流程是否能夠滿足難選金礦的選別要求,已逐步成為黃金礦山企業普遍關注的問題[11-15]。基于此,本研究選擇山東某金礦為研究對象,通過對選礦廠原礦、金精礦、尾礦開展工藝礦物學研究,基本查明了金礦物在生產流程中的走向,并分析了各因素對選別指標的影響。研究結果不僅為選礦廠生產流程改造提供科學依據,也為同類型金礦床的開發利用提供借鑒。
1 試驗方法
試驗樣品為山東某金礦,金品位為1.4 g/t。為了查明金礦物的走向,科學評價金回收水平,分別選取原礦、金精礦和尾礦為試驗樣品。為保證測試效率和準確性,對各試驗樣品進行制備。制備步驟如下:取10 g粒度為0.037~0.074 mm的試驗樣品,用環氧樹脂和固化劑充分混勻固化、拋光,然后進行噴碳處理,以確保試驗樣品表面導電性。
試驗儀器為德國蔡司 ZEISS Sigma 500 型礦物自動分析系統,儀器控制和圖像采集采用SEM Control 和 AMICS Investigator 軟件。在將試驗樣品放大200~300倍的前提下,用X射線(BSE、XBSE模式)進行測試。測量精度為每個像素0.56 μm,探針電流為10 nA,總電子束加速電壓為2 kV。以環氧樹脂為背景(BSE灰度值lt;35),以金屬為上限(BSE灰度值gt;255),設置BSE圖像灰度級校準,測試數據由 AMICS Process 軟件處理。
2 工藝礦物學分析
2.1 礦物組成
采用礦物自動分析系統(AMICS)對該金礦中礦物相對含量進行分析,結果見表1。
由表1可知:該金礦中主要金屬硫化礦物為黃鐵礦、磁黃鐵礦,少量方鉛礦、閃鋅礦等;金屬氧化礦物主要為磁鐵礦;金礦物主要為自然金;脈石礦物主要為石英、方解石、角閃石、鈉長石、正長石等。
2.2 主要載金礦物嵌布粒度
對該金礦中主要載金礦物(黃鐵礦、石英和磁黃鐵礦)的嵌布粒度進行分析,結果見表2。
由表2可知:黃鐵礦嵌布粒度主要為-0.074 mm。
其中,粒度為-0.020 mm占35.64%,屬于微細粒嵌布。石英嵌布粒度主要為-0.100 mm,其中粒度為-0.043 mm占40.60%。磁黃鐵礦嵌布粒度主要為-0.043 mm,以微細粒形式與黃鐵礦緊密嵌布,構成以黃鐵礦為主的集合體。
2.3 金礦物嵌布狀態
對該金礦中金礦物的嵌布狀態進行分析,結果見表3。
由表3可知:原礦中金礦物主要以自然金形式存在,金分布率為54.73%。此外,銅鉛鋅等硫化礦、黃鐵礦、磁黃鐵礦也是金的主要載體礦物,金分布率分別為6.09%、29.57%、3.88%。上述幾種礦物的回收指標將直接決定金礦物的回收效果。脈石礦物中,以方解石為載體的金礦物金品位為0.50 g/t,高于以石英等硅酸鹽礦物為載體的金礦物金品位。
2.4 主要載金礦物單體解離度
采用礦物自動分析系統(AMICS)對該金礦中主要載金礦物的單體解離度進行分析,結果見表4。
由表4可知:在磨礦細度為-0.250 mm占49.63%時,黃鐵礦(見圖1)單體解離度僅為39.06%。因此,需要進行磨礦才能進一步提高單體解離度。方鉛礦和黃銅礦的單體解離度不足30%,與黃鐵礦嵌布緊密。因此,是否采用浮選法回收金礦物取決于黃鐵礦的浮選效果。另外,磁黃鐵礦的單體解離度為36.94%,同樣需要進行磨礦,因此是否采用磁選或其他方法回收金礦物主要取決于磁黃鐵礦的回收效果。脈石礦物石英和方解石單體解離度分別為42.16%和37.75%,主要與黃鐵礦呈連生體或包裹體形式存在。
2.5 主要礦物走向分析
采用礦物自動分析系統(AMICS),對原礦、金精礦、尾礦中金礦物的走向進行了分析,結果見表5。
由表5可知:從磁黃鐵礦中回收的金精礦金回收率僅14.19%,說明磁黃鐵礦可浮性較差,導致部分金礦物損失在尾礦中,因此需要進一步加強對磁黃鐵礦的回收,這有助于提高金回收率。
3 分選工藝探究
工藝礦物學研究結果表明:選礦廠現有流程存在目的礦物解離度低和載金礦物磁黃鐵礦中金回收率低的問題。為解決上述問題,基于選礦廠現有工藝流程,進行了浮選和尾礦磁選聯合試驗,考察磨礦細度對浮選指標的影響。試驗流程見圖2,試驗用球磨機鋼球配比見表6,試驗結果見表7。
由表7可知:對于浮選作業而言,當磨礦細度-0.074 mm占67%條件下,浮選尾礦金、硫品位分別為0.38 g/t、0.58%;進一步增加磨礦細度至-0.074 mm占80%,浮選尾礦金、硫品位可降低至0.35 g/t、0.48%。對于浮選尾礦磁選作業而言,在磨礦細度-0.074 mm占67%條件下,非磁性礦物金、硫品位分別可降低至0.15 g/t、0.23%;進一步增加磨礦細度至-0.074 mm占85%,非磁性礦物金、硫品位可降低至0.14 g/t 和0.20%,變化不明顯。
4 結 論
1)礦石中主要金屬硫化礦物為黃鐵礦、磁黃鐵礦,少量方鉛礦、閃鋅礦等;金屬氧化礦物主要為磁鐵礦;金礦物主要為自然金;脈石礦物主要為石英、方解石、角閃石、鈉長石、正長石等。
2)黃鐵礦嵌布粒度主要為-0.074 mm。其中,粒度為-0.020 mm占35.64%,屬于微細粒嵌布。在磨礦細度為-0.250 mm占49.63%時,黃鐵礦單體解離度為39.06%,天然可浮性較差,金回收率僅為14.19%。
3)金礦物主要以自然金形式存在,其次以黃鐵礦等硫化礦為載體的包裹金形式存在。自然金浮選回收效果較好,尾礦中自然金分布率低于1%;以黃鐵礦、銅鉛鋅等硫化礦為載體的包裹金回收效果較好,但以磁黃鐵礦為載體的的包裹金回收效果較差,能否采用磁選等方法進一步回收這部分金礦物值得關注。
4)對于浮選作業而言,適宜磨礦細度為-0.074 mm占80%;對于尾礦磁選作業而言,在磨礦細度為-0.074 mm占67%條件下,可以較好回收磁性礦物。
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Study on process mineralogy and factors affecting mineral
processing in a gold mine in Shandong Province
Wang Yizhu1,Wang Jiayi1,Xiang Zehui1,Nan Nan1,Dong Hongliang2,Song Baoxu1
(1.School of Mining Engineering,University of Science and Technology Liaoning;
2.Shandong Yantai Xintai Gold Mining Industry Co.,Ltd.)
Abstract:The gold grade of a gold ore in Shandong is 1.4 g/t,which belongs to low-grade gold ores.To recover valuable metals from the ore effectively,the process mineralogy of the ore was studied.The research results showed that some gold minerals in the ore existed in the form of native gold,while others existed in the form of encased gold with sulfide minerals such as pyrite.Among them,the gold minerals carried by pyrrhotite were the main reason for the loss of gold minerals due to their low monomer dissociation degree and poor natural floatability,which made them difficult to recover by flotation.Therefore,comprehensive utilization of gold minerals carried by magnetite could help improve the gold recovery rate.The" flotation and tailings magnetic separation experiments were jointly conducted.The experimental results showed that increasing the grinding fineness can effectively improve the monomer dissociation degree of useful minerals;the flotation experiment can reduce the gold and sulfur grade in the flotation tailings to 0.35 g/t and 0.48%,respectively;the tailings magnetic separation operation can reduce the gold and sulfur grade in the tailings to 0.14 g/t and 0.20%,respectively.This research can provide references for the development and utilization of similar gold deposits.
Keywords:gold mine;process mineralogy;grinding fineness;flotation;pyrrhotite;magnetic separation